深部特厚松软煤层巷道支护控制

2019-03-29张治高朱庆文谭文峰李廷春

采矿与岩层控制工程学报 2019年1期

张治高，朱庆文，万晓，谭文峰，李廷春

(1.山东新巨龙能源有限责任公司，山东菏泽 274918；2.山东科技大学山东省土木工程防灾减灾重点实验室，山东青岛 266590)

深部特厚煤层巷道由于煤层与岩层相比强度较小，在大埋深情况下，巷道承受压力大，但承载能力弱，围岩松动区域较大，且煤岩界面易发生离层破坏。统计表明：特厚煤层巷道变形破坏主要表现为顶板下沉、两帮收敛、顶角破碎等特征，且在巷道开拓和维护期间易发生冒顶事故，严重制约煤矿的安全生产[1]。

专家学者针对特厚煤层巷道支护特别是针对顶板安全性防控进行了大量的研究，取得了丰富的研究成果。严红[2]针对软弱煤层特大断面巷道大变形和冒顶灾害控制难题，综合运用现场调研、实测和理论分析等方法，提出“多支护结构体”控制系统，并在五家沟煤矿进行运用，效果良好。兰奕文[3]应用全锚索控制系统控制特厚煤层采动巷道顶板变形，并研究了支护参数对顶板控制效果影响规律，将研究成果运用于同煤大唐塔山矿2201进风巷道。张向东、郭玉峰、袁胜军[4-6]针对特厚煤层大断面巷道支护难题，运用数值模拟和现场监测相结合的方法，分别采用了 “锚-网-索”支护、“高预应力树脂锚固锚杆锚索组合”支护和“高强高预应力锚杆(索)+金属网+W型钢带+喷射混凝土”联合支护方案控制巷道变形。张锁[7]利用FLAC3D研究预紧力对特厚煤层巷道支护结构稳定性的影响规律，指出合理施加预紧力可增加支护结构稳定性。

上述研究成果极大地推动了特厚煤层巷道支护技术的发展，但特厚煤层赋存地质环境各异，尚没有形成统一的支护设计体系和参数选取方法，对于埋深大的特厚松软煤层巷道支护控制研究较少。本文以新巨龙煤矿2304N煤巷为工程背景，在借鉴前人研究成果的基础上，利用理论计算、数值模拟和现场观测的方法，研究特厚松软煤层巷道变形破坏特点和支护控制对策，期望为同类地质条件下煤矿特厚松软煤层巷道支护控制起到指导作用。

1 工程概况

山东新巨龙煤矿2304N煤巷掘进工作面位于-810m水平二采区北翼，巷道埋深830m，开拓长度560m，走向343°～18°，倾向73°～108°，平均倾角为5°，设计断面为矩形，开拓宽度为5.1m、高4.15m。煤层赋存区域竖向应力为20.5MPa、最大水平主应力38MPa，煤层厚度为9.51m，松软破碎，属于典型的深部特厚松软煤层。巷道沿底板掘进，目的是形成采煤工作面生产系统，满足采煤工作面回采时的行人、设备安装、通风的需要。

根据附近相似巷道掘进和L-6钻孔揭露资料，煤层直接顶为泥岩，泥质结构，岩性脆弱易破碎。煤层顶底板岩性综合柱状图如图1所示，煤岩层的物理力学参数如表1所示。

图1 煤层顶底板岩性柱状

岩层密度/(kg·m-3)体积模量/GPa黏聚力/MPa内摩擦角/(°)剪切模量/GPa抗拉强度/MPa泥岩25152.371.13331.491.71煤13000.630.95280.380.86砂质泥岩26003.511.3730.52.312.11粉砂岩250013.563.5319.752.56

2 特厚松软煤层巷道变形特征及控制对策

2.1 特厚松软煤层巷道变形特征

经现场调研附近类似巷道可知，特厚煤层巷道在开拓和后期维护过程中巷道变形特征多样，按照巷道变形部位可分为顶板失稳、两帮收敛和底板隆起变形，其中以顶板失稳离层最为严重，常常引起冒顶事故[1-2]。

