金聲堯，崔 琦，鄧金平，楊興國(guó)，王蘇健，趙世帆，劉文靜

（1.陜西煤業(yè)化工技術(shù)研究院有限責(zé)任公司，陜西 西安 710100；2.煤炭綠色安全高效開采國(guó)家地方聯(lián)合工程研究中心，陜西 西安 710065；3.中國(guó)礦業(yè)大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，江蘇 徐州 221116）

隨著煤炭開采逐漸向深部轉(zhuǎn)移，巷道圍巖的力學(xué)環(huán)境日趨復(fù)雜，巷道支護(hù)困難的問題也在不斷增加[1-5]。深部開采時(shí)，圍巖在高應(yīng)力狀態(tài)下出現(xiàn)非連續(xù)性變形、大范圍失穩(wěn)破壞等一系列問題，沖擊礦壓等動(dòng)力災(zāi)害問題也時(shí)有發(fā)生，巷道維護(hù)困難，維護(hù)費(fèi)用大幅增加，嚴(yán)重影響煤礦正常安全生產(chǎn)[6-9]。近些年來，大量學(xué)者為了研究深埋巷道的圍巖控制問題，提出了很多理論和措施。王慶牛[10]等提出采用1套以錨桿錨索主動(dòng)支護(hù)為基礎(chǔ)的預(yù)應(yīng)力錨注加固技術(shù)進(jìn)行巷道修復(fù)，有效地控制了巷道圍巖的變形，取得了良好的支護(hù)效果；王猛[11]等系統(tǒng)研究了卸壓鉆孔參數(shù)（長(zhǎng)度、直徑和間排距）對(duì)深部巷道圍巖穩(wěn)定性的動(dòng)態(tài)作用規(guī)律，完善了鉆孔卸壓技術(shù)體系；王衛(wèi)軍[12]等研究了支護(hù)阻力對(duì)深部高應(yīng)力巷道圍巖變形與塑性區(qū)的影響，提出了支護(hù)結(jié)構(gòu)應(yīng)滿足圍巖大變形的協(xié)調(diào)支護(hù)原則和巷道圍巖預(yù)留變形控制技術(shù)；李彥斌[13]等在分析高應(yīng)力軟巖巷道圍巖破壞特征的基礎(chǔ)上，提出了置孔釋壓剛?cè)狁詈弦淮纬上锛夹g(shù)；王琦[14]等提出了深部高強(qiáng)錨注切頂自成巷方法，利用高強(qiáng)錨注提高巷道頂板完整性，利用頂板預(yù)裂切縫切斷采空區(qū)與巷道頂板之間的應(yīng)力傳遞，有效控制了巷道圍巖變形。

以上研究針對(duì)深埋巷道的圍巖變形破壞提出了多種有效控制方法，但對(duì)深埋巷道在受工作面強(qiáng)烈采動(dòng)干擾時(shí)產(chǎn)生變形破壞的相關(guān)控制方法缺乏研究。因此，以建新礦4203工作面回風(fēng)巷為背景，對(duì)深部強(qiáng)采動(dòng)巷道圍巖變形影響因素進(jìn)行分析，采用FLAC3D軟件對(duì)3種支護(hù)方案的支護(hù)效果進(jìn)行模擬分析，提出了長(zhǎng)錨桿與卸壓協(xié)同支護(hù)的支護(hù)方案。

1 工程背景

建新井田位于黃陵礦區(qū)南部，4203回風(fēng)巷位于42盤區(qū)西部，呈西南-東北方向布置，其西為4201工作面（已閉采），東界為42盤區(qū)巷道保護(hù)煤柱，南界為4-2煤層可采邊界。巷道埋深700～800m，巷道凈寬和凈高分別為5200mm和4400mm。4203回風(fēng)巷與4201采空區(qū)之間留有15m大煤柱。4203工作面開切眼靠近4-2#煤層可采邊界，煤層賦存穩(wěn)定，厚度變化較大，平均厚度為7.2m。巷道布置平面圖如圖1。

圖1 巷道布置平面圖Fig.1 Roadway layout plan

煤層直接頂為粉砂巖與4-1煤層，厚度為3.7m；基本頂為細(xì)砂巖與粉砂巖互層，平均厚度為13.9m，深灰色，微波狀層理；直接底為粉砂質(zhì)泥巖，平均厚度為1.93m；基本底為粗砂巖，平均厚度為10.6m。

