东保卫煤矿回采巷道围岩松动的特征与支护优化

张国华，王 磊，李子波，周文俊，周 慧，邹军鹏

(1.黑龙江科技大学， 哈尔滨 150022; 2.黑龙江科技大学 黑龙江省煤矿深部开采地压控制与瓦斯治理重点实验室， 哈尔滨 150022)

0 引 言

巷道进行开挖后，煤岩体所处的应力平衡被打破，为达到新的平衡，应力进行重新分布。当巷道所处的应力环境突破煤岩体的承载极限时，巷道周边一定区域内的煤岩体将发生破坏，应力释放产生松动圈[1-2]。松动圈范围内围岩出现的变形破坏特征称为围岩松动特征。有效的支护是进行围岩控制的手段，因此专家学者对围岩松动特征开展了大量研究。康红普[3]研究了围岩强度与结构等地质力学参数，探究了巷道支护与围岩变形、破坏等松动特征之间的关系。张琪[4]通过分析巷道围岩松动特征，探寻锦界煤矿回采巷道围岩变形特点，优化了巷道支护参数。何满潮等[5-6]针对普通锚杆不能适应巷道围岩大变形破坏的特点，基于深部软岩围岩变形破坏特征，研发了恒阻大变形锚杆。王连国等[7]结合锚杆、锚索与注浆各自的优势和特点，提出了锚注一体化联合支护技术。张百红等[8]通过相似模拟实验，得出不同支护条件下的围岩体变形松动特征，丰富了巷道围岩的支护理论。

随着煤矿开采深度的增加，东保卫煤矿回采巷道围岩松动特征日渐复杂，采用工程类比法和经验法进行支护，取得了一定的支护效果，但巷道的部分区域变形破坏严重，二次返修概率大，维护成本较高。笔者通过在东保卫煤矿41号层三采区右-660运输平巷布置多点位移计，对巷道围岩变形进行动态监测，探究巷道围岩松动特征，分析了原有支护方案存在的问题，结合现有施工条件，提出了优化支护方案，通过数值模拟及现场工业测试，验证优化方案的可行性。

1 工程背景及围岩控制现状

东保卫煤矿位于双鸭山煤田，隶属于龙煤集团双鸭山矿业有限责任公司。矿井核定生产能力1.05 Mt/a，41号煤层三采区为主要的生产区域，煤层平均倾角约为24°，平均煤厚1.65 m。三采区右-660运输巷道为半煤岩巷，断面形状为梯形，平均埋深700 m，左帮高度1 867 mm，右帮高度3 732 mm，巷道支护方式采用锚杆、锚索联合支护。顶板支护螺纹钢锚杆直径为18.0 mm，长度为2.9 m，间排距为1 000 mm×1 000 mm，药卷为快速凝结型树脂。锚索直径为17.6 mm，长度为5.3 m。两帮支护锚杆直径为18.0 mm，长度为2.5 m，间排距为1 000 mm×1 000 mm。支护断面如图1所示。

图1 三采区41号层右-660运输巷道支护断面Fig. 1 Supporting section of right-660 haulage roadway in No.41 seam of No.3 mining area

2 巷道围岩松动范围特征

巷道掘进后，巷道围岩的三向应力状态逐渐转变为二向应力状态[9]。为了达到新的应力平衡，围岩发生破裂，高应力逐渐向深部转移，巷道围岩表现出明显的松动变形特征。通过深孔多点位移计对巷道顶板和两帮变形的监测，可以初步获得巷道围岩的松动变形特征，为支护方案的优化提供重要依据。

2.1 测试方案

(1)东保卫煤矿41号煤层三采区右-660运输平巷掘进后，在工作面后方布置4个测区。测区之间相隔30 m，巷道的顶板和两帮的中心处布置3个多点深孔位移计。根据施工反馈，围岩松动区范围在0.5～3.0 m之间。为全面监测围岩的松动范围，在4、2、1 m的位置分别埋设1号、2号和3号固定器。(2)测区布置在掘进头10 m以外，以免施工对观测数据造成影响。(3)每两天进行数据观测与分析，布置方案详见图2。

