基于统计学原理的锚杆破坏特征分析与巷道修复技术

张 信 刘春峰 许亚栋 王成功 李杨杨

(1. 山东东山王楼煤矿有限公司，山东省济宁市，272063；2. 临沂矿业集团有限公司，山东省临沂市，276000；3. 山东科技大学矿业与安全工程学院，山东省青岛市，266590)

近年来，随着矿井开采深度增加，巷道围岩性质趋于松软，且频繁受工作面采动影响，巷道围岩应力平衡被打破，应力环境复杂，导致原有支护失效[1-3]。针对深部巷道围岩变形破坏机制以及巷道支护返修变形问题，我国相关学者对此进行了深入的研究，并取得一系列科研成果，王猛等[4]剖析了巷道顶底板破坏机理，认为巷道支护的关键在于控制主应力引起的剪切滑移破坏；肖同强等[5]采用相似模拟试验方法，揭示了埋深、构造应力对巷道支护稳定性的影响规律；余伟健等[6]提出巷道围岩变形产生的高应力集中会形成应力压缩区，并阐明了巷道围岩正对称失稳模式和角对称失稳模式的演化过程；刘泉声等[7]以顾桥煤矿深井破碎岩巷为工程背景，揭示了深部破碎软弱围岩的支护难点；孟庆彬等[8]通过分析深部软弱破碎顶板破坏特点，提出了梁-拱锚固承载结构；康红普等[9]通过分析深井巷道围岩及支护体变形特征，采用了高预应力、高强度锚杆联合注浆的控制对策；袁亮等[10]针对复杂赋存条件下深部岩巷的变形问题，提出了深部围岩的分类体系及支护理念。

上述研究针对巷道围岩稳定性进行了理论和实践工作，为有效解决巷道支护难题提供了理论依据，但是，当前研究多集中对巷道围岩破坏的细观机理论述，而对于支护措施的宏观统计分析尚未有较系统的观点，尤其是利用统计学知识对现场巷道支护工程指导的案例并不多见。因此，笔者以王楼煤矿二采区胶带下山巷道工程为对象，基于统计学原理和方法，根据现场巷道变化情况运用数据统计结合数值计算相结合的方法为巷道修复提供可靠的理论支持，同时考虑巷道围岩为非均质体，实验室测量的岩体力学参数与真实矿井深部井巷围岩受力及围岩性质存在一定的差异，因此对巷道围岩运动情况进行现场试验实质分析，从而提出有效的支护方案，确保实现巷道长期稳定、有效降低巷道返修率的目的。

1 工程背景

王楼煤矿二采区胶带下山主要为二采区及深部的七采区服务，作为运煤和通风之用，其服务年限较长。该巷道埋深较大且受3号煤层采动因素综合叠加影响，处于高地应力环境，因此导致二采区胶带下山局部出现较大变形现象，顶底板及两帮收敛量达0.5～0.8 m，为保持巷道的基本稳定，王楼煤矿曾对该巷道进行了多期返修，但仍不能解决其持续性变形问题，导致巷道维修成本成倍增加，也严重影响着矿井的安全生产。

1.1 工程地质条件

王楼煤矿二采区胶带下山沿3上煤层底板布置，巷道设计为直墙半圆拱型，巷道设计宽度4.8 m，墙高1.7 m。3上煤层厚度1.8 m，3上煤层直接顶为泥岩，厚度为3～6 m，平均为5.2 m，组分以泥质为主，少为粉砂质，上部少夹粉砂岩条纹，底部富有植物叶片化石碎片，少见零星黄铁矿结核，断口平坦，少具滑面，稳定性相对较差；基本顶以细砂岩为主，厚度25～55 m，平均为43 m，浅灰色，成分以石英为主，长石次之，次圆状，泥硅质胶结，分选较好，局部夹泥岩团块或条带，微波状层理至平行层理，少见炭质线理或煤线，f=4～5，工程综合地质地形图见图1。

1.2 巷道围岩变形破坏特征

为了掌握当前该巷道围岩松动特性、结构及裂隙动态发育情况，采用CXK12(A)矿用本安型钻孔成像仪对二采区胶带下山巷道顶板岩层稳定情况进行了钻孔窥视试验，图1为选取的具有代表围岩一定特征的窥视图，可观察到：锚杆支护范围内(巷道围岩浅部)围岩破碎，且有离层发生，围岩破碎深度约在0～3 m左右；巷道顶板3～3.6 m之间有垂直裂隙，但裂隙较小；巷道顶板3.6 m以上围岩整体性较好，未出现离层现象。从上述几个特性可以说明巷道顶板破碎范围仅出现在巷道表面3 m范围内，钻孔深部围岩完整性较好，未发生明显破坏，将对后期巷道围岩加固较为有利。

