巷帮煤体整体滑脱型冲击地压锚杆防冲支护原理及工程实践

2024-03-18李广汉郭宝龙马双文CAOChen

煤炭科学技术 2024年1期

韩军，李广汉，郭宝龙，马双文，CAO Chen,2

（1.辽宁工程技术大学矿业学院, 辽宁阜新 123000；2.伍伦贡大学土木、采矿与环境学院, 新南威尔士伍伦贡 2522）

0 引言

随着煤炭资源开采向深部拓展，冲击地压等动力现象表现为强度更加剧烈、频率显著增大、治理更加困难、对安全生产威胁更大的特点。研究锚杆防冲支护技术对于解决回采巷道冲击地压灾害具有重要的理论意义和实用价值。

随着对冲击地压认识的深入，国内外学者逐渐开始重视巷帮煤体整体冲入型冲击显现。LIPPMANN[1-3]以受静载煤体为研究对象，认为在外界扰动作用下，煤层与顶底板之间会产生相对滑动，当外界扰动载荷的数值大于某个冲击发生的临界值时，冲击地压就会发生。齐庆新等[4-5]通过对煤岩交界面摩擦滑动试验的研究，认为冲击地压是一种煤岩体结构滑动的破坏形式，并逐渐形成了“三因素理论”。李利萍[6]以块系岩体为研究对象，进行了深部块系岩体超低摩擦效应研究，给出了水平冲击作用下，超低摩擦效应发生的位移和法向力判据。冲击地压存在巷帮煤体大范围整体移出的现象，巷道破坏可达数百米，但冲入巷道的煤体仍保持较好的完整性。上述文献回顾显示，目前巷道冲击地压发生机理力学模型尚不完善，因此，需要分析此类型冲击地压发生的物理过程，建立新的力学模型，解析巷帮煤体发生冲击的极限平衡方程，开展其力源、载荷传递过程、启动条件、诱发因素等方面的量化分析。

笔者首先分析巷帮煤体整体冲入型冲击地压的典型地质条件及冲击显现特征，通过理论分析对整体滑脱型冲击地压锚杆防治展开研究，建立锚杆防冲支护设计原则并应用于工程实践。

1 巷帮煤体整体滑脱型冲击地压特征

1.1 巷道冲击典型地质特征

据统计，发生在巷道中的冲击地压占冲击总数的86.8%，巷道冲击地压多发生在工作面回采期间，地点位于工作面超前支承压力影响范围内，即超前工作面10～80 m 范围[7-10]。

冲击工作面一般具有坚硬顶板地质特征。坚硬顶板指刚度高、厚度大、完整性好、节理裂隙不发育的坚硬岩层，具有自承能力强、稳定性高、不易垮落等特点，常为赋存于煤层或厚度较薄的直接顶之上的砂岩、砾岩或石灰岩类等岩层。

在坚硬顶板地质条件与诱发冲击地压因果关系研究方面，王恩元等[11]认为坚硬顶板断裂引发远场震动效应（震动位移场和能量场）诱发顶板扰动型冲击地压；曹安业等[12-13]、杨俊哲等[14]也认为坚硬顶板破断产生的震动波是诱发冲击地压的关键因素。谭云亮等[15]、杜涛涛等[16]、荣海等[17]的科研成果则强调坚硬顶板破断释放巨大弹性势能和重力势能，诱发冲击地压。

我国约1/3 矿区的煤层属于坚硬顶板，如北京、大同、鹤岗、义马、枣庄、通化、神府、乌鲁木齐、晋城、潞安、兖州等，其岩性主要是砂岩和砾岩[18-19]。忻州窑矿[20-21]煤层合层区域顶板普遍赋存一层厚10～25 m 的砂岩层，而在8935 工作面基本顶砂质页岩和粗砂岩厚度则达到了27.67～39.58 m，平均为35 m，是煤层厚度的4.5 倍；三河尖矿[22]工作面上方则为平均厚度达410 m 的巨厚砾岩，是煤层厚度的38 倍。因此，随着深部资源开采国家战略方针的进展，如果不能采取合适举措，冲击地压灾害势必愈演愈烈。

煤层是冲击地压事故中破坏的主体，煤层的力学性质与冲击地压发生之间存在着必然的联系，普遍认为，煤层越硬，强度越高，冲击地压发生的可能性就越高。我国典型冲击地压矿井煤层力学参数显示[23-25]，大部分冲击地压矿井煤层的单轴抗压强度大于15 MPa，弹性模量大于2.2 GPa，坚固性系数大于1.5，可以认为，坚硬煤层是冲击地压发生的另一个重要地质特征。

