楊建威，孫志勇,2

(1.煤炭科學(xué)研究總院 開采研究分院，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013)

高瓦斯動壓煤巷變形機理與控制技術(shù)

楊建威1，孫志勇1,2

(1.煤炭科學(xué)研究總院 開采研究分院，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013)

為解決岳城煤礦高瓦斯動壓巷道瓦斯抽采后圍巖變形大、支護(hù)困難的問題，采用現(xiàn)場調(diào)查和礦壓監(jiān)測方法，測試了巷道圍巖的地質(zhì)力學(xué)參數(shù)，深入分析了圍巖變形破壞特征與機理，提出高預(yù)應(yīng)力高延伸率錨桿錨索+強力護(hù)表構(gòu)件+補強錨索強幫強頂控制技術(shù)，并進(jìn)行現(xiàn)場應(yīng)用。礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù)顯示：在掘進(jìn)期間，錨桿與錨索受力比較穩(wěn)定；巷道在工作面回采期間，兩幫最大變形量為249mm，頂?shù)装遄畲笠平繛?62mm，滿足正常生產(chǎn)要求。應(yīng)用結(jié)果表明：該支護(hù)技術(shù)明顯改善了圍巖的應(yīng)力分布，提高了圍巖的整體承載能力，能夠有效控制高瓦斯動壓巷道圍巖的大變形。

高瓦斯；動壓巷道；變形機理；控制技術(shù)

動壓巷道是指受到一次甚至多次強烈采動影響，圍巖呈現(xiàn)變形大、應(yīng)力高和支護(hù)難等特點的巷道[1]。在高瓦斯煤礦中，瓦斯抽采會引起巷道圍巖強度衰減和結(jié)構(gòu)劣化，造成完整性降低、穩(wěn)定性變差，此類動壓巷道支護(hù)更加困難。

近年來，我國采礦學(xué)者對動壓巷道和瓦斯抽采對巷道破壞等問題進(jìn)行了大量研究。陳上元等[2]采用現(xiàn)場調(diào)研、工程地質(zhì)分析、物理相似模擬和現(xiàn)場試驗相結(jié)合的方法，研究了深部動壓巷道非對稱變形機理及控制對策。王其洲等[3]采用數(shù)值模擬方法，研究U型鋼支架-錨索協(xié)同支護(hù)作用機理，提出了U型鋼支架-錨索協(xié)同支護(hù)技術(shù)。馬振乾等[4]針對錨桿錨索對U型鋼支架的結(jié)構(gòu)補償效果差、架棚支護(hù)難以控制動壓巷道的劇烈變形的問題，提出新型中空注漿錨索加固破碎巖體，配合雙層錨網(wǎng)噴支護(hù)技術(shù)控制巷道劇烈變形。高延法等[5]采用現(xiàn)場地質(zhì)調(diào)查、理論計算和現(xiàn)場監(jiān)測相結(jié)合的方法，分析了千米深井動壓巷道圍巖變形特征和巷道失穩(wěn)破壞的原因，提出了基于鋼管混凝土支架的高強度復(fù)合支護(hù)形式。李樹剛等[6]采用數(shù)值模擬研究了破碎圍巖動壓巷道的變形破壞機制，提出了基于錨索與注漿的加固技術(shù)。張志康等[7]采用巷道支護(hù)專家系統(tǒng)軟件優(yōu)化了深部動壓巷道支護(hù)設(shè)計，提出了以高強讓壓錨桿與帶肋錨索為核心的新型“高阻—讓壓”支護(hù)體系。肖福坤等[8]采用TAW-2000KN三軸試驗機研究了帶瓦斯抽采鉆孔煤樣的壓縮破壞和聲發(fā)射特征。蘇現(xiàn)波等[9]認(rèn)為瓦斯抽采降低了鉆孔周圍煤層瓦斯的孔隙壓力，導(dǎo)致孔壁節(jié)理裂隙表面正應(yīng)力增加，當(dāng)孔壁處節(jié)理裂隙瓦斯孔隙壓力降低至某一臨界值時，近井壁節(jié)理裂隙從穩(wěn)定狀態(tài)轉(zhuǎn)變?yōu)閴杭羝茐?，表現(xiàn)為頸縮、塌孔等瓦斯抽采鉆孔的結(jié)構(gòu)失穩(wěn)。

