吴雪峰

（临汾宏大锦程煤业，山西 临汾 041000）

1 工程概况

锦程煤矿目前主采9+10#煤层，位于太原组下段，煤层厚度为3.8～4.6 m，平均为4.2 m；煤层倾角0°～16°，煤层结构简单稳定。10-205 工作面运输顺槽为矩形断面，巷道宽3.5 m，高2.8 m，沿煤层底板掘进。巷道顶板由顶煤及泥岩构成，平均厚度2.4 m；基本顶由均厚6.2 m 的K2 石灰岩组成；底板为泥岩，厚度2.3～4.4 m，平均厚度2.9 m。

根据10-205 工作面运输顺槽掘进揭露分析，顺槽掘进期间穿过金山沟向斜轴，中部低两端高，在掘进期间多处顶板淋水。受淋水影响，巷道围岩变形严重，支护构件发生锈蚀甚至脱落现象，严重影响安全生产，需采取一定措施保证10-205 工作面运输顺槽淋水区域的稳定性[1-5]。

2 淋水区围岩实验室测试

2.1 围岩矿物成分测试

在10-20 工作面运输顺槽淋水区域和非淋水区域采集煤岩样本，用保鲜膜包裹带回实验室。将两个区域的煤岩样本敲碎分别放入研钵中磨成200～400 目的细粉末，通过X 射线衍射仪得出两个区域煤岩体的XRD 衍射图谱，如图1。图1 中，横坐标为2θ（°），即X 射线的衍射角度；纵坐标是响应值，单位是mAU。

图1 10-205 运输顺槽煤岩矿物组分X 衍射图谱

根据分析可得出以下结果：

（1）10-205 运输顺槽围岩中的主要成分为石英、烃类、白云石、高岭石、白云母、黄铁矿等，其中石英、烃类、高岭石、白云石的成分含量较高。

（2）围岩遇水后，高岭石等软岩发生膨胀变形，导致围岩强度降低。另外，围岩中的白云母受水化作用影响，内部结构发生变化，导致煤岩体的内聚力降低。

（3）由矿物成分定量分析结果可知，淋水后的煤岩样本中方解石及斜长石的含量均不同程度的减少，而高岭石的含量则显著增加。这是由于矿井中含水层的水多呈酸性，方解石被酸性水溶解，而斜长石内的阴离子则发生水化反应生成了高岭石。在矿井水的溶蚀作用下，煤岩体的力学强度大幅降低，变形量也随之增大。

2.2 顶板水质分析

10-205 工作面运输顺槽的顶板淋水主要来源于上覆含水层，通过对含水层水及顶板淋水取样测试，对比分析两个区域水中的pH 值及离子浓度变化，验证矿井水与围岩的水解溶蚀作用。

通过探测钻孔在含水层取样4 L，在顶板淋水处取样4 L，并对水样进行化学分析，得出结果见表1。

由表1 可知，10-205 工作面运输顺槽顶板上方含水层的水pH 值为5.49，表现为酸性，这是由于9+10#煤层含硫量较高，硫化矿物的氧化会导致矿井水pH 值变小。而顶板淋水水样的pH 值为7.55，水样成分中钾离子浓度增加了47.8%，钠离子浓度增加了11.9%，而铁离子浓度减少了95.7%，这是由于方解石与酸性矿井水发生中和反应，斜长石遇水溶解生成高岭石的过程中导致了水分中离子溶度的变化。另外，由于钾离子及钠离子等阳离子的增加，氢离子的生成受到了抑制，导致了顶板淋水呈弱碱性。

