綜采工作面超前應力區圍巖破碎機理及控制技術

孫陽

（晉能控股煤業集團忻州窯礦）

綜采工作面超前應力區圍巖控制是采掘施工一項重要內容，工作面回采過程中受鄰近采空區殘余應力、構造應力等集中應力以及回采工藝、煤層賦存影響，工作面超前應力區巷道圍巖出現應力破壞現象［1-4］，主要表現在頂板破碎、斷裂，底板鼓起以及兩幫收斂等，超前應力區一旦出現應力破壞，不僅降低應力區巷道成型率，影響工作面后期設備回撤，而且很容易出現頂板垮落事故，威脅工作面安全回采。目前國內外學者已致力于研究應力區圍巖變形機理、控制方法等，如楊博［5］與朱曉寧［6］提出了架棚、注漿、密集組合錨索等支護手段，圍巖控制效果明顯，能夠降低圍巖變形速率，控制蠕動變形量，但是未從根本上解決圍巖變形、破碎等技術難題。本文以挖金灣礦8107 工作面為研究對象，明確了應力區圍巖破碎機理，提出了“深孔卸壓+液壓伸縮鋼棚+水力膨脹錨桿”協同支護技術，以期達到預期的控制效果及目的。

1 工程概況

晉能控股煤業集團挖金灣煤業公司8107 工作面位于井田一盤區，工作面東部與8105 工作面采空區相鄰，南部與盤區北回風巷、主運輸巷、輔助運輸巷相接，西部尚未開拓，北部與張家墳村保護煤柱相鄰。對應上覆為侏羅系14#煤層古窯采空區。

8107 工作面長度為1 754 m，傾向長度為200 m，工作面可采長度為1 550 m，工作面回采煤層為山西組4#煤層，煤層平均厚度在3.52 m，平均傾角為3°，含3～4 層夾石（0.08～0.30 m），煤厚變化穩定，煤層硬度f=1.5，密度ρ=1.47 t/m3，煤層頂底板巖性如表1所示。

工作面在回采過程中有3 條斷層出現，分別在2107 巷回采至1 274 m 處出現一條落差為1.70～2.10 m 正斷層（斷層編號F1）；2107 巷回采至1 473 m 處出現一條落差為1.4 m 正斷層（斷層編號F2）；5107巷回采至1 494 m處出現一條落差為2.0正斷層（斷層編號F3）；其中F1、F2斷層已揭露。

8107 工作面揭露的F3 斷層落差為2.0 m，傾角為52°，工作面前方為斷層上升盤，斷層對工作面影響長度為62 m，工作面揭露斷層巖體為深灰色粗山巖，巖體巖石普氏系數f=5.5，巖體硬度高，采用采煤機破巖難度大且設備損壞嚴重。為了提高工作面過斷層回采效率，工作面采用松動爆破破巖法過F3斷層，在斷層巖體區布置一排深度為1.0 m，直徑為35 mm松動爆破孔，孔間距為1.5 m，每隔炮孔填裝1 支礦用乳化炸藥以及1支毫秒延期電雷管，爆破后采用采煤機繼續回采。工作面回采期間在回風順槽超前30 m 范圍內支設單體柱進行頂板維護，每排支設3根，單體柱與π型頂梁聯合支護，單體柱間距為1.5 m，排距為1.0 m。

8107 工作面揭露斷層后受集中應力以及施工工藝影響，在前5.0 m 范圍內回風順槽圍巖出現變形破碎現象，主要表現為頂板破碎、斷裂，底板鼓起、兩幫收斂以及順槽內單體柱變形等，當工作面回采至1 501 m 處時回風順槽局部區域出現頂板冒漏，實測頂板最大下沉量達0.44 m，兩幫最大收縮量為0.57 m，最大底鼓量為0.49 m，位于工作面側巷幫局部出現垮落，導致工作面端頭移架難度大，部分支架出現壓架現象，制約著工作面安全快速回采。

2 回風順槽圍巖破碎機理

通過現場觀察分析發現，8107 回風順槽圍巖出現嚴重變形現象，主要原因集中體現在以下幾方面：

（1）集中應力破壞嚴重。8107 回風順槽東部為8105 采空區，預留保安煤柱寬度為25 m，而工作面揭露的F3 斷層從采空區側向工作面方向以42°斜角侵入，工作面在揭露斷層后在工作面前方20 m 范圍形成超前回采應力區，在采空區殘余應力、構造應力等多重應力疊加擾動作用下，超前應力區回風順槽以及工作面斷層區圍巖出現破壞現象，導致圍巖失穩并形成“松動圈”，順槽內原永久支護及臨時支護強度降低。

（2）回采工藝影響。工作面過斷層時對斷層巖體采取松動爆破施工，爆破后在回采過程中工作面側煤柱承載強度降低，斷層巖體與煤體膠結處出現斷裂、破碎，在應力作用下煤柱出現“收攏”現象，回風順槽頂板兩側出現跨距，通過現場觀察發現，在工作面超前5.0 m 范圍內頂板最大跨距達0.27 m，造成回風順槽頂板兩側煤柱支撐失穩、頂板斷裂以及工作面側煤煤柱插入底板以致鼓起。

（3）支護強度低。8107 回風順槽掘進期間主要采用錨桿（索）對圍巖變形進行控制，當工作面回采時圍巖受二次采動影響，出現“松動圈”［7-8］，導致原錨桿（索）永久支護錨固失效，支護強度降低，而回風順槽應力區采用單體柱支護時，雖然起到臨時支護作用，但是單體柱支護端面距小，無法實現全斷面支護，在大應力作用下單體柱很容易出現卸壓、變形現象。

3 超前應力區圍巖控制技術

為了控制8107 回風順槽變形現象，防止回風順槽在應力作用下出現頂板冒漏、煤柱垮落等現象，決定對集中應力區回風順槽圍巖采取“深孔卸壓+液壓伸縮棚+水力膨脹錨桿”聯合支護。

3.1 深孔卸壓技術

3.1.1 深孔卸壓原理

圍巖應力在裂隙區以及采掘空間內進行釋放，釋放過程中對圍巖產生水平或垂直的剪切破壞作用，使圍巖表層出現“卸壓破壞區”，隨著應力持續擴張破壞，破壞區范圍不斷擴大，當破壞區范圍延伸至錨桿（索）錨固段時，造成支護失效現象。深孔卸壓技術指對大應力圍巖中施工卸壓深孔，使圍巖內部集中應力提前釋放［9］，降低或削弱應力對圍巖破壞作用。

3.1.2 深孔卸壓施工

（1）深孔卸壓鉆孔布置在8107 回風順槽頂板中部且垂直頂板，第一個卸壓鉆孔超前工作面5.0 m 處布置，卸壓鉆孔間距為5.0 m，直徑為75 mm，深度為8.0 m，采用液壓鉆機配套直徑為75 mm 合金鋼鉆頭施工。

（2）由于回風順槽頂板破碎嚴重，鉆孔施工后在卸壓過程中很容易造成孔壁破碎垮落，所以決定對卸壓孔內安裝護孔管，護孔管每節長度為2.0 m，直徑為73 mm，采用中空鋼管焊制而成，鋼管四周均勻布置若干個直徑為10 mm卸壓小孔。

（3）護孔管之間采用絲扣連接，每個卸壓孔安裝4 根護孔管，采用膨脹水泥對孔口管進行封孔處理，封孔長度為1.0 m，并采用錨桿將孔口管固定在頂板上。

3.2 液壓伸縮鋼棚支護

為了提高兩幫煤柱支撐強度以及頂板承載能力，決定對回風順槽應力區架設液壓伸縮鋼棚代替傳統的單體柱支護。

3.2.1 液壓伸縮鋼棚結構

（1）8107 回風順槽使用的液壓伸縮鋼棚由液壓棚腿、底座、頂梁、連接環及套筒等部分組成，如圖1所示。

（2）液壓棚腿伸縮行程為1.5～4.5 m，棚腿上安裝三向閥，通過液槍注放液實現升降，棚腿與底座之間采用高強度螺桿連接，棚腿頂端與頂梁之間采用套筒連接，在棚腿兩側各焊制一個連接桿固定環。

（3）頂梁采用11#工字鋼梁焊制而成，頂梁長度為4.2 m，寬度為0.5 m，在頂梁兩端各焊制一個套筒，套筒長度為0.3 m，直徑為150 mm。

（4）底座采用一塊長度及寬度為0.5 m 鋼板焊制而成，在底座中部焊制一個連接座；連接桿采用長度為1.5 m、直徑為22 mm圓鋼制成。

3.2.2 支護工序

（1）液壓伸縮鋼棚架設順序為安裝底座—安裝液壓伸縮腿—安裝頂梁—液槍注液—安裝連接桿。通過液槍、三向閥注液后棚腿升起，使頂梁與頂板接觸嚴實，若頂板不平，頂梁與頂板接觸面積不足80%時，采用板梁進行填充。

（2）液壓伸縮鋼棚架設間距為1.5 m，鋼棚架設后應安排專人對鋼棚變形、棚腿卸壓情況進行觀察，超前應力區共計架設15 架鋼棚，當工作面回采至距第一架鋼棚3.0 m處時及時回撤鋼棚。

3.3 水力膨脹錨桿支護

3.3.1 水力膨脹錨桿支護原理

傳統錨桿支護時主要采用錨固劑作為介質將錨桿錨固端與鉆孔圍巖黏接，錨桿錨固后對桿體施加預應力，實現錨桿組合梁（拱）以及懸吊作用［10］，但是大應力圍巖中支護孔圍巖破碎嚴重，錨桿錨固效果差。而水力膨脹錨桿錨固后對中空桿體高壓注水，使桿體膨脹，一方面對鉆孔破碎巖體擠壓，控制圍巖裂隙擴展；另一方面膨脹錨桿桿體在膨脹過程中，桿體縱向長度變形，增加了桿體張拉預應力，提高錨桿支護強度。支護原理如圖2所示。

3.3.2 水力膨脹錨桿支護結構

8107 回風順槽施工水力膨脹錨桿主要由中空桿體、玻璃鋼托盤、擋圈以及注水口等部分組成（圖3），中空桿體采用長度為2.0 m、直徑為20 mm 中空圓鋼焊制而成，桿體壁厚為2 mm，桿體一側設置為凹槽狀，桿體端頭設計為實心錨固段，長度為0.6 m，錨桿最大破斷力為120 kN，摩擦阻力為150 kN，屈服強度為300 MPa，桿體延伸率為35%；玻璃鋼托盤直徑為30 mm。

3.3.3 支護工藝

（1）在回風順槽兩幫上，錨桿布置間距為1.0 m，距頂板間距為0.8 m，采用手持式鉆機在順槽應力區施工支護孔，鉆孔深度為2.0 m，直徑為25 mm，鉆孔垂直巷幫布置。

（2）錨桿支護孔施工完后在鉆孔內安裝2支錨固劑以及膨脹錨桿，采用鉆機錨固，桿體錨固后在錨桿外露端安裝玻璃鋼托桿并預緊，預緊力為300 N·m。

（3）錨桿安裝后在桿體內部安裝注水管，并在錨桿端頭安裝閥門，將注水管與注漿泵連接高壓注水，注水壓力為30 MPa，錨桿托錨力為120 kN。

4 實際應用效果

通過對8107 回風順槽應力區圍巖采取聯合支護技術后，對頂板每隔20 m安裝一臺YH-300型數字顯示離層儀，兩幫每隔30 m 安裝一套位移監測儀，通過10 d現場觀察發現：

（1）工作面超前應力區在距工作面10 m 范圍內受應力影響大，采取聯合支護后頂板出現局部下沉現象，實測最大下沉量為0.17 m，最大底鼓量為0.32 m，兩幫最大收斂量為0.35 m，但未出現頂板斷裂、冒漏現象。

（2）在10～15 m 范圍應力影響相對較小，采取聯合支護后頂板未出現嚴重失穩現象，頂板下沉量減小至0.12 m，底鼓量減小至0.24 m，兩幫局部收斂量為0.21 m，巷道整體變形量不足10%；15 m 后超前應力區圍巖穩定性好，采用聯合支護起到了預期支護效果。

（3）工作面超前應力區采取聯合支護后，提高了圍巖整體穩定性，應力區圍巖原永久錨桿（索）支護失效現象得到了明顯控制，錨桿（索）支護失效率降低至3%。

5 結語

（1）通過對8107 順槽應力區圍巖采取深孔卸壓后，實現了圍巖應力超前釋放，避免了圍巖應力卸壓擴張破壞作用，降低了圍巖裂隙發育，提高了圍巖錨桿（索）支護質量。

（2）與傳統液壓單體柱相比，液壓伸縮鋼棚對頂板支護斷面大、支護強度高，適用于大應力圍巖支護中，而且液壓伸縮棚支護后有效控制了頂板蠕動變形現象，避免了因兩幫煤柱支撐強度低而導致煤柱收斂、破碎以及底板鼓起現象。

（3）通過對回風順槽應力區巷幫煤柱施工水力膨脹錨桿后，解決了因煤體破碎導致幫錨桿失效以及兩幫收斂現象，水力膨脹錨桿能夠有效控制巷幫煤柱巖體裂隙擴張現象，防止了因支護強度不足導致巷幫與頂板之間三角煤柱垮落現象。