上述學(xué)者深入研究了動壓巷道圍巖變形破壞機理、控制技術(shù)和瓦斯抽采對煤層破壞的影響，取得了一些成果。本文以晉煤集團(tuán)岳城煤礦三盤區(qū)13085高瓦斯動壓巷道圍巖控制為研究背景，在測試地質(zhì)力學(xué)參數(shù)，深入分析巷道圍巖變形機理基礎(chǔ)上，提出高預(yù)應(yīng)力高延伸率錨桿錨索+強力護(hù)表構(gòu)件+補強錨索強幫強頂控制技術(shù)，并在現(xiàn)場得到了成功應(yīng)用。

1 工程背景

岳城煤礦為高瓦斯礦井，目前主采3號煤層，采用分層開采方法。三盤區(qū)東為礦界，北為一盤區(qū)邊界，西為原南河灘煤礦，南為礦界。采用順序開采的方式進(jìn)行回采，首采面為1308(上)工作面，然后采1309(上)工作面。工作面通風(fēng)方式為兩進(jìn)兩回，13085巷長1100m，煤柱寬度26m，為1308(上)、1309(上)2個工作面服務(wù)，屬于本文研究的動壓巷道。具體巷道布置見圖1。

圖1 巷道布置

1308(上)工作面煤層底板標(biāo)高340～406m，地面標(biāo)高790.6～955.7m。工作面所采煤層位于二疊系下統(tǒng)山西組下部，上距K8砂巖27.76～46.75m，平均34.91m；下距K7砂巖0～6.50m，平均2.10m。煤層厚度5.83～6.81m，平均6.51m。煤層傾角0～8°，平均4°。一般夾有炭質(zhì)泥巖、泥巖夾矸2層，最多可達(dá)5層，夾矸單層厚度一般為0.05～0.25m，最大為0.85m。煤層結(jié)構(gòu)簡單，厚度穩(wěn)定。

2 巷道圍巖地質(zhì)力學(xué)測試

2.1 地應(yīng)力測量

采用煤礦專用小孔徑水壓致裂地應(yīng)力測量儀，在三盤區(qū)集中進(jìn)風(fēng)巷中布置了3個測站，測量結(jié)果見表1。表中：σH，σh，σv，Ψ分別為最大水平主應(yīng)力、最小水平主應(yīng)力、垂直應(yīng)力和最大水平主應(yīng)力方向。

表1 地應(yīng)力測量結(jié)果

3個測點最大水平主應(yīng)力均大于垂直應(yīng)力，說明地應(yīng)力場屬于水平應(yīng)力為主的構(gòu)造應(yīng)力場。

2.2 圍巖強度測試

利用圍巖強度測試裝置對巷道頂板以上10m范圍內(nèi)的頂板巖層和幫部煤體進(jìn)行了煤巖體原位強度測試，3號煤層頂板0～3m范圍內(nèi)煤層強度平均值為15.73MPa，3～10m范圍內(nèi)中細(xì)砂巖巖層強度平均值為46.23MPa；煤幫煤層強度平均值為16.42MPa。

2.3 圍巖結(jié)構(gòu)觀測

通過對3個地應(yīng)力測試鉆孔、3個煤幫鉆孔和4個頂板錨索鉆孔進(jìn)行煤巖體圍巖結(jié)構(gòu)窺視，頂板和巷幫煤體均比較破碎、完整性較差；同時，頂板巖層也存在相當(dāng)多的裂隙、夾層以及大量離層，尤其是從3個地應(yīng)力鉆孔看出，巷道頂板以上5～7m范圍內(nèi)有較明顯離層。

3 巷道圍巖變形特征與機理

3.1 巷道圍巖變形特征

通過對巷道圍巖變形情況進(jìn)行現(xiàn)場觀察，主要有以下特征：

(1)在第1個工作面回采期間，巷道變形較小。但在有偽頂和構(gòu)造區(qū)域，在工作面推過300～500m后，兩幫變形嚴(yán)重，整體移近量在300～400mm，但比較完整；頂板圍巖破碎，形成網(wǎng)兜，下沉量在500mm左右；底鼓嚴(yán)重，局部地區(qū)達(dá)到500mm以上。

(2)在第2個工作面回采期間，圍巖變形明顯增加。頂板變形量加大，底鼓量約占頂?shù)装蹇傄平康?0%，兩幫擠出量和破壞范圍明顯增加。

3.2 巷道圍巖變形機理

(1)頂板巖體和巷幫煤體結(jié)構(gòu)面比較發(fā)育，完整性較差。圍巖具有塑性區(qū)大、強度低和自穩(wěn)能力差等特點，頂板松動巖體傳遞到幫部和底板上的壓力增大；兩幫收縮量大增加了底板鼓起實際寬度，最終擴(kuò)大撓曲效應(yīng)[10]，使底鼓量進(jìn)一步加大，巷道維護(hù)困難。

