二次动压巷道变形机理与控制技术研究

谢 俊

(山西潞安环保能源开发股份有限公司五阳煤矿，山西 长治046000)

对于高瓦斯矿井，瓦斯抽采巷受开挖及邻近开采煤层动压影响极易发生大变形，较难控制，严重影响瓦斯抽放效果，阻碍煤矿安全生产。针对这一难题，许多学者进行了大量研究，且一种既经济又实用的承受二次动压巷道加固方案成为研究的重点。针对采动巷道底鼓问题，柏建彪等［1］通过理论分析、现场钻孔探视等方法研究了采动巷道底板变形破坏特征及底鼓机理，提出了采动巷道优化布置及全长水力膨胀锚杆加固底板的底鼓治理方案;常聚才等［2］通过对深部软岩巷道底鼓问题的理论及实测分析，提出了超挖锚注回填技术，并取得了良好工程效果;神文龙、柏建彪等［3］通过现场调研、理论计算的方法分析了泥质底板动压巷道底鼓机理及破坏特征，并提出了底板承压支护系统;许海涛、李昊等［4］通过对瓦斯尾巷底鼓量较大的问题，分析研究了巷道底板变形机理及底鼓量构成，为后续治理工程提供理论依据;宣建军等［5］通过分析影响顶板高抽巷掘进速度的主要因素，提出了以技术装备为关键的快速掘进技术，并优化了动压巷道支护方案;周旭明［6］提出了高抽巷锚梁网支护方案，通过数值模拟确定了动压巷道支护参数，并得到推广应用。现针对五阳煤矿高位瓦斯抽采巷大变形的难题，通过对该巷道受开挖及采动影响无支护状态下围岩变形机理分析，在原有支护的基础上，提出了采用两帮加固+底板高预应力管缝式让压锚杆补强的巷道变形治理方案，并取得了显著应用效果。

1 工程概况

五阳煤矿是一座高瓦斯现代化矿井，目前主采3#煤层，为有效抽放采空区瓦斯，现采用布置高位瓦斯抽采巷抽采瓦斯;该巷距离3#煤层垂距35 m，距回风巷平距40 m，端头断面距切眼60 m，断面尺寸2.6 m×2.6 m;近3#煤层100 m 范围内，顶板均为砂质泥岩，夹杂部分砂岩，平均抗压强度75.3 MPa，属于坚硬型顶板;3#煤层导水裂隙带最大发育高度90 m，且穿过瓦斯抽采巷布置层位，易造成巷道底板离层，破坏瓦斯抽放管路;同时受开挖及3#煤层开采的二次采动影响，瓦斯抽采巷顶底板移近量高达574 mm，具有明显动压巷道特征，给巷道支护带来较大困难，从而严重影响工作面瓦斯抽采效果。

2 动压巷道破坏变形机理

为有效解决该动压巷道围岩变形较大的难题，现通过UDEC4.0 软件分析了该动压巷道原岩应力状态下变形特征，并结合二次应力下工作面裂隙发育特点初步确定了巷道变形机理，为巷道加固支护提供了理论依据。

2.1 采动影响下3#煤层裂隙发育特征

通过RFPA2D 数值模拟软件研究了3#煤层采动下上覆岩层裂隙发育特点，结果表明:随工作面推进裂隙不断向上发育;当采场推进20 ～80 m 时，顶板裂隙缓慢向上发育且最大发育高度为20 m 左右;当采场推进80 ～130 m 时，顶板裂隙急剧增加，且在90 m左右处，裂隙发育高度达到动压巷道布置层位，此时严重影响巷道支护效果，需进行加强支护;当采场推进130 m 以后，顶板裂隙高度最大为90 m，并趋于稳定。受裂隙影响，巷道底板易发生离层，岩体整体强度降低，在水平应力的作用下易形成挠曲褶皱型底鼓［7-10］。3#煤采动后覆岩裂隙高度随工作面推进距离变化曲线如图1 所示。

2.2 动压巷道围岩岩性分析

受二次动压影响巷道老顶为粗砂岩，底板为砂质泥岩，破坏前平均抗压强度75.3 MPa，较为坚硬，因此巷道自承能力较强，能够局部控制围岩变形。

图1 3#煤采动下覆岩裂隙发育高度变化曲线Fig.1 The curves of overburden strata fissure developing height under 3# mining influence

2.3 动压巷道采动破坏数值模拟

现采用UDEC4.0 软件对该动压巷道受3#煤层采动影响下的断面闭合率及顶底板、两帮变形率进行分析研究，从而确定巷道加固方案。

2.3.1 数值模型的建立

3#煤层厚度6.1 m，直接顶为砂泥岩互层，老顶为粗砂岩，底板为泥岩与砂质泥岩，垂距35 m 处为动压巷道。动压巷道断面尺寸为2.6 m ×2.6 m，侧面采用水平位移约束，距离模型边界100 m;底面采用竖直位移约束;顶部为自由面;并施加10 MPa 的均布载荷，以简化400 m 左右的无岩心岩层。现取该动压巷道距离切眼60 m 处一界面作为模拟断面，且巷道周围围岩加密处理。动压巷道力学模型如图2 所示。

