急倾斜煤岩互层巷道非对称变形特征及跨界锚注差异化支护技术

2022-04-22董太华谢正正刘华君

煤矿安全 2022年4期

董太华，谢正正，张农，4，刘华君，王金，康虹

（1.四川川煤华荣能源有限责任公司广元分部，四川广元 628017；2.中国矿业大学深部煤炭资源开采教育部重点实验室，江苏徐州 221116；3.中国矿业大学矿业工程学院，江苏徐州 221116；4.江苏师范大学开放实验室，江苏徐州 221116；5.四川川煤华荣能源有限责任公司赵家坝煤矿，四川广元 611330）

据统计[1-3]，急倾斜煤层储量约占我国总储量的17%，但开采量占比不足4%，随着优质煤炭资源的逐渐枯竭，急倾斜煤层开采势在必行。由于当前急倾斜煤层巷道缺少相应的围岩控制理论及合理的支护技术，一直面临着难以有效维控的技术问题，阻碍了急倾斜煤层的开采利用[4-6]。

煤岩体大倾角的赋存结构在自重影响下易引起滑移错动，造成急倾斜煤层巷道出现“顶板下挫、底板隆起”的非对称变形特征[7-10]。屠洪盛、杨帆、郑朋强等[11-13]提出对破坏严重的关键区域进行加密支护强化控制；王云河[14]等提出提高预紧力和利用注浆等技术进行预应力全锚支护，提高围岩完整性；马振乾[15]等提出充分调动围岩自承能力的锚带网索梁支护形式，使支护体系与围岩形成承载整体。以上研究对揭示急倾斜煤层变形破坏具有极大促进作用，而采取的控制措施多为局部加强或密集锚杆索联合支护，对急倾斜煤岩互层巷道的高效控制缺乏针对性。急倾斜煤层占可采储量过半的四川省，为保障省内煤炭资源需求，长期开采急倾斜煤层，而急倾斜煤层巷道大变形问题并没有得到根本解决，阻碍了煤炭资源高效利用[16]。川煤集团赵家坝矿是一直开采急倾斜煤层的代表矿井之一，在煤层中布置巷道时，往往出现非对称大变形问题，严重影响煤矿安全生产。为此，通过采用现场观测、理论分析和数值模拟等方法，对急倾斜煤层巷道围岩破坏特征和非对称变形机制进行分析，根据跨界支护原理[17-19]提出非对称跨界锚注支护技术，为实现急倾斜煤岩互层巷道稳定性控制创造条件。

1 急倾斜煤岩互层巷道工程

1.1 项目背景

试验巷选为赵家坝矿106 采区1961 工作面回风巷，该巷平均埋深为450 m，开掘遇2 层急倾斜煤层，分别为9#煤层和10#煤层，两煤层平均倾角为53°，9#煤层厚度为1.1 m，10#煤层厚度为1.0 m，均属于薄煤层，两煤层之间岩层为炭质泥岩，厚度为2.5 m。该巷始终穿3 个煤岩层，属于典型的急倾斜煤岩互层巷道。1961 回风巷岩层赋存柱状如图1。

图1 1961 回风巷岩层赋存柱状图Fig.1 1961 rock occurrence histogram of return air roadway

根据矿方工程经验，1961 工作面回风巷选用直墙异形顶断面，巷道宽度为4 000 mm，最大高度为3 550 mm。平行于9#煤层顶板截割，不破坏顶板结构，该侧顶板为直斜顶；垂直于9#煤层截割煤岩体，该侧顶板形成弧形顶。1961 回风巷原有支护为锚杆锚索联合支护形式如图2，锚杆每排施工11 根，间排距均为800 mm，锚杆规格为ϕ20 mm×2 200 mm；锚索每排施工5 根，采用“5-0”布置，排距为1 600 mm；经实测原支护锚杆预紧力平均仅为30 kN，锚索预紧力平均仅为80 kN。

图2 原有支护方案示意图Fig.2 Schematic diagram of original supporting scheme

1.2 急倾斜煤岩互层巷道围岩破坏特征分析

1961 回风巷围岩非对称变形破坏特征如图3，1961 工作面回风巷作为急倾斜煤岩互层巷道主要表现以下3 个特征：①右侧直斜顶发生“鼓包”变形，表层松散，局部层状片落；②左侧弧形顶浅部破碎严重，钢筋梯子梁普遍弯曲，滑移错动变形明显；③左侧巷帮底角区域被整体“挤出”，底鼓范围广，为满足轨道行车要求需至少铲底3 次。综上分析，以巷道右侧A 点至左侧B 点斜拉对角呈现两侧非对称变形，在AB 斜线右侧仅发生小范围脱落变形；而在左侧区域，弧形顶、巷帮及底板均发生较大范围变形破坏，极大影响了煤炭安全开采。