(2)瓦斯鉆孔和抽采卸壓造成巷道圍巖損傷、破壞。高瓦斯煤層巷道打鉆孔進(jìn)行瓦斯抽采，引起圍巖卸壓，對煤體的破壞作用有三方面：完整性變差，圍巖強度衰減；降低鉆孔周圍煤層瓦斯的孔隙壓力，鉆孔周圍產(chǎn)生新的節(jié)理、裂隙，與開挖產(chǎn)生的裂隙貫通，結(jié)構(gòu)進(jìn)一步劣化；錨固性能降低。這些因素都導(dǎo)致圍巖抵抗變形能力變差。

(3)多次動壓擾動。13085巷要經(jīng)受1次掘進(jìn)影響和2次回采影響，尤其在第2個工作面回采時，上區(qū)段的殘余支承壓力和本區(qū)段工作面超前支承壓力相互疊加，引起圍巖應(yīng)力集中程度急劇增加，塑性區(qū)增大，而且圍巖在這樣反復(fù)加卸載過程中，圍巖強度衰減，造成圍巖產(chǎn)生大變形。

(4)初期承載力低。由于施工和設(shè)計的原因?qū)е洛^桿預(yù)緊力較低，造成錨桿支護(hù)初期強度和剛度不夠，巷道圍巖仍處于受拉狀態(tài)，錨固區(qū)內(nèi)圍巖出現(xiàn)擴(kuò)容變形和破壞，圍巖整體性較差，圍巖強度得不到強化，也不能阻止錨固區(qū)外巖層產(chǎn)生離層，巷道變形量較大且錨桿受力不穩(wěn)定，錨桿失效，最終導(dǎo)致支護(hù)系統(tǒng)破壞。

4 高瓦斯動壓巷道圍巖控制技術(shù)

基于以上分析的高瓦斯動壓巷道圍巖變形特征和機理，提出高預(yù)應(yīng)力高延伸率錨桿錨索+強力護(hù)表構(gòu)件+補強錨索強幫強頂控制技術(shù)，技術(shù)主要包含以下幾部分：

(1)“四高”錨桿 即：高預(yù)應(yīng)力、高延伸率、高強度和高沖擊韌性。這類錨桿具有強度高、抗變形能力強、防沖性能好和能施加高預(yù)緊力的特點，能適應(yīng)高瓦斯動壓巷道的大變形和強烈動載作用，不易出現(xiàn)錨桿松動、彎曲和破斷現(xiàn)象。

(2)小孔徑高預(yù)應(yīng)力錨索 錨索的本質(zhì)作用是在圍巖中產(chǎn)生錨索支護(hù)應(yīng)力場[11]，使圍巖恢復(fù)三向受壓應(yīng)力狀態(tài)，在淺部，與錨桿支護(hù)應(yīng)力場疊加，形成淺部承載結(jié)構(gòu)，減小瓦斯鉆孔和抽采對圍巖的破壞作用；在深部，調(diào)動堅硬厚巖層的高承載性能，構(gòu)成深淺復(fù)合承載結(jié)構(gòu)，共同控制動壓巷道圍巖大變形。

(3)強力護(hù)表構(gòu)件 托板、金屬網(wǎng)和鋼帶等護(hù)表構(gòu)件把相鄰錨桿、錨索連成一體，使施加的高預(yù)應(yīng)力有效擴(kuò)散到淺部由瓦斯抽采造成的損傷圍巖中，形成大范圍支護(hù)應(yīng)力場；而且自身剛度較高，各構(gòu)件之間相互匹配，不容易破壞。

(4)高預(yù)應(yīng)力錨索補強支護(hù) 瓦斯抽采后，及時在頂板和煤柱幫部補打錨索，施加高預(yù)應(yīng)力并進(jìn)行有效擴(kuò)散，對淺部由瓦斯抽采卸壓產(chǎn)生的損傷、破壞煤巖體形成擠壓效應(yīng)，抑制新的節(jié)理、裂隙等結(jié)構(gòu)面產(chǎn)生的擴(kuò)容變形，強化圍巖殘余強度和結(jié)構(gòu)，形成高預(yù)緊力錨固體，抵抗圍巖變形，同時也減小了頂板和幫部松動煤巖體對底板的作用力，從而減小底鼓量。

