周 賢，馬 建，辛崇偉，邢恩睿，張立明

(1.陜西華彬煤業(yè)股份有限公司 下溝煤礦，陜西 郴州 713500；2.山東安科興業(yè)智能裝備有限公司，山東 濟南 250002；3.北京安科興業(yè)科技股份有限公司，北京 100083)

礦井因早期的條帶開采或是生產布局不合理而在井田內形成孤島工作面，這類孤島工作面在構造應力、強采動影響、斷層破碎帶、不規(guī)則煤柱留設等因素影響下，工作面出現高應力集中區(qū)域，巷道圍巖破碎程度高，造成支護失效、冒頂、劇烈底鼓、嚴重片幫等變形破壞現象，巷道維護成本高，且存在巨大的安全隱患，嚴重制約工作面的正常生產[1-4]。

針對厚煤層孤島工作面巷道圍巖穩(wěn)定性控制問題，國內外專家學者們進行了大量的探討和研究。柏建彪[5]等提出了厚煤層孤島綜放面巷道圍巖控制機理，采用錨桿注漿相結合的方式將巷道圍巖的受力狀態(tài)轉變?yōu)槿驊顟B(tài)，使得巷道支護條件明顯改善。翟明華[6]通過建立下保護層中殘留孤島煤柱的結構力學模型，應用力學原理分析了殘留煤柱及被保護層煤體中的應力狀態(tài)，得到煤柱誘發(fā)沖擊礦壓的機理，并指出保護層中殘留的孤島煤柱使上層煤中的應力水平成倍增加，在大采深厚煤層條件下必然會發(fā)生沖擊破壞，并提出深孔爆破卸壓、大孔徑鉆孔卸壓是治理厚煤層孤島煤柱型沖擊礦壓的有效手段。秦忠誠[7]以東灘煤礦厚煤層孤島工作面為研究對象，通過研究分析該礦厚煤層孤島工作面跨釆軟巖巷道實際情況，分析了厚煤層跨釆巷道穩(wěn)定性的影響因素和厚煤層跨采巷道支護基本原理，提出了巷道圍巖結構理論和控制機理，針對厚煤層跨采巷道破壞變形狀況，實施了有效的支護措施。

以下溝煤礦ZF303工作面為研究對象，從增加圍巖承載能力的角度，綜合運用現場調研、數值模擬的方法研究高應力下的巷道斷面支護技術，結合現場條件提出了高應力區(qū)巷道分區(qū)圍巖注漿加固技術，并通過現場觀測確定巷道修復加固方案的可行性。以期為厚煤層孤島工作面巷道圍巖注漿加固工程提供參考。

1 工程概況

下溝煤礦ZF303工作面為兩側采空的孤島工作面，北鄰ZF304工作面，南鄰ZF302工作面，相鄰工作面均已采空，成為一個孤島工作面，ZF303工作面布置如圖1所示。工作面主采4號煤層，煤層厚度11.5m，平均煤層傾角20°，屬于緩傾斜厚煤層，工作面頂板存在0.2m的砂質泥巖，煤層底板為鋁土質泥巖，平均厚度6.5m，煤層頂底板巖層狀況如圖2所示。

圖1 ZF303工作面位置

圖2 工作面頂底板巖性

ZF303工作面運輸巷原支護采用“錨網索+鋼帶+單體支柱”作為支護方案，支護參數：左旋無縱筋螺紋鋼錨桿規(guī)格為?22mm×2400mm，間排距為1000mm×800mm。高強度預應力錨索規(guī)格為?22mm×7300mm，間排距為1000mm×2000mm。巷道圍巖受相鄰采空區(qū)以及本工作面超前采動影響后，礦壓顯現強烈，巷道圍巖變形速度快、變形量大，底鼓嚴重，并伴有錨桿索支護失效，巷道經多次翻修及采用常規(guī)錨索補強支護后，變形破壞仍難以遏制，大變形區(qū)域巷道斷面難以滿足正常使用，巷道維護成本較高，且存在巨大的安全隱患，嚴重制約工作面的正?；夭伞?/p>

