大采高工作面末采段防片幫注漿加固技術

靳毅軍

（山西潞安礦業集團慈林山煤業有限公司慈林山煤礦，山西 長治 046000）

由于大采高工作面采高較大、推進速度快等特點，工作面開采擾動大，向前推進過程中礦壓顯現較為明顯[1]，尤其是工作面末采階段，因煤柱變小導致應力集中，工作面易發生片幫、冒頂及兩巷變形加劇等情況，給工作面末采階段安全管理增加很大難度。工作面末采階段，需采取針對性措施以防止工作面應力集中導致的各類頂板事故。注漿能夠有效增強煤巖體整體結構穩定性及抗壓強度[2]，以慈林山煤業有限公司9107 工作面末采階段為工程研究背景，通過對煤巖體實施超前深孔注漿加固，以確保工作面安全、快速推進，最終實現工作面安全回撤。

1 工程概況

慈林山煤業有限公司9107 工作面走向長度為1 425.6 m，傾向長度218 m，開采3#煤層。煤層厚度5.27～7.56 m，平均厚度6.72 m，煤層埋深180～220 m。煤層結構簡單，賦存穩定，煤層傾角0～9°，平均5°。煤層瓦斯相對涌出量1.3 m3/t，無自然發火傾向，煤質普氏硬度系數f=1.5～2?；卷敒橹旅艿闹辛Ｉ皫r，厚度6.53 m；直接頂為砂質頁巖，厚度8 m，中部夾有砂巖；偽頂為頁巖，厚度0.02～0.1 m，易冒落；直接底為砂巖，厚度1.76 m，質地堅硬，局部夾砂頁巖；基本底為頁巖，厚度3 m。如圖1。

圖1 9107 工作面巷道平面布置示意圖

2 大采高工作面片幫機理分析

大采高工作面由于煤壁較高，加上煤體自身硬度較低，在煤體自重及頂板壓力下，當煤體所受應力大于煤體自身強度時，煤體發生結構破壞，破碎的煤體易向工作面傾倒墜落，即發生煤體片幫[3]?；夭晒ぷ髅姘l生煤壁片幫常見于回采期間片幫及過構造帶期間片幫，具體片幫機理分析如下：

（1）回采期間片幫?；夭善陂g，由煤壁及液壓支架承擔工作面頂板壓力，工作面推進期間，直接頂隨采隨落，基本頂呈周期性垮落，在基本頂來壓之前，頂板呈大幅彎曲下沉狀態，支架及煤壁承載較大。根據工作面礦壓理論及頂板斷裂形態分析[3-4]，頂板變形及工作面受力分析如圖2。

圖 2 工作面頂板變形及受力結構圖

根據圖2 所示，液壓支架頂部及后方為直接頂破碎區，直接頂上部的基本頂受直接頂的破碎下沉發生彎曲、斷裂及回轉下沉，致使應力向工作面前方的煤壁轉移，煤壁受壓后產生塑性變形[4-6]，進而在頂板壓力及煤體自重因素下向工作面傾倒墜落，發生煤體片幫甚至直接頂冒落。

（2）過構造帶期間片幫?；夭晒ぷ髅孢^地質構造帶期間，易受構造帶區域應力集中影響，發生煤體片幫冒落。以常見的工作面過斷層為例，回采工作面過構造期間的受力結構如圖3。

如圖3 所示，因地質構造區域煤巖體內部裂隙發育，致使應力集中，在地質構造區域內的煤巖體在地質構造應力下發生塑性變形，煤巖體較為破碎，回采期間受采動影響產生疊加應力，致使煤巖體進一步破碎變形，然后在頂板壓力及煤巖體自重作用下發生傾倒、冒落，引發片幫、冒頂事故。

圖 3 工作面過斷層受力結構示意圖

3 片幫防治技術探討

3.1 誘發片幫的主要因素分析

為有效治理煤壁片幫問題，需綜合分析誘發回采工作面煤壁片幫的主要原因，具體有以下三個方面：

（1）煤體物理力學性質的影響。煤體的硬度系數及內部裂隙發育是影響煤壁片幫的主要因素之一。煤體硬度系數越高，內部裂隙發育程度越低，則煤體整體穩定性較好，工作面不易發生片幫，反之則煤體整體穩定性較差，工作面易發生片幫。

（2）采面支護強度的影響。采面液壓支架對頂板及煤壁的支護強度必須適中，當支撐力過大，會造成煤巖體進一步破碎，支撐力過小則會因支護阻力不足致使頂板應力向煤壁轉移，導致煤體破碎加劇，故兩種情況均會加劇煤壁片幫。

（3）采高的影響。工作面采高越大，工作面回采后頂板回轉下沉空間越大，作用到煤壁的載荷也越大，使煤壁的破壞加劇，同時頂板產生的垂直應力使煤壁向工作面碎漲，易發生片幫。

3.2 大采高工作面防治片幫的技術

根據誘發片幫的主要因素分析，大采高工作面煤壁受頂板壓力及采動影響易發生碎裂片幫。在三種誘發片幫的主要因素中，在采面支護強度控制良好情況下，回采的推進度主要受煤體物理力學性質影響。故提高煤體物理力學性質，增強煤體自身抗壓強度及整體穩定性是有效防治煤壁片幫的重要手段。眾所周知，通過對煤體進行注漿，可使漿液滲透至煤體裂隙內，漿液凝固后可對破碎的煤體進行有效膠結，從而提升煤體的抗壓強度及整體穩定性，是防治煤壁片幫有效措施。