2.2 测试结果

测区的观测数据具有良好的相关性，鉴于篇幅，仅列出一个测区的观测结果，进行重点分析。

围岩的松动变形会引起巷道的面积变化，在常规监测顶板下沉量h和两帮移近量l的基础上，引入巷道面积减少量参数,简称面积缩量。东保卫煤矿41号层三采区右-660运输平巷的变形在横向上表现为两帮移近，纵向上表现为顶板下沉，积分所得面积即为面积缩量S。它能将一维的巷道变形数据直观展现在二维的平面上。

图2 多点位移计布置示意Fig. 2 Schematic diagram of multi-point displacement meter layout

巷道掘进后，经历了急剧变形、缓慢变形和稳定变形3个阶段。0～4 d为急剧变形阶段。此时，巷道的变形速率最大，顶板下沉量、两帮移近量及巷道面积减少量S1的变化速率为20 mm/d、8.9 mm/d和355 mm2/d，掘进作业初期，应力进行重新分布，产生了塑性变形破坏，支护无法阻止其发生和扩展[1]。巷道内部形成临空区，围岩松动范围极不稳定，应力迅速临空释放或向岩体深部转移，造成巷道周边岩体变形速率较大，顶板下沉速率大于两帮移近速率。5～40 d为三采区右-660运输平巷缓慢变形阶段，巷道的变形速度明显低于前一阶段。围岩由“塑变破坏”进入碎胀变形。碎胀变形是由于岩体的残余应力引起的[1]，有效的支护能够控制破裂围岩继续劣化，此阶段可以用来检验支护效果。顶板下沉速率、两帮移近速率和巷道面积减少量的变化速率依次为1.2 mm/d、2.4 mm/d和5.55 mm2/d。两帮变形速率是顶板变形速率的二倍，现有支护下观测结果如图3所示。图3a中出现明显拐点，这与前一阶段顶板变形速率较大相悖，在两帮区域加强支护效果不明显，且施工难度大。靠近巷道附近的支护承压范围内，顶板变形较小，两帮变形速率较快，初步分析顶板支护与两帮支护不协同，顶板存在支护过剩。40 d后进入稳定变形阶段，此过程巷道围岩变形保持稳定，变形量不再随时间发生变化，面积缩量达到最大值1 619 mm2，顶板基本完整，两帮出现裂纹、轻微片帮等松动特征。以上监测数据均来自2号和3号测点，只有在所监测的岩层产生离层松动时，固定器所在的测尺钢线会与基准面出现明显的长度变化，由此推测出顶板及两帮的松动范围为1.0～1.5 m。

图3 三采区右-660运输平巷现有支护观测结果Fig. 3 Existing support observation results of right-660 haulage roadway in No.3 mining area

2.3 支护优化设计

东保卫煤矿三采区右-660运输平巷围岩松动范围为1.0～1.5 m，围岩性质为中松动圈Ⅲ类一般围岩，可采用锚杆悬吊支护理论[1]对原有支护方案校核并进行方案优化设计。

经悬吊理论计算[10]，锚杆长度L=2.05 m，直径D=17.4 mm，间、排距a=0.98 m，锚索长度La=4.2 m，可以满足当前支护需求。原支护的外露端为0.3 m，锚固端长度为1.1 m，悬吊理论一般取0.3～0.4 m[10]，可知顶板存在支护过剩。

相关研究指出[11]，减小锚固端长度，可以使顶板围岩存在较大的变形，有效释放能量。优化方案如下：顶板支护采用的螺纹钢锚杆直径为18.0 mm，锚杆整体长度为2.5 m，其中，锚固端长度为0.7 m，间排距为1 000 mm×1 000 mm，药卷与原支护相同，采用快速凝结型树脂药卷。采用的锚索直径为17.6 mm，长度为4.5 m，两帮支护采用的锚杆直径为18.0 mm，长度为2.5 m，间排距为1 000 mm×1 000 mm。

