彭 剛，張永清，羅立強

(1.湖南科技大學煤礦安全開采技術湖南省重點實驗室， 湖南湘潭市 411201;2.湖南科技大學能源與安全工程學院， 湖南湘潭市 411201)

大傾角煤層巷道破壞機理及控制技術研究*

彭 剛1，2，張永清2，羅立強2

(1.湖南科技大學煤礦安全開采技術湖南省重點實驗室， 湖南湘潭市 411201;2.湖南科技大學能源與安全工程學院， 湖南湘潭市 411201)

針對大傾角煤層巷道圍巖難以控制的現(xiàn)狀，分析了大傾角煤層巷道破壞的機理及破壞特征。利用FLAC軟件分析了煤層傾角對巷道圍巖應力分布、巷道變形的影響。結合某礦大傾角煤層巷道變形嚴重、返修率高的現(xiàn)狀，設計了巷道支護控制方案，有效地解決了大傾角煤層巷道破壞嚴重的問題。

大傾角煤層;巷道圍巖;破壞機理;錨桿支護;數(shù)值模擬

大傾角煤層一般是指傾角為35°～55°的煤層［1］。大傾角煤層在我國煤炭產(chǎn)量和儲量中占有相當大的比例，特別是在四川、重慶、云南、貴州等地，大傾角煤層更成為某些礦井的主采煤層。大傾角煤層開采后圍巖產(chǎn)生的運動、變形及破壞均呈現(xiàn)出明顯的不對稱和不均衡特性，煤層傾角對礦山壓力有顯著影響，其巷道穩(wěn)定性及其變形破壞與近水平或緩傾斜巷道有較大差異［2，3］。在礦井生產(chǎn)過程中，大傾角煤層巷道往往破壞嚴重，采用傳統(tǒng)的木棚木垛加強支護，巷道片幫嚴重，巷道變形大，控制效果較差。對復雜條件下的支護機理的認識還不夠徹底和不夠深刻［4，5］。通過對大傾角煤層巷道兩幫受力模型分析及數(shù)值模擬，分析了大傾角煤層巷道破壞機理，探討適宜可靠的大傾角煤層巷道加固支護手段與方式，對大傾角煤層的安全開采具有一定的意義。

1 工程概況

湖南湘煤集團某礦可采煤層為Ⅱ煤，厚0～2.6 m，平均厚 1.9 m，平均傾角 37°，普氏硬度 f=1.5。巷道老頂為灰白色厚層狀中粗粒砂巖，厚15 m。直接頂為灰黑色砂質泥巖，厚0～3 m，含植物化石及黃鐵礦結核。直接底為灰白色中粒砂巖，厚0.5～3.0 m。老底為深灰色砂質泥巖，厚6.0 m。工作面回風巷寬3.0 m，呈直邊梯形狀。隨著礦井開采深度的加大，地應力升高，巷道不僅頂板下沉、兩幫變形大，而且底鼓嚴重，返修率高。巷道圍巖破碎變形和多次翻修不僅大大增加了支護成本和工人的勞動強度，而且給礦井生產(chǎn)帶來嚴重的安全隱患。

2 兩幫煤體受力模型

巷道開挖打破了巷道周圍巖體的應力平衡，巷道周邊圍巖形應力集中，圍巖應力達到或超過巖石的極限強度則發(fā)生塑性破壞。在集中應力作用下巷道兩幫煤體首先遭到破壞，集中應力向巷道周圍深部轉移，直到煤體內(nèi)應力彈性區(qū)邊界。同時，在高瓦斯煤層中巷道兩幫還受到煤體內(nèi)瓦斯壓力以及孔隙水壓等附加內(nèi)力P'作用。如圖1所示，圖中ABCD為應力極限平衡區(qū)，Px為支架對煤幫的支護阻力。受地應力、附加內(nèi)力及巖層滑移面的影響，巷道兩幫煤體向巷道空間擠壓甚至冒落，直至巷道圍巖新的結構平衡［6］。

圖1 極限平衡區(qū)計算模型

煤巷兩幫應力極限平衡區(qū)寬度x0為［7］:

式中，C0、φ0為巷道頂?shù)装鍘r層與兩幫巖層交界面的內(nèi)聚力和內(nèi)摩擦角;m為巷道高度，m;A為側壓系數(shù);px為支護阻力，Pa;P'為內(nèi)壓力，Pa;x0為應力極限平衡區(qū)的寬度，m;k為應力集中系數(shù);γ為上覆巖層平均容重，kg/m3;H為巷道埋深，m。

