特厚煤层大巷变形破坏特征及控制技术研究

2024-05-10汪占领刘志文赵华山李永元程利兴

煤炭工程 2024年4期

汪占领，刘志文，赵华山，李永元，程利兴

(1.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京 100013；2.华能庆阳煤电有限责任公司，甘肃庆阳 745000；3.华亭煤业集团有限责任公司，甘肃平凉 744100；4.华能煤炭技术研究有限公司，北京 100070)

大巷作为煤矿井下服务周期较长的重要巷道，承担全矿井重要的生产服务功能，其断面尺寸大、巷道围岩变形控制要求高[1，2]，特别是当大巷位于特厚煤层中时，在复杂地质环境下煤体裂隙发育，巷道围岩松软破碎、非线性大变形突出，导致支护困难、巷道返修频繁[3-5]。目前针对大巷支护方面已经形成了以锚网喷和可缩性金属支架等多种支护技术[6-8]，但是解决煤层大巷围岩变形的主要难点是提高煤体完整性与锚杆锚固力，尤其是高应力特厚煤层条件下，煤体裂隙发育突出、松软破碎严重[9-11]，巷道围岩强度的衰减与结构的劣化极大程度上削弱了锚杆(索)的锚固基础，造成巷道围岩支护阻力的衰减，加剧了巷道围岩的变形，不利于整体稳定性[12-14]。目前，为解决煤层大巷围岩变形控制难题，许多专家学者开展了大量的研究和实践，取得了丰硕的研究成果。康红普等[15]针对同煤集团特厚煤层巷道采动影响强烈、支护效果差的难题，在分析锚杆(索)锚固性能的基础上，研究了高预应力锚杆支护技术，应用结果表明，高预应力锚杆支护技术能够有效控制特厚煤层全煤巷道的强烈变形。杨计先等[16]采用数值模拟手段分析了密集硐室群巷道变形破坏特征及其变形机理，提出了以低压浅孔与高压深孔全断面注浆为核心的硐室群围岩控制技术，现场应用效果较好。康志鹏等[17]分析了厚煤层软底巷道在高应力作用下发生的顶板拉伸破坏、巷帮压剪破坏特征，提出了控制巷道顶板、限制巷帮变形以及让压底板的控制思路，通过注浆锚索、充填体切顶以及短锚索加强支护等技术达到了较好的应用效果。孙志勇等[18]针对大埋深多次动压扰动破坏失稳煤巷控制难题，提出了深浅孔组合注浆和高预应力锚索补强控制围岩变形的综合修复技术。张剑等[19]认为深部动压巷道围岩变形的主要原因为围岩强度的降低和围岩结构劣化导致锚杆锚固力损失，提出了注浆加固与高预应力锚喷综合加固技术。石超弘等[10]针对特厚大巷隔离煤柱在高静动载作用导致的巷道冲击风险高的难题，采用了爆破卸压技术降低围岩应力水平，并进行加强支护提高大巷围岩承载能力。夏永学等[20]针对复合构造条件下的特厚煤层大巷变形控制难题，分析了特厚煤层大巷变形机制，提出了中央大巷复合构造区进行区域压裂卸压的技术，降低巷道围岩应力水平。薛晟等[21]针对特厚煤层大断面巷道变形破坏严重的问题，提出了“注浆+工字钢支架+锚杆”二次支护体系，取得了较好的围岩变形控制效果。上述关于特厚煤层大巷以及类似条件下的巷道支护多以注浆、高预应力锚杆支护以及卸压为主要技术手段，均取得了较好的工程应用效果。因此，本文针对砚北煤矿二水平特厚煤层回风大巷围岩变形控制难题，分析巷道围岩变形破坏的特征及主要影响因素，提出了高预应力锚杆支护与高压全断面注浆综合加固技术，并开展了井下工程应用。

1 工程概况

1.1 试验巷道位置及岩层分布

砚北煤矿二水平回风大巷试验段为250208上工作面运输巷交叉口与七号联络巷之间，试验段长度为259 m，二水平回风大巷沿煤5中部掘进，回风大巷断面为直墙半圆拱形，埋深570 m，与250207上采空区相距138 m，北邻二水平运输大巷，煤柱宽度35 m；南侧与二水平快速行人通道相邻，煤柱宽度25 m，该区域煤层厚度为39.89 m左右，二水平回风大巷南侧与华亭煤矿采空区相距157～217 m，试验巷道布置如图1所示。

图1 试验巷道布置Fig.1 Layout of test roadway

二水平回风大巷顶底板岩层以砂岩为主，局部底板分布有炭质泥岩，直接底为炭质泥岩与含砾粉砂岩、细砂岩互层，直接顶为泥质粉砂岩，其上分别分布有粉砂岩、粗砂岩细砂岩等，顶板坚硬砂岩厚度大，钻孔B903岩层分布柱状图如图2所示。

