火成岩侵入全煤巷道破碎围岩稳定性控制技术研究＊

尉永邦 孟 波

（1.太原理工大学，山西省太原市，030024；2.大同煤矿集团永定庄煤业公司，山西省大同市，037000；3.中国矿业大学力学与建筑工程学院，江苏省徐州市，221008）

火成岩侵入全煤巷道破碎围岩稳定性控制技术研究＊

尉永邦1，2孟 波3

（1.太原理工大学，山西省太原市，030024；2.大同煤矿集团永定庄煤业公司，山西省大同市，037000；3.中国矿业大学力学与建筑工程学院，江苏省徐州市，221008）

针对永定庄煤矿火成岩侵入全煤巷道破碎围岩稳定性控制的技术难题，通过工程地质调查以及现场钻孔观测得到了3～5＃煤层典型巷道围岩破碎特征，在此基础上，结合室内岩石力学试验，利用霍克－布朗（Hoek－Brown）强度准则得到了全煤巷道破碎围岩的宏观力学参数，进而采用组合拱理论对破碎围岩巷道稳定性进行了分析计算，优化了火成岩侵入全煤巷道支护设计方案。结果表明：高强度、高锚固力、小间排距锚网索支护方案适用于本矿火成岩侵入全煤巷道破碎围岩的稳定性控制要求。

巷道支护 火成岩 破碎围岩 组合拱

岩浆对煤层的影响主要是侵蚀作用和烘烤变质作用。由于岩浆的侵入，原来煤质以及结构都比较单一的正常煤层往往会发展形成包含煌斑岩、硅化煤、混煤和正常煤等多种成分并存的复杂结构。在全煤巷道中，这种围岩结构的顶板疏松、强度低，极易破裂成为块状甚至粉末状，诱发冒顶事故，火成岩侵入全煤巷道破碎围岩稳定性控制问题一直是支护的难点。本文通过现场实测得到了3～5＃煤层典型巷道围岩工程地质特征，结合室内力学实验得到煤的力学参数，利用霍克－布朗（Hoek-Brown）强度准则得到了现场煤体的宏观力学参数，在此基础上利用组合拱理论对延伸运输大巷锚杆支护参数进行了修正，有效减少了巷道的变形以及冒顶事故的发生，为矿区其他同类巷道的稳定性控制提供了参考。

1 工程概况

永定庄煤矿位于大同煤田向斜中段东南侧，井田面积14.43 km2。目前，煤炭开采逐渐由侏罗系地层转入下部石炭二叠系地层。

3～5＃煤层位于太原组中上部，煤层厚度13.02～41.63 m，平均23.72 m。受到印支期岩浆侵入以及高温烘烤作用的影响，3～5＃煤层整体结构及煤质都发生了本质的变化。煤层的上部受热变质和硅化，夹矸最多达18层，煤体的强度和完整性都大幅下降。

3～5＃煤层开拓巷道的延伸运输大巷为全煤巷道，原有支护设计虽然考虑到围岩比较破碎，采用了组合拱理论对锚杆支护参数进行计算，但设计中涉及的煤的力学参数通过室内力学试验结合莫尔－库仑（Mohr-Coulomb）准则获得，没有考虑到现场煤体的破碎程度对煤体整体力学参数的影响，导致锚杆支护设计参数不能满足巷道稳定性控制要求，巷道变形较为严重，两帮内挤，局部还伴随冒顶现象。

2 围岩变形破裂特征观测

通过Hoek－Brown强度准则得到现场煤体的宏观力学参数的前提是获得3～5＃煤层延伸运输大巷围岩内部煤体变形破裂特征。本次在3～5＃煤层延伸运输大巷中共布置3个观测断面，见图1。第一个断面距盘区煤仓约140 m，与第二个和第三个观测断面距离分别为30 m和80 m。测试结果见表1。

此次观测发现延伸运输大巷顶板破裂深度为3.6～4 m，明显大于两帮。分析认为岩浆侵入将煤层切割、侵蚀成碎裂结构，高温烘烤使其发生变质，产生众多宏观、细观裂隙，这些裂隙在后续压力作用下张开、滑移，大大减小了围岩的整体结构强度。破裂块体在二次压力作用下，往往还会发生二次破坏，形成了块度更小的破裂体。根据松动圈理论，延伸运输大巷属于不稳定围岩巷道，需利用组合拱理论对锚杆支护参数进行设计。

图1 围岩破裂特征观测位置示意图

表1 围岩破裂特征观测结果

3 破碎围岩巷道锚固支护设计及施工工艺

3.1 煤体宏观力学参数的确定

本次在3～5＃煤层第二号和第三号松动圈测试断面附近设置了两个煤样取样断面。由于顶板煤层比较破碎，在两个取样断面共取得30个长度合乎试验标准的煤样。利用电子万能压力试验机对煤样进行抗压强度、抗拉强度以及抗剪强度的测定。实验所得煤样岩石力学参数见表2。