为研究2304N煤层巷道在无支护条件下变形特征，根据地层岩性，利用FLAC3D建立数值模型，模型几何尺寸为45m×40m×10m，巷道开挖轮廓为5.1m×4.15m。模型共划分72000个单元，81081个节点。采用摩尔-库伦模型，上边界为应力边界，施加竖向应力20.5MPa，水平应力35MPa，方向指向模型内部；下边界固定、四周边界施加水平约束。模型巷道的位移云图见图2，塑性区分布如图3所示。由图2、图3可知，巷道顶板和两帮塑性破坏范围与底板相比较大，拉伸破坏区域出现在两帮和顶板。

图2 无支护条件下2304N巷道位移

图3 无支护条件下2304N巷道塑性区分布

综合现场调研和数值模拟结果，巷道变形特征总结如下：

(1)顶板下沉量巨大特厚松软煤层巷道顶板为砂质泥岩和泥岩复合顶板，岩性差别很大，顶板脆弱易折断破碎，在巷道开拓时顶板出现离层现象。巷道顶板中心宽度约为2m、厚度为0.5m范围内出现拉伸和剪切破坏区，煤层均质松软承载强度较低，在拉剪应力复合作用下，顶板破碎严重，易导致巷道出现冒顶等事故。

(2)巷道顶角挤压破碎严重开拓巷道断面为矩形，易在两帮顶角处产生应力集中区，数值模拟可见此位置处于剪切状态，剪切破坏区域范围约为3.5m。现场可见支护煤层从顶角处松散垮塌，被金属网兜住，支护作用渐进失效加速煤层巷道破坏。

(3)两帮收敛量大巷道开拓完成后，围岩应力状态改变，两帮中间位置出现拉应力，范围约为0.5m，剪切应力作用区域约为3～3.5m；巷道两帮有明显收敛趋势，向内侧鼓出，两帮中间位置位移值较大。

(4)底板隆起，煤岩交界处产生滑动面与其他部位相比，煤巷底板隆起量较小，煤层底板为砂质泥岩地层，易在煤岩交界处产生剪切滑动面，加速两帮收敛。

2.2 特厚松软煤层巷道控制对策

基于变形破坏特征，参照临近巷道支护方案，根据地层条件、围岩受力特性和塑性区破坏范围，确定巷道支护重点在于控制巷道顶板变形。巷道顶角处需加强支护，增强顶帮支护结构协同作用，避免顶角破碎，降低围岩在高地应力条件下支护结构局部失稳引起巷道整体垮落的风险。巷道两帮除设置预锚杆和钢带支护外，应打设锚索进一步限制两帮收敛变形，提高帮部围岩抵抗剪切破坏能力[2]。

综合上述分析研究，提出“锚带网索联合支护”方案：以预应力锚杆、金属网和钢带为基础支护结构，在围岩锚杆长度范围内形成加固区，改变围岩受力状态提高承载能力；顶板利用高强长预应力锚索和锚索梁进行强化支护，锚索穿过顶板离层区域，为顶板提供足够锚固力；顶角处设置斜拉锚索和钢带，提高应力集中区域围岩抗剪切能力；帮部安设预应力锚索锚固承载区，施做完毕后巷道全断面喷射混凝土覆盖。

3 “锚带网索联合支护”方案

目前针对特厚松软煤层巷道变形控制没有成套理论和支护体系，需依据现有的支护技术结合现场条件和同类巷道实例，对支护参数进行选择。国内外针对巷道支护锚固理论研究的较为成熟，但每种理论有各自假设和适用条件，所计算的结果不尽相同。因此结合附近同类型巷道支护实际情况，利用多种理论计算分析，比选出适合的支护参数是一种较为可行的方法[8-12]。

3.1 支护参数选取

3.1.1 锚杆长度计算

目前常用的锚杆长度计算理论有悬吊理论、组合拱理论和组合梁理论，分别使用上述理论进行计算，结果如下：

悬吊理论计算锚杆长度：

(1)

组合拱理论计算锚杆长度：

(2)