2 巷道維護(hù)

2.1 巷道維護(hù)特征

1）巷道埋深大導(dǎo)致的高應(yīng)力。建新礦4203回風(fēng)巷埋深為700～800m，平均750m，屬于典型的深部高應(yīng)力巷道圍巖控制問題。巷道處于高應(yīng)力環(huán)境時(shí)，圍巖變形表現(xiàn)出脆-塑性轉(zhuǎn)化、流變及擴(kuò)容等明顯特性。并且深部巷道圍巖變形速度快、非對(duì)稱變形范圍大，圍巖松散破碎范圍大，給巷道圍巖控制帶來很大的困難。

2）明顯側(cè)向支承壓力影響。4203回風(fēng)巷沿4201采空區(qū)邊緣留15m煤柱布置，受相鄰工作面殘余支承壓力影響劇烈。采空區(qū)基本頂發(fā)生破斷形成的關(guān)鍵塊體在回轉(zhuǎn)力矩作用下發(fā)生回轉(zhuǎn)下沉，在煤柱靠近采空區(qū)側(cè)形成側(cè)向支承壓力，15m煤柱難以承受側(cè)向支承壓力的影響，使巷道產(chǎn)生變形破壞。

3）巷道底板含較多泥質(zhì)礦物。4203回風(fēng)巷底板泥巖成分主要為高嶺石、石英，黏土礦物高嶺石的含量高達(dá)80.7 %。高嶺石、伊利石等黏土礦物顆粒細(xì)小，具有較強(qiáng)的親水性，當(dāng)泥巖中的裂隙有水浸入時(shí)，細(xì)小的巖粒由于吸附了水膜膨脹，部分膠結(jié)物軟化或被溶解，這會(huì)引起巖石的體積膨脹和軟化崩解，使巷道失穩(wěn)破壞。

2.2 巷道維護(hù)現(xiàn)狀

4203回風(fēng)巷頂板支護(hù)采用7根 準(zhǔn)20mm×2500 mm右旋螺紋鋼錨桿，預(yù)緊力30kN，間排距800 mm×900mm；4根 準(zhǔn)21.8mm×8300mm錨索，預(yù)緊力130kN，間排距1400mm×1000mm。幫部支護(hù)采用5根準(zhǔn)20mm×2500mm右旋螺紋鋼錨桿，預(yù)緊力30kN，間排距800mm×900mm。巷道錨桿布置如圖2。通過現(xiàn)場(chǎng)調(diào)研，支護(hù)效果不理想，巷道頂板出現(xiàn)下沉，支護(hù)結(jié)構(gòu)產(chǎn)生破壞，底鼓嚴(yán)重，掘進(jìn)期間巷道底鼓量達(dá)到600～700mm，兩幫變形嚴(yán)重。

圖2 巷道錨桿布置Fig.2 Roadway bolt layout

3 數(shù)值模型的建立與方案模擬

3.1 模型的建立

煤巖層力學(xué)參數(shù)見表1，共取13個(gè)層位，自上而下分別是細(xì)粒砂巖、炭質(zhì)泥巖與細(xì)砂巖互層、細(xì)粒砂巖、3#煤、細(xì)砂巖與粉砂巖互層粉砂巖、粉砂巖、4-1煤、粗砂巖、粉砂巖、4-2煤、粉砂質(zhì)泥巖、粗砂巖、細(xì)粒砂巖，它們厚度則分別取為20、2.0 、3.3 、1.4 、13.9 、1.0 、1.5 、2.1 、1.2 、7.2 、1.2 、3.9 、10.6m。數(shù)值模型圖如圖3，巖層本構(gòu)模型選用摩爾-庫(kù)倫模型，最終建立模型大小為169m×100m×70m，并在模型左、右及底邊界固定位移，在模型上方邊界施加垂直應(yīng)力18.2MPa，x方向與y方向施加應(yīng)力24.2MPa。

圖3 數(shù)值模型圖Fig.3 Figure of numerical model

表1 主要巖層力學(xué)參數(shù)表Table1 Main rock mechanics parameters table

本數(shù)值模擬方案通過模擬建新煤礦4203綜放工作面回風(fēng)巷鄰近工作面回采、巷道掘進(jìn)及本工作面回采的全過程，分析巷道掘進(jìn)及回采過程中的總體變形及煤柱內(nèi)應(yīng)力分布，進(jìn)而確定巷道支護(hù)體系的支護(hù)效能及巷道服務(wù)期間的整體性能。