4 末采階段防片幫注漿加固方案

4.1 注漿時機的確定

根據工作面超前支承應力范圍分布，結合9107工作面參數及現場觀測情況，工作面前方10～20 m范圍內為應力降低區，20～40 m 范圍為應力升高區，40 m 以后為應力降低直至原巖應力區。工作面前方應力集中區域為30 m 左右，處于該區域的煤體支承應力最大，易發生煤體結構破壞導致煤體破碎。為確保末采階段煤體結構強度，需對該區域煤體進行超前深孔注漿加固。為確保注漿加固效果，需在采動影響致煤體破碎前進行注漿加固，即工作面距離回撤巷60 m 前必須對前方煤體進行深孔注漿加固。

4.2 末采段注漿鉆孔布置方案

根據注漿時機確定結果，為確保深孔注漿能夠全面滲透末采段煤柱，同時從鉆孔深度、數量及超前注漿方面考慮，設計在回撤巷、運輸順槽及回風順槽內布置注漿孔，鉆孔直徑均為93 mm。回撤巷內布置的鉆孔主要負責對距離回撤巷30 m 范圍內的煤體實施注漿加固，故設計孔深為15～30 m。運輸順槽及回風順槽布置的鉆孔主要負責隨工作面回采期間超前逐孔注漿，以解決末采階段應力集中導致的煤體結構破壞，同時通過超前逐孔注漿還可緩解末采階段的注漿工程量大及時間緊張問題。根據工作面寬度，運輸順槽及回風順槽布置的鉆孔深度為30～80 m，確保注漿期間漿液有效擴散后覆蓋工作面整個傾斜長度范圍。工作面末采階段注漿鉆孔整體布置如圖4。

圖4 9107 工作面注漿孔平面布置示意圖（m）

回撤巷內布置兩排注漿鉆孔，上排孔距頂1 m，孔深15 m，傾角+5°，下排孔距上排孔1.2 m，孔深30 m，傾角+3°。兩排孔呈“三花”布置，孔間距均為3 m。為防止注漿期間兩側鉆孔從順槽漏漿，兩側鉆孔距順槽距離為5 m?；爻废镢@孔平、剖面設計如圖5。

圖5 回撤巷注漿孔平、剖面設計圖（m）

順槽內布置三排注漿孔，三排孔呈“五花”布置，孔排距1 m。其中，上排孔距頂1 m，傾角+5°，孔深30 m；中排孔傾角+3°，孔深50 m；下排孔傾角0°，孔深80 m。如圖6。

圖6 順槽注漿孔平、剖面設計圖（m）

4.3 注漿工藝及要求

注漿期間，先從距離工作面10 m 處開始向回撤巷方向注漿，順槽注漿孔與回撤注漿孔平行作業。注漿期間，施工一個鉆孔注一個，為防止漿液向外滲漏，先注較淺鉆孔，再注深孔。采用兩堵一注方式進行注漿，封孔長度均為6 m，封孔段采用雙液注漿材料，水灰比控制為0.8:1，注漿壓力控制為2～4 MPa。深孔注漿采用單液注漿材料，水灰比控制為0.7:1，注漿壓力控制為4～6 MPa。

5 深孔注漿加固效果檢驗

采取深孔注漿加固后，在順槽及回撤巷內每20 m 設置一個礦壓觀測站，用以觀測末采階段巷道變形量。通過觀察工作面末采階段的煤體片幫情況及順槽、回撤巷的變形情況，以檢驗末采階段深孔注漿加固效果。觀測過程中，因回風順槽與運輸順槽內數據相近，故選取回風順槽內的測點1、2、3 及回撤巷內中部的測點4，將該4 個測點在工作面末采期間的巷道移進量數據繪制變形曲線圖，如圖7。

根據圖7 中各測點的巷道變形數據曲線分析，采取深孔注漿加固后，末采階段的各測點處巷道在距離回采工作面65 m 以上時，各測點處巷道變形量均在20 mm 以下，且變形速率均較低。距工作面小于65 m 以后，各測點處巷道變形速率有所增加，變形量逐步增大，直至回采至各測點處時，最大變形量為57 mm，均在巷道允許變形范圍內。

圖7 巷道距工作面不同距離下的變形數據曲線圖

另通過觀測工作面末采階段的煤壁片幫情況，采取深孔注漿加固后的9107 工作面末采階段煤壁片幫現象明顯低于以往未注漿加固的回采工作面，僅局部注漿滲透效果較差的區域發生較小型的片幫。綜合結果表明，深孔注漿加固措施在9107 工作面對防止煤壁片幫及巷道變形具有顯著效果。

6 結論

大采高末采階段的9107 工作面實施深孔注漿后，注漿效果顯著，工作面兩巷及回撤巷未發生較大變形，末采階段工作面煤壁未發生較大片幫，表明深孔注漿加固措施能夠有效防止大采高工作面在末采階段出現的煤壁片幫、巷道變形量大等問題。