郭相平，郝登云

(1.煤炭科學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計事業(yè)部，北京 100013)

近年來，隨著淺部煤炭資源的枯竭，各生產礦井開采逐漸向深部轉移，而深部巷道圍巖應力環(huán)境及其本身性質與淺部圍巖有著本質的區(qū)別[1]，深部巷道圍巖支護不但困擾著煤礦安全生產，也成為煤礦急需解決的問題之一。我國許多專家學者對深部巷道圍巖的支護和理論進行了研究，并取得了豐碩的成果?？导t普等[2-3]提出了高預應力強力錨桿索支護理論，有效控制了深部軟巖巷道圍巖變形；柏建彪等[4]認為深部巷道圍巖控制的基本方法是轉移圍巖高應力、提高圍巖強度以及采用合理的支護技術；謝生榮等[5]針對深部軟巖巷道提出了集密集高強錨桿承壓拱、厚層鋼筋網噴層拱和滯后注漿加固拱于一體的錨噴注強化承壓拱支護技術；孫曉明等[6]提出的錨網索與圍巖耦合控制技術有效控制了深部軟巖巷道的圍巖變形。新元煤礦9102原回風巷在掘進一段距離后，其巷道多處出現(xiàn)異常情況，具體表現(xiàn)為頂板下沉嚴重，部分錨桿、錨索內斷，錨桿托盤嚴重變形，且頂板托盤有崩斷脫落現(xiàn)象。原回風巷的圍巖變形已嚴重威脅礦井安全生產，因此，新元煤礦決定停掘該回風巷并退出掘進機至9102回風巷一部皮帶機尾處，然后沿一部皮帶方向向南重新開掘9102回風巷。本文在前人研究的基礎上，通過頂板鉆孔窺視、理論分析及數(shù)值模擬分析了原回風巷的變形破壞機理，提出了全錨索支護技術，有效控制了新掘回風巷的圍巖變形。

1 工程概況

新元煤礦9號煤埋深在590～640 m之間，平均埋深620 m，煤層厚度3.06～4.07 m，平均厚度3.40 m，傾角1°～5°，平均傾角2°。9102工作面北部為9號煤南回風大巷、輔運大巷、膠帶大巷及北回風大巷，東鄰9101采空區(qū)，西接9103采空區(qū)，如圖1所示。9102工作面傾向長度240 m，煤層可采厚度3.4 m，煤質松軟破碎，直接頂為2.3 m的軟弱砂質泥巖，裂隙發(fā)育，基本頂為厚8.8 m的細粒砂巖，直接底為2.3 m的砂質泥巖，老底為6.8 m的細粒砂巖。9102工作面原回風巷距離9101采空區(qū)25 m，其巷道為寬5.2 m，高3.5 m的矩形，凈斷面為18.2 m2，設計掘進長度為1 779 m，且該巷道頂板層理裂隙發(fā)育，局部有淋水現(xiàn)象。

圖1 9102回風巷位置圖Fig.1 Location map of 9102 return air roadway

2 原回風巷圍巖變形破壞特征及原因分析

9102原回風巷采用錨網索聯(lián)合支護形式，其具體參數(shù)為：頂板及兩幫均采用Φ20 mm×2 400 mm的強螺紋鋼錨桿，間排距都為900 mm×800 mm，且都有W鋼帶護板及金屬網；頂板每排布置三根Φ21.6 mm×8 300 mm的鋼絞線錨索，間排距為900 mm×1 000 mm，每幫在兩排W鋼護板之間施工Φ17.8 mm×4 300 mm錨索兩根，距頂板和底板500 mm。在施工一段距離之后，原回風巷圍巖表現(xiàn)出大變形、錨桿索內斷及頂板托盤崩斷脫落等特點，其變形破壞特征及原因如下。

1) 圍巖整體變形量大、持續(xù)時間長。巷道掘進20 d后，頂板下沉量約為300 mm，且頂板托盤有崩斷脫落現(xiàn)象，兩幫移近量達254 mm，其幫部托盤已嚴重變形。根據(jù)9105進風巷的地應力測試結果可知，該區(qū)域最大水平主應力為17.4 MPa，方向為N68.1°E，最小水平主應力為10.04 MPa，垂直應力為15.79 MPa。同時，9102原回風巷距離9101采空區(qū)25 m，其工作面開采后煤柱內的水平應力和垂直應力明顯增大，使得原回風巷的應力環(huán)境更加復雜。在復雜高水平應力場及垂直應力場條件下，普通巖石往往呈現(xiàn)出軟弱、破碎、松散、膨脹以及流變等軟巖特性。因此，開挖后的巷道圍巖易出現(xiàn)應力集中系數(shù)大、非固有屬性惡化以及強度顯著降低等特征，使得圍巖變形持續(xù)增大，圍巖應力向深部轉移，造成巷道圍巖破裂損傷區(qū)進一步擴大。