图2 巷道顶板岩层分布Fig.2 Rock layers distribution in the roadway roof

1.2 地应力分布特征及围岩强度测试

在砚北煤矿二水平辅运大巷和回风大巷选取三个地应力测点，地应力测试结果见表1。测试结果表明，砚北煤矿最大水平主应力均大于垂直应力，地应力场类型为σH>σV>σh。最大水平主应力方向为NEE方向。平均最大水平主应力为14.72 MPa，平均垂直应力为12.56 MPa。水平主应力对巷道顶底板的影响作用较为突出，因此应加强对巷道顶底板岩层的变形控制。

表1 地应力测试结果Table 1 Results of ground stress test

在地应力测点开展了围岩强度测试及裂隙观测，结果显示顶板10 m范围内均为煤5，第一、三测站巷道顶板10 m范围内煤层相对完整，煤层结构完整性高，第二测站顶板裂隙发育，平均强度23.9 MPa；第二测点帮孔塌孔严重，巷帮煤体裂隙发育，其余测点巷帮煤体裂隙也出现不同程度发育，巷帮煤体最大强度18.83 MPa，浅部裂隙发育区煤体强度低于2.3 MPa。因此，巷帮浅部煤体整体裂隙发育突出，煤体碎胀变形脱落，造成锚杆失效或锚杆预应力难以有效发挥。

2 大巷变形破坏特征分析

2.1 巷道围岩变形破坏特征

二水平回风大巷断面形状为直墙半圆拱形结构，原设计断面净宽3.8 m，净高3.3 m。锚杆规格为Φ22 mm×2400 mm，巷道顶部布置9根锚杆，帮部布置3根锚杆，锚杆间排距为700 mm×800 mm，锚索规格为Φ17.8 mm×7300 mm，顶上布置3根锚索，锚索间排距1.4 m×1.6 m，巷道顶部使用2根五孔钢筋托梁搭接，如图3所示。由于巷道围岩支护强度低，煤体裂隙发育，导致巷道现断面宽3.1 m、高2.8 m，巷道断面收缩明显，顶板下沉、鼓包突出，严重增大了通风阻力。

在原支护条件下二水平回风大巷矿压显现较为强烈，主要具有以下几点特征：①持续性大变形。在高应力作用下，巷道围岩发生持续性变形，巷道两帮内挤变形突出，两帮移近量700 mm左右，局部两帮移近量达到1200 mm以上，同时伴随强烈的底板隆起变形，平均底鼓量500 mm以上，局部区域底鼓量达800 mm以上，严重影响了巷道的正常使用。②变形速度快。由于回风大巷位于煤层中，两帮移近和底板变形快，碎胀变形较为突出，煤帮10 m范围内均出现不同程度的松软破碎，巷道断面收缩严重，导致返修频繁，多次返修加剧了巷道围岩的不稳定状态，造成人力物力的极大浪费。③支护结构破坏严重。巷道围岩的变形破坏，浅部500 mm范围内碎胀变形最为突出，导致锚杆(索)失效，锚杆(索)端部受不均衡力发生剪切失效，托梁及钢带破断，以及金属网鼓包、撕裂等破坏现象较普遍。

2.2 巷道围岩变形因素分析

1)地应力影响。砚北煤矿二水平回风大巷埋深570 m左右，附近钻孔资料显示煤层厚度39.89 m左右，根据地质力学测试可知地应力以最大水平应力为主，最大主应力方向为N18.2°E～ N28.7°E，根据大巷布置方位，最大水平主应力与二水平回风大巷夹角为61.2°～71.5°，二者之间的夹角过大，不利于巷道顶底板及两帮的稳定。

2)支护强度低。原支护条件下巷道整体支护强度明显偏低，加速了巷道围岩的初期变形，巷道围岩裂隙发育、松软破碎，围岩结构的破坏是一个循序渐进的过程，多次返修未采取注浆加固，浅部煤体的破坏、脱落加剧了支护体的失效，在高应力环境下，巷道围岩失去支护体的约束加速了巷道围岩的变形。

3)动压影响。二水平回风大巷受邻近三个回采工作面不同时期的采动影响以及采空区顶板岩层破断产生的动压影响，在工作面进入末采阶段，二水平回风大巷受采动影响产生较为明显的底鼓以及巷帮内挤变形，肩窝附近支护结构损坏突出，多次采动影响造成巷道围岩应力集中，导致二水平回风大巷围岩矿压显现强烈，围岩变形突出，局部需要多次返修加固才能满足使用。

