深部沿空巷道恒阻大变形耦合控制技术研究

2019-01-02王九红祖贺军

中国煤炭 2018年12期

王九红祖贺军高蕾夏兴

(1.兖州煤业股份有限公司，山东省济宁市，273500； 2. 兖州煤业股份有限公司南屯煤矿，山东省济宁市，273500； 3. 中国矿业大学(北京)深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，北京市海淀区，100083)

1 引言

深部岩体往往赋存于复杂的工程地质环境，加之受到采掘活动的影响，使得工程岩体的稳定性难于控制，特别是沿空巷道围岩的稳定性控制，一直以来是采矿工程中的热点问题。由于沿空巷道围岩需承受多次采动应力及应力叠加的影响，巷道围岩常呈现出大变形、难支护的特征，多次返修后仍然无法保证稳定性。为此，国内外学者为此做了大量研究，取得了重要研究成果，提出了锚网喷支护、锚网索联合支护、注浆加固及U型棚支护等支护技术及相应的控制对策，现场应用效果良好。但由于深部工程地质条件的复杂性和支护材料的局限性，巷道围岩稳定性控制难题一直存在。为此，何满潮院士及其研究团队为解决围岩大变形控制的难题，研制出一种具有高预应力、高恒阻、大变形的NPR锚杆/索，实现了围岩在高预应力加固围岩的状态下，通过围岩自身和材料的大变形恒阻释能，进而保证巷道的稳定性。

本文以南屯煤矿93下06工作面沿空巷道为工程背景，巷道围岩掘进期间已经产生了严重的帮缩、顶沉及底鼓，多次返修后效果不佳。针对这一问题，本文在对围岩变形破坏产生原因及变形机理的深入研究基础上，提出了以NPR锚杆/索为核心的恒阻大变形耦合控制技术，对保障巷道围岩稳定和矿井安全生产具重要意义，对于类似条件下沿空巷道围岩的控制具一定参考价值。

2 工程地质条件分析

2.1 采掘布置

南屯煤矿位于山东省济宁市，核定生产能力150万t/a，南屯井田位于兖州煤田向斜南翼，总体呈单斜构造，井田构造复杂程度属于中等类型。随着浅部资源不断的减少，南屯煤矿已经进入深部开采阶段。93下06工作面位于九采一分区北部，上方为93上08及93上06工作面采空区，南东侧为93下04工作面采空区，工作面埋深约750 m，所采煤层为3下煤，3上煤已回采结束，3下煤与3上煤夹矸厚度为2～6 m，属于近距离煤层；93下06轨道平巷与93下04采空区之间留设4 m煤柱，采掘布置剖面如图1所示。

2.2 顶底板岩性

93下06轨道平巷顶板为两层煤之间的夹矸，厚度约为2～6 m，岩性主要为粉砂岩，底板以中粒砂岩、细粒砂岩或二者互层为主，厚度约10 m。通过现场原位取样及室内围岩力学参数实验，测得围岩物理力学参数见表1。

图1 93下06工作面煤柱及采空区位置示意图

层位岩石名称弹性模量/GPa泊松比单向抗压强度/MPa内摩擦角/(°)顶板粉砂岩81.10.1581.121.1底板中粒砂岩44.80.1844.819.3

2.3 原支护设计及存在问题

93下06工作面沿空平巷采用锚网+锚杆钢筋梯+锚索的支护形式，其中，顶部锚杆采用ø22 mm×2200 mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，间排距780 mm×900 mm，帮部采用ø20 mm×2500 mm等强全螺纹金属锚杆，间排距900 mm×900 mm；顶部选用ø22 mm×5500 mm锚索，间排距1700 mm×1800 mm，每排布置两根锚索，平行布置，沿空帮部采用ø22 mm×4000 mm高强度低松弛预应力锚索，间排距1700 mm×1800 mm“三花”布置，巷道支护断面如图2所示。

图2 沿空巷道原支护设计断面示意图

巷道原支护下围岩变形破坏情况如图3所示。结合现场调研结果可知，围岩变形破坏突出变现为大变形的特征，其中顶底板移近量最大为623 mm，两帮收缩量最大为783 mm，且顶板网兜现场严重，两帮变形量大，常出现锚杆拉破坏的现象。围岩变形破坏集中在巷道围岩的肩窝和底角处，尤其是沿空帮部的肩窝和底角。

