陷落柱作为煤矿巷道掘进过程中经常遇到的地质构造之一[1-3]，因其影响范围内巷道围岩裂隙发育程度高、整体性差、破碎程度高、强度低和稳定差等特征，极易导致巷道冒顶、片帮事故的发生[4-6]，如何有效控制过陷落柱段巷道围岩变形是确保巷道掘进和工作面安全生产关键影响因素之一[7,8]。近年来，众多学者对此进行了大量研究。南晶晶[9]等通过分析陷落柱对掘进巷道围岩稳定性的影响特征，采用“缩短支护间排距+加长锚杆锚索+U型钢棚”的联合支护技术，有效控制了巷道围岩变形。王劭波[10]基于对过陷落柱段巷道原支护存在问题的分析，提出“帷幕注浆加固+桁架锚杆、多筋梯子梁”联合支护方案，实现了对余吾煤业15108运输巷快速掘进过陷落柱段顶板的有效控制。韩亚军[11]提出采用“综掘+炮掘+锚网索+架棚支护”的掘进巷道过陷落柱施工工艺，取得了较好的围岩控制效果。王宾涛[12]针基于对原施工工艺和支护方案存在问题的分析，提出了综掘+优化支护的施工工艺，解决了长平矿二盘区胶带机大巷过陷落柱段施工效率低和围岩变形量大的问题。上述研究为掘进巷道过陷落柱段围岩控制提供了一定的借鉴和参考。但是，由于煤层赋存条件复杂多变，同一矿区不同矿井甚至同一矿井不同采区工作面煤层间赋存情况存在较大差异，陷落柱特征及影响范围各有不同，导致其对掘进巷道围岩性影响程度各不相同[13]。因此，在制定巷道过陷落柱段围岩控制措施时，应进行具体分析以制定针对性方案。本文以华阳一矿81214回风巷为研究对象，通过对回风巷过陷落柱段围岩特征分析，提出采用“超前注浆+锚网索支护”的围岩综合控制措施，现场试验结果表明巷道围岩变形量控制在允许范围内，为矿井同类工作面和类似条件矿井掘进巷道过陷落柱围岩控制提供了一定的借鉴和参考。

1、工程概况

华阳一矿主采15号煤层，煤层厚度6.27～7.10 m，平均厚度6.72 m；煤层倾角1°～6°，平均倾角3°；煤层层理节理发育，结构简单，为全区稳定可采厚煤层，煤层顶底板情况见表1。

表1煤层顶底板情况顶底板名称

普氏硬度系数f平均厚度/m岩性顶板基本顶8.0～12.0 13.63 m深灰色石灰岩(K2)直接顶3.0～4.0 0.62 m黑色泥岩底板直接底3.0～4.0 2.23 m黑色泥岩基本底5.0～6.0 8.66 m深灰色细砂岩81214工作面回风巷位于十二采区南部，地面标高1114.0～1210.0 m，井下标高683.0～721.8 m，位于工作面东侧，西与低位抽采巷间留有30 m宽煤柱，采区辅助回风巷以南。回风巷自十二采区南辅助轨道巷开口向南沿15号煤层底板布置，施工方位角为180°，设计长度955 m，采用矩形断面，净宽5 500 mm，净高3 500 mm，净断面积19.25 m2。根据矿方三维地震资料得知，回风巷掘进至417.0 m和540.0 m处时，分别揭露编号为12南-SX5和12南-SX8的陷落柱，预计直径大小分别为110 m×92 m和99 m×75 m，工作面布置及陷落柱位置如图1所示。

十二采区胶带巷高抽下料巷十二采区辅助轨道巷十二采区辅助回风巷12南-SX5 12南-SX8 81214回风巷81215回风巷81214工作面开切眼81215工作面81214进风巷低位抽采巷走向高抽巷北

