深部高应力回采巷道变形破坏机理与控制技术

2021-11-29马国军胡文涛汪占领郭罡业

能源与环保 2021年11期

马国军，胡文涛，王军，汪占领，郭罡业

(1.国家能源集团宁夏煤业有限责任公司任家庄煤矿，宁夏灵武 750409；2.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京 100013)

目前，依据我国煤炭资源沿深度的分布规律可以看出，600 m以下的煤炭资源占总储量的65%，该范围内煤炭资源已开采部分仅为总量的2%。那么，随着浅部煤炭资源逐渐枯竭，煤炭开采必然向深部进行，深部巷道的工程将逐步增多[1]。

高应力巷道作为深部的典型复杂困难巷道之一，其变形破坏严重制约着我国煤矿的安全高效开采，因此，深部高应力巷道围岩稳定性控制技术一直是研究的热点。长期以来，国内外相关专家与学者对其进行了研究，取得了丰富的理论与技术成果[2-4]。例如，王卫军等[5]认为深部高应力巷道围岩变形破坏包含浅部围岩的非连续变形与深部围岩塑性的连续变形2部分，塑性的连续变形难以控制，巷道围岩的控制应由变形控制向稳定控制转变，应预留一部分变形空间，即给定变形。张振全等[6]以淮南矿业集团潘三煤矿1662(1)运输平巷掘进工程为背景，研究了深部高应力软岩巷道控制技术，认为应该在该类巷道掘进初期先采用锚杆及锚索联合支护控制围岩变形，随后配合注浆锚杆提高围岩承载能力。任修乾等[7]研究了高应力深部巷道围岩变形特征与控制技术，研究得出采用锚注和高强度预应力锚杆耦合支护方案，可对该类巷道围岩变形进行有效控制。彭青阳等[8]针对耿村矿高应力厚顶板回采巷道进行了研究，认为对于该类巷道，高预应力锚网喷可维护浅部围岩稳定、并调动深部围岩承载能力，注浆封闭巷道围岩裂隙可增强巷道围岩整体稳定性，U型钢支架可提高支护的承载能力，取得了良好的应用效果。余伟健等[9]针对高应力软岩巷道的变形机理和返修控制技术进行了研究，研究认为该类巷道的控制设计应采用多方法，针对性地进行设计，且控制浅部巷道围岩变形是关键。王卫军等[10]研究认为深部高应力软岩巷道围岩塑性区的发展一般经历塑性点的出现、塑性环的形成、塑性环局部畸变、塑性区非均匀扩展、塑性区恶性扩展5个阶段，巷道围岩失稳主要是塑性环的局部畸变导致了塑性区的恶性扩展所致。黄玉东等[11]认为围岩强度低、赋存水文地质环境复杂、应力集中系数高、支护强度无法达到要求是深部高应力巷道围岩变形破坏的主要原因，采用全长预应力锚固强力锚杆锚索控制技术对巷道变形进行了有效控制。薛光武等[12]针对高地应力深部巷道进行了变形破坏规律的二维相似模拟实验研究，研究得出了巷道的变形破坏特征与时间的关联性。耿伟乐等[13]研究了深部巷道支护方式的合理选择，研究认为混凝土喷层厚度和锚杆间排距是影响巷道围岩变形和破坏的主要因素、锚杆长度和锚杆直径次之。

上述理论与技术研究成果主要集中在深部巷道围岩变形破坏机理及控制技术2个方面，且认为“锚杆+锚索”联合支护是深部高应力巷道的主要控制技术，注浆(锚注)、金属支架、钢梁等补强可作为辅助的支护手段[14-19]，这些技术为提高生产率和改善施工环境发挥了重要作用[20]。但是随着开采强度的加大与开采环境的日趋复杂，巷道围岩地质条件不可能完全相同地出现，这使得任何一种方法都具有较强的针对性，难以控制所有的深部高应力巷道围岩稳定，仍有大量高应力巷道工程出现严重的变形破坏，导致维护费用成倍增大，严重威胁了矿井的正常生产。

任家庄煤矿210504工作面回风巷是典型的深部高应力回采巷道，埋深超过600 m、且受临近采空区影响，掘进期间变形严重且持续时间长，严重阻碍了该矿工作面的安全高效生产。因此，本文主要针对深部高应力巷道的稳定性控制技术，以任家庄煤矿210504工作面回风巷为例开展系列研究，可为同类矿井的巷道支护设计提供借鉴。