1.2 巷道冲击地压破坏特征

工作面回采期间，巷道冲击地压可能同时发生在受支承压力影响范围的两巷，例如，房山矿“2·18”冲击地压事故（图1）[26]造成上下两巷均发生破坏，但两巷的破坏范围并不相同，邻近老采空区的上巷破坏230 m，其中65 m 巷道基本闭合，而实体煤侧的下巷相对破坏程度较低，发生冲击破坏的巷道约70 m。

图1 房山矿“2·18”冲击地压事故示意[27]Fig.1 Schematic of Fangshan Mine “2·18” rock burst accident[27]

值得注意的是，巷道冲击地压主要发生在回采巷道，但也可能发生在受工作面支承压力影响的其他巷道，例如联络巷、甚至在煤层部署的大巷。例如，捷克上西里西亚煤田的ČSA 矿冲击地压，冲击地点位于工作面支承压力影响范围内的前方巷道，巷道方向与工作面平行[28]。唐山矿“8·2”冲击地压事故冲击地点发生在工作面前方的2 条联络巷内，与捷克ČSA 矿情况类似。巷道冲击地压发生后，顶板的破坏情况是关注的重点之一[28]。首先，在非坚硬顶板或者留有大量顶煤的坚硬顶板条件下，顶板可能在冲击显现时发生较大的变形和破坏，最典型的情况是留有顶煤的巷道回采期间发生的冲击地压。例如龙家堡矿煤层平均厚度为10 m，“6·9”冲击地压发生在305 工作面运输巷，造成运输巷170 m 严重变形，巷道顶板明显下沉，达0.8 ～1.3 m（图2）。

图2 龙家堡矿“1·2”冲击地压事故巷道Fig.2 Roadway of “1·2” rock burst accident in Longjiabao Mine

另一种情况是坚硬顶板无顶煤情况下，巷道发生冲击显现时顶板自身无明显变形破坏现象，绝大部分保持冲击前的完整性。例如，红阳三矿“11·11”冲击地压[29-30]，巷道冲击发生后，顶板未发生明显变化（图3）。

图3 红阳三矿冲击地压顶板情况[31-32]Fig.3 Situation of roof in Hongyang No.3 Mine[31-32]

综上所述，巷道发生冲击地压时，软弱顶板或留有厚顶煤条件下可能发生顶板变形甚至冒落，直接顶坚固条件下，冲击显示时的顶板无明显破坏表现，顶板的锚固支护系统正常。后者是坚硬顶板条件下巷道冲击显现的重要特征。

冲击地压事故案例调研显示，巷道发生冲击地压时底板的变形并不确定。首先，截至目前，尚未见到底板单独发生冲击的报道，即在所有冲击地压事件中的底板变形都是与煤层变形共同发生的。其次，虽然底鼓是冲击显现的一个常见特征，但不同矿井冲击显现时底鼓变形模式差异极大。厚底煤条件下，巷道冲击可能伴随有巨量底鼓，例如俊德矿煤层厚度为12 m，设计为4 m 采高的分层开采，“3·15”冲击地压发生后工作面上、下出口被鼓起的底煤填满。无大量底煤情况下，巷道发生冲击显现时，底板底鼓量一般不大于1 m，例如，古城矿底鼓量为0.7 m，龙家堡事故中305 工作面运输巷底鼓0.8～1.0 m，龙堌矿上平巷超前10～100 m 底板底鼓0.3～0.8 m；忻州窑矿8935 工作面多次发生的冲击地压整体底鼓量在0.4～1.0 m。在巷帮煤体冲击同时伴随底鼓的冲击显现中，底板变形常是非对称的，即底板介质并不是沿巷道中线对称鼓起均匀地涌入巷道，而是一侧发生弯折后向另一侧巷帮方向移动，并且底板移动侧为煤层冲击侧，而未发生冲击的巷帮侧底板亦无明显冲击显现。图4 显示唐山矿“8·2”冲击地压事件巷道底鼓情况，是煤层从一侧冲击伴随同侧底板底鼓的典型案例。

图4 唐山矿F5010 联络巷下段破坏Fig.4 Destruction of lower section of F5010 liaison roadway in Tangshan Mine