图1 二采区胶带下山钻孔窥视图

2 锚杆失效调查与分析

2.1 锚杆失效分布研究

二采区胶带下山局部区域出现巷道整体变形，其中巷道拱部矿压显现尤为明显，根据巷道围岩松动圈支护理论，围岩的最大变形载荷是松动圈产生过程中的碎胀变形，围岩破裂过程中的岩石碎胀变形是支护的对象[11]，同时锚杆杆体变形状况也反映巷道围岩变形的程度和变形的原因，为了掌握锚杆断裂的主要方式、断裂长度、分布空间位置，由此分析巷道围岩的变形程度和原因，笔者收集了二采区胶带下山以及周边巷道等典型区域断裂锚杆情况，发现锚杆断裂部位多呈现明显的斜断口特征，同时还观测到大部分锚杆具有剪切滑痕，如图2所示。为方便统计，将区域内断裂锚杆进行统一编号，根据具体特征划分类型，得出数据如表1所示。

图2 锚杆断裂失效情况

表1 失效锚杆数据统计表

将断裂锚杆长度划分成递增距离为200 mm的统计区间，并依次统计各区间内的数量，可整理得到锚杆断裂处距离锚杆头的长度与统计数量之间的关系，根据调查情况，结合统计学原理，得到如图3所示的统计结果，不难看出锚杆断裂的主要部位集中在锚杆丝头位置，锚杆丝头以外至锚杆锚固剂锚固段(0～150 mm)，锚杆断裂数量曲线与正态分布图具有一定的相似性。

图3 锚杆断裂位置与数量统计图

曲线图正态分布部分平均值为：

(1)

式中：xi——锚杆断裂位置；

N——样本数量；

i——断裂锚杆样本编号。

计算得出μ=693，即样本锚杆平均断裂位置在距离锚杆丝头693 mm。

正态分布标准差为：

(2)

计算得出σ=31.8，即若不考虑因锚杆角度、锚杆丝头变径影响，锚杆断裂范围的数值与锚杆断裂范围呈平均值693 mm，标准差为31.8的正态分布。

根据正态分布的特征，在不考虑因锚杆角度、锚杆丝头变径影响的情况下，锚杆断裂的长度处于2个标准差之间的概率为95%，μ-2σ

2.2 锚杆失效机制分析

根据表1内数据将剪切变形与支护位置占比继续分类统计，结果如图4所示，锚杆断裂的表现类型主要分为两种，即剪切断裂和非剪切断裂。其中剪切断裂所占比重要高于非剪切断裂类型，所占比例达到68%，且从图3可以看出，锚杆断裂长度区间多位于400～800 mm，统计占比达到46%，另一方面，从锚杆破坏的位置来看，虽然巷道拱部和巷道帮部均有锚杆破坏，但巷道拱部出现的锚杆破坏数量却远多于巷道帮部的数量，其占比已达到86%，据统计，失效锚杆具有剪切裂纹且发生在拱部的概率约为74.4%，表明拱部受力锚杆以剪切断裂为主，结合工程地质情况以及锚杆断口形态可以看出，此区间位于顶板泥岩区域内，根据界面力学理论[12]，煤岩层面理想化成水平面后还需考虑层间充填物质对界面剪切强度的影响，所以锚杆因顶煤与顶板弯曲或碎胀变形而被剪成斜断口，分析其原因这是由于顶煤与顶板分界面附近煤层破坏严重，出现剪切破坏或拉伸破坏，导致分界面处锚杆被剪断或拉断，其中巷道围岩出现离层、相对滑动产生的剪切力仍然是锚杆破坏的主要因素，可见锚杆的失效与锚杆穿过的煤岩层分界面和支护的空间位置有一定的相关性。

图4 锚杆破坏类型及破坏位置占比

因此，在综合本工程的工程地质情况和考虑应用统计学的基础上，提出二采区胶带下山巷道围岩变形是以巷道拱部向里1329 mm围岩发生破碎并发生相对移动的巷道变形，其中巷道拱部向里375～1011 mm范围内巷道围岩相对移动最为明显，该范围处于煤层顶板泥岩段，同时结合岩性分析，围岩相对移动多为岩石的蠕变或岩石碎变形所导致，由此，把巷道内围岩性质稳定性较差的、变形量较大的岩层称之为“薄弱岩层”，“薄弱岩层”是需要重点控制的岩层。