表2 煤体力学参数

岩体是由岩块和结构面组成的地质体，其强度必然受到岩块和结构面强度及其组合方式（岩体结构）的控制，对裂隙岩体强度研究比较有效的方法是强度折减法，具体是通过地质强度指标（GSI）结合Hoek－Brown强度准则对岩石强度进行折减得到岩体强度。

钻孔岩芯岩石质量指标（RQD）在一定程度上可以反映围岩破裂程度。根据两个取芯孔揭露的情况，顶板11.5 m范围为煤层，十分破碎，取出岩芯平均RQD值低于10%。另外，根据Ⅲ号观测断面的观测结果，钻孔摄像能够分辨的裂隙的数量多达23.5条/m（见表1），Ⅰ号以及Ⅱ号观测断面相对较少，分别为15.3条/m以及12.7条/m。

结合地质钻孔资料以及钻孔摄像对裂隙的统计情况，根据文献3，确定3～5＃煤层延伸运输大巷顶板煤体的GSI值为40。采用广义的Hoek－Brown强度准则估算岩体内摩擦角和内聚力公式为：

式中：σc——岩块的单轴抗压强度；

σ3n——最小主应力，MPa；

mb、α和s——反映岩体特性的半经验参数；

mi——材料常数，本次计算取10；

D——考虑工程扰动因素的岩体弱化因子，本次取D＝0.7。

将岩石力学实验得到的煤的力学参数代入式（1）和式（2）中，可以得到延伸运输大巷围岩的内摩擦角φ＝28°，内聚力c＝0.07 MPa。由表2可知，完整岩块的平均内摩擦角φ＝30.3°，平均内聚力c＝2.7 MPa，破裂岩体与完整岩块相比内聚力大大降低，而摩擦角变化相对较小。

3.2 理论计算

国内外研究表明，当松动圈厚度Lp大于1500 mm时，锚杆在松动圈中主要通过形成组合拱承载结构的形式加固围岩。前人对组合拱承载结构和承载机理进行了大量的研究，形成了初步的组合拱承载理论，取得了大量有益的成果，但仍然有很多不足，很多研究往往都是用围岩岩石强度代替破裂岩体强度对组合拱的承载能力进行计算，忽略了组合拱承载结构中广泛分布节理和裂隙对组合拱承载能力的影响。根据组合拱理论，组合拱中锚固体强度如下式所示：

式中：Ps——锚杆约束阻力，MPa；

φ＇——为煤体宏观内摩擦角，（°）；

c＇——为煤体宏观内聚力，MPa。

由3.1节可知，变形破裂后的煤体内聚力c＇＝0.07 MPa，与完整煤块的内聚力相比很小，另外，从工程安全角度考虑，变形破裂后的煤体内聚力忽略不计，组合拱中锚固体强度可以简化为：

式中：Kr——支护力的放大系数。

由式（6）和（7）可以看出，在Kr以及Ps相同的情况下，完整煤块内聚力大大高于煤体内聚力，因此，其锚固体强度计算值偏高，对于工程稳定不利。

根据文献，破裂岩体组合拱极限承载力为：

式中：N——极限承载力，MPa；

Qb——锚固力，k N；

L——锚杆长度，m；

B——锚杆间排距，m；

R——巷道半径，m。

由式（9）可知，在锚杆锚固力以及长度一定的情况下，随着锚杆间排距的增加，组合拱的极限承载能力呈指数下降趋势。最大锚固力为40 k N，长度为1500 mm，间排距为500 mm×500 mm的锚杆形成组合拱的极限承载力为0.15 MPa；而当锚杆间排距为800 mm×800 mm时，组合拱的极限承载能力仅为0.04 MPa，间排距增加了300 mm，组合拱的承载力下降了近74%，当锚固力为其他值时，可以发现同样的规律。由此可以看出，密集的锚杆布置对于破碎围岩稳定性具有较好的控制效果。