图2 动压巷道力学模型图Fig.2 Mechanical model of dynamic pressure roadway

2.3.2 数值模拟力学参数

为规避边界效应的影响，动压巷道掘进边界距离切眼40 m，即边界保护煤柱为40 m;为研究该巷道原岩应力下的采动影响破坏过程，现依次研究工作面推进距离为20、40、60、80、100、120 m 情况下断面的闭合率及表面位移变化率;其中推进距离为60 m 时，动压巷道选取监测断面位于采煤工作面正上方;推进距离为80、100、120 m 时，动压巷道位于采空区上方。煤岩力学模拟参数如表1 所示。

表1 煤岩力学模拟参数Table 1 Mechanical simulation parameters of coal and rock

2.3.3 数值模拟结果分析

在无支护状态下，随工作面的推进，监测部位巷道顶底板变化率、两帮变化率及断面闭合率如图3 所示。

图3 巷道表面参数变化率Fig.3 Roadway surface parameter change rate

图3 表明:随工作面推进，该动压巷道断面变化率逐渐增大，当巷道位于工作面前方20 ～40 m 时，顶底板及两帮变化率分别为1.096%及0.789%，断面闭合率为1.885%，巷道基本不发生变形;当工作面推进40 ～80 m 时，巷道表面发生较小变形，原传统支护基本满足要求;当推进距离为80 ～120 m 时，巷道抽采采空区瓦斯，巷道表面急剧发生变形，顶底板平均变形率为前期的47.51 倍，两帮收敛率为前期的3.39 倍，且两帮变形量仅为顶底板变形量的1/14;同时最大底鼓量达到2.15 m，因此底鼓是引起巷道变形的最主要因素。

结合以上分析，动压巷道破坏变形机理为:随工作面的不断推进，3#煤层上覆岩层裂隙不断发育，当裂隙发育高度达到巷道布置层位时巷道围岩整体受二次扰动影响，应力区发生变化，围岩自承能力显著降低，从而巷道断面闭合率不断增加;同时底板发生离层较为严重，岩层主动抗力减弱，在水平应力的作用下，发生褶曲变形，且变形量较大，进而形成挠曲褶皱型底鼓。

3 动压巷道支护参数优化

为有效控制采动影响下巷道围岩变形，现采用巷帮加固+底板高预应力让压锚杆补强的加固方案对底鼓进行治理。

3.1 支护参数优化方案

采动前巷道支护参数:顶板采用杆体为22#左旋无纵筋螺纹钢筋锚杆，长度2.4 m，间距1.1 m，排距1.2 m，每排3 根，垂直于岩层施工;且锚固力不小于80 kN，预紧力不小于300 N·m，加长树脂锚固;锚固剂规格MSK2335 和MSZ2360，锚固长度1 300 mm，钻孔直径30 mm。巷帮选用φ45 mm，长度1 700 mm 的管缝锚杆进行支护，间距1.2 m，排距1.2 m，每排2根。

加固优化方案:在原支护方案的基础上，确定采用φ45 mm，长度2 200 mm 的高预应力管缝式让压锚杆对底板及两帮进行加固补强支护。底板锚杆间排距800 mm×1 200 mm，每排布置4 根，从巷帮向中间锚杆与底板夹角分别呈45°，25°;两帮进行锚杆补强，布置于距顶板100 mm 处，排距2.4 m，与水平方向成45°夹角打入，控制顶板下沉。

3.2 支护效果模拟分析

根据支护效果模拟分析得出受采动影响下原支护方案最大顶底板相对移近量为574 mm，采取加固方案后最大顶底板位移量仅是原支护方案的32.3%，顶底板几乎同步下沉，基本达到控制围岩变形的目的，保证了动压巷道安全高效抽放瓦斯。

4 现场试验

在采用两帮加固+底板高预应力管缝式让压锚杆补强方案后，在工作面推进距离为85 m 时，受二次动压影响巷道距切眼60 m 处断面最大顶底板、两帮相对移近量及断面闭合率与原支护对比如图4 所示。

由图4 可以分析出在该动压巷道有效抽采瓦斯期间，对巷道采用两帮加固+底板高预应力管缝式让压锚杆补强方案后，底鼓量仅为198 mm，是原有底鼓量的34.2%;顶板及两帮移近量分别降低了58.5%和60.7%，有效控制了巷道围岩变形，提高瓦斯抽采断面利用率，解决了瓦斯抽采设备破坏的难题，保证了该动压巷道对瓦斯的安全高效抽采。

5 结 论

(1)通过模拟分析了受采动影响下瓦斯抽采动压巷道围岩变形破坏特征，结合3#煤层裂隙发育特点研究了巷道破坏变形机理，并提出了采用两帮加固+底板高预应力管缝式让压锚杆补强的治理方案，现场实测数据表明:采用该方案后底鼓量仅为原有底鼓量的34.2%，能够有效控制巷道围岩变形。

(2)优化了原有支护参数，解决了该矿因围岩变形较大，严重破坏瓦斯抽采设备，进而影响瓦斯抽采效果的难题，并取得了良好的经济效益，为类似地质条件下的工程施工提供技术借鉴。

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