5 現(xiàn)場應(yīng)用

5.1 巷道支護(hù)設(shè)計

13085巷道斷面尺寸為：寬4.2m，高3m。支護(hù)方案按時間上分為掘進(jìn)期間支護(hù)和瓦斯抽放后錨索補強支護(hù)，支護(hù)方案如下：

5.1.1 掘進(jìn)期間支護(hù)方案

錨桿桿體采用BHRB500鋼材，長2.4m，直徑22mm，破斷載荷266kN，延伸率為18%。采用2支樹脂錨固劑端部錨固，1支規(guī)格為MSK2335，1支規(guī)格為 MSZ2360。預(yù)緊力矩不低于400N·m。頂錨桿布置：每排5根錨桿，采用鋼筋托梁相連，間距0.9m，排距1m。兩幫錨桿布置：每排3根，采用W鋼護(hù)板護(hù)表，間距1.1m，排距1m。

錨索索體采用1×19結(jié)構(gòu)高強度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線，直徑22mm，長度6.3m，極限破斷拉力為550kN，延伸率為7%。采用3支樹脂錨固劑端部錨固，1支規(guī)格為MSK2335，2支規(guī)格為MSZ2360。預(yù)緊力不低于250kN。掘進(jìn)期間只在頂板布置：間距2.6m，排距2m。

5.1.2 瓦斯抽放后錨索補強支護(hù)方案

錨索索體材料與掘進(jìn)期間布置的錨索相同。

頂板補強支護(hù)：錨索直徑22mm，長度6.3m。錨索布置：在沒有錨索的兩排錨桿之間布置4根，間距1.2m，排距2m；有錨索斷面中間布置1根，與掘進(jìn)期間布置的錨索間距1.3m，排距2m。采用端部錨固，預(yù)緊力不低于250kN。

煤柱側(cè)幫補強支護(hù)：錨索直徑22mm，長度4.3m。錨索布置：兩根錨索間距1.4m，排距1m。采用端部錨固，預(yù)緊力不低于150kN。

13085巷支護(hù)布置如圖2所示。

圖2 岳城煤礦13085巷支護(hù)布置

5.2 巷道表面位移監(jiān)測

回采期間，13085巷在950m處布置表面位移監(jiān)測站，監(jiān)測頂板下沉量、頂?shù)装逡平亢偷坠牧?，監(jiān)測曲線如圖3所示。

圖3 位移監(jiān)測曲線

從圖3中可以看出：

(1)圍巖表面位移隨著遠(yuǎn)離采場不斷增加，在距離采場-125～-100m頂板下沉量、底鼓量和兩幫移近量均增加較慢，之后底鼓量和兩幫移近量迅速增加。

(2)頂?shù)装遄冃瘟吭诰嗖蓤黾s90m時趨于穩(wěn)定，頂?shù)装遄畲笠平繛?62mm，其中，巷道頂板最大下沉量為75mm，底鼓量為187mm，而兩幫變形量在距采場約130m時趨于穩(wěn)定，兩幫最大移近量為249mm，幫部位移量明顯大于頂板下沉量和底鼓量，這可能是瓦斯抽采造成幫部結(jié)構(gòu)劣化造成的。

(3)在觀測期間，巷道變形量不大而且比較穩(wěn)定，滿足生產(chǎn)要求，表明該支護(hù)方案能有效控制高瓦斯動壓煤巷圍巖的大變形。

5.3 錨桿與錨索受力監(jiān)測

掘進(jìn)期間，在13085巷550m處采用液壓枕式的錨桿測力計測錨桿受力，采用液壓枕式的錨索測力計測試錨索受力，觀測斷面安裝11個錨桿測力計、2個錨索測力計，錨桿與錨索編號見圖2。錨桿受力監(jiān)測曲線如圖4～6所示。由錨桿與錨索受力監(jiān)測曲線可以看出：

圖4 幫錨桿受力監(jiān)測曲線

圖5 頂板錨桿受力監(jiān)測曲線

圖6 頂板錨索受力監(jiān)測曲線

(1)煤柱側(cè)幫錨桿整體受力變化較大，幫頂角錨桿受力最大，達(dá)到80～85kN，幫底角錨桿受力最小，達(dá)到45～55kN；工作面?zhèn)葞湾^桿整體受力變化較煤柱幫小，幫底角錨桿受力最大，達(dá)到80kN，幫頂角錨桿受力最小，達(dá)到20kN左右。

