張國華，王 磊，李子波，周文俊，周 慧，鄒軍鵬

(1.黑龍江科技大學， 哈爾濱 150022; 2.黑龍江科技大學 黑龍江省煤礦深部開采地壓控制與瓦斯治理重點實驗室， 哈爾濱 150022)

0 引 言

巷道進行開挖后，煤巖體所處的應力平衡被打破，為達到新的平衡，應力進行重新分布。當巷道所處的應力環(huán)境突破煤巖體的承載極限時，巷道周邊一定區(qū)域內(nèi)的煤巖體將發(fā)生破壞，應力釋放產(chǎn)生松動圈[1-2]。松動圈范圍內(nèi)圍巖出現(xiàn)的變形破壞特征稱為圍巖松動特征。有效的支護是進行圍巖控制的手段，因此專家學者對圍巖松動特征開展了大量研究?？导t普[3]研究了圍巖強度與結構等地質(zhì)力學參數(shù)，探究了巷道支護與圍巖變形、破壞等松動特征之間的關系。張琪[4]通過分析巷道圍巖松動特征，探尋錦界煤礦回采巷道圍巖變形特點，優(yōu)化了巷道支護參數(shù)。何滿潮等[5-6]針對普通錨桿不能適應巷道圍巖大變形破壞的特點，基于深部軟巖圍巖變形破壞特征，研發(fā)了恒阻大變形錨桿。王連國等[7]結合錨桿、錨索與注漿各自的優(yōu)勢和特點，提出了錨注一體化聯(lián)合支護技術。張百紅等[8]通過相似模擬實驗，得出不同支護條件下的圍巖體變形松動特征，豐富了巷道圍巖的支護理論。

隨著煤礦開采深度的增加，東保衛(wèi)煤礦回采巷道圍巖松動特征日漸復雜，采用工程類比法和經(jīng)驗法進行支護，取得了一定的支護效果，但巷道的部分區(qū)域變形破壞嚴重，二次返修概率大，維護成本較高。筆者通過在東保衛(wèi)煤礦41號層三采區(qū)右-660運輸平巷布置多點位移計，對巷道圍巖變形進行動態(tài)監(jiān)測，探究巷道圍巖松動特征，分析了原有支護方案存在的問題，結合現(xiàn)有施工條件，提出了優(yōu)化支護方案，通過數(shù)值模擬及現(xiàn)場工業(yè)測試，驗證優(yōu)化方案的可行性。

1 工程背景及圍巖控制現(xiàn)狀

東保衛(wèi)煤礦位于雙鴨山煤田，隸屬于龍煤集團雙鴨山礦業(yè)有限責任公司。礦井核定生產(chǎn)能力1.05 Mt/a，41號煤層三采區(qū)為主要的生產(chǎn)區(qū)域，煤層平均傾角約為24°，平均煤厚1.65 m。三采區(qū)右-660運輸巷道為半煤巖巷，斷面形狀為梯形，平均埋深700 m，左幫高度1 867 mm，右?guī)透叨? 732 mm，巷道支護方式采用錨桿、錨索聯(lián)合支護。頂板支護螺紋鋼錨桿直徑為18.0 mm，長度為2.9 m，間排距為1 000 mm×1 000 mm，藥卷為快速凝結型樹脂。錨索直徑為17.6 mm，長度為5.3 m。兩幫支護錨桿直徑為18.0 mm，長度為2.5 m，間排距為1 000 mm×1 000 mm。支護斷面如圖1所示。

圖1 三采區(qū)41號層右-660運輸巷道支護斷面Fig. 1 Supporting section of right-660 haulage roadway in No.41 seam of No.3 mining area

2 巷道圍巖松動范圍特征

巷道掘進后，巷道圍巖的三向應力狀態(tài)逐漸轉變?yōu)槎驊顟B(tài)[9]。為了達到新的應力平衡，圍巖發(fā)生破裂，高應力逐漸向深部轉移，巷道圍巖表現(xiàn)出明顯的松動變形特征。通過深孔多點位移計對巷道頂板和兩幫變形的監(jiān)測，可以初步獲得巷道圍巖的松動變形特征，為支護方案的優(yōu)化提供重要依據(jù)。

2.1 測試方案

(1)東保衛(wèi)煤礦41號煤層三采區(qū)右-660運輸平巷掘進后，在工作面后方布置4個測區(qū)。測區(qū)之間相隔30 m，巷道的頂板和兩幫的中心處布置3個多點深孔位移計。根據(jù)施工反饋，圍巖松動區(qū)范圍在0.5～3.0 m之間。為全面監(jiān)測圍巖的松動范圍，在4、2、1 m的位置分別埋設1號、2號和3號固定器。(2)測區(qū)布置在掘進頭10 m以外，以免施工對觀測數(shù)據(jù)造成影響。(3)每兩天進行數(shù)據(jù)觀測與分析，布置方案詳見圖2。