表1 井下水样分析结果/（mg/L）

2.3 淋水煤岩微观结构变化

巷道煤岩遇水后成分变得复杂，需通过扫描电镜仪分析遇水后煤岩的微观结构变化特征，如图2。

由图2（a）、（b）可知，10 μm 微观尺度下，非淋水煤岩的表面较粗糙，矿物质和有机物等呈碎屑状分布，且存在较多裂隙、孔隙，为水的流动提供了通道；1 μm 微观尺度下，高岭石呈片状分布，各矿物成分间的胶结性较差。由图2（c）、（d）可知，10 μm 微观尺度下，煤岩淋水后，表面矿物质受水溶蚀作用更加破碎，经水冲刷后，形成凹陷和孔洞；1 μm 微观尺度下，淋水煤岩的裂隙、孔隙发育程度更高，形成大量水力通道。综上所述可知，10-205 工作面运输顺槽煤岩体存在较多的自生裂隙，且矿物质间的胶结性差，在酸性矿井水的溶蚀作用下，其微观结构发生变化，裂隙等进一步扩张，强度大幅度降低。

图2 10-205 运输顺槽煤岩微观结构特征

2.4 煤岩物理力学参数测试

通过纱线切割机将煤岩样制成标准试件，并分为两组，一组进行干燥处理，烘干水分，另一组用井下含水层水样浸泡至饱水状态。采用伺服机等设备对干燥及饱水两组煤岩样本的抗压强度、抗拉强度、内聚力等力学参数进行测定，测试结果见表2。

表2 煤岩物理力学参数测定结果

由表2 可知，饱水后的煤岩体力学强度明显降低，不利于巷道围岩的控制。

3 富水顶板稳定性控制方案

3.1 淋水段围岩失稳机理

通过上述实验分析结果可知，10-205 工作面运输顺槽的围岩成分多为方解石、白云母、高岭石等黏土矿物，属于较软弱围岩，在酸性矿井水的溶蚀作用下，围岩孔裂隙发育，强度降低。随着巷道掘进，在应力作用下，围岩孔裂隙进一步发育扩张，为水流提供了更多的通道，导致围岩破坏形成恶性循坏，变形量持续增大。

3.2 围岩控制方案

（1）针对顺槽顶板淋水来源，有针对性地进行探放水，采用物探、钻探等方法在掘进前对顶板上方含水层的水量及水压等进行探测，做到有掘必探。另外，锚索采用防水型锚固剂进行全长锚固，并用泥浆封孔，淋水段巷道表面进行喷浆处理，对顶底板破碎区域进行注浆加固，降低水的流动性，保证围岩及锚固结构的强度。

（2）根据淋水段巷道围岩失稳机理，综合考虑支护强度及经济效益，对10-205 工作面运输顺

槽的支护方案进行优化。在非淋水段巷道支护布置方式的基础上，采用Φ20 mm×2400 mm 的螺纹钢锚杆代替原支护中的顶锚杆，间距为1000 mm，排距为1000 mm；主帮锚杆改用Φ20 mm×2000 mm的高强度玻璃钢锚杆支护；副帮螺纹钢锚杆的规格改为Φ20 mm×2000 mm，数量增加至4 根，间距850 mm，排距1000 mm。具体支护方案如图3。

图3 巷道支护断面图（mm）

4 支护效果分析

为分析评价围岩控制方案的效果，采用十字布点法对淋水段巷道围岩的变形进行监测，监测结果如图4。

由图4 可知，巷道掘进通过顶板富水区初期，围岩变形幅度较大，后逐渐趋于平稳，顶底板最大移近量约为50 mm，两帮最大移近量约为40 mm，围岩变形量较小。说明该方案有效提高了巷道围岩的稳定性，满足矿井安全生产要求。

图4 掘进期围岩移近量变化曲线

5 结论

（1）通过矿物成分及水样成分测定、微观结构扫描分析以及围岩物理力学强度测试，得出了10-205 工作面运输顺槽淋水段围岩变形失稳的主要原因，即富含黏土矿物的煤岩体与酸性矿井水发生水化反应，造成围岩强度降低，在采动应力作用下进一步变形破坏。

（2）结合淋水巷道围岩失稳机理，提出“防治水为主，兼顾补强支护”的围岩控制对策，优化支护方案并应用于现场。

（3）采用该方案后，巷道通过淋水区域时，顶底板最大移近量约为50 mm，两帮最大移近量约为40 mm，围岩变形量较小，保证了井下安全高效生产。