4)地质构造影响。井田范围内分布有褶曲构造，易形成应力集中区，造成巷道发生不同程度的围岩变形与破坏。砚北煤矿地应力以最大水平应力为主，易造加剧顶板下沉与两帮内挤，尤其以巷帮顶角变形最为突出。

5)巷道围岩结构影响。二水平回风大巷布置在煤5中，顶板煤层结构较完整，但巷道两帮煤体松软、裂隙发育，承载能力明显偏小，巷帮碎胀变形以及鼓包现象较为频繁，在高应力及动压影响下，巷道两帮变形更为突出。由于煤层基本顶为坚硬厚砂岩，单轴抗压强度在40～55 MPa范围内，顶板岩层强度高、完整性好。工作面老顶岩梁自重及上覆载荷作用在岩梁上的总载荷较大，导致传递到煤体上的支承压力峰值和影响范围明显偏大；在高支承压力长期反复作用下围岩整体性急剧劣化，加剧了回风大巷的变形破坏。

3 巷道围岩变形控制技术研究

3.1 围岩变形控制思路

根据砚北煤矿二水平回风大巷变形特征及机理分析可知，若单独采用锚杆(索)支护进行修复，破碎煤体导致锚杆(索)锚固力低，锚杆(索)力学性能不能得到有效发挥，难以有效控制浅部围岩的破坏脱落。为进一步提高围岩稳定性，提出采用全断面注浆加固与高预应力锚杆支护综合围岩控制技术，通过外锚内注相结合的方式，在巷道周边岩体内形成锚注加固体，其加固技术原理主要包括以下2个方面：

1)对巷道变形破坏区域进行整体扩刷，剔除不稳定煤体，然后进行全断面强力锚杆(索)支护，在巷道围岩形成锚杆(索)承载加固圈，充分发挥岩体自身的承载能力，抑制由于巷道围岩应力状态的改变而产生初期变形。

2)煤体内裂隙发育时，巷道围岩应力将集中于裂隙端部，其应力集中系数主要取决于裂隙发育程度，在进行锚杆(索)初期支护的基础上，进行全断面高压注浆，促使浆液与裂隙面充分胶结，增强裂隙面及破碎区岩体的粘结性，将破碎的围岩恢复成完整的连续结构体，在锚固圈外形成注浆加固圈，改善破碎煤体的受力环境，有利于锚杆(索)对围岩作用力的传递，大幅度提高加固效果。

3.2 高预应力锚杆支护方案设计

在对二水平回风大巷加固前，先对巷道变形破坏区域进行整体扩刷，剔除原支护锚网索，然后将断面扩刷到设计尺寸(宽×高为4600 mm×3800 mm)，并及时进行锚杆(索)高预应力及时支护，如图4所示。顶帮采用直径22 mm、长2600 mm的500号螺纹钢筋，采用1支MSK2335和1支MSZ2360锚固剂加长锚固，锚杆垂直巷道表面施工，配规格为150 mm×150 mm×10 mm的拱型高强度托盘及调心球垫和减阻尼龙垫圈；锚杆间距为850 mm，排距为800 mm，每排布置13根锚杆，预紧扭矩为400 N·m。锚索采用直径Φ21.8 mm、1×19股预应力钢绞线，顶锚索长度7.3 m，帮锚索长度5.3 m。采用1支MSK2335和2支MSZ2360锚固剂加长锚固。锚索托盘采用300 mm×300 mm×16 mm高强度拱形可调心托盘及配套锁具，每排共布置7根锚索，其中顶板布置5根，两帮各布置1根，锚索间距为1275 mm和1700 mm，排距为800 mm，顶板锚索布置在两排锚杆中间位置，帮锚索距巷道底板870 mm，锚索初始张拉力250 kN。护表构件采用Φ6.5 mm钢筋网护顶，采用菱形金属网护帮。

图4 回风大巷加固方案(mm)Fig.4 Reinforcement scheme for the return air roadway

为了更好的控制回风大巷底板变形，对底板采用锚索加强支护，底板锚索采用直径Φ21.8 mm、长5300 mm的中空注浆锚索，锚索间距1200 mm，排距800 mm，底板锚索钻孔直径56 mm，垂直底板施工，孔深全部5000±50 mm，成孔后插入锚索并灌注水泥砂浆，灌注长度1500 mm，底板铺设Φ6.5 mm编织焊接钢筋网，等待7 d左右待水泥砂浆固结强度满足要求后进行高压注浆，注浆完成后及时张拉预紧，锚索初始预紧力180～250 kN。