组合梁理论计算锚杆长度：

(3)

式中，L为锚杆长度，m；B为巷道开拓宽度，m；f为岩石坚固性系数，取1.41；lm为锚杆锚固至稳定岩层的深度，按经验取0.5m；le为锚杆外露长度，取0.15m；K为安全系数，取1.2；b为组合拱厚度，m，实测松动圈的厚度为2～3m，b取1.4m；tanα为锚杆对破裂岩体控制角的正切值，一般取α=45°；a为锚杆的间距，取0.9m。

上述3个公式可求得锚杆长度分别为2.45m，2.32m和2.45m，由图2(a)可知在巷道两帮2.5m范围以外巷道收敛变形较小，因此选取锚杆长度为2.5m。

3.1.2 锚索长度计算

按照锚固岩层厚度计算锚索长度：

(4)

式中，Lm为锚索长度，m；S为悬吊岩层厚度，取煤层和软弱顶板厚度总和为5.85m；l1为锚索锚入稳定岩层的深度，取1.5m；l2为锚索外露长度，取0.3m。

采用上式计算得锚索最小长度为7.65m。

3.1.3 锚索间距计算

按照悬吊岩层重量计算锚索间距：

(5)

式中，Ls为锚索间距，m；B1为巷道最大冒落宽度，取5.1m；h为巷道最大冒落高度，取7.7m；L1为锚杆排距，m；γ为冒落岩体平均容重，取17.22kN/m3；θ为锚杆与巷道顶板夹角，取60°～80°；F1为锚杆锚固力，取130kN；F2为锚索极限承载力，取580kN；n为锚索排数，取2。将上述相关数据代入式(5)，计算结果如表2所示。

由上述计算结果可见锚索间距Ls≥2.5m，从支护安全的角度出发，取最小值为2.5m。根据巷道宽度考虑锚索梁和钢带支护效应，顶板使用3根锚索。

表2 锚索间距计算

根据同类型地质条件下巷道已使用支护材料，选用φ22mm螺纹钢锚杆和φ21.8mm高强钢绞线锚索。锚索长度范围为4～10m，考虑预应力锚索张拉锚固，长度增加0.3m，分别取两帮和顶角锚索长度为4.3m和6.3m，顶板锚索长度为8.3m和10.3m；锚杆施加预紧力为50kN，锚索预紧力为100kN。采用如表3所示的模拟方案，研究锚索间排距和长度对巷道变形影响特征。

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表3 支护方案设计

3.2 支护方案数值模拟分析

3.2.1 顶底板位移特征

5种支护方案下竖向位移具有对称性，由图4可得，顶板位移量分别是25.3cm，22.8cm，20.8cm，22.3cm，23.2cm。巷道底板为砂质泥岩，强度大于松软煤层相，因此巷道底鼓量小且变化不大。

由方案3，4，5可见，锚索间排距的增大，使巷道顶板沉降增大、两帮收敛量依次增加，巷道变形范围也在扩大。巷道顶部设置3根预应力锚索，巷道顶板位移最大点处于锚索间距中心，当未设置帮部锚索时，巷道水平应力作用强烈，顶板位移最大点处于巷道中心。方案3中顶角处设置约束锚索，相对于方案1位移减少约25%。由各方案位移图示可见，顶板锚索长度为8.3m就可以锚固至稳定岩层，增加长度对控制顶板变形作用不明显。

图4 不同方案巷道位移

3.2.2 两帮收敛特征

5种方案两帮收敛量分别是44.4cm，39.3cm，35.10cm，34.92cm，36.2cm，巷道两帮外侧2.5m宽度范围内围岩位移量较大。由方案1，2两帮收敛数值可见帮部锚索对控制两帮收敛起到明显作用，使用帮部锚索后，两帮外侧位移区域范围和数值都大幅度减少，围岩位移量减少了约38.4%。

3.2.3 围岩应力特征

不同支护方案巷道围岩应力分布如图5所示，围岩垂直应力集中在巷道两帮，可见两帮和顶角锚索对控制两帮变形起到了关键作用；巷道顶板应力向锚索锚固区域不断增大，预应力锚索可控制拉应力向围岩内部发展演化。