图1 81214工作面布置及陷落柱位置

图2过陷落柱段巷道围岩稳定性及原支护存在问题分析

2.1过陷落柱段

巷道围岩稳定性分析陷落柱是石灰岩层在地下水长期溶蚀作用下所形成的岩溶受构造应力和上覆岩层重力双重影响下发生塌陷而形成的圆形或不规则椭圆形的柱状体，导致陷落柱影响范围内被不同岩层碎块填充和堆积，煤岩层连续性和完整性被破坏且应力集中程度显著，承载能力急剧下降。在巷道掘进过陷落柱期间，掘进产生的扰动破坏了陷落柱段巷道围岩原始应力平衡状态，导致应力释放，裂隙进一步发育而形成裂隙破碎带，致使支护难度增大，巷道极易发生支护失效和围岩大变形现象的发生，严重威胁着巷道稳定性和生产安全。研究表明，陷落柱上下两端面围岩应力分布状态如图2所示。

图2　陷落柱围岩应力分布图

由图可知，将陷落柱断面视为圆形，取81214回风巷所穿越15号煤层的12南-SX5陷落柱断面进行分析，在巷道穿越陷落柱影响范围前，陷落柱影响范围内围岩尚未发生塑性破坏，基于弹塑性力学分析可知，陷落柱影响范围内围岩切向应力、径向应力分布特征如图2所示。σtσtσrσrσz2σθRr弹性压力升高区陷落柱塑性破碎区 塑性应力降低区原岩应力区σtσrσzσθ σθ=图2中 为切向应力，单位MPa； 为径向应力，单位MPa； 为垂直应力，单位MPa。由图2可知，在陷落柱影响范围的边缘处切向应力最大，其值为2， λγH，λ 为侧压系数，此处取1.80；γ 为岩层容重，此处取1.45；H为煤层埋深，此处取352 m，可知陷落柱影响范围边缘最大切向应力为18.37 MPa。由于15号煤层极限抗剪强度为12.56 MPa，小于陷落柱影响范围边缘最大切向应力。因此，陷落柱影响范围边缘围岩存在塑性破坏区。此外，在采掘扰动影响下，陷落柱影响范围内围岩发生破碎，围岩垂直应力和剪切应力峰值向陷落柱内部移动造成陷落柱内部应力集中程度增大而形成应力升高区，因此，可将陷落柱影响范围围岩由内向外划分为塑性破碎区、塑性应力降低区、弹性应力升高区和原岩应力区 4 个区域。

根据弹塑性力学，陷落柱影响范围内塑性区半径及其边界处切向应力可分别由式（1）和（2）计算确定：R = ra[2ε+1·σx (ε−1)+qq]1ε−1（1）σrR =1ε+1(2σx −q) （2）ε =1+sinφ1−sinφ（3）R raσxφ εε cq = 2c√ε σrR式中： 为塑性区半径，m； 为陷落柱半径，此处取 12 南-SX5 陷落柱半径 55 m； 为水平应力，MPa； 为内摩擦角，取 35°； 为泊松比，根据式（3）计算确定 =2.07； 为内聚力，取 2.5 MPa，，则 q=7.2 MPa； 为塑性区边界处切向应力，MPa。水平应力 σx σz与垂直应力 随埋藏深度的变化公式为：100H+0.3 ⩽σxσz⩽1500H+0.5 （4）σxσzσz σx = 2σz由 式 （4） 可 知 ， 的 最 终 取 值 为 2， 且=γH=5.104 MPa，则 =10.208 MPa。将上 述 数 据 分 别 带 入 式 （1） 可 求 得 塑 性 区 半 径R=87.32 m。弹性区切向应力计算公式为：σθe = σx +(ε−1ε+1+qε+1)R2r2 （5）σθeσxσθe式中： 为弹性区切向应力，MPa。研究表明，当 > 95% 时即可认定围岩应力处于原岩应力状态，由式（2）和（5）并带入数据可求得，陷落柱影响范围内应力升高区半径 r=195.52 m。R−ra = 87.32−55 = 32.32 mr −ra = 195.52−55 = 140.52 m综上可知，12 南-SX5 陷落柱周边塑性区范围为 ，应力升高区范围为。由此可知，在 81214回风巷掘进至 12 南-SX5 陷落柱前方 140.52 m 时，陷落柱围岩应力开始从原岩应力进入应力升高范围内；当回风巷掘进至 12 南-SX5 陷落柱前方 32.32m 时，开始进入陷落柱塑性破坏区，在该区段内巷道围岩发生塑性破坏，围岩极易发生较大变形。