3.3 注浆加固方案设计

注浆加固设计方案如图5所示。注浆孔直径为30 mm，每排布置12个注浆钻孔，钻孔排距2000 mm，帮顶注浆孔间距为1200 mm，孔深7000 mm，底板注浆钻孔间距1300 mm，孔深5000 mm，巷道顶板、两帮以及底板注浆孔呈三花交叉布置。注浆材料采用水泥浆，水灰比为0.6∶1，局部破碎严重导致漏浆突出的区域采用水泥-水玻璃双液浆，水玻璃浓度48～55°Bé，模数为2.8～3.2，水泥浆和水玻璃的体积比1∶0.4～1∶0.6，注浆压力为4～6 MPa，封孔材料采用棉纱蘸取水泥浆。出现局部漏浆时采取相应措施，堵漏后复注，漏浆严重导致停注的区域采用深浅孔结合的方式注浆，首先采用注浆锚杆对浅部围岩进行注浆，浅部围岩浆液凝固后重新打孔注浆。底板注浆施工完毕后，对巷道底板进行C20混凝土硬化，硬化后底板厚度300 mm。

图5 回风大巷注浆加固方案(mm)Fig.5 Grouting reinforcement scheme for the return air roadway

4 工程应用

4.1 试验巷道及监测点布置

依据上述方案设计，在试验段巷道开展全断面注浆加固与高预应力锚杆支护，试验完成后通过现场检测试验效果，采用内因与外因两种手段检测试验效果。内因是通过钻孔成像设备观测试验段注浆前后钻孔围岩裂隙分布情况，观测点为ZC1与ZC2，外因是观测巷道表面位移变化数据，测点为BX1与BX2，检验巷道支护与加固效果。试验巷道及监测点布置如图6所示。

图6 试验巷道及监测点布置Fig.6 Layout of the monitoring points and test roadway

4.2 巷道支护效果

在试验段内间隔100 m布置2个表面位移观测点，结合巷道围岩表面位移观测，分析巷道支护效果。巷道围岩表面变形曲线如图7所示，在监测近70 d后，巷道围岩变形基本趋于稳定，测站1在支护2 d后，巷道顶底板变形速率最大为12.3 mm/d，两帮内挤变形速率最大8.3 mm/d，在支护后11 d，测站1巷道围岩变形速率明显减小，在35 d左右，巷道整体变形量逐渐趋于稳定，在观测期内，测站1顶底板最大变形量79.8 mm，两帮最大移近量63.6 mm。测站2巷道变形规律与测站1基本一致，在支护后的第2 d围岩变形速率达到最大，顶底板最大变形速率9 mm/d，两帮最大变形速率5.4 mm/d，在巷道支护后的第9 d巷道围岩变形速率明显减小，在观测31 d后围岩变形逐渐趋于稳定，顶底板最大变形量67.1 mm，两帮最大变形量55.3 mm。巷道两帮基本呈现对称变形，顶底板变形主要表现为底鼓，当底板浇筑混凝土后，底板岩体稳定性进一步加强，基本没有发生变形。

图7 巷道围岩表面变形曲线Fig.7 Surface deformation curve of the roadway surrounding rock

4.3 注浆加固效果测试

在砚北煤矿二水平回风大巷试验段中间区域150 m附近设置一个测试点，注浆前和注浆后各施工一个巷帮测试孔，钻孔深度10 m，采用钻孔成像设备测试裂隙充填效果及围岩完整性，巷道围岩注浆加固效果如图8所示。

图8 巷道围岩注浆加固效果Fig.8 Grouting reinforcement effect of the roadway surrounding rock

由图8(a)可知，注浆前巷道煤体破碎、裂隙发育较为突出，整体由浅入深呈递减趋势，在2.5 m范围内破碎较为突出，尤其是在距孔口0.5 m范围内最为突出，局部出现塌孔现象，在距孔口1.8～2.4 m附近钻孔成型效果差，钻孔围岩裂隙发育程度高，再向深度延伸裂隙发育减少，距孔口5.6 m以及9.5 m附近出现了一定程度的裂隙发育，钻孔成型效果差。主要是由于二水平回风大巷长期受动压及上覆岩层重力影响，巷帮煤体松软破碎，煤体稳定性差。

由图8(b)可知，注浆后水泥浆液与巷帮煤体裂隙、节理以及破碎区充分胶结，提高了煤体力学性质与完整性，钻孔围岩裂隙发育明显减少，钻孔成孔效果显著提高，局部区域出现一定的环向裂隙，但裂隙发育尺度及分布范围明显减小，浆液对围岩裂隙充填与加固效果好，在巷道周边形成了较好的承载结构，巷道围岩稳定性及完成性显著增强。因此，试验段巷道围岩采用高预应力锚杆支护及全断面高压注浆加固后，达到了较好的支护效果，有效控制了特厚煤层大巷围岩变形。