1 工程概况与变形破坏特征

1.1 工程概况

210504工作面开采5号煤层，左部与下部为未采区域，上部为210502采空区，210502采空区与210504运输巷之间为20 m煤柱。210504回风巷设计长度977 m，目前已掘约600 m，剩余约400 m，平均埋深约600 m。工作面布置情况如图1所示。

图1 210504工作面平面布置

210504工作面位于5号煤层，回采巷道沿煤层顶板掘进，5号煤平均厚度4.95 m，煤层倾角16°～20°，坚固性系数1.3，裂隙较发育。

煤层伪顶为厚0.46 m的粉砂岩，灰色，致密，夹矸上部赋存厚约0.23 m的煤线；直接顶为厚5.42 m的粉砂岩细砂岩互层，呈波状层理，粉砂岩泥质胶结；基本顶为厚10.36 m的粗砂岩，灰白色，巨厚层状。煤层伪底为厚0.62 m的泥岩，灰色，含植物化石，粉砂质含量较高，半坚硬；直接底为厚9.65 m的粗砂岩，灰白色，中厚层状。巷道钻孔柱状如图2所示。

图2 210504工作面运输巷岩体柱状

210504回风巷为异形断面，原支护形式为锚网索喷，断面净宽3 800 mm，中高3 623 mm，净断面13.9 m2。主要支护形式及参数：①锚索。材质为φ21.98 mm、长6.3 m的钢绞线，间排距1.8 m×2.0 m。每根锚索1支MSK2350和2支MSK2370树脂药卷，设计预紧力150 kN。②锚杆。φ20 mm、长2.4 m新型螺纹钢式树脂锚杆，间排距900 mm×900 mm。每根锚杆配备2根型号MSK2370树脂锚固剂，预紧力扭矩>200 N·m。③锚网。铁丝网，网间搭接100 mm以上，搭接间采用细铁丝捆扎牢固。具体如图3所示。

图3 210504工作面回风巷原支护方案

1.2 巷道变形及破坏情况

为研究210504工作面运输巷的变形破坏机理，对该巷道的变形与破坏情况进行了调查。该巷道自掘进以来，由于高应力、支护预应力低等多种原因，巷道掘进后30～50 m，巷道底鼓量超过800 mm，两帮移近量达600 mm。矿方虽采取了一些控制措施，但其变形破坏仍得不到控制。巷道围岩变形现场实拍如图4所示。

根据现场调查发现，该运输巷变形与破坏主要表现如下。

(1)巷道顶部的变形破坏。受高应力影响，巷道顶部出现整体性下沉，同样使巷道支护因不适应大位移而发生破坏，而且由于两帮移近量较大导致的肩角破坏明显(图4)。

图4 210504工作面回风巷变形破坏现场

(2)帮部严重内挤，开裂明显。这种破坏特征体现出巷道围岩的水平应力大。从实践经验来看，当巷道帮部内挤量超过5 cm之后，帮部不可避免地出现开裂，纵向裂纹是其明显的体现。当裂纹扩大后，喷层与围岩间的孔洞会明显增加，锚杆托盘与围岩失去有效接触，变形严重增加、喷锚挂网扭曲或被拉断，喷层破碎成许多小块。内挤的同时也会对顶板和底板进一步挤压，造成顶底板的变形破坏严重增加。

(3)底板的强烈鼓起。底板泥岩在强大的压力作用下，在某些地段产生较大的底鼓变形，调查发现局部底鼓量大于800 mm，导致巷道底鼓强烈，表面的开裂严重，底板两角内挤十分明显。同时，随着时间的增长，围岩扩容的范围也在不断扩大，导致底鼓量持续增加。

2 巷道围岩变形破坏机理

为了明确210504回风巷的变形破坏机理，依据该巷的地质条件与上述研究的数据，选择典型的210504回风巷为研究对象，采用FLAC3D软件对其变形破坏展开研究，分析其位移的分布规律并分析变形破坏机理。

2.1 模型的建立

依据210504回风巷的围岩地质条件与支护方案建立数值计算模型，如图5所示。

图5 210504回风巷模型的建立

模型长80 m、宽60 m、高5 m，自下而上依次为厚9.65 m的粗砂岩、厚0.62 m的泥岩、厚4.95 m的5号煤层、厚0.46 m的粉砂岩与夹矸、厚5.42 m的粉砂岩与厚10.36 m的粗砂岩。利用interface单元模拟层与层间的结构面，模型共划分560 000个网格，依据煤层平均埋深施加15 MPa垂直应力，边界条件为左、右、前、后、下面，应力边界为上部平面。