2) 頂板結構破裂范圍的層次性。根據(jù)9102原回風巷圍巖結構鉆孔窺視可知，頂板0～0.4 m處裂隙發(fā)育，且有離層現(xiàn)象，0.4～1.5 m處有小裂隙，1.5～2.6 m之間縱向裂隙高度發(fā)育、巖層破碎嚴重，2.6～7.7 m范圍內裂隙發(fā)育，且以縱向裂隙為主，7.7～8.4 m之間未發(fā)現(xiàn)裂隙，屬于完整巖層。

3) 圍巖支護不合理、支護構件失效破壞嚴重。頂板下沉嚴重，部分錨桿、錨索內斷，錨桿托盤嚴重變形，且頂板托盤有崩斷脫落現(xiàn)象。原回風巷圍巖支護不合理主要表現(xiàn)在：①錨索托盤與巖面接觸為平板接觸，無拱窩和調心球墊，在錨索施工有一定角度時無法調節(jié)錨索的安裝方向，導致錨索鑄鐵托盤與巖面剪切將錨索剪斷；②采用的錨桿長度為2.4 m，剛好錨固到頂板巖層縱向裂隙發(fā)育區(qū)，極大地降低了錨桿錨固效果；③巷幫滯后支護四排，沒有及時預緊，造成裂隙發(fā)育，幫部破損嚴重。

3 新掘回風巷圍巖應力分析及支護方案的確定

根據(jù)上述分析及現(xiàn)場工程實踐可知，在掘進9102原回風巷的過程中，巷道多處出現(xiàn)異常情況，具體表現(xiàn)為頂板下沉嚴重，部分錨桿、錨索內斷，錨桿托盤嚴重變形，且頂板托盤有崩斷脫落現(xiàn)象，原回風巷的嚴重變形已威脅礦井正常生產。因此，新元煤礦決定停掘該回風巷并退出掘進機至9102回風巷一部皮帶機尾處，然后沿一部皮帶方向向南重新開掘9102回風巷，見圖1。

3.1 回風巷圍巖應力及位移分析

本節(jié)通過數(shù)值模擬研究新掘回風巷的圍巖應力分布情況，建立300 m×100 m×150 m(長×寬×高)的FLAC3D數(shù)值模型，圍巖本構關系采用Mohr-Coulumb模型，模型四周及底部均為固定邊界條件，上邊界為自由邊界條件，并在其上邊界施加上覆巖層的自重載荷。根據(jù)現(xiàn)場實際施工順序對模型進行開挖分析，得到應力云圖(圖2)。

由圖2可知，原回風巷圍巖的應力集中區(qū)距離巷幫約3.8 m，最大應力值為38.5 MPa，但其左側的應力集中區(qū)范圍明顯偏大，對煤幫穩(wěn)定性影響較大。新掘回風巷的圍巖應力集中區(qū)距離巷幫約3.4 m，最大應力值為32.5 MPa，且應力集中區(qū)范圍較原回風巷應力集中區(qū)小，煤柱穩(wěn)定性相對較好。兩回風巷頂?shù)装宓拇怪睉Ψ植蓟疽恢?，在頂板巖層1.9 m范圍內的垂直應力小于2.5 MPa，基本無承載力，1.8～3.5 m范圍內的垂直應力小于7.5 MPa，圍巖承載能力較弱，而5.5 m以上的巖層處于原巖應力狀態(tài)，承載能力強。因此，與原回風巷相比，新掘回風巷的圍巖應力環(huán)境更好，有利于圍巖控制方案的實施。

圖2 回風巷圍巖應力云圖Fig.2 Stress nephogram of surrounding rockin return air roadway

圖3 回風巷圍巖位移云圖Fig.3 Displacement nephogram of surrounding rockin return air roadway

由圖3可知，原回風巷頂板淺部的下沉量為110 mm，且隨著遠離回風巷頂板表面，頂板巖層下沉量呈增長的趨勢，而新掘回風巷頂板淺部的下沉量為90 mm，深部頂板的下沉量也都小于90 mm，表明新掘回風巷頂板巖層相對穩(wěn)定。與原回風巷相比，新掘回風巷距離采空區(qū)較遠，受采空區(qū)覆巖運動的影響也相對較弱，圍巖變形也較小，則采取合理的支護措施，更能保障巷道圍巖的穩(wěn)定。