3.2 模擬方案

根據(jù)建新煤礦確定的工作面環(huán)境，建立基于建新煤礦工作地質(zhì)條件的計(jì)算模型，對(duì)模型進(jìn)行不同支護(hù)方案的模擬。共分為3種方案。

1）原支護(hù)方案。頂板支護(hù)采用7根 準(zhǔn)20mm×2500mm右旋螺紋鋼錨桿，預(yù)緊力30kN，間排距800mm×900mm；4根 準(zhǔn)21.8mm×8300mm錨索，預(yù)緊力130kN，間排距1400mm×1000mm。幫部支護(hù)采用5根準(zhǔn)20mm×2500mm右旋螺紋鋼錨桿，預(yù)緊力30kN，間排距800mm×900mm。

2）新支護(hù)方案1。頂板支護(hù)參數(shù)采用6根準(zhǔn)22 mm×3000mm螺紋鋼錨桿，預(yù)緊力50kN，排距900 mm，4根 準(zhǔn)21.8mm×4800mm短錨索，預(yù)緊力130 kN，排距1800mm。幫部支護(hù)參數(shù)采用各5根準(zhǔn)20 mm×2500mm無縱筋全螺紋鋼錨桿，預(yù)緊力30 kN，間排距800mm×900mm。

3）新支護(hù)方案2。頂板支護(hù)參數(shù)采用6根準(zhǔn)22 mm×3000mm螺紋鋼錨桿，預(yù)緊力50kN，排距900 mm，4根 準(zhǔn)21.8mm×4800mm短錨索，預(yù)緊力130 kN，排距1800mm。幫部支護(hù)參數(shù)采用各5根準(zhǔn)20 mm×2500mm無縱筋全螺紋鋼錨桿，預(yù)緊力30kN，間排距800mm×900mm。在實(shí)體煤側(cè)中心鉆孔，孔深10m；底板中心切槽，切槽設(shè)置為寬800mm，深1.5m的矩形。

3.3 不同支護(hù)方案應(yīng)力分布規(guī)律

采用不同支護(hù)方案的垂直應(yīng)力分布如圖4。通過對(duì)比原方案與新方案1、新方案2的垂直應(yīng)力云圖，分析發(fā)現(xiàn)新支護(hù)方案1和新支護(hù)方案2的應(yīng)力峰值均小于原支護(hù)方案的應(yīng)力峰值，尤其實(shí)體煤側(cè)的應(yīng)力峰值變化更為明顯。并且相對(duì)于原方案和新方案1，在使用了新方案2即卸壓后實(shí)體煤側(cè)的應(yīng)力峰值距離巷道更遠(yuǎn)，這將降低巷道的支護(hù)難度，并且更加有利于維護(hù)巷道的穩(wěn)定狀態(tài)。

圖4 不同支護(hù)方案垂直應(yīng)力分布圖Fig.4 Vertical stress distribution of different supporting schemes

為了更加詳細(xì)直觀的分析增加錨桿長(zhǎng)度以及卸壓對(duì)巷道圍巖應(yīng)力的改善作用，在FLAC3D數(shù)值模型巷道頂板2.5m處布置1條垂直應(yīng)力測(cè)線和1條水平應(yīng)力測(cè)線，巷道掘進(jìn)并且支護(hù)后測(cè)線測(cè)得的數(shù)據(jù)如圖5和圖6。

圖5 巷道頂板2.5m層位垂直應(yīng)力分布圖Fig.5 Vertical stress distribution of2.5m layer in roadway roof

由圖5可以看出，掘進(jìn)后在原支護(hù)方案下，煤柱側(cè)最大應(yīng)力為35MPa，實(shí)體煤側(cè)垂直應(yīng)力最大增至36MPa，承壓較大。增大錨桿長(zhǎng)度后，實(shí)體煤側(cè)最大垂直應(yīng)力為33MPa，對(duì)底板和實(shí)體煤側(cè)卸壓后，實(shí)體煤側(cè)最大垂直應(yīng)力為26MPa，可見卸壓對(duì)巷道圍巖應(yīng)力壞境改善明顯。