图3 1961 回风巷围岩非对称变形破坏特征Fig.3 Asymmetric deformation and failure characteristics of surrounding rock of 1961 return air roadway

为表征急倾斜煤岩互层巷道刚开挖后初始围岩松动范围及原有支护下裂隙分布特征，采用钻孔窥视仪对直斜顶及弧形顶进行2 次窥视观测。巷道开挖初期巷道围岩松动窥视情况如图4。原有支护下巷道裂隙分布窥视情况如图5。

图4 巷道开挖初期巷道围岩松动窥视情况Fig.4 Loosening and peeping of surrounding rock of roadway at the initial stage of excavation

图5 原有支护下巷道裂隙分布窥视情况Fig.5 Peeping situation of roadway crack distribution under original support

在距掘进工作面4 m 处窥视发现，直斜顶侧围岩裂隙最大发育深度为0.56 m，该范围发现5 处裂隙和3 处破碎区；而弧形顶侧围岩裂隙最大发育深度为1.76 m，该范围发现5 处裂隙和3 处破碎区，在1.10 m 以浅岩体破碎严重。在巷道开挖初期，围岩已表现非对称变形特点。

在距掘进工作面100 m 的位置窥视发现，直斜顶侧围岩裂隙最大发育深度为2.10 m，在该范围存在8 处离层破碎区，并有进一步恶化的趋势；而弧形顶侧围岩裂隙最大发育深度为3.88 m，该范围存在5 处破碎、5 处环形裂隙和7 处竖向裂隙。由此得出，原支护并未控制急倾斜煤层巷道裂隙的扩展，围岩呈严重的非对称破坏。

巷道初始裂隙圈分布如图6。通过对巷道表面观测与内部围岩窥视综合分析，1961 工作面回风巷两侧围岩变形呈明显的非对称性，弧形顶侧围岩变形明显大于直斜顶侧，直斜顶初始裂隙圈深度约为0.5 m，而弧形顶初始裂隙圈深度约为1.5 m（图中蓝色虚线范围）。随着时间演化，在原有支护下巷道围岩并未得到有效控制，两侧的裂隙圈深度又发生扩展，直斜顶裂隙达到2.10 m，而弧形顶裂隙更是达到3.88 m，两侧仍呈严重的非对称变形。据统计，巷道掘出2 月内，进行顶帮复修1 次，铲底2 次。由此可知，巷道变形未得到根本控制，后续投入大量人工和支护成本进行高频次、高强度复修，亟需探索急倾斜煤层巷道新型支护方式。

图6 巷道初始裂隙圈分布Fig.6 Distribution of initial fracture circle in roadway

2 急倾斜煤层巷道非对称变形及差异化支护技术

2.1 急倾斜煤岩互层巷道非对称变形机制

煤层倾角超过45°即称为急倾斜煤层[20-21]，由于煤岩层赋存倾角大，导致各岩层重力作用方向与层理面夹角相对较大，使得重力沿层理方向的切向力相应增加，进而引起围岩应力的非对称分布，造成巷道相交于煤岩层一侧会沿着层理弱面发生剪切滑移变形，而平行于层理面一侧剪切破坏小，即形成了急倾斜煤层巷道特有的非对称变形破坏。

对于1961 工作面回风巷来讲，主要表现为弧形顶侧相互复合的煤岩层滑移错动明显，变形较为剧烈，浅表松动破坏具有向煤岩体深处演变的趋势。直斜顶两端受其下位岩层约束，受法向应力外推和切向应力挤压共同作用下，易向巷道自由空间发生鼓出。同时在弧形顶侧巷帮底角揭露出10#煤层，软弱煤层在法向应力外推和切向应力挤压作用下整体挤出，造成巷道底鼓难以有效治理。

2.2 急倾斜煤层巷道跨界锚注差异化支护技术

随着煤层埋深与巷道断面不断增大，传统2.0～2.5 m 长度的锚杆已不能满足巷道安全，锚杆加固范围小、内锚固点位于裂隙圈边界附近，易发生锚固区的整体位移；而锚索太长，在预拉力一定的情况下，锚索杆体敏感性较差，并不能及时抑制围岩的变形破坏，锚杆锚索协同强化效果差[17]。