2.2 巷道原支护设计

81214回风巷顶板采用“W 钢带+锚杆+锚索+金属网”联合支护，采用 ϕ20 mm×2000 mm 左旋螺纹钢锚杆，每排布置 6 根，间排距为 1040 mm×1000mm，使用 MSCKa23-60 型树脂锚固剂，使用 150mm×150 mm×10 mm 拱型托板；顶板锚索使用 ϕ21.6mm×7200 mm 钢绞线，每排布置 2 根，间排距为2080 mm×1000 mm，使用 MSCKaCKb23-120 型树脂锚固剂，使用 300 mm×300 mm×14 mm 可调心拱型托板；使用 BHW-1040-280-4-5600 的 6 眼 W 钢带；顶网使用 6000 mm×1100 mm金属网。两帮采用“锚杆+金属网”联合支护，采用 ϕ20mm×2000 mm左旋螺纹钢锚杆，每排每帮布置4根锚 杆 ， 间 排 距为950 mm×1000 mm， 使 用MSCKa23-60型 树 脂 锚 固 剂 ， 使 用450 mm×280mm×4 mm W型和150 mm×150 mm×10 mm拱形托板；帮网使用3500 mm×1100 mm金属网。

2.3过陷落柱段遇到的问题

1）81214回风巷过陷落柱段时，由于陷落柱段巷道围岩较为破碎，锚杆锚固在破碎围岩中，且由于巷道宽度较大（净宽达到5500 mm），巷道顶板出现网兜，局部区域甚至发生掉顶现象，掉顶高度达500 mm左右。此外，由于顶板锚杆通过BHW-1040-280-4-5600型6眼W钢带连接，该W钢带的极限承载能力为150 kN，能够承受的剪切应力较小而发生严重弯曲变形甚至断裂现象，严重制约了巷道正常推进速度和生产效率。2）由于过陷落柱段巷道围岩裂隙发育程度较高，为顶板含水层提供了导水通道，导致顶板出现淋水现象，巷道支护体锈蚀情况较为严重。

3、过陷落柱段巷道围岩控制方案

基于上述对过陷落柱段巷道围岩稳定性及原支护存在问题的分析，提出过陷落柱段巷道采用“超前注浆+顶板全锚索+双层锚网+喷浆”的围岩综合控制措施，同时采用短掘短支的施工工艺，要求过陷落柱期间巷道循环进尺不超过1 m。

3.1超前注浆强化

围岩针对过陷落柱段巷道围岩破碎程度高，内部裂隙发育程度高的特征，采用超前注浆的方式，将注浆液充填至陷落柱段围岩内部裂隙中，利用注浆液的粘结作用提高陷落柱段围岩的整体性，提高其承载能力的同时阻断了巷道顶板含水层的导水通道，有效控制巷道顶板淋水。根据回风巷实际工程地质条件和巷道断面参数，在巷道进入陷落柱前50 m范围开始施工超前注浆钻孔，沿巷道掘进工作面布置3排超前注浆钻孔，其中最上排布置5个超前注浆钻孔，编号为1～5号；中间排和最下排分别布置3个超前注浆钻孔，编号分别为6～8号和9～11号。1、5、9、11号钻孔倾角为10°，2、4号钻孔倾角为12°，3、10号钻孔倾角为15°。孔径均为42 mm，孔深20 m，封孔长度为1.2 m。采用普通硅酸盐水泥材料进行注浆，水灰比为0.8∶1，注浆压力为8～10 MPa，注浆流量为20 L/min。采用循环递进式注浆工艺，即超前50 m注浆2 h后开始巷道掘进，掘进10 m后进行再次注浆，巷道超前注浆钻孔布置断面如图3所示。1’#1# 2# 3# 4# 5#6# 7# 8#9#950 1800 9505500500 400 130035001300180010# 11#2’#3’#4’#5’#6’# 8’#9’#10’#11’#终孔位置单位: mm900开孔位置