另外，组合拱的厚度随着锚杆长度的增加而增加，其支承能力也会越来越大，但如果锚杆锚固力相差不大，单纯增加锚杆长度没有意义。在间排距同时为500 mm×500 mm的情况下，锚固力为70 k N，长度1600 mm的锚杆形成组合拱的承载能力与锚固力为60 k N，长度2000 mm的锚杆效果基本相同。因此，高锚固力、小间排距的系统锚杆对破碎围岩稳定性控制较为有效。当锚固力为80 k N时，长度为2 m，间排距为500 mm×500 mm的锚杆形成的组合拱的承载能力为0.38 MPa，这个支护阻力与经过壁后充填后U型钢可缩性支架的支护阻力相当。前期巷道返修使用了部分U型钢支架，可以满足巷道稳定性控制要求，但U型钢支架成本较高，施工费力，且占用巷道空间较大，因此，本次使用长度为2 m，间排距为500 mm×500 mm的锚杆代替U型钢支架。另外考虑到一定的安全系数，锚杆锚固力设计为100 k N。

3.3 支护参数

锚杆采用ø22 mm×2000 mm左旋无纵筋高强锚杆，锚固长度1000 mm以上。锚固力为100 k N，预紧力不低于60 k N。一般位置顶板间排距500 mm×500 mm，帮部间排距800 mm×500 mm。钢筋网采用ø6 mm圆钢焊接的经纬网，网格规格100 mm×100 mm。钢筋梯采用ø16 mm圆钢焊接，且增加锚杆孔间的H形连接筋，规格为2000 mm×60 mm（长×宽）。为了防止岩层整体离层而导致冒顶事故的发生，确保巷道的长期安全与稳定，在顶板采用锚索加强支护。锚索采用高强度、低松弛、大延伸率1×7结构的钢绞线，规格为ø17.8 mm×7000 mm，间排距为1500 mm×1500 mm，顶板破碎位置调整为1500 mm×1000 mm。每根锚索采用规格为CK2350（超快）、K2350（快速）和Z2350（中速）的树脂药卷各一卷进行锚固，安装预紧力不低于100 k N，不高于120 k N。

4 支护效果分析

采用优化支护方案后，3～5＃煤层延伸运输大巷没有再出现冒顶现象，巷道整体性较好，减少了返修成本，确保了施工人员的安全。另外，巷道目前仅使用高强度锚网索支护，减少了架棚、填充背板等施工工序，开拓速度加快，平均每班掘进支护速度提高30%，大大缩短了工期，为3～5＃煤层采面顺利投产创造了良好的条件。

5 结论

（1）高温、高压岩浆对煤层的侵蚀、烘烤作用使煤层的完整性大大下降，煤层中产生了大量的节理裂隙，同时煤层变为多种不同变质程度煤类的集合体，这些因素使全煤巷道支护条件异常复杂，顶板极不稳定。

（2）通过工程地质资料以及钻孔摄像观测结果分析发现，3～5＃煤层火成岩影响区主要分布在延伸运输大巷顶板煤层，两帮煤体完整性较好。

（3）根据岩石力学实验以及钻孔摄像观测结果，利用霍克－布朗强度准则对岩石强度进行折减得到了岩体力学参数，进而采用组合拱理论对破碎围岩巷道稳定性进行了分析计算。结果表明：锚杆强度、锚固力以及间排距对破碎围岩的稳定性控制有着至关重要的意义。

（4）高强度、高锚固力、小间排距锚网索支护方案适用于本矿火成岩侵入全煤巷道破碎围岩的稳定性控制，可以为矿区其他同类巷道支护提供参考。

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Study on control technology of stability of broken surrounding rock in full－coal roadway with igneous rock intrusion

Yu Yongbang1，2，Meng Bo3
（1.Taiyuan University of Technology，Taiyuan，Shanxi 030024，China；2.Yongdingzhuang Coal Industry Co.，Ltd.，Datong Coal Mine Group，Datong，Shanxi 037000，China；3.School of Mechanics and Civil Engineering，China University of Mining＆Technology，Xuzhou，Jiangsu 221008，China）

Aiming at the control technology problem of the stability of broken surrounding rock in full－coal roadway with igneous intrusion in Yongdingzhuang Mine，the macro mechanical parameters of broken surrounding rock in full－coal roadway were obtained through indoor rock mechanical experiment and Hoek－Brown strength criterion on the base of typical characteristics of broken surrounding rock in roadway of 3～5＃coal seam got from engineering geological survey and drilling hole observation.Then the stability of roadway with broken surrounding rock was analyzed with combined arch theory，and the support design scheme for the full－coal roadway with igneous intrusion was optimized.The result shows that bolt－mesh－anchor support with high strength，strong anchoring force，small inter－row spacing applies to the stability control of broken surrounding rock in full－coal roadway with igneous rock intrusion.

roadway support，igneous rock，broken surrounding rock，combined arch

TD353

A

江苏省普通高校研究生科研创新计划项目（CXZZ12－0938）

尉永邦（1968－），男，山西阳高人，高级工程师，现在大同煤矿集团永定庄煤业公司从事煤矿开采技术研究工作。

（责任编辑 张毅玲）