图3 原支护围岩变形破坏情况

3 沿空巷道围岩变形破坏机制

3.1 围岩变形破坏数值分析

根据南屯煤矿93下06轨道平巷现场工程实际地质条件，建立巷道工程地质力学模型如图4所示。建立FLAC3D数值计算模型，计算范围为150 m×210 m×80 m(长×宽×高)。该模型侧面限制水平移动，底部固定，模型上表面为应力边界，施加的荷载为18.75 MPa，模拟上覆岩体的自重边界。材料破坏符合Mohr-Coulomb强度准则，模拟中采用的物理力学参数见表2。

采用cable单元模拟锚杆和锚索。锚杆(索)按原始支护设计方案布置，锚杆(索)分五段，第一段模拟托盘，第二段、第三段为自由段，第四段、第五段模拟锚固段。

图4 工程地质模型

表2 岩石物理力学参数取值表

3.1.1 掘进前应力分布状态

根据现场实际采掘布置，首先开挖3上煤层，待模型运行至平衡后，进行93下04工作面的开挖，采用分段开挖的模式，每次开挖10 m并运行至平衡，模拟结果如图5所示。

由图5可知，在相继开挖完3上煤层和93下04工作面后，沿空平巷围岩顶底板正处于围岩应力集中区，应力集中系数为2，且围岩剪切应力集中去预留煤柱外侧与顶底板夹角处。由此可知，受多次采动影响的沿空平巷在开掘前，围岩已经遭受破坏，围岩产生塑性变形，这使得巷道将在塑性区内掘巷，支护难度进一步加大。

3.1.2 回采期间围岩应力分布

采用上述模型模拟开采方案，在停采线处设置监测断面围岩应力分布情况，监测结果如图6所示。

由图6可知，工作面回采期间，水平应力在底板与肩窝、底角处集中，从而造成了能量的大量积累，得不到有效的释放，使得巷道稳定性受到威胁；同时回采引起的侧向应力与掘进时的侧向应力叠加，使得巷道两帮围岩中的垂直应力逐渐加大，顶底板中的压应力转化为拉应力，且逐渐加大，使得巷道顶底板发生明显的变形，且在两帮围岩中垂直应力急剧，两帮变形剧烈；巷道实体煤侧肩窝和沿空侧底角处围岩中产生明显的剪应力集中，而实体煤侧底角和沿空侧肩窝处围岩中剪应力较小。

3.2 深部采空区下沿空巷道破坏机制分析

通过上述对深部采空区下沿空巷道破坏特征和围岩应力场分布的分析，结合现场调研、室内测试结果，南屯煤矿93下06工作面轨道平巷围岩变形破坏机制如下：

(1)巷道埋深大(最深可达750 m)，自重应力水平达到18.75 MPa，使围岩长期处于高地应力环境中。该区整体为南高北低的单斜构造，断层较发育，构造应力较大。同时巷道为近距离煤层下组煤的沿空巷道，经受上覆93上06工作面、侧向93下04工作面和巷道掘进及本工作面回采的多次强烈采动压力及其应力叠加，使得巷道围岩中应力不断积聚，导致巷道产生了大变形，特别是沿空帮部的顶底角肩窝处围岩变形严重。

图6 回采期间巷道围岩应力场

(2)传统支护材料为小变形材料，无法实现支护材料间、支护材料与围岩间的耦合作用，且现有支护体系仅仅是简单、被动的累加，支护强度虽然高，但是由于支护系统内部及与围岩变形不协调，无法协同作用，这就造成支护系统的局部过载、大变形，进而导致支护系统个别位置被破坏，最终导致整个支护系统的失效。

综上所述，针对南屯煤矿93下06工作面轨道平巷的复杂变形机制，需采用具有大变形力学特性的支护材料及支护系统即恒阻大变形锚杆(索)耦合支护控制对策。首先通过恒阻大变形锚杆支护，通过施加高预应力保证围岩整体性，同时当围岩收到应力场影响时，恒阻大变形锚杆可在保持恒定阻力的同时释放部分变形能，又可限制围岩中有害裂隙的发展；然后通过恒阻大变形锚杆/索的三维优化技术转化构造应力和断层的影响，并利用锚网索耦合支护技术使围岩达到变形和应力均匀化。

4 巷道稳定性控制对策

4.1 NPR锚杆/索控制机理

由上述分析可知，南屯煤矿采空区下沿空平巷在未开掘前就已经处于应力集中区，并在此区域内集聚大量的能量。随着巷道断面的打开，围岩中集聚的能量将向临空面释放，此时，巷道围岩会产生大变形甚至破坏。采用NPR锚杆/索支护该类型巷道时，首先通过高预应力对已经处于塑性的围岩