210504回风巷模型空间开挖如图6所示。

图6 210504回风巷模型空间开挖

依据210504回风巷的地质资料，沿5号煤顶板开挖断面净宽3 800 mm、中高3 623 mm、净断面13.9 m2的巷道，然后同平距20 m煤柱开挖210502采空区。

锚杆与锚索单元模拟如图7所示。依据210504回风巷的支护方案，在模型内部利用cable与shell单元逐次置入锚杆、锚索与钢梁，并按照所测的锚杆预紧力施加20 kN的锚杆预紧力，同时施加60 kN的锚索张拉力。

图7 锚杆与锚索单元模拟

2.2 计算结果分析

210504回风巷位移分布云图如图8所示。由图8(a)可以看出，巷道断面坑洼不平，网兜现象突出。两帮位移分布下帮重于上帮，其中水平位移大的区域主要分布在帮部中下部，最大位移均在300 mm以上。帮部与底板交界处是受帮部水平位移挤压明显区域，可以看出底板两侧具有150 mm以上的位移分布区域，同样顶板亦有100 mm以上的分布区域。由图8(b)可以看出，巷道断面顶底板移近明显，底鼓与顶板下沉明显。尤其底板下部3 m以内的区域底鼓量均在250 mm以上，底板表面底鼓量达到了500 mm以上；3 m内复合型的顶板下沉量在100 mm以上，顶板表面下沉量达到了280 mm。

图8 210504回风巷位移分布云图

2.3 巷道失稳原因及机理分析

现场调查分析得出，造成210504回风巷与变形和破坏程度严重的主要原因有以下4个方面。

(1)巷道顶板为典型的复合型顶板，围岩自身条件差，稳定性低。地质资料表明210504回风巷煤层顶板依次为厚0.46 m的粉砂岩与厚0.23 m的煤线互层、厚5.42 m的粉砂岩细砂岩互层，这种岩石力学性质差异性明显的顶板互层，是典型的复合型顶板，也称为离层型顶板，容易因一层变形破坏而造成顶板整体破坏。帮部为5号煤，裂隙较为发育，整体性较差。底板留设有厚0.7 m左右的5号煤，5号煤下部为厚0.62 m的泥岩，是易造成底鼓的围岩原因。

(2)巷道埋深较深，地应力水平较高。地质资料表明，5号煤平均埋深600 m左右。依据霍克—布朗准则，用回归方法得到经验公式100/H+0.3≤γ≤1 500/H+0.5(H为深度；γ为侧压系数)来估算，该处巷道围岩垂直应力在15 MPa，水平应力为25 MPa左右，属于中高应力水平。

(3)地质构造复杂，且受淋水影响。调查发现210504回风巷掘进过程中均有不同程度的断层，例如210504的F236与F239正断层，落差在2 m以内，容易造成煤岩层裂隙发育，易片帮冒顶。在调查中同时发现巷道中存在不同程度的淋水现象，淋水的存在导致巷道围岩进一步弱化，在高应力的作用下更容易发生变形破坏。

(4)原设计支护形式、预紧力与锚固力水平不能适应围岩变形要求。210504回风巷设计不仅沿用传统的支护形式，而且支护参数均非常单一，限于喷锚网索，且护表构件不够强。在现场试验中发现，210504回风巷与110901运输巷的实际锚杆预紧力水平均在25 kN左右，低于该类型锚杆52.6 kN的高预应力主动支护水平。设计的顶板预紧力扭矩为260 N·m与帮部的200 N·m均不能给锚杆施加满足要求的预紧力。顶板锚索的预紧力实际为90 kN与50 kN，未达到150 kN的设计要求，这显然是不能适应如此复杂的巷道围岩变形特性。

根据现场调研和观测，任家庄煤矿210504回风巷虽然采用“锚索网喷”的支护技术，但顶板下沉、两帮内挤与底鼓现象在掘进期间依旧常见，后期回采时巷道围岩稳定性依旧无法保障。

巷道围岩的变形破坏机理可以简单揭示为：当岩体被开挖后，由于岩体本身的力学性质较差，在深部高应力与采空区侧支承压力的作用下产生较为明显的胀碎变形，裂隙发育充分，尤其是复合型顶板更容易从其中某一薄层处突破，从而发生变形破坏。

由于2条巷道的锚杆(索)预紧力不足且锚固基础不太牢靠，导致锚杆(索)不能及时主动的发挥支护作用，导致浅部的不连续变形进一步增大，演变为容易看到的帮部网兜与底板鼓起等现象。加之淋水与地质构造的影响，随着时间的推移，巷道围岩将发生明显的应力叠加及流变等现象，致使巷道围岩变形进一步增加。