3.2 新掘回風巷圍巖支護技術

根據(jù)上述分析結合原回風巷的支護方案，采用全錨索支護技術控制新掘回風巷圍巖變形。根據(jù)頂板圍巖結構窺視結果、數(shù)值模擬及現(xiàn)場實際，確定頂板錨索為Φ21.6 mm×8 300 mm的鋼絞線錨索，間排距為900 mm×800 mm，預緊力不小于250 kN；幫部錨索為Φ17.8 mm×6 300 mm的鋼絞線錨索，間排距為900 mm×800 mm，預緊力不小于150 kN。頂板8.3 m和幫部6.3 m的錨索可使其錨固到穩(wěn)定原巖中，增強錨索支護結構的穩(wěn)定性，并調動深部巖層一起抵抗圍巖變形。同時，全錨索支護的應用使其在圍巖一定范圍內的預應力形成一個“幾”字型承載結構(圖4)，該承載結構把巷道頂板和兩幫連為一個整體，有效改善了圍巖受力狀態(tài)，抑制圍巖彎曲變形、拉剪破壞的出現(xiàn)，控制應力場內圍巖滑移、裂隙擴展及新裂紋產生等擴容現(xiàn)象，保持圍巖的完整性，發(fā)揮其自身承載性能，提高頂板巖層的抗剪及抗彎性能，增強幫部的抗壓及抗剪性能[7-8]。此外，巷道圍巖淺部的高預應力可擠壓淺部破碎巖層，增強破碎巖層承載性，且金屬網和W鋼帶能有效增強預應力場的擴散效果，進一步提高淺部圍巖的完整性及承載性。

圖4 回風巷全錨索支護預應力云圖Fig.4 Prestressed nephogram of full cable supportin return air roadway

3.3 新掘回風巷圍巖支護參數(shù)

新掘回風巷圍巖支護圖見圖5。頂板支護參數(shù)：采用Φ21.6 mm×8 300 mm的高強度礦用鋼絞線錨索沿頂板W鋼帶垂直打設，并配合配套鎖具，間排距為900 mm×800 mm，預緊力不小于250 kN，采用1支MSK23120樹脂藥卷錨固，W護表鋼帶的規(guī)格為BHW235/280/4-4800-6，金屬網為網格50 mm×50 mm的10#鐵絲編織，規(guī)格5 400 mm×900 mm；兩幫支護參數(shù)：采用Φ17.8 mm×6 300 mm的高強度礦用鋼絞線錨索，錨索托板采用300 mm×300 mm×16 mm的高強度可調心托板及配套鎖具，托板承載力不低于353 kN，托板高度不低于58 mm(±2 mm)，錨索間排距為900 mm×800 mm，預緊力不小于150 kN，采用1支樹脂藥卷錨固，金屬網為網格50 mm×50 mm的10#鐵絲編織，規(guī)格3 500 mm×900 mm，兩網片之間搭接100 mm，采用16#鉛絲連接，雙絲雙扣梳辮法間隔100 mm連接一道，并不得小于3扣。

4 回風巷圍巖支護效果

為了掌握新掘回風巷圍巖支護效果，設置測站進行新掘回風巷表面位移監(jiān)測。由圖6可知，新掘回風巷采用全錨索支護后，在施工10 d內，回風巷頂?shù)装寮皟蓭偷囊平靠焖僭黾拥?7 mm和50 mm；10 d后，新掘回風巷圍巖變形速率逐漸下降，直至40 d后，回風巷圍巖變形速率達到0，其圍巖位移也基本趨于穩(wěn)定，即頂?shù)装逡平炕沮呌?8 mm，兩幫移近量基本穩(wěn)定在80 mm，且錨索支護系統(tǒng)未出現(xiàn)大變形和損壞現(xiàn)象。監(jiān)測結果表明，采用全錨索支護有效控制了回風巷的圍巖變形問題，確保了采掘正常接替。

圖5 回風巷圍巖支護圖Fig.5 Surrounding rock support map ofreturn air roadway

圖6 回風巷圍巖變形量Fig.6 Deformation of surrounding rock inreturn air roadway

5 結 論

1) 原回風巷圍巖變形原因主要有以下三點：①復雜高水平應力場和垂直應力場導致圍巖整體變形量大、持續(xù)時間長；②頂板結構破裂范圍的層次性；③圍巖支護不合理、支護構件失效破壞嚴重。

2) 數(shù)值模擬表明，新掘回風巷的圍巖應力集中區(qū)距離巷幫約3.4 m，最大應力值為32.5 MPa，且應力集中區(qū)范圍較原回風巷應力集中區(qū)小，圍巖應力環(huán)境更好，更有利于圍巖控制方案的實施。

3) 新掘回風巷采用全錨索支護形成的“幾”字型預應力承載結構，保障了圍巖的完整性，提高了圍巖的承載性能，有效控制了回風巷的圍巖變形。