2.2 測試結果

測區(qū)的觀測數(shù)據(jù)具有良好的相關性，鑒于篇幅，僅列出一個測區(qū)的觀測結果，進行重點分析。

圍巖的松動變形會引起巷道的面積變化，在常規(guī)監(jiān)測頂板下沉量h和兩幫移近量l的基礎上，引入巷道面積減少量參數(shù),簡稱面積縮量。東保衛(wèi)煤礦41號層三采區(qū)右-660運輸平巷的變形在橫向上表現(xiàn)為兩幫移近，縱向上表現(xiàn)為頂板下沉，積分所得面積即為面積縮量S。它能將一維的巷道變形數(shù)據(jù)直觀展現(xiàn)在二維的平面上。

圖2 多點位移計布置示意Fig. 2 Schematic diagram of multi-point displacement meter layout

巷道掘進后，經(jīng)歷了急劇變形、緩慢變形和穩(wěn)定變形3個階段。0～4 d為急劇變形階段。此時，巷道的變形速率最大，頂板下沉量、兩幫移近量及巷道面積減少量S1的變化速率為20 mm/d、8.9 mm/d和355 mm2/d，掘進作業(yè)初期，應力進行重新分布，產(chǎn)生了塑性變形破壞，支護無法阻止其發(fā)生和擴展[1]。巷道內(nèi)部形成臨空區(qū)，圍巖松動范圍極不穩(wěn)定，應力迅速臨空釋放或向巖體深部轉移，造成巷道周邊巖體變形速率較大，頂板下沉速率大于兩幫移近速率。5～40 d為三采區(qū)右-660運輸平巷緩慢變形階段，巷道的變形速度明顯低于前一階段。圍巖由“塑變破壞”進入碎脹變形。碎脹變形是由于巖體的殘余應力引起的[1]，有效的支護能夠控制破裂圍巖繼續(xù)劣化，此階段可以用來檢驗支護效果。頂板下沉速率、兩幫移近速率和巷道面積減少量的變化速率依次為1.2 mm/d、2.4 mm/d和5.55 mm2/d。兩幫變形速率是頂板變形速率的二倍，現(xiàn)有支護下觀測結果如圖3所示。圖3a中出現(xiàn)明顯拐點，這與前一階段頂板變形速率較大相悖，在兩幫區(qū)域加強支護效果不明顯，且施工難度大?？拷锏栏浇闹ёo承壓范圍內(nèi)，頂板變形較小，兩幫變形速率較快，初步分析頂板支護與兩幫支護不協(xié)同，頂板存在支護過剩。40 d后進入穩(wěn)定變形階段，此過程巷道圍巖變形保持穩(wěn)定，變形量不再隨時間發(fā)生變化，面積縮量達到最大值1 619 mm2，頂板基本完整，兩幫出現(xiàn)裂紋、輕微片幫等松動特征。以上監(jiān)測數(shù)據(jù)均來自2號和3號測點，只有在所監(jiān)測的巖層產(chǎn)生離層松動時，固定器所在的測尺鋼線會與基準面出現(xiàn)明顯的長度變化，由此推測出頂板及兩幫的松動范圍為1.0～1.5 m。

圖3 三采區(qū)右-660運輸平巷現(xiàn)有支護觀測結果Fig. 3 Existing support observation results of right-660 haulage roadway in No.3 mining area

2.3 支護優(yōu)化設計

東保衛(wèi)煤礦三采區(qū)右-660運輸平巷圍巖松動范圍為1.0～1.5 m，圍巖性質(zhì)為中松動圈Ⅲ類一般圍巖，可采用錨桿懸吊支護理論[1]對原有支護方案校核并進行方案優(yōu)化設計。

經(jīng)懸吊理論計算[10]，錨桿長度L=2.05 m，直徑D=17.4 mm，間、排距a=0.98 m，錨索長度La=4.2 m，可以滿足當前支護需求。原支護的外露端為0.3 m，錨固端長度為1.1 m，懸吊理論一般取0.3～0.4 m[10]，可知頂板存在支護過剩。

相關研究指出[11]，減小錨固端長度，可以使頂板圍巖存在較大的變形，有效釋放能量。優(yōu)化方案如下：頂板支護采用的螺紋鋼錨桿直徑為18.0 mm，錨桿整體長度為2.5 m，其中，錨固端長度為0.7 m，間排距為1 000 mm×1 000 mm，藥卷與原支護相同，采用快速凝結型樹脂藥卷。采用的錨索直徑為17.6 mm，長度為4.5 m，兩幫支護采用的錨桿直徑為18.0 mm，長度為2.5 m，間排距為1 000 mm×1 000 mm。

2.4 數(shù)值模擬優(yōu)化分析

在東保衛(wèi)煤礦三采區(qū)41號層右-660運輸巷進行原位取樣。依據(jù)國際巖石力學協(xié)會(ISRM)的實驗標準進行實驗，得到其頂板、煤和底板的物理力學參數(shù)，如表1所示。