可以认为，留有厚底煤的巷道冲击显现中，底煤即致灾的主要介质，造成严重底鼓现象；以帮煤主导的冲击，帮煤冲击严重时，同侧底板底鼓量亦大，而冲击较轻甚至未发生冲击的巷帮侧，底板也保持相对稳定。目前，底板冲击机制尚不明确，笔者认为底板冲击更像是巷帮煤体冲入巷道带来的结果，而非导致煤层冲击的主动因素。

巷帮煤体破坏是冲击显现的共有特征。冲击地压发生后，巷帮煤体破坏方式存在差异。冲击发生后，巷帮煤体可能破碎为大小不同的煤块，并涌向巷道空间，例如，张庄矿1218 工作面冲击地压事故抛入巷道大量煤块[33]。此类型的冲击破坏巷帮锚杆网支护有一定的防冲作用，当巷帮煤体冲击未突破支护强度时，冲击表现为网兜状帮鼓；当冲击破坏强度大于支护强度时，巷帮锚固系统失效，帮锚杆脱锚，锚网撕裂，形成片帮或大量破碎煤块冲入巷道。

冲击地压依据发生位置、破坏形式等有诸多分类，例如断层滑移错动型与煤层材料失稳型，这2 个分类之间存在诸多交集，并不完全独立。冲击地压发生后，煤体沿水平方向抛出或滑移，是冲击地压最常见的现象。我们把冲击发生后，煤体以近乎完整形态冲入巷道的冲击地压统称为整体滑脱型冲击地压。基于煤体破坏形态的冲击地压分类见表1。

表1 基于煤体破坏形态的冲击地压分类Table 1 Classification of rock burst based on coal failure mode

对坚硬煤层发生冲击地压，巷帮煤体常整体移入巷道，冲击煤体基本完整，无过多碎块、弹坑。可能只有一帮发生滑移，也可能两帮同时发生滑移。典型是红阳三矿“11·11”冲击地压事故（图3），发生地点位于702 工作面回风巷超前工作面214 m 范围内，巷道上帮煤体向巷内整体滑移3 m，造成原巷道内部的管路、铁轨、木垛等堆积在上帮侧。冲出的煤体结构没有发生破坏，仍保持原有的3 层煤和2 层夹矸复合结构。此类型冲击破坏中，巷帮支护基本不发生破坏。

2 巷帮煤体整体滑脱力学分析

冲击地压致灾最严重的破坏模式是巷帮煤体大范围整体滑移，巷道破坏可以达数百米，但冲入巷道的煤体保持较好的完整性，无明显扭转、劈裂、破碎。此类型冲击地压一般具有坚硬顶板和坚硬煤层地质特征，依据前述分析建立此类型巷道冲击的力学分析模型[34-35]。

选取紧邻巷道宽度为l的滑脱煤体作为研究对象，如图5 所示。假定冲击发生时整体滑移煤体为块体A，块体B 是冲击前与块体A 相连的深部煤体块，并且假设巷道高度和煤层厚度均为h。

图5 巷道煤壁块体A 受力分析Fig.5 Analysis of coal wall block A in mining roadway

在巷帮煤块A 具有向巷道内部滑动趋势时，在水平方向上，煤块A 受到来自块体B 的水平应力σx及两物块间的黏聚力σT，即块体A、B 之间的抗拉强度；顶板、底板与煤层交界面的剪应力，分别记为τrc和τfc。则：对于沿巷道轴线单位长度的煤体A，其水平方向（定义为x方向）平衡方程如下：

式中：σx为煤体内部来自块体B 的水平应力，MPa；τrc为煤块与顶板交界面的剪应力，MPa；τfc为煤块与底板交界面的剪应力，MPa；σT为煤的抗拉强度，MPa；设σn为顶板与煤体交接面的法向应力，则：

式中：σn为顶板与煤体交接面的正应力，MPa；crc为煤块与顶板交界面的黏聚力，MPa；cfc为煤块与底板交界面的黏聚力，MPa；φrc为煤块与顶板交界面的内摩擦角，（°）；φfc为煤块与底板交界面的内摩檫角，（°）；h为块体A 的高度，m；ρ为煤体的密度，kg/m3；g为重力加速度，m/s2。