图3　超前注浆钻孔布置断面图

3.2永久支护设计优化

针对过陷落柱段巷道顶板锚杆锚固在破碎围岩中导致锚杆失效、W钢带出现严重弯曲变形甚至断裂和顶板淋水严重的问题，提出巷道采用“顶板全锚索+双层金属网+喷浆”联合支护技术。顶板锚索采用 ϕ21.6 mm×7200 mm 钢绞线，每排布置 6 根，间距 940 mm，排距 900 mm，均使用 MSCKaCKb23-120 型树脂锚固剂，托板采用长 800 mm 的 14 号槽钢制成的 300 mm×300 mm×14 mm 大垫片和 200 mm×95 mm×14 mm 的小垫片，顶网使用 6000 mm×1100mm双层金属网，巷道两帮支护与原支护一致。为进一步提高过陷落柱段巷道围岩整体性，防止巷道表面出现淋水现象，在永久主动支护完成后，在巷道表面喷射100 mm厚的C20混凝土。回风巷过陷落柱段优化支护断面如图4所示。ø21.6×7200钢绞线双层金属网C20混凝土喷层排距: 950ø22.0×2000锚杆排距: 1000网孔规格: 40×40层厚: 100单位: mm500 940 940 940 940 940 500300950950950100 5500 100570035010010°10°

图4　巷道支护断面

图4应用效果分析与评价为探究8121

4、回风巷

采用“超前注浆+顶板全锚索+双层金属网+喷浆”联合支护方案对过陷落柱段巷道围岩的控制效果，在巷道掘进至480 m（12南SX5陷落柱内）和600 m（12南-SX8陷落柱内）处各布置1个测站，编号分别为A和B，采用“十字布点法”对过陷落柱段巷道围岩变形情况进行观测，观测结果如图5所示。由图5可知，采用“超前注浆+顶板全锚索+双层金属网+喷浆”联合支护方案后，回风巷过12南SX5和12南-SX8陷落柱段巷道表面位移量随观测时间的变化规律基本一致，即在巷道掘进初期（0～12 d），巷道表面位移量随观测时间而快速增大；在巷道掘进中期（12～32 d），巷道表面位移量随观测时间的增长速率逐渐减小，巷道表面位移量呈缓慢增大的变化趋势；在巷道掘进后期（32 d以后），巷道表面位移量随观测时间的延长随略有增长，但总体变化不大，基本趋于稳定状态。由图5(a)可知，回风巷过12南-SX5陷落柱段，顶板最大下沉量为40.94 mm，右帮最大位移量为18.36mm，左帮最大位移量为20.16 mm。由图5(b)可知，回风巷过12南-SX8陷落柱段，顶板最大下沉量为41.64 mm，右帮最大位移量为18.44 mm，左帮最大位移量为20.31 mm。巷道表面位移量均在允许范围内。此外，巷道顶板未出现网兜、掉顶和淋水现象。

综上所述，相较于原支护方案，采用的“超前注浆+顶板全锚索+双层金属网+喷浆”联合支护方案有效控制了过陷落柱段巷道围岩变形，确保了过陷落柱段巷道稳定性，为工作面安全生产提供了保障。

5、结　论

针对华阳一矿81214回风巷过陷落柱期间原支护下巷道围岩变形量大，局部区域出现掉顶、W钢带弯曲严重甚至断裂的问题，分析认为由于过陷落柱段巷道围岩连续性和完整性遭到破坏，破碎程度较高，承载能力较低，原支护锚杆锚固在破碎围岩中，导致支护失效。提出“超前注浆+顶板全锚索+双层金属网+喷浆”联合支护方案，通过超前注浆对陷落柱段巷道围岩进行强化并阻断其内部导水通道，采用“+顶板全锚索+双层金属网”的方式加强巷道顶板支护，并通过表面喷浆防止巷道支护体锈蚀和顶板淋水现象的发生。现场应用结果表明，围岩变形控制效果显著，且无淋水现象发生，确保了巷道稳定性和工作面生产安全。

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文章来源:孔嘉启.掘进巷道过陷落柱围岩控制技术研究[J].煤矿现代化,2025,34(01):139-143.