斷層破碎帶走向方向大斷面巷道支護實踐

孔祥忠

（晉能控股煤業集團塔山煤礦，山西 大同 037001）

1 工程概況

8301 工作面為塔山煤礦三盤區首個工作面，四周均為實煤區，上覆為晉能控股煤業集團雁崖礦侏羅系14 號層采空區及小窯東乃山煤礦、東坡煤礦、西溝煤礦侏羅系14 號、15 號層采空區，層間距300～370 m。8301工作面煤層結構復雜，局部分叉。5 號煤層厚度4.10～18.99 m，平均11.23 m。煤層中含3～13 層夾矸，平均8 層，厚度為1.85 m，巖性為黑色泥巖、高嶺巖。3 號煤層厚度為0.31～8.31 m，平均3.04 m，與5 號煤層間距在0.75～6.33 m 之間，平均2.62 m。各可采煤層的物理性質較相似，內生裂隙較發育。

8301 工作面設計長度1720 m，矩形斷面，巷道寬度×高度=4.5 m×4.2 m，采用走向長壁后退式一次采全高綜合機械化放頂煤工藝。8301 工作面在推進過程中遇到兩大難題：（1）工作面巷道與F6 斷層走向方向平行，F6 斷層落差為9.2～12.3 m，傾角75°，長度達243 m，在斷層剪切拖拽作用下，周圍形成多條次生小斷層，受走向斷層破碎帶的影響，該工作面的頂板較為破碎，支護比較困難，對工作面的開采影響持續時間長、影響大；（2）工作面靠近尾巷部分出現大面積火成巖侵入，巖石硬度較大，對機組滾筒截齒磨損嚴重，開采過程問題頻發。

2 斷層破碎帶走向方向巷道圍巖穩定性分析

為解決8301 工作面頂板較為破碎、支護比較困難的問題，以8301 工作面地質力學條件為基礎，通過FLAC3D數值模擬軟件，系統地對8301 工作面在開采過程中圍巖應力場分布規律進行研究[1-6]。模擬的斷層附近圍巖應用場分布情況如圖1。

在8301 工作面靠近F6 斷層側的肩角與幫部區域，應力最高達到36 MPa，為采動高應力集中區。在該區域，工作面上下兩幫應力梯度影響明顯，差值達8～12 MPa。從圖1 可知，8301 工作面沿斷層走向揭露后，頂板圍巖應力呈現出顯著不對稱性，顯然斷層下盤頂、幫圍巖的變形量要大于斷層上盤頂、幫圍巖的變形量。針對斷層上、下盤在頂、幫圍巖的變形不對稱問題必須要設計合理的不對稱支護方式進行補強支護。

圖1 模擬斷層附近圍巖應力場分布圖

3 巷道圍巖控制技術與支護方案

基于8301 工作面地質實況，結合模擬斷層附近圍巖應力場分布規律，制定了該工作面巷道的圍巖控制技術與支護方案。

3.1 斷層破碎帶超前預注漿加固技術

考慮到8301 工作面沿F6 斷層破碎帶走向方向布設的情況，確定采用斷層破碎帶超前預注漿加固技術，超前預注漿加固系統示意圖如圖2 所示。超前預注漿加固工藝流程：在破碎圍巖處確定鉆孔位置→鉆孔→采用注漿泵通過注漿管注入注漿材料→封孔器封孔。注入的注漿材料固結后將破碎巖石膠結成一個整體，可以大幅度提高巷道圍巖的強度和承載力。

圖2 超前預注漿加固系統示意圖

3.1.1 注漿材料及設備

注漿材料選用SCPJG-2 有機-無機復合材料，該注漿材料具有結實強度高、膠凝時間可控、可注性強、阻燃性能好等優點。選用ZBQS-10/10 注漿泵，配備高壓注漿管進行注漿施工。

3.1.2 鉆孔設計

自工作面巷道開口斷面處位置設計4 組鉆孔，每組布設3 個注漿鉆孔，鉆孔深度為7.5 m，注漿擴散半徑為1 m，注漿壓力6～7 MPa，注漿速度為8 L/min。

3.1.3 效果分析

8301 工作面破碎帶中共打設注漿鉆孔12 個，共計進尺826 m，單個注漿孔孔深為6.0 m，注漿量約為0.62 m3，累計注入注漿材料2314 m3。在工作面開口向前開采15 m 位置處施工2 個頂板窺視孔。觀測結果表明，巷道破碎圍巖在注漿后注漿材料填充到了破碎巖體孔隙各處，注漿材料呈現出片狀和條狀，相互交錯連接形成致密的網絡骨架，進而將以往破碎圍巖膠結在一起形成致密的一片整體，能有效提高其物理強度，充分說明該巷道實施的斷層破碎帶超前預注漿加固方案合理有效。

3.2 “三高”支護強化技術

對8301 工作面巷道采用“三高”支護強化技術。“三高”特指錨桿的高預拉力、桿體的高剛度和高錨固點。對錨桿材質進行優化，并強化施工工藝，實現對巷道圍巖的閉式支護。

（1）對錨桿施加較高的預拉力，可有效提升“錨桿-圍巖”支護體系的承載能力，進而實現減小巷道圍巖變形量的效果。（2）高強度和高剛度錨桿的應用能影響到錨桿載荷向圍巖的擴散和增荷速度，進而增加支護裝備的抗變形能力，實現高增阻限制巷道大變形的結果。（3）設置高錨固點，可最大程度調動巷道深部穩定圍巖，實現降低周邊巖體在巷道中位移的目的。

3.3 局部預應力長錨索不對稱加固技術

從模擬斷層附近圍巖應力場分布情況可知，斷層破碎帶走向方向圍巖呈現不對稱受力狀態，普通加固支護技術在不對稱受力狀態下后期其整體圍巖支護容易失效。針對這一情況提出局部預應力長錨索不對稱加固技術方案，在8301 工作面揭露斷層體下盤必須打設錨索配合大托盤進行支護補強。該補強支護方案可以有效地減緩巷道頂板圍巖的整體位移，消除頂板因應力不均導致的離層現象。

4 礦壓觀測分析

對8301 工作面礦壓進行觀測，觀測數據如圖3。結果顯示，8301 工作面開采期間強化巷道圍巖控制后，巷道頂板下沉量約235 mm，下盤側煤幫移近量約為195 mm，上盤側煤幫移近量約為145 mm，兩幫總移近量約355 mm。對比之前的普通支護，該支護方案中頂板下沉量、下盤側煤幫移近量、上盤側煤幫移近量和兩幫總移近量都有了顯著降低。盡管上盤側煤幫移動量仍高于下盤側煤幫移近量，但從整體上來看，非對稱性變形特征得到顯著抑制。8301 工作面施工結束的24～35 d 時間內，巷道巖體基本上趨于穩定。因此，8301 工作面圍巖控制技術與支護方案的設計與應用是合理的，能有效地控制巷道圍巖的變形量。

圖3 8301 工作面圍巖變形曲線圖

5 結論

以塔山煤礦8301 工作面為案例，進行了斷層破碎帶走向方向大斷面煤巷支護技術的實踐應用研究。基于FLAC3D數值模擬軟件得到的巷道受力和變形基礎，采用了斷層破碎帶超前預注漿加固術、“三高”支護、不對稱補強加固的綜合支護方案。礦壓觀測數據表明：頂板下沉量、下盤側煤幫移近量、上盤側煤幫移近量和兩幫總移近量都較低，該聯合支護方案能有效控制巷道圍巖的變形量，保障了8301 工作面煤礦開采的安全。