2.4 数值模拟优化分析

在东保卫煤矿三采区41号层右-660运输巷进行原位取样。依据国际岩石力学协会(ISRM)的实验标准进行实验，得到其顶板、煤和底板的物理力学参数，如表1所示。

表1 数值模拟巷道围岩参数

通过FLAC3D模拟无支护、现有支护及优化支护的3种工况下巷道变形情况如图4所示。

图4 三采区右-660运输平巷围岩应力场Fig. 4 Stress field of surrounding rock of right-660 haulage drift in No.3 mining area

该运输巷掘进后，在巷道和顶板及两帮区域出现了拉应力集中，见图4a。这是因为应力进行重新适配，三向应力作用逐渐衰减，两向应力占据主导，此时应力分布主要取决于侧压系数[12-13]。无支护下，侧压力系数近似为0，产生了高拉应力。由于岩石这种抗压不抗拉的特性，巷道自身的承载极限不能抵抗高拉应力的影响，巷道周边的塑性变形破坏大，围岩松动特征十分明显。现有支护下，锚固范围内的岩层相互挤压摩擦形成承压层，在一定程度上增加了自承能力，高拉应力转为压应力，有利于巷道抵抗塑性破坏。但应力在承压层内出现了不均衡的表像，巷道右帮底脚处出现了应力集中，见图4b。这是由于顶板岩层膨胀所积聚的能量未能及时释放，造成两帮能量积累过剩，与现场观测结果一致，右帮底脚处变形较大。支护优化后，应力场出现明显的变化，验证了顶板和两帮支护不协同的猜想，优化后的方案减轻了在支护承压范围内对顶板的过度控制，积聚的能量能够及时耗散，使围岩支护结构达到优化状态，充分发挥围岩的承载能力，改善应力水平，提高了支护效果，见图4c。

3 工业试验

按照优化设计的支护方案进行工业试验。原有支护下的顶板和两帮发生离层，部分支护构件已经失效，围岩松动特征明显，见图5a。优化后的支护效果较好，顶板和两帮较完整，见图5b。

图5 三采区右-660运输平巷现场实测Fig. 5 Field measurement of right-660 transport roadway in No.3 mining area

在缓慢变形阶段，优化支护下顶板下沉速率、两帮移近速率及巷道面积变化速率分别为1.6 mm2/d、1.4 mm2/d和5.17 mm2/d，两帮收敛速率明显下降。顶板下沉与两帮移近的速率大体一致，拐点消失，整个曲线变化平滑，支护耦合效果较好，见图6。由于减少了顶板的过度支护，顶板下沉量略有上升，达到129 mm，但两帮移近量下降为67 mm，减少53 mm，巷道面积缩量S减少为1 044 mm2，减少了575 mm2， 降幅达36%。优化后的支护提升了顶板及两帮的协同支护效果，减少了围岩的松动变形，提升了围岩的自稳能力，稳定变形阶段用时缩短了4 d，优化后的支护方案减少锚索长度0.8 m,减少锚杆长度0.4 m，降低了支护成本，通过提升整体支护效果来对抗巷道局部变形是可行的。

图6 优化支护观测结果Fig. 6 Observation results of optimized support

4 结 论

(1)东保卫煤矿41号层三采区右-660运输平巷掘进后，经历了急剧变形、缓慢变形和平稳变形阶段。支护承压范围内，原支护的顶板下沉和两帮移近变化速率存在较大差异，顶板支护过剩，导致整体支护作用不协同。

(2)深孔多点位移计对巷道离层的观测可知，围岩松动范围为1.0～1.5 m，属于中松动圈Ⅲ类一般围岩。

(3)优化方案能够使东保卫煤矿41号层三采区右-660运输平巷顶板积聚的能量及时耗散，使围岩支护结构达到优化状态，充分发挥围岩的承载能力，改善应力水平。

(4)优化的支护方案，使东保卫煤矿41号层三采区右-660运输平巷顶板下沉量略有上升，但两帮移近量明显下降，巷道面积缩量降幅达36%，减少了围岩的松动变形，提高了巷道围岩承载能力，巷道稳定变形阶段用时缩短了4 d，达到预期的支护效果。