新汶某煤矿深部开采过渡区巷道支护技术与实践

李海洲,张晓君 , 张 璐

(1.山东理工大学 资源与环境工程学院 矿山工程技术研究所，山东 淄博 255049；2.山东理工大学 建筑工程学院，山东 淄博 255049)

近年来，世界采矿科学研究和采矿实践愈加关注矿体深部开采问题。其中，深井开采过渡区巷道的支护方式直接影响煤矿的采掘接续平衡、经济效益和生产安全[1-2]。

国内对深井巷道支护的研究取得了良好的应用效果[3-9]，但在开采向深部过渡过程中，许多巷道围岩变形加剧，使巷道维护成本大大增加，浅部支护方式已不能满足巷道变形及安全要求。调查表明，在底板不支护的过渡区巷道中，顶底板近60%的移近量是由底鼓引起的，其造成的巷道维修量约占总维修量的50%[10]。因此，对深部开采过渡区巷道围岩变形尤其是底鼓控制进行研究具有重要意义。

1 工程背景

新汶某煤矿-550 m水平二采区轨道下山埋深约556 m，穿过的岩层以砂质页岩、砂质泥岩和粉砂岩为主，巷道断面形状为直墙半圆拱，净宽×净高=4.6 m×3.34 m，掘进时支护方案为“锚网+喷浆”支护形式，巷道顶部及两帮，采用M25-22-2500 型锚杆,间、排距均为1 m，每根锚杆锚固力为130 kN，全断面铺设12#铅丝编制经纬金属网，喷50 mm砂浆[11]。

由于巷道围岩在深部应力的作用下软岩特性明显，导致巷道围岩持续变形。支护数月后，产生明显的拱肩开裂与底鼓变形，如图1所示。原支护方案已不能保证巷道的稳定性。

图1 拱肩开裂与底鼓变形

2 巷道围岩变形监测与特征分析

为了分析原支护方式下过渡区巷道围岩的变形规律，巷道开挖支护后，在底板、顶板及两帮安装 KDW 型多点位移计，实测巷道围岩变形数据。

顶板和帮部多点位移计各包括4个测点，距离表面分别为1 m、2 m、3 m、4 m；底部多点位移计9个测点，距离表面分别为1 m、2 m、3 m；监测结果如图2所示。从图2可以看出：

1)巷道掘进后，在高应力作用下，围岩在很长时间内仍在持续变形，表现为整体收敛变形的特点，其中，巷道底板变形程度最大。顶板及帮部围岩掘进后10～15 d变形速度开始收敛，而底板围岩在掘进后60 d仍在持续变形。

2)巷道底鼓变形具有对称性，总体呈倒三角形，且中间底鼓量最大。

(a)巷道顶板位移-时间变化曲线

(b)巷道两帮位移-时间变化曲线

(c)巷道底板位移-时间变化曲线

(d)巷道底鼓位移-时间变化曲线

综上表明，原支护条件下巷道围岩处于不稳定状态，具有持续变形特征，原有的支护参数已不能有效控制巷道围岩，尤其是底鼓的变形。

3 支护方案改进与数值模拟分析

基于上述情况，对原巷道支护方案加以改进，采用顶部增加锚索、底角增加锚杆的“注浆+锚喷网+锚索+底角锚杆”支护形式。

增加顶部锚索，长度取为6.2 m，选取MS-Φ17.8-1-6200 mm钢绞线预应力锚索，其拉断载荷为353 kN，间距2 m，排距5 m。

巷道底角采用M25-22-2500 型锚杆，按照45°角打入巷道底板。

根据巷道的实际施工步骤，本次数值分析过程共分为4步进行：(1)初始地应力平衡；(2)巷道径向方向开挖20 m；(3)原支护方案的模拟计算；(4)改进的支护方案模拟计算。

建立模型尺寸：40 m×20 m×40 m，考虑计算机模拟速度及模拟结果的精确性，对巷道围岩10 m范围内网格划分适当加密，如图3所示。原支护与改进支护模型如图4、5所示。

图3 -550 m巷道数值分析模型

图4 -550 m巷道原“锚网喷”支护模型

巷道模拟计算所采用的各岩层强度参数，均在巷道现场取样实验得到，各参数见表 1。

计算过程中假设各岩层为均质、各向同性材料。模型边界条件:模型底部z=-20，左侧x=-20、右侧x=20和y=0、y=20设置为固定约束，在模型上部岩层表面施加14 MPa的均匀荷载。

图5 -550 m巷道改进的支护模型

表1 模型各层介质力学参数表Tab. 1 Mechanics parameters of layers in the model

岩性弹模/Pa泊松比内聚力 /MPa摩擦角/(°)容重/MN·m-1砂质页岩2.7×1090.301.28340.024砂质泥岩2.4×1090.341.105320.022砂岩3.6×1090.251.86360.031锚杆210×1090.300.078锚索210×1090.10.078混凝土10×1090.270.025

首先对原支护形式下巷道的变形进行计算，采用锚喷支护后，顶板沉降值为45.52 mm，巷道底板处于不支护状态，顶板与两帮支护强度不够，岩体变形及压力传递到深部，致使底板变形范围和强度大于顶板及帮部，底鼓值为61.21 mm；从塑性区分布范围来看，主要集中在拱肩和底角3～5 m范围内；计算结果如图6、7所示。

图6 原护形式下z向位移云图

图7 原护形式下塑性区分布图

改进支护形式下巷道的变形结果如图8、9所示。增加预应力锚索组合顶部围岩，有效地将应力传递至深部稳定岩层，使巷道顶板沉降值减小为14.7 mm；增加底角锚杆使得底板底鼓值减小为15 mm；从塑性区分布范围来看，拱肩位置塑性区消失，两帮和底角塑性区范围大大缩小，可见该支护形式下，能够较好地控制巷道围岩的变形。

图8 改进护形式下z向位移云图

图9 改进支护形式下塑性区分布图

4 新支护方式实施效果

为验证新支护方式的实施效果，在-550 m巷道(图10)试验段进行巷道位移观测，通过2个月的观测，得到监测数据列于表2，巷道变形与时间关系曲线如图11所示。

图10 -550 m巷道试验段支护效果

表2 巷道变形监测Tab.2 Roadway deformation monitoring

时间/d顶底板移近量/mm两帮移近量/mm17.803.20512.305.301015.626.171516.427.362017.797.582518.568.183018.788.323519.428.474019.749.114520.219.305020.569.535520.789.716020.939.86

图11 新支护方式下的巷道变形曲线

从图11中可以看出在60 d观测期内，试验段巷道两帮总移近量为9.86 mm，顶底板总移近量为20.93 mm，并在支护完成10～15 d后变形量开始收敛，围岩变形量和变形速度均得到较好控制。

5 结论

1)深部开采中，在高应力作用下，过渡区岩体表现出明显的软岩特性，使得原支护方式不能有效地控制巷道变形。

2)根据巷道受力与变形特点，将原锚网喷支护方式改进为“注浆+锚喷网+锚索+底角锚杆”支护方式，数值分析表明该方案能够有效地控制高应力软岩巷道围岩变形。

3)根据-550 m试验巷道的变形监测数据可以看出：采用新的支护方式后巷道围岩变形量及变形速度均得到有效控制，验证了新支护方式的可行性。