3 巷道围岩稳定控制技术

3.1 巷道围岩稳定性控制原理

任家庄煤矿巷道围岩的变形破坏是高应力复合顶板下的低强度支护带来的后果，所以人为干预就要提高支护强度来控制复合顶板及煤帮，只有这样才能让变形区域趋于稳定，巷道围岩稳定控制得以实现。

(1)提高锚杆索支护系统的锚固刚度。主要通过选择合适的锚固剂与锚固长度来实现，研究已经证明增强锚固刚度可以有效提高锚固力，这是提高锚杆索预紧力的基础。尤其在破碎软弱的煤岩体中，通过选择合适的锚固剂与锚固长度，提高锚固刚度对于施加高水平的预紧力有着重要意义。

(2)提高支护应力场与其有效扩散度。主要通过3种途径实现：①提高锚杆索的预紧力水平；②提高护表构件的面积与刚度；③调整锚杆索的支护角度。增强锚固刚度后的破碎围岩体，依靠强有力的支护系统形成有效扩散的高预应力场对围岩浅部的非连续变形进行控制，如裂隙、破碎扩容等变形，在初期防止围岩变形进行主动及时的控制，充分发挥连续岩体自身的主动承载能力，进而抵抗应力重新分布过程中巷道围岩的变形移动。

(3)补强支护巷道围岩。在已经变形破坏严重的地段，有必要进行补打锚杆、锚索，防止后续围岩变形进一步增加。

3.2 巷道围岩稳定性控制方案

依据控制原理与原则，结合现场工程地质条件，提出“高预应力强力锚锚杆锚索支护方案”的控制方案，先增强锚杆索的锚固刚度以获得足够的抗拉拔力，为施加足够的预紧力奠定基础，然后提高锚杆索的预应力以提高围岩自身的承载能力，最后在变形破坏地段进行补强支护，从而实现整条巷道的围岩稳定性控制。具体方案如图9所示。

图9 210504回风巷新支护方案

210504工作面回风巷掘进宽度为4 400 mm、高度为3 623 mm，沿煤层顶板掘进。由图9可知，顶板布置5根锚杆、2根锚索，下帮为4根锚杆、2根锚索，上帮为4根锚杆、3根锚索。锚杆为φ22mm×2 500 mm、屈服强度不低于400 MPa左旋无纵筋螺纹钢锚杆，顶锚杆间排距900 mm×1 000 mm，帮锚杆间排距900 mm×800 mm。配套拱型高强度托盘，力学性能与锚杆匹配，钢号不低于Q235，规格为150 mm×150 mm×10 mm，拱高不低于34 mm，配调心球垫和减阻尼龙垫圈。顶板配W钢带，长4 380 mm、宽280 mm、厚4 mm。每根锚杆安装1支MSK2350和1支MSZ2370锚固剂，抗拔力大于120 kN，即张拉泵读数大于30 MPa。锚杆预紧扭矩>400 N·m，利用扭矩倍增器(放大倍数5倍)拧紧螺母。垂直岩面打设，误差±5°。

锚索为φ21.98 mm×6 300 mm、19股高强度低松弛预应力钢绞线；顶锚索间排距1 800 mm×2 000 mm，帮部间排距1 800 mm×1 600 mm。配套托盘为300 mm×300 mm×16 mm高强度穹形可调心托板及配套锁具，锚索托板高度不低于60 mm，厚度不小于16 mm。每根锚索1支MSK2350和2支MSZ2370树脂药卷，锚索张拉力不低于200 kN，最低不小于设计值90%。垂直岩面打设，误差±5°。

φ6.5 mm钢筋编织的钢筋网；网孔规格为100 mm×100 mm，搭接不小于100 mm，联网用14号铅丝双股扣相连。

4 现场试验及效果分析

在新方案巷道中重新布置“十字监测点”对该段巷道的变形量进行观测，并参照原变形数据，对比数据变形曲线如图10所示。

图10 试验段巷道围岩监测曲线

由图10可知，通过增大护表面积、提高锚杆预紧力等高预应力锚杆支护理念的采纳，巷道支护效果有明显改善。采用新支护方案后掘进期间顶板下沉量在40 mm左右，两帮移近量在262 mm左右，底鼓量在220 mm左右，分别比原锚杆支护巷道降低59.1%和40.2%左右，到监测的后期，随着工作面远离各测点各变形都趋于稳定，收敛速率均小于1 mm/d，210504胶运巷稳定性得到有效控制。