3 巷道支护设计参数

3.1 围岩塑性区测算

巷道开挖将会使围岩应力重新分布，当重新分布的应力超过围岩的屈服应力就会产生塑性变形区域。为求得巷道围岩塑性区，将巷道拱部泥岩进行室内单轴压缩试验，求得单轴抗压强度为20.8 MPa，岩石内摩擦角46°，并根据地质分布情况得到巷道上覆岩层平均容重为26 kN/m3。

泥岩极限平衡区的半径为：

巷道围岩极限平衡区宽度为：

B=R-R0

(5)

式中：R——泥岩的极限平衡区的半径,m；

R0——巷道半径，取2.3 m；

c——内聚力，MPa；

σ0——单轴抗压强度，取20.8 MPa；

φ——岩石内摩擦角，取46°；

γ——上覆岩层平均容重，kN·m3；

H——巷道的埋深，取700 m。

经过计算可知，内聚力c为4.2 MPa，泥岩的极限平衡区的半径R为5.75 m，围岩极限平衡区宽度B为3.45 m。

3.2 注浆参数设定

针对巷道变形特点，考虑到巷道围岩稳定性较差、裂隙较发育，结合前期施工经验，采用注浆的方式填充巷道围岩中的裂隙，将松散破碎的围岩胶结成整体，实现增强岩体顶板强度[13-14]、保证巷道围岩稳定性的目标。注浆力学模型采用摩尔-库伦准则，即假定注浆岩体与非注浆岩体均达到极限平衡状态，分析两种力学状态下巷道周边的应力场，以提高岩体的内聚力、内摩擦角及弹性模量，注浆前后力学模型如图5所示。

结合数据统计分析及数据测算，确定对“薄弱岩层”采用型号为Φ22 mm×6000 mm锚索进行补强支护，锚索间排距为800 mm×800 mm。为改变“薄弱岩层”岩石性质，进一步提高薄弱岩层强度，决定对薄弱岩层采用注浆加固技术[15-16]。由上述分析得知巷道围岩松动圈为3 m，巷道塑性区宽度为3.45 m，因此，为保证浆体充分进入裂隙全断面，将注浆孔长度设定为3.5 m，根据锚杆断裂数据统计分析结果得出巷道围岩以里693 mm处围岩运动较为活跃，因此将注浆管长度设定为600 mm，注浆管安设如图6所示。

c1—未注浆岩体内聚力；c—注浆后岩体内聚力；ψ1—注浆前岩体内摩擦角；ψ—注浆后岩体内摩擦角；σ3—最小主应力；σ1—注浆后最大主应力；注浆后最大主应力图5 注浆力学模型

图6 注浆管安设示意图

4 现场应用监测结果分析

为了验证此次支护方案的有效性，以及巷道返修后巷道围岩的变形特征，在二采区胶带下山巷道返修段布置了3个巷道围岩移近量观测点，通过观测并整理得到巷道修复后90 d内的围岩移近量监测数据，具体观测数据如表2所示。通过观测点1数据表明，巷道顶板虽注浆后仍有近25 mm的累积移近量，但远低于设计变形量50 mm，足以抵抗围岩的蠕变变形，而观测点2和3的数据表明，顶板与两帮的移近量基本稳定，没有发生过大变形。

表2 二采区胶带下山围岩移近量监测

5 结论

(1)王楼煤矿二采区胶带下山软岩巷道钻孔窥视结果显示，巷道顶板破碎范围出现在巷道表面3 m范围内，钻孔深部围岩完整性较好，未发生明显破坏，将对后期巷道围岩加固较为有利。通过对二采区胶带下山断裂锚杆数据及相邻二采区行人下山失效锚索数据统计分析，剪切力仍然是锚杆破坏的主要因素。

(2)锚杆断裂长度区间多位于400～800 mm，统计占比达到46%，失效锚杆具有剪切裂纹且发生在拱部的概率约为74.4%，表明拱部受力锚杆以剪切断裂为主，认为此次巷道返修的关键在于控制顶板煤岩分界面处的剪切滑移变形。

(3)提出二采区胶带下山巷道围岩变形范围在拱部向里1329 mm，其中活动明显区域为巷道拱部向里375～1011 mm范围，由此找出巷道支护受剪切破坏的薄弱位置，使矿井巷道支护明确目标，进一步实现精准科学施工，同时通过理论对比分析，优化了巷道注浆参数、锚索选型，通过现场实施来看，巷道围岩性质得到改善，巷道支护选型可靠，支护效果较为显著。