表1 數(shù)值模擬巷道圍巖參數(shù)

通過FLAC3D模擬無支護、現(xiàn)有支護及優(yōu)化支護的3種工況下巷道變形情況如圖4所示。

圖4 三采區(qū)右-660運輸平巷圍巖應力場Fig. 4 Stress field of surrounding rock of right-660 haulage drift in No.3 mining area

該運輸巷掘進后，在巷道和頂板及兩幫區(qū)域出現(xiàn)了拉應力集中，見圖4a。這是因為應力進行重新適配，三向應力作用逐漸衰減，兩向應力占據(jù)主導，此時應力分布主要取決于側壓系數(shù)[12-13]。無支護下，側壓力系數(shù)近似為0，產(chǎn)生了高拉應力。由于巖石這種抗壓不抗拉的特性，巷道自身的承載極限不能抵抗高拉應力的影響，巷道周邊的塑性變形破壞大，圍巖松動特征十分明顯。現(xiàn)有支護下，錨固范圍內(nèi)的巖層相互擠壓摩擦形成承壓層，在一定程度上增加了自承能力，高拉應力轉為壓應力，有利于巷道抵抗塑性破壞。但應力在承壓層內(nèi)出現(xiàn)了不均衡的表像，巷道右?guī)偷啄_處出現(xiàn)了應力集中，見圖4b。這是由于頂板巖層膨脹所積聚的能量未能及時釋放，造成兩幫能量積累過剩，與現(xiàn)場觀測結果一致，右?guī)偷啄_處變形較大。支護優(yōu)化后，應力場出現(xiàn)明顯的變化，驗證了頂板和兩幫支護不協(xié)同的猜想，優(yōu)化后的方案減輕了在支護承壓范圍內(nèi)對頂板的過度控制，積聚的能量能夠及時耗散，使圍巖支護結構達到優(yōu)化狀態(tài)，充分發(fā)揮圍巖的承載能力，改善應力水平，提高了支護效果，見圖4c。

3 工業(yè)試驗

按照優(yōu)化設計的支護方案進行工業(yè)試驗。原有支護下的頂板和兩幫發(fā)生離層，部分支護構件已經(jīng)失效，圍巖松動特征明顯，見圖5a。優(yōu)化后的支護效果較好，頂板和兩幫較完整，見圖5b。

圖5 三采區(qū)右-660運輸平巷現(xiàn)場實測Fig. 5 Field measurement of right-660 transport roadway in No.3 mining area

在緩慢變形階段，優(yōu)化支護下頂板下沉速率、兩幫移近速率及巷道面積變化速率分別為1.6 mm2/d、1.4 mm2/d和5.17 mm2/d，兩幫收斂速率明顯下降。頂板下沉與兩幫移近的速率大體一致，拐點消失，整個曲線變化平滑，支護耦合效果較好，見圖6。由于減少了頂板的過度支護，頂板下沉量略有上升，達到129 mm，但兩幫移近量下降為67 mm，減少53 mm，巷道面積縮量S減少為1 044 mm2，減少了575 mm2， 降幅達36%。優(yōu)化后的支護提升了頂板及兩幫的協(xié)同支護效果，減少了圍巖的松動變形，提升了圍巖的自穩(wěn)能力，穩(wěn)定變形階段用時縮短了4 d，優(yōu)化后的支護方案減少錨索長度0.8 m,減少錨桿長度0.4 m，降低了支護成本，通過提升整體支護效果來對抗巷道局部變形是可行的。

圖6 優(yōu)化支護觀測結果Fig. 6 Observation results of optimized support

4 結 論

(1)東保衛(wèi)煤礦41號層三采區(qū)右-660運輸平巷掘進后，經(jīng)歷了急劇變形、緩慢變形和平穩(wěn)變形階段。支護承壓范圍內(nèi)，原支護的頂板下沉和兩幫移近變化速率存在較大差異，頂板支護過剩，導致整體支護作用不協(xié)同。

(2)深孔多點位移計對巷道離層的觀測可知，圍巖松動范圍為1.0～1.5 m，屬于中松動圈Ⅲ類一般圍巖。

(3)優(yōu)化方案能夠使東保衛(wèi)煤礦41號層三采區(qū)右-660運輸平巷頂板積聚的能量及時耗散，使圍巖支護結構達到優(yōu)化狀態(tài)，充分發(fā)揮圍巖的承載能力，改善應力水平。

(4)優(yōu)化的支護方案，使東保衛(wèi)煤礦41號層三采區(qū)右-660運輸平巷頂板下沉量略有上升，但兩幫移近量明顯下降，巷道面積縮量降幅達36%，減少了圍巖的松動變形，提高了巷道圍巖承載能力，巷道穩(wěn)定變形階段用時縮短了4 d，達到預期的支護效果。