图5 不同支护方案巷道应力分布

当锚索间排距较小时，对围岩约束性增强，巷道围岩所受压应力的范围和数值较小，说明围岩在长锚索、钢带和锚索梁的联合作用下改变了围岩的受力状态，增加了其承载能力。随着支护参数减弱，锚索对围岩支护能力变小，围岩受压区域变大，而松软煤层抗拉强度极低，极易发生破坏，导致巷道出现大变形现象，甚至发生冒顶事故。

施加锚杆和锚索预应力可有效改善巷道围岩受力状态，提高围岩承载能力，底板没有锚杆锚索控制，承受拉应力区域较大。由图5(a)、(c)、(e)可见，锚索间排距增大，两帮围岩承受最大压应力的数值减小，不利于控制围岩稳定性。在5个模拟方案中，方案3围岩变形量最小，围岩承载应力较高，支护方案较为合理。

综合上述分析，方案3支护效果最优。数值模拟结果和现场实测结果差别不大，考虑现场钢带、锚索梁和喷射混凝土相互作用，实际支护的效果要远胜于数值模拟结果。

4 现场工程实践与监测

4.1 “锚带网索联合支护”方案工程应用

基于上述研究成果，新巨龙煤矿2304N煤巷支护采用图6所示布置方式。其中：锚杆为φ22mm×2.5m等强螺纹钢式树脂锚杆，型号为MSGLD-600(X)，屈服强度≥600MPa，杆体屈服力≥230kN，施加预紧力50kN，间排距为0.9m×0.9m，顶角锚杆向巷道两帮倾斜20°，施工使用20T锚杆拉力计和MYJ-750扭矩扳手，拧紧力矩不小于400N·m；顶板锚杆与W型钢带配合使用，压住钢筋网紧贴围岩，钢带长4.8m，眼距0.9m，钢筋网规格为6.0mm，网孔尺寸10cm×10cm；顶板钢带之间打设长4.2m锚索梁，由3根锚索锚固，顶板锚索间排距为2.0m×1.8m,使用长度为φ21.8mm×8.3m高强预应力钢绞线，施加预紧力为100kN。顶角锚索和帮部锚索采用φ21.8mm高强预应力钢绞线，长度分别为6.3m和4.3m。

图6 巷道支护布置

巷道两帮支护如图7所示，帮部上分层采用3根锚杆配合长2.1m 、宽0.2m的上分层T型钢带支护，靠近顶角处锚杆按10°仰角安设；帮部下分层采用2根锚杆配合长1.2m 、宽0.2m的下分层T型钢带支护。两帮各打设3根帮部锚索，间排距1.45m×1.8m，上部按45°仰角安设1根顶角锚索，中下部安设2根帮部锚索，施加预紧力数值与顶板支护一致。

图7 巷道两帮支护布置

4.2 支护效果监测

巷道支护过程中选取2个断面安装离层仪和表面收敛仪，支护施做完毕后，对其进行观测。监测结果显示两帮收敛数值为3.65cm，顶板最大下沉量为1.93cm，最大离层位移为0.8cm；施做完毕至顶板下沉过程中，顶板处于稳定状态。

采用钻孔窥视仪对支护完成后的巷道顶板进行钻孔探测，顶板钻孔3处、帮部钻孔2处，钻孔深度均为10m。由钻孔影像可见，在巷道顶板0.4m范围内可见顶板煤层内出现裂隙，裂隙发育，且距离巷道顶板越近裂隙宽度较大。在巷道2.5m，5.6m处可观测到离层现象，一处钻孔处可见岩层分离，其余位置钻孔孔壁光滑没有看到明显的离层现象和裂隙发育扩展情况。帮部钻孔在距巷道壁0.5m内可见裂隙发育，其余位置未发现裂隙发育扩展现象、钻孔窥视结果进一步验证了“锚带网索联合支护” 方案对松软特厚煤层巷道控制效果。