由圖6可以看出，相比于垂直應(yīng)力，新支護(hù)方案對(duì)巷道水平應(yīng)力壞境改善更見明顯，相對(duì)于原支護(hù)方案的水平應(yīng)力峰值為30MPa，新支護(hù)方案1和新支護(hù)方案2的水平應(yīng)力峰值分別為25MPa和21MPa。

圖6 巷道頂板2.5m層位水平應(yīng)力分布圖Fig.6 Horizontal stress distribution of2.5m layer in roadway roof

3.4 不同支護(hù)方案位移分布規(guī)律

不同支護(hù)方案巷道圍巖變形量如圖7，新方案控制圍巖變形降低率見表2。

表2 新方案控制圍巖變形降低率Table2 New scheme to control surrounding rock deformation reduction rate

圖7 不同支護(hù)方案下的巷道圍巖變形量Fig.7 Deformation of roadway surrounding rock under different supporting schemes

通過對(duì)比原支護(hù)方案與新方案1和新方案2的巷道位移變化量，可以明顯看出，無論是頂?shù)装遄冃瘟?，還是兩幫變形量，新方案1、新方案2都明顯優(yōu)于原支護(hù)方案。掘進(jìn)期間相比較原方案，新方案1和新方案2底鼓量分別降低了17%和48.7 %；頂板下沉量分別降低了6.5 %和76.9 %；煤柱側(cè)變形量分別降低了21.3 %和62.9 %；實(shí)體煤側(cè)變形量分別降低了10.4 %和59.8 %。工作面回采期間相比較原方案，新方案1和新方案2底鼓量分別降低了18.6 %和48.1 %；頂板下沉量分別降低了19%和66.5 %；煤柱側(cè)變形量分別降低了18.1 %和61.6 %；實(shí)體煤側(cè)變形量分別降低了14.9 %和43.2 %。從巷道掘進(jìn)期間和回采期間的位移變化分析可知，使用新方案1支護(hù)后，巷道圍巖變形量減少，可見增加錨固長(zhǎng)度和預(yù)應(yīng)力大小可有效改善圍巖變形；使用新方案2即對(duì)底板切槽和對(duì)實(shí)體煤側(cè)中心鉆孔卸壓后，圍巖變形量的減少更加明顯。由此可見，長(zhǎng)錨固與卸壓協(xié)同控制可有效抑制巷道圍巖變形。

4 工業(yè)性試驗(yàn)

為了驗(yàn)證上述模擬，在4203回風(fēng)巷1720～1820巷段布置了試驗(yàn)段，根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)，巷道頂板下沉量和底鼓量分別為280mm和230mm，巷道兩幫移進(jìn)量分別為290mm和170mm，分別在觀測(cè)第12d和第10d巷道變形趨于穩(wěn)定。對(duì)于深部強(qiáng)采動(dòng)巷道，本次試驗(yàn)巷道頂?shù)装遄冃瘟烤?80mm以內(nèi)，兩幫收斂量在290mm以內(nèi)，處于可控范圍內(nèi)。

5 結(jié) 語

1）通過對(duì)建新礦4203回風(fēng)巷所處地質(zhì)條件和維護(hù)現(xiàn)狀分析，巷道所處的高應(yīng)力環(huán)境、明顯的側(cè)向支撐壓力以及巖性差等多種因素共同影響使巷道產(chǎn)生嚴(yán)重變形破壞。

2）通過對(duì)3種方案在掘巷期間巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境的分析，發(fā)現(xiàn)增加錨桿長(zhǎng)度對(duì)巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境的改善效果有限，卸壓可有效減小圍巖應(yīng)力集中程度，使應(yīng)力集中區(qū)遠(yuǎn)離煤壁，提高巷道維護(hù)的穩(wěn)定狀態(tài)。

3）采用長(zhǎng)錨固與卸壓協(xié)同控制后，掘巷期間頂?shù)装遄冃瘟糠謩e降低了76.9 %和48.7 %，兩幫變形量分別降低了62.9 %和59.8 %；回采期間頂?shù)装遄冃瘟糠謩e降低了66.5 %和48.1 %，兩幫變形量分別降低了61.6 %和43.2 %?？梢婇L(zhǎng)錨固與卸壓協(xié)同控制可極大的減小巷道圍巖變形。