(2)頂板錨桿靠近兩幫第二根受力較大，即5號錨桿和7號錨桿，受力分別達(dá)到100kN和70kN，其余錨桿受力集中在20～50kN。

(3)錨桿受力比較穩(wěn)定，變化值均不超過10kN，說明巷道采用高預(yù)緊力強力錨桿支護(hù)后，錨桿發(fā)揮了應(yīng)有的支護(hù)效果。

(4)頂板錨索預(yù)緊力分別為160kN和145kN，遠(yuǎn)小于設(shè)計的250kN，受力變化差別較大，靠近煤柱側(cè)幫的錨索受力逐漸增加，而靠近工作面?zhèn)葞湾^索受力逐漸減小，表現(xiàn)為明顯的非對稱性。

(5)錨索受力比較穩(wěn)定，變化值不超過10kN，表明高預(yù)應(yīng)力錨索補強支護(hù)起到較好作用。

6 結(jié) 論

(1)岳城煤礦13085巷不僅經(jīng)受瓦斯抽采影響，還受兩次動壓作用。巷道地應(yīng)力以水平應(yīng)力為主，圍巖裂隙比較發(fā)育，完整性差，兩幫變形量和底鼓量比較大，頂板下沉量較小。

(2)巷道圍巖變形機理：圍巖節(jié)理、裂隙較發(fā)育，完整性較差；經(jīng)受多次動壓擾動；瓦斯抽采造成巷幫圍巖損傷、破壞，強度衰減和結(jié)構(gòu)劣化，煤巖體錨固性能低；初期承載力較低，圍巖沒有形成完整的高剛度承載結(jié)構(gòu)，導(dǎo)致圍巖產(chǎn)生大變形。

(3)基于高瓦斯動壓巷道變形特征與機理，提出高預(yù)應(yīng)力高延伸率錨桿錨索+強力護(hù)表構(gòu)件+補強錨索強幫強頂控制技術(shù)，即：巷道在掘進(jìn)期間采用高預(yù)應(yīng)力高延伸率錨桿與錨索支護(hù)，強力護(hù)表構(gòu)件對預(yù)應(yīng)力進(jìn)行有效擴(kuò)散，控制圍巖早期產(chǎn)生的擴(kuò)容變形；瓦斯抽采后，及時對頂板和幫部進(jìn)行高預(yù)應(yīng)力錨索補強支護(hù)，強化頂板和幫部的強度和結(jié)構(gòu)，并調(diào)動深部巖層的高承載能力，與淺部形成的預(yù)應(yīng)力承載結(jié)構(gòu)構(gòu)成深淺復(fù)合承載結(jié)構(gòu)，共同抵抗圍巖變形。

(4)現(xiàn)場應(yīng)用結(jié)果表明：采用該支護(hù)技術(shù)后，不僅有效控制了巷道圍巖的變形，而且錨桿與錨索受力比較穩(wěn)定，應(yīng)用效果較好，為類似條件的巷道圍巖控制提供一定參考。

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[責(zé)任編輯：姜鵬飛]

Deformation Mechanism and Control Technique of High Gas Dynamic Pressure Coal Roadway

YANG Jian-wei1，SUN Zhi-yong1，2

(1.Mining Institute，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China；2.Coal Mining & Designing Department，Tiandi Science & Technology Co.，Ltd.，Beijing 100013，China)

In order to solve the problem of surrounding rock deformation large and supporting difficulty of high gas dynamic pressured roadway after gas drainage of Yuecheng coal mine，then field investigation and mine pressure monitoring were applied，the geological mechanical parameters of surrounding rock was tested，then surrounding rock deformation characters and mechanism were analyzed deeply，the roof and side strengthen control technique that high prestress，high elongation anchor and cable and intensive surface protection components and reinforcement cable were put forward，and applied in field.The monitoring data of mine pressure showed that anchor and cable fore was stability during driving period，during mining period，the maximal deformation amount between two side and sag from roof to floor were 249mm and 262mm，respectively，the results meet for production demand.The field practical showed that the stress distribution could be improved obviously，the total bearing capacity could be improved，then large deformation of surrounding rock of high gas dynamic pressure roadway could be controlled effectively.

high gas；dynamic pressure roadway；deformation mechanism；control technique

2016-06-30

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.01.013

國家自然科學(xué)基金青年基金資助項目(51304119)

楊建威(1992-),男,河南信陽人,在讀碩士研究生，研究方向為巷道礦壓理論與支護(hù)技術(shù)。

楊建威，孫志勇.高瓦斯動壓煤巷變形機理與控制技術(shù)[J].煤礦開采，2017，22(1)：55-59.

TD325；TD353

A

1006-6225(2017)01-0055-05