由上述分析可知，巷道沒開挖前，巷道煤巖體處于三向應力平衡狀態(tài)。巷道圍巖儲存著大量的彈性能，地壓越高，積蓄的彈性能就越多。巷道開挖使得處于三向應力平衡狀態(tài)的圍巖瞬時大幅卸載，圍巖承載能力大幅降低。特別是在巷道圍巖的邊緣，Px為零狀態(tài)下，此處圍巖處于二向圍壓應力狀態(tài)，圍巖強度和承載能力降到最低，破壞最為嚴重。由于積蓄的彈性能和內(nèi)壓力等作用，巷道圍巖有向自由空間面移動的趨勢，造成巷道兩幫煤巖體破裂片幫，完全失去承載能力。

3 巷道破壞特征

(1)圍巖結構松散，頂板圍巖易冒落。一般情況下，煤巷圍巖層理結構都比較發(fā)育、松軟、破碎、分層多、厚度小、膠結性差。巷道形成后，頂板及兩幫煤體產(chǎn)生變形，在支護不當?shù)那闆r下，表現(xiàn)為頂板下沉以至于離層，導致圍巖強度降低，頂部三角煤很難控制。

(2)巷道破壞變形呈現(xiàn)不對稱性。大傾角煤層巷道掘進形成后，在煤層傾角和煤層開采動壓的影響下，其變形和破壞均呈現(xiàn)不同程度的不對稱性。巷道上幫破壞往往比下幫破壞嚴重，下幫底角煤層下凹，而上幫底角下部為強度相對較高的圍巖，變形量小。巷道下幫則是中部鼓出，上幫則是上部明顯鼓出，下部微凹，兩幫水平移近變形較大。

(3)巷道變形受采動影響比較劇烈。煤層巷道圍巖強度相對巖石巷道圍巖要小得多，抗變形能力較差。煤層巷道一般離工作面比較近，受工作面開采推進及相鄰巷道開掘所引起的應力擾動影響，巷道圍巖破碎松動范圍進一步加大，支架受損嚴重，變形更劇烈，巷道維護極其困難。

(4)巷道變形量大，具有軟巖特性，難以穩(wěn)定。受圍巖強度和采動影響，煤層巷道的頂?shù)装逡平靠蛇_1000 mm，兩幫移近量1500 mm，巷道的收縮率達50%以上。巷道圍巖不僅在掘進影響期間因應力擾動而引起圍巖急劇變形，而且在應力重新分布趨于穩(wěn)定后，仍持續(xù)流變，較長時間內(nèi)難以趨于穩(wěn)定。巷道支架在變形后損壞，嚴重影響了巷道的維護使用，這給生產(chǎn)帶來了嚴重的不安全因素。

4 圍巖變形數(shù)值分析

計算模型大小為:寬×高=100 m×100 m，網(wǎng)格為120 mm×120 mm，劃分為14400個單元。計算模擬模型上部邊界距地表約400 m，模型上邊界的荷載由P=ρgh確定(ρ按照平均密度2.5×103kg/m3計算)，則模型的上表面施加均勻的垂直應力10 MPa，模型底部邊界為水平、垂直位移固定(ux=0，uy=0)，左右兩側模型邊界的水平位移固定(ux=0)，計算采用莫爾－庫侖破壞準則，巖體參數(shù)見表1。

表1 數(shù)值模擬巖石參數(shù)

利用FLAC軟件分別對不同煤層傾角巷道變形進行計算。計算結果顯示，當煤層傾角為35°時，巷道下幫最大水平位移160 mm，上幫最大水平位移204 mm，頂板最大垂直位移為135 mm，底板最大垂直位移為141 mm。兩幫移近量為364 mm，頂?shù)装逡平?76 mm。巷道圍巖應力集中區(qū)域邊界距巷道兩幫6 m。煤層傾角為45°時，巷道下幫最大水平位移231 mm，上幫最大水平位移287 mm，頂板最大垂直位移為131 mm，底板最大垂直位移為291 m。下幫圍巖應力集中區(qū)域邊界距巷道下幫7.3 m，上幫圍巖應力集中區(qū)域邊界距巷道上幫8.2 m。煤層傾角為55°時，巷道下幫最大水平位移254 mm，上幫最大水平位移272 mm，頂板最大垂直位移為106 mm，底板最大垂直位移為126 m。下幫圍巖應力集中區(qū)域邊界距巷道下幫7.0 m，上幫圍巖應力集中區(qū)域邊界距巷道上幫8.5 m。

在頂?shù)装鍑鷰r及煤體力學性質相同的條件下，隨著煤層傾角的增大，兩幫水平位移也隨著增大，兩幫移近量由35°的364 mm增加到55°時的526 mm，頂?shù)装逡平坑?5°的276 mm增加到50°時的446 mm，當煤層傾角為55°時，頂?shù)装逡平繛?32 mm，此時頂?shù)装逡平坑兴鶞p少。在煤層傾角較小時，上、下幫主要以水平位移為主，頂?shù)装逯饕源怪蔽灰茷橹?。隨著煤層傾角的增大，頂板水平位移量逐漸加大。圍巖垂直應力和塑性區(qū)分布狀態(tài)顯示，隨著煤層傾角的增大，應力集中向圍巖深部移動，塑性區(qū)范圍增大。巷道圍巖的破壞范圍隨著煤層傾角的增大而增大。

