賈 超，索王博

(陜西陜煤黃陵礦業(yè)有限公司一號煤礦，陜西 延安 727307)

0 引言

隨著煤炭開采技術(shù)的不斷發(fā)展，深埋煤層在我國煤礦開采中所占比例不斷增加，進入深部開采后，地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜，人為擾動期間礦山壓力顯現(xiàn)劇烈，