2 ZF303運輸巷破壞特征分析

2.1 巷道頂板覆巖結構特征與礦壓顯現

ZF303工作面為孤島工作面，工作面在回采過程中，后方采空區(qū)頂板垮落，與兩側采空區(qū)垮落頂板形成一個類似C型的覆巖空間結構[8，9]，孤島工作面回采巷道前后應力分布特征如圖3所示。隨著工作面回采上覆巖層C型空間結構也在不斷向前移動，后方采空區(qū)范圍進一步擴大。工作面頂板上覆不規(guī)則垮落帶巖層大部分呈懸空狀態(tài)，該部分頂板巖層產生的自重應力傳遞到工作面前方煤體以及兩側煤柱內，此時采空區(qū)處于應力降低區(qū)，如圖3中C區(qū)域；隨工作面推進距離加大，采空區(qū)破碎垮落帶不斷被壓實，上覆巖層自重應力不斷轉移到采空區(qū)內，導致采空區(qū)后方垂直應力逐漸增大，該部分區(qū)域內壓力逐漸恢復到接近原巖應力，工作面后方及兩巷頂板巖層在強采動影響下發(fā)生大范圍破斷，兩巷及煤體支承壓力急劇增大，屬于應力增高區(qū)，如圖3中B區(qū)域；兩巷外側靠近煤柱側采空區(qū)頂板在采動影響下進一步垮落破斷，充填采空區(qū)，在煤柱外側一定區(qū)域內屬于應力降低區(qū)，向采空區(qū)深部延伸，采空區(qū)應力逐漸增大，直至達到上部巖體的自重應力γH，并趨于穩(wěn)定。

A—原巖應力區(qū)；B—應力增高區(qū)；C—應力降低區(qū)；D—應力穩(wěn)定區(qū)圖3 孤島工作面前后方應力分布特征圖

2.2 巷道圍巖特性分析

ZF303運輸巷在4號煤層中開掘，留設2m底煤，通過在巷道頂底板鉆取巖芯，分析得到巷道頂底板巖性主要以細粒砂巖、粉砂巖、泥巖和煤為主，巷道圍巖主要呈現以下特性。

1)4號煤層平均厚度11.50m，屬于特厚煤層，煤質較硬，但與偽頂泥質膠結，膠結性較差。

2)煤層偽頂為厚度0.2m的砂質泥巖，強度低且遇水膨脹，泥巖與煤層、直接頂之間膠結性較差，易形成較大離層，導致巷道頂板處于非穩(wěn)定狀態(tài)。

3)煤層底板為鋁土質泥巖，平均厚度為6.5m，強度低且遇水膨脹；底板巖層與煤層之間滑面接觸，在高水平應力作用下，易發(fā)生相對滑動，造成兩幫失穩(wěn)。

2.3 巷道圍巖裂隙發(fā)育規(guī)律分析

針對下溝煤礦ZF303運輸巷地質特點，利用ZXZ20-Z型鉆孔窺視儀對巷道圍巖內部破壞與變形情況進行鉆孔探測分析[10-13]。根據現場實地調研結果得知，ZF303工作面運輸巷導線點900～1400m范圍內頂板下沉類型不同，其中導線點900～1100m范圍內，頂板整體完整，但是出現下沉現象；導線點1100～1400m范圍內，頂板表面破碎，局部出現網兜?；谡{研結果，在導線點900～1100m和導線點1100～1400m兩范圍段巷道中心各選取1個斷面，每個斷面頂板布置3個窺視孔，每個孔深度9m，兩幫各布置1個窺視孔，窺視孔深度6m。斷面內窺視孔布置如圖4所示。

圖4 斷面內窺視孔布置示意圖(mm)

根據2個鉆孔的窺視結果得知，ZF303運輸巷頂板較為完整區(qū)域及頂板表面較為破碎區(qū)域內部裂隙、離層發(fā)育狀況不完全一致，且巷道圍巖破壞呈現明顯的非對稱性。其中頂板較為完整區(qū)域裂隙發(fā)育區(qū)集中在5.6～6.0m范圍內，離層集中6.0～6.7m巖層過渡位置；頂板表面破碎嚴重區(qū)域內部破碎帶集中在0～1.6m范圍內，裂隙發(fā)育區(qū)集中在1.6～2.4m范圍內，離層集中在5.6～6.1m范圍，鉆孔內部裂隙發(fā)育狀態(tài)如圖5、圖6所示。從分析結果中可以看出，離層發(fā)育位置主要在偽頂附近。