进行加固，进而限制围岩的有害变形，但随着围岩中集聚的能量不断释放，当作用于巷道围岩的应力值达到NPR锚杆/索的工作阻力时，此时锚杆索将通过自身结构的变形来吸收围岩中未释放的能量，同时由于NPR锚杆索的高恒阻力，保证了围岩在释放能量的同时，始终处于一种相对稳定状态，待能量释放至临界值，巷道围岩将处于一种相对平衡状态，围岩的变形将会被限制，进而实现了围岩的稳定性控制，消除了冒顶、塌方等安全隐患。NPR锚杆/索支护原理如图7所示。

图7 NPR锚杆/索支护机理

4.2 设计参数

以上述分析为基础，结合现场实际工况，对南屯煤矿深部93下06工作面沿空平巷采用NPR锚杆/索耦合补强支护方式，如图8所示。

图8 恒阻大变形支护设计

具体设计参数如下：

(1)顶板支护：采用HMG-300-2.2型NPR锚杆，恒阻值18 t，直径22 mm，锚杆长度2200 mm，间排距780 mm×900 mm，在靠近巷道沿空侧每排3根传统锚杆之间布置2根NPR锚杆，每根NPR锚杆布置于两根传统锚杆中间，平行布置；采用HMS35-300-5.0型NPR锚索，恒阻值35 t，直径22 mm，锚索长度5000 mm，每排布置1根NPR锚索，垂直顶板布置于两排4根传统锚索中间，排距1800 mm。NPR锚索预紧力要求不小于25 t。

(2)帮部支护：沿空帮部采用HMG-300-2.5型NPR锚杆，恒阻值18 t，直径22 mm，锚杆长度2500 mm，排距900 mm，每排布置1根NPR锚杆，布置于中部两排4根传统锚杆中间，平行布置；实体煤帮支护采用HMG-300-2.5型NPR锚杆，恒阻值18 t，直径20 mm，锚杆长度2500 mm，布置于巷道上部相邻两排6根传统锚杆中间，排距为900 mm，呈“五花”型布置于实体煤帮。

5 工程应用

5.1 监测布置

根据深部采空区下沿空工作面实际工况，选择轨道平巷受工作面联络巷影响区域及普通锚网索支护向架棚支护过渡区域作为试验段，试验段施工长度90 m，在普通锚网索支护段布置2个测站(1#和5#)，恒阻大变形支护段布置3个测站(2#、3#和4#)，具体测站布置如图9所示。

图9 测站布置

5.2 应用效果分析

5.2.1 围岩变形量分析

由于巷道已经开掘成型，故主要对工作面回采期间围岩变形量进行监测，其中普通锚网索支护段1#和NPR支护段4#测站的变形曲线如图10所示。由图10可知，随着工作面的不断回采，围岩变形将经历3个阶段，即缓慢变形阶段、显著变形阶段和变形稳定阶段；围岩变形主要集中在帮部，其中沿空帮部变形量最大；与普通支护相比，采用NPR支护的围岩变形得到了有效控制，沿空帮部变形量平均减少50.6%，顶板下沉量平均减少46.8%，实体煤帮变形量平均减少43.1%，底板变形量平均减少约41.3%。

图10 巷道表面位移变化曲线

5.2.2 锚杆/索受力分析

对锚杆索受力进行监测，其变化曲线如图11所示。由图11可知，锚杆/索受力的变化将经历3个阶段，且与围岩变形的3个阶段基本一致；靠近采空区侧锚杆/索受力明显大于实体煤帮锚杆/索；NPR锚杆/索均达到设计恒阻，受力趋于稳定，但普通锚杆索受力增加趋势变缓，但是仍在增加。

5.2.3 NPR锚杆/索内缩量监测分析

采用游标卡尺对4#测站的NPR锚杆/索的内缩量进行监测，监测结果如图12所示。由图12可知，测站距工作面距离大于100 m时，锚杆(索)伸缩量变化不明显，处于缓变形阶段，待工作面推进至距测站100～40 m时，锚杆(索)伸缩量变化速度加快，待推进至距测站20 m左右时基本可达最大值；NPR锚杆索的最大内缩量分别为37.4 mm和72.5 mm，且出现在巷道沿空侧顶板和沿空帮；同一断面内，巷道顶板和沿空帮肩窝处恒阻锚杆伸缩量较大；NPR锚杆/索的内缩保证了围岩中能量的控制性释放，实现了对巷道围岩的稳定性控制。