根据文献［18－19］所知，为了实现对巷道的长期维控，基础锚固长度应满足跨界的要求，即锚杆在支护过程中应跨过裂隙圈和塑性圈，锚入到深部弹性圈内，形成1 个紧密联系深部稳定岩体的大加固圈层。通过增加锚固层厚度，提高承载圈的强度和刚度，限制浅部围岩变形，达到大小位移联动，以抵抗采动应力扰动和软岩长期蠕变。

根据1.2 节可知，赵家坝矿1961 工作面回风巷的应力分布与变形特征具有明显的非对称性，在其两侧采取相同长度的锚杆锚索组合支护对实现巷道稳定性控制适应性差。结合跨界支护原理，对于弧形顶侧围岩岩性较差和破坏范围大的特点，应采用长锚固+围岩改性，即跨界锚注联合支护；对于直斜顶侧围岩相对完整和破坏范围小的特点，采取的锚固长度应低于弧形顶侧，但也应跨界支护，实现急倾斜煤层巷道两侧围岩的等效锚固，来对巷道整体结构化控制。

由此，根据急倾斜煤层巷道非对称变形的特点，通过对围岩合理化分区来判定各区域岩性特征与合理锚固长度，精准选择不同锚注支护方式，以此构建围岩等效厚层锚固承载结构，实现急倾斜煤层巷道的长期控制，该技术被称为跨界锚注差异化支护技术。跨界差异化支护概念图如图7。

图7 跨界差异化支护概念图Fig.7 Concept diagram of cross-boundary differentiated support

从图7 可以看出，基于急倾斜煤层巷道松动圈分布可将巷道分为2 个区域，分界线左侧区域为剧烈变形区，锚固长度应该加大，同时该区域岩体岩性较差，需对该范围岩体实施注浆改性；分界线右侧区域为小变形区，该区域锚固长度可适当减小，同时刚开挖时岩体完整性较好，也不需改性。

3 跨界锚注差异化支护模拟分析与工程应用

3.1 跨界锚注差异化支护方案

根据现场调研与理论分析，为实现急倾斜煤层巷道围岩稳定性控制，需要构建巷道围岩等效厚层锚固承载结构，因此提出跨界锚注差异化支护方案，该方案应满足以下基本原则。

1）构建巷道围岩厚层承载结构，选用短锚索作为基础支护形式。

2）加强浅部围岩护表，选用编织网和大托盘。

3）提高支护系统的初锚力，采用大张拉机具。

4）实施围岩改性与差异化支护，采用跨界锚注差异支护形式。

基于以上4 项原则，最终形成短锚索+注浆短锚索+金属编织网+钢筋梯子梁+拱形大托盘联合支护形式。急倾斜煤层巷道跨界锚注差异化支护方案如图8。

图8 急倾斜煤层巷道跨界锚注差异化支护方案Fig.8 Differential support scheme of cross-border bolting and grouting in steep seam roadway

3.1.1 顶板支护

直斜顶采用2 根ϕ22 mm×3 500 mm 短锚索，锚索间排距800 mm×800 mm；每根短锚索搭配1 节CK2370 型和1 节Z2370 型树脂药卷，配合300 mm×300 mm×14 mm 拱形钢托盘；采用钢筋梯子梁和编织网强化护表；短锚索预紧力不少于150 kN。

弧形顶采用4 根ϕ22 mm×4 300 mm 短锚索+1根ϕ22 mm×4 300 mm 注浆锚索支护，注浆锚索布置在弧形顶中部，锚索间排距800 mm×800 mm；每根短锚索/注浆锚索搭配1 节CK2370 型和1 节Z2370型树脂药卷，配合300 mm×300 mm×14 mm 拱形钢托盘；采用钢筋梯子梁和编织网护表；短锚索/注浆锚索预紧力不少于150 kN。

为保证顶板安全可靠，可在弧形顶中部布置1根ϕ22 mm×6 500 mm 锚索，排距为1.6 m。根据巷道维护效果，该锚索后期可以取消。

3.1.2 帮部支护

直斜顶侧巷帮采用2 根ϕ22 mm×3 500 mm 的短锚索支护，间排距800 mm×800 mm；每根短锚索搭配1 节CK2370 型和1 节Z2370 型树脂药卷，配合300 mm×300 mm×14 mm 拱形钢托盘；弧形顶侧巷帮采用2 根ϕ22 mm×4 300 mm 注浆锚索支护，每根注浆锚索搭配1 节CK2370 型和1 节Z2370 型树脂药卷，配合300 mm×300 mm×14 mm 拱形钢托盘；注浆锚索预紧力不少于150 kN。