圖5 完整頂板鉆孔窺視結果

圖6 破碎頂板鉆孔窺視結果

2.4 巷道破壞主要影響因素

根據巷道圍巖特性分析、圍巖內部裂隙的發(fā)育情況，結合巷道現支護形式和施工管理等狀況，可以得出巷道嚴重變形破壞主要原因：

1)孤島工作面超前支承壓力大。孤島工作面在工作面回采過程中，后方采空區(qū)頂板垮落，與兩側采空區(qū)垮落頂板形成一個類似C形的覆巖空間結構，該結構上覆巖層結構的大面積周期性破斷是產生工作面兩巷采動影響的主要動力源，該動力源是造成巷道超前支承壓力增大引起強礦壓顯現的主要原因。

2)巷道圍巖整體性差。巷道頂底板圍巖多為軟巖，黏土礦物成分較高，遇水易膨脹，難以形成穩(wěn)定的承載結構，為巷道變形提供了物質基礎。

3)上覆巖層壓力大。ZF303工作面為兩側采空的孤島工作面，運輸巷埋深383～400m，運輸巷上覆巖層壓力較大，導致支護結構承受的載荷也大，當支護結構強度不夠，承受不住其載荷時，巷道將發(fā)生變形破壞，甚至造成支護體的破壞。

4)支護方式與圍巖條件適應性差。由于ZF303工作面運輸巷布置在煤層中，巷道圍巖強度低易造成變形破壞。且巷道上部頂板存在較厚煤層，錨桿的錨固段處在松軟、破碎，裂隙發(fā)育圍巖中，錨固力降低，容易造成組合拱整體下移，使錨桿拉力難以發(fā)揮，甚至造成支護失效。錨索的支護密度有限。整體而言，支護方式與圍巖條件適應性差，難以控制巷道的穩(wěn)定。

綜上，孤島工作面巷道圍巖強度低、松軟破碎以及受采動影響是巷道圍巖變形破壞嚴重的內因；而初始支護沒有有效控制巷道圍巖的破碎帶發(fā)育是巷道圍巖變形破壞嚴重的外因。

3 采動影響下巷道圍巖控制

針對圍巖變形破壞嚴重問題，提出采用“錨桿+錨索+注漿”聯(lián)合支護方案控制采動影響下厚煤層孤島工作面巷道圍巖變形，并利用FLAC3D模擬修復加固方案以及原支護方案條件下巷道圍巖應力和位移分布情況，從而分析修復加固方案和原支護方案的支護效果，數值模型尺寸為80(長)×40(寬)×40(高)；模型共共有6個分組，模型從上往下共5個巖土層，分別是細砂巖，細粉砂巖，煤層，泥巖，細粉砂巖，固定模型頂部以外的邊界，固定巷道方向的所有平面，在模型中部開挖5.4m×3.1m的矩形隧道，綜合現場實測數據進行分析，明確各因素對巷道安全性造成的影響程度，對模型施加應力邊界和位移邊界，巷道地面標高908～1025m，上邊界所加荷載為10MPa。模型內部，豎直方向和水平方向按照重力梯度分別加上豎直應力梯度和水平應力梯度，重力加速度取9.81N/kg。數值模型如圖7所示，模擬方案見表1。

表1 巷道支護模擬方案

圖7 數值計算模型

1)巷道圍巖位移分布特征。分析不同支護方案下巷道圍巖位移分布(圖8)可知，錨桿錨索聯(lián)合支護條件下巷道區(qū)域位移量主要集中在頂板和兩幫，巷道兩幫和頂板存在大變形，巷道兩幫位移為2605mm，頂板位移為1350mm；相比無注漿支護，注漿聯(lián)合支護條件下，巷道兩幫和頂板變形量明顯縮小，巷道兩幫位移為1200mm，巷道頂板位移為67mm。

圖8 巷道圍巖位移分布

2)巷道圍巖應力分布特征。如圖9可知，在巷道兩幫水平方向受到0.75MPa的壓應力，在巷道兩幫位置較為集中，是導致巷道兩幫發(fā)生變形的因素之一。在巷道底部，受到2.5～3.0MPa大小的剪應力，且主要靠近兩幫底側，是使巷道底鼓和兩幫底部發(fā)生位移變形的主要影響條件之一。如圖10可知，巷道兩幫受到1.2MPa的剪應力，使巷道兩幫發(fā)生剪切破壞，發(fā)生變形。相比無注漿支護，注漿聯(lián)合支護條件下，巷道兩幫應力受到壓應力0.045MPa，同時將塑性區(qū)主要分布在兩幫，使得巷道底部受到的剪應力明顯減小。