将式（2）和式（3）代入式（1），得到块体A 水平滑移的极限平衡方程：

式（4）为巷帮煤块A 发生整体滑脱型冲击地压的临界状态；当煤层水平应力σx大于等式右边时，块体A 以滑脱的方式整体冲入巷道，发生冲击地压。式中σx是与煤帮深度有关的变量，在煤帮表面σx=0，并随着煤帮深度增加而增加，在煤帮深处为该方向的原岩应力；依据统计和工程经验，在超出锚杆支护的深度，埋深640 m 左右坚硬煤层煤帮水平方向地应力为10～20 MPa。式（4）中参数crc,cfc和σT的取值范围为0.1 M～1 MPa， ρgltan φfc项比其他项低约2 个级数，可以忽略不计。

考虑常见煤岩体力学参数和冲击巷道断面，假设crc=cfc=σT=1 MPa ，l=h=3 m，tan φrc+tan φfc=1.2 ，σx=10 MPa ，反算 σn，得到当竖直方向地应力由于顶板反弹从原岩应力16 MPa 降低到6 MPa 时，在巷道煤帮3 m 处煤块A 失稳，冲入巷道内，发生冲击地压。

3 锚杆防滑脱支护设计

3.1 存在的问题

目前的巷道煤体帮部支护一般采用等强锚杆，或在采帮使用玻璃钢锚杆，锚杆长度一般为1.8～2.4 m，水平安装，图6 为此类典型锚杆支护设计。

图6 目前的帮锚杆支护及存在的问题Fig.6 Current bolt support and existing problems

当冲击煤块宽度小于锚杆长度时，锚杆受拉产生了冲击阻力，锚固系统具有防冲作用；当冲击煤块宽度大于等于锚杆长度时，帮锚杆全部位于冲击煤体内部，锚杆支护系统保证了滑移煤体的完整性，但不会对冲击产生阻抗作用，对防灾减灾作用甚微。

冲击力源σx随着巷帮深度的增加逐渐从0 增大至原岩应力，因此在巷帮浅部锚固范围内由于冲击力较小，较难发生巷帮煤块整体冲入的情况。但在锚固段外，巷帮煤体处于弹性变形甚至原岩应力区域，冲击载荷大，由于冲击位置大于锚杆锚固深度，锚杆不能对产生防滑移阻力，是防冲设计的薄弱环节。深部巷道松动圈测量结果显示，巷帮煤体弹塑性变形分界线一般位于巷帮1.2～1.8 m 深度范围，对应锚杆长度1.8～2.4 m，因此认为巷帮的锚杆深度是最容易发生巷帮整体冲入的破坏地点。

3.2 锚杆防脱滑支护设计

基于上述目前的锚杆支护设计体系在防治巷帮煤体整体冲入型冲击地压中存在的缺陷，设计了针对该类型冲击地压的锚杆支护设计原则，如图7 所示。

图7 帮锚杆防冲支护设计Fig.7 Anti-impact support design of help anchor rod

考虑在冲击发生过程中顶板一般保持稳定，因此在防冲支护设计中将顶帮锚杆锚固段打入顶板内部；同样，由于底板相对稳定，将底帮锚杆锚固段打入底板内部。该设计可以防治任何深度的巷帮煤体脱滑冲击。另外，式（4）显示，增强煤层与顶底板的抗剪强度可以有效地降低冲击灾害的强度，而顶底帮锚杆穿层粘结可以降低滑移面卸载、离层，从而进一步提高滑移面的抗剪强度。值得注意的是，工程实践中顶和底帮锚杆普遍设计为一定程度的倾斜，但其主要目的是施工方便，并不穿层，与以防冲为目的的穿层锚固具有本质区别。

式（4）显示巷帮冲击的块体宽度越大，越不容易发生冲击，因此，在锚固防冲支护设计中将使用长锚索取代中部的帮锚杆，当帮冲击煤矿宽度低于锚索长度时，锚索可以起到防冲的支护作用。

4 锚杆防冲支护工程实践

4.1 工程背景

锚杆防冲支护实践地点选取在大屯矿区孔庄煤矿，该煤矿主井地理坐标为东经116°57′13″，北纬34°41′55″。井田总面积约为44.13 km2。矿井开拓方式为多水平开拓方式，共划分为2 个生产水平，分别是-785 m 水平和-1 015 m 水平。目前开采标高为-160～1 015 m。孔庄煤矿主采煤层为山西组7 号、8 号2 个煤层，目前采掘-785 m 水平的Ⅳ1、Ⅲ5 和Ⅲ4 3 个采区，接续为一采一准，7 层煤和8 层煤配采。