5 工程應用

從某礦回風巷的地質條件及變形情況分析，采用單一的錨網(wǎng)支護難以控制圍巖的變形。根據(jù)巷道聯(lián)合支護的原則，采取錨－網(wǎng)－注的聯(lián)合支護進行控制。

5.1 支護參數(shù)

錨桿選用Ф20 mm、L=2200 mm左旋螺紋鋼高強錨桿，每根錨桿使用3卷K2350樹脂錨固劑，錨桿間排距為700 mm×700 mm，如圖2所示。

圖2 錨桿錨索布置

金屬網(wǎng)為直徑6 mm鋼絲，網(wǎng)孔100 mm×100 mm，規(guī)格為1000 mm×800 mm。金屬網(wǎng)接茬處用錨桿加鋼筋梯子梁將其上緊并緊貼巖面，網(wǎng)間搭茬長度不少于100 mm。鋼筋梯子梁由直徑12 mm圓鋼焊制而成。錨索為Ф15.24 mm預應力鋼絞線制作，錨索長度L=6.3 m，每3000 mm打一根錨索，布置于巷道正頂處，錨固長度為1600 mm，每根錨索使用4卷K2350樹脂錨固劑。錨索墊板采用兩塊墊板疊加，其規(guī)格分別為350 mm×350 mm×10 mm和150 mm×150 mm×10 mm的正方形墊板，大墊板在上，小墊板在下。兩幫底角采用425#普通硅酸鹽水泥材料注漿。注漿孔長度3.0 m，直徑32～42 mm;注漿管為無縫普通鐵管，外徑20 mm，長1.5 m。

5.2 礦壓觀測

為檢測巷道的支護效果，判斷巷道圍巖的穩(wěn)定性，在巷道中設立表面位移及頂板離層觀測站，每隔20 m布置1個測站。表面位移每個測站設2個測面，在每個斷面的頂、底板和兩幫的中部各布置1個測點。頂板離層觀測站設一個深6 m的基點和2個淺基點。通過對風巷表面位移的監(jiān)測，在118 d的觀測中，兩幫移近量為330 mm，頂板下沉量為127 mm。巷道支護效果比較良好，很好地控制了巷道圍巖的變形。

6 結論

(1)分析及數(shù)值模擬顯示，煤層傾角增大，巷道兩幫水平位移也增加。當傾角較小時，頂板位移以垂直位移為主，隨著煤層傾角的增大，頂板水平位移逐漸增大。下幫水平變形隨煤層傾角的增幅大于上幫，兩幫圍巖明顯松動影響范圍隨煤層傾角的增大而增大。

(2)采用錨－注－噴聯(lián)合支護，能有效地控制兩幫片幫和頂板的下沉，保證了礦井巷道生產(chǎn)期內(nèi)的安全穩(wěn)定。同時與工字鋼棚式支護相比，減輕了工人勞動強度，支護成本大大降低。

［1］ 伍永平，員東風.大傾角綜采支架穩(wěn)定性控制［J］.礦山壓力與頂板管理，1999，(3):82－85.

［2］ 陶連金，王泳嘉.大傾角煤層采場上覆巖層的運動與破壞［J］.煤炭學報，1996，(6):582－585.

［3］ 魏 磊，高光發(fā).大傾角煤層回采工藝現(xiàn)狀及發(fā)展趨勢研究［J］.采礦技術，2009，(2):10－11.

［4］ 鄭書兵.煤巷頂板錨桿支護若干問題的探討［J］.煤炭科學技術，2008，(7):23－26.

［5］ 李樹清，潘長良，王衛(wèi)軍.錨注聯(lián)合支護煤巷兩幫塑性區(qū)分析［J］.湖南科技大學學報，2007，(2):5－8.

［6］ 王衛(wèi)軍，侯朝炯.急傾斜煤層放頂煤頂煤破碎與放煤巷道變形機理分析［J］.巖土工程學報，2001，(5):623－626.

［7］ 馬念杰，侯朝炯.采準巷道礦壓理論及應用［M］.北京:煤炭工業(yè)出版社，1995.

國家自然科學基金資助項目(50674045);湖南省教育廳重點項目(2009FJ2005);湖南省高?？萍紕?chuàng)新團隊支持計劃資助項目.

2011－06－29)

彭 剛(1974－)，男，四川內(nèi)江人，講師，碩士，主要從事巷道圍巖控制研究及采礦教學工作，Email:gpengcn@126.com。