针对弧形顶侧底鼓严重问题，该侧底角注浆锚索倾斜向下45°施工，通过注浆方式封闭底角煤岩体裂隙并提升围岩强度，以期降低底鼓变形。

3.2 跨界锚注差异化支护模拟分析

根据1961 工作面回风巷煤系地层赋存设计煤层与顶底板岩层，采用RHINO-Griddle-FLAC3D联合建立三维数值计算模型如图9，模型尺寸为长100 m、宽60 m、高60 m，模型包括368 500 个单元体。巷道高度3.55 m，宽度4.0 m。

图9 三维数值计算模型Fig.9 Three-dimensional numerical calculation model

选用摩尔-库伦（Mohr-Coulomb）本构模型，各岩层倾角均为53°，模型包含煤、粉砂岩、泥质粉砂岩和炭质泥岩4 种岩性，岩层分布与力学参数见表1。新原支护下巷道围岩垂直位移云图如图10 和图11。

图11 新原支护下巷道围岩水平位移云图Fig.11 Horizontal displacement diagrams of roadway surrounding rock under new and original support

表1 岩层分布与力学参数Table 1 Stratum distribution and mechanical parameters

从图10 可以看出，新支护与原支护相比，弧形顶最大下沉量由420 mm 降为256 mm，降幅39.0%，顶板仍是弧形顶下沉量大于直斜顶；底板最大鼓起量由605 mm 降低至308 mm，降幅49.1%，最大底鼓位置不变。新支护增大锚固层厚度能有效控制巷道变形，支护效果得到明显提升。

图10 新原支护下巷道围岩垂直位移云图Fig.10 Cloud diagrams of vertical displacement of surrounding rock of roadway under new and original support

从图11 可以看出，新支护下巷道水平位移也得到较好控制，弧形顶与帮部过渡位置和直斜顶巷帮底角位置最大水平位移分别由575 mm 和269 mm降至336 mm 和217 mm，降幅分别为41.6%和19.3%。

3.3 跨界锚注差异化支护工程应用

经过系统培训和工艺优化，采用“大-小”双循环的施工工艺进行掘进施工，小循环是指1 个小班完成多次割煤、运煤、铺网与顶帮锚杆支护，大循环是指滞后开展补强支护、注浆加固与延胶带等工序。通过合理安排工序，避免了各工序的相互干扰，节省了施工作业时间，一定程度上提高了掘进效率。巷道变形量与滞后迎头距离关系曲线如图12。新支护直斜顶及弧形顶钻孔窥视图如图13 和图14。

图12 巷道变形量与滞后迎头距离关系曲线Fig.12 Relationship curves between roadway deformation and lag head-on distance

图13 新支护直斜顶钻孔窥视图Fig.13 Peeping views of borehole of inclined roof of new support

图14 新支护弧形顶钻孔窥视图Fig.14 Peeping views of borehole of arch roof of new support

新支护下巷道围岩变形量与滞后迎头距离呈类抛物线关系，顶板下沉量和帮部移近量在滞后迎头120 m 达到峰值，分别为81 mm、130 mm，其中，前45 m 为巷道的剧烈变形区，变形量达到峰值的70%左右。新支护下巷道变形得到有效缓解。

对新支护下巷道窥视可以发现，由于该位置距迎头95 m，直斜顶最大裂隙深度为1.10 m，较原支护降低47.6%，仅在浅部0.53～0.76 m 范围内较为破碎；弧形顶最大裂隙深度为1.50 m，较原支护降低61.3%，1.50 m 以深围岩完整性好，裂隙不发育。

窥视结果表明，围岩裂隙圈深度由原支护下的3.88 m 普遍降至新支护1.5 m 以内，同时新支护围岩裂隙破碎范围、裂隙发育高度及裂隙开度大小均明显优于原支护，新支护中短锚索的使用明显抑制了倾斜煤岩层的层间滑移错动，使得围岩在掘后仍能保持其相对稳定，较好的抑制了岩体的层间张拉及剪切破坏，新支护巷道围岩整体性大幅提高。

经观察统计，巷道底角单根锚索注浆材料用量约250 kg，底角围岩裂隙得到有效封堵，提高了底板煤岩体的力学性能，减轻了巷道底鼓变形，降低了铲底工作耗时和施工费用，削弱了底鼓对后续掘进工作的影响。

跨界锚注差异化支护构建巷道等效高质量厚层锚固岩梁，对弧形顶软弱岩体进行注浆改性，大幅提高了围岩强度，再通过跨界支护利用深部岩体的小位移约束浅部岩体的大变形，实现大小位移的联动，有效限制了浅部围岩的变形，抗变形能力显著提升，巷道稳定性和安全性均得到大幅提高。