试验巷道所在7305 工作面位于Ⅲ5 采区东翼中部，为该采区第3 个工作面，工作面位于7305 工作面下方，2 个工作面之间留有宽6 m 的煤柱，工作面对应地面标高+33.38 m，工作面标高为-718.1～-848.3 m，走向长度1 104 m，倾向长度220 m，煤层厚度为2.20～4.30 m，平均厚度3.10 m，工作面煤层倾角19°～27°，平均23°。采区工作面布置如图8所示。

图8 采区布置示意Fig.8 Schematic of layout of mining area

7305 工作面所采煤层结构简单，整体呈现东部厚，西部稍薄的分布状态，工作面范围内有局部的夹矸发育，夹矸厚度为0.4～4.0 m，夹矸岩性为泥岩。工作面所在煤层以黑色块煤为主，煤层内生裂隙发育，可见较多的亮煤条带，光泽较暗淡，层面可见黄铁矿薄膜。7305 工作面所在煤层直接顶为泥岩、砂质泥岩，基本顶为细砂岩，底板岩性为泥岩，煤层顶底板特征见表2。

表2 煤层顶底板特征Table 2 Characteristics of coal seam roof and floor

孔庄煤矿7 号煤为弱冲击倾向性，煤动态破坏时间为2 635 ms，弹性能指数2.06，冲击能指数为5.13，单轴抗压强度为9.44 MPa。顶板为强冲击倾向性，底板为弱冲击倾向性。7305 工作面材料道标高为-777.5 m，巷道为矩形断面，宽4.8 m，高2.95 m，在掘进时巷道沿顶掘进。

4.2 锚杆防冲支护设计

7305 工作面回采过程中，需要经历从类似首采工作面→大煤柱→小煤柱变化过程（图9）。根据设计图，回采期间7305 与7303 工作面之间三角煤柱宽度由103 m 逐渐减小至6 m。当工作面回采至400 m 时，此时三角煤柱宽度为50 m；当工作面回采至550 m 时，位于三角煤柱起始区域；当工作面回采至700 m 时，此时为小煤柱护巷区域。

图9 7305 工作面邻空巷道煤柱宽度变化Fig.9 Change of coal pillar width in job-side entry of No.7305 working face

工程实践显示，小煤柱可以较好地预防冲击地压，但煤柱宽度的变化导致邻空巷道两帮荷载变化，可能诱发冲击地压等强矿压事件，是安全生产的巨大隐患，尤其巷道处于宽煤柱阶段，需采取防冲支护措施，为安全生产提供保障。当7305 工作面回采至400 m 时，此时工作面位于三角煤柱区中部，煤柱的宽度约50 m，属于承载煤柱，且煤体承载能力强，在高地应力环境中，煤柱侧易发生应力集中，煤体内部易发生弹性能积聚，不利于冲击地压防治。工作面回采至550 m 时，在工作面前方，煤柱宽度变为6 m，进入小煤柱护巷区域，小煤柱承载能力弱，在高地应力及采动应力作用下，煤柱破碎严重，巷道变形明显，煤柱内部不利于弹性能得积聚，对于冲击地压灾害防治有利。

基于所提出的防冲吸能支护原理，对煤柱宽度6～40 m 非小煤柱段巷帮采取了锚杆防冲支护设计，锚杆支护方案如图10 所示。由于是倾斜煤层，采帮主体为顶板，故采帮采用常规支护设计。在本段的煤柱帮，支护设计原则是将锚杆（索）锚固段打入顶底板，在煤体发生水平位移（冲击）时产生支护阻力，消除和减弱冲击灾害的破坏强度与范围。

图10 7305 邻空巷道断面Fig.10 Section of No.7305 gob-side entry

7305 工作面轨道巷埋深为-777.5 m，巷道为矩形断面，宽4.8 m，高3.5 m，在掘进时巷道沿顶掘进。目前，巷道采用锚网索联合支护的形式，顶板锚杆间排距设计为每排布置6 根锚杆，间、排距为900 mm×1 000 mm；两帮锚杆间、排距为800 mm×1 000 mm，锚杆之间使用钢筋梯进行连接，增大锚杆支护系统对围岩的控制。同时，为保证材料道顶板的完整性顶板支护另加锚索加强支护，材料道加固锚索选用钢筋强度等级不低于1 860 MPa 钢绞线的锚索，锚索长6.2 m，直径为17.8 mm，每排布置2 根，排距1 000 mm，巷道支护断面如图11 所示。