圖9 方案一巷道圍巖應力分布云圖

圖10 方案二巷道圍巖應力分布云圖

模擬結果表明，相比原支護方案，“錨桿+錨索+注漿”聯(lián)合支護方案有效地控制了巷道圍巖變形破壞，注漿使破碎巖體形成整體，提高了巷道圍巖的承載能力，有效的控制巷道圍巖變形破壞。

4 現場工業(yè)性試驗及效果分析

4.1 巷道修復加固方案

根據模擬結果，最終確定ZF303運輸巷修復加固方案為“錨網索+鋼帶+金屬網+注漿”聯(lián)合支護方案，根據現場調研，巷道頂板分為破碎區(qū)域和完整區(qū)域，故對厚煤層孤島工作面巷道頂板分區(qū)注漿加固。具體的巷道支護方案如圖11、12所示。

圖11 頂板表面完整區(qū)域聯(lián)合支護(mm)

圖12 頂板表面嚴重破碎區(qū)域聯(lián)合支護圖(mm)

注漿材料選用礦用頂板高強無機注漿材料[14-16]；注漿壓力確定為2MPa，針對不同的頂板狀況適當減少或增加注漿壓力，頂板表面完整區(qū)域范圍內，巷道頂煤完整性程度較高，煤體內部不存在裂隙、離層發(fā)育，裂隙、離層發(fā)育區(qū)主要分布在巖體過渡位置，因此巖體過渡位置是需要重點注漿加固區(qū)域，注漿錨索、注漿錨桿也不需要特殊的封孔工藝；頂板表面破碎區(qū)域，巷道頂煤的完整性程度較差，頂板表面破碎處向內延伸2.4m范圍內存在裂隙發(fā)育區(qū)，存在漏漿的風險，因此注漿錨索、注漿錨桿要采用非常規(guī)封孔工藝。頂板表面破碎嚴重區(qū)域，為提高圍巖有效固結強度，應該適當縮小注漿錨索、注漿錨桿間排距[17]。

4.2 巷道支護效果分析

1)圍巖變形監(jiān)測。通過在巷道修復加固段布置檢測站，監(jiān)測巷道修復25d內巷道表面位移變化情況，并與未修復段巷道圍巖變形情況進行對比，注漿加固段注漿前后的圍巖變形量如圖13所示。

圖13 注漿前后圍巖變形量曲線

相比未修復段，注漿后工作面從超前150m左右推進至面前30m左右區(qū)域，頂板下沉量最大為81mm，底鼓變形量最大為450mm，幫部變形量最大達到1455mm，控頂效果較好。監(jiān)測結果表明，聯(lián)合支護體系改善了巷道圍巖結構，基本控制了巷道圍巖的變形失穩(wěn)。

2)注漿效果監(jiān)測。ZF303運輸巷進行注漿加固之后，對注漿加固后的巷道圍巖內部裂隙分布及圍巖整體性狀況進行鉆孔窺視，探測結果如圖14所示。

圖14 注漿效果窺視

觀測結果表明：注漿后漿液大范圍擴散，圍巖內部淡黃色膠結漿液密度非常大，連續(xù)長度大。由此可見，圍巖淺部破碎接近于散體，承載能力非常有限，若受到采動影響對于圍巖穩(wěn)定性的維護帶來巨大困難。注漿后漿液將松散破碎的巷道圍巖膠結成整體，提高了巷道圍巖的整體強度，實現利用圍巖本身作為支護結構的一部分；且與原巖形成一個整體，注漿加固起到了預期效果。

5 結 論

1)通過圍巖組分分析、現場鉆孔窺視儀探測分析巷道圍巖變形主要影響因素；

2)針對孤島工作面巷道圍巖變形破壞特征，提出”錨桿+錨索+金屬網+注漿”聯(lián)合支護方案，并通過數值模擬確定巷道修復加固方案的可行性。

3)提出高應力區(qū)巷道分區(qū)圍巖注漿加固技術，有效的保持巷道破碎圍巖穩(wěn)定，促使巷道形成全斷面整體控制，降低了巷道修復工程量。

4)現場實測結果表明，巷道注漿加固段頂板、底板和兩幫最大變形量明顯減少，巷道圍巖裂隙基本被漿液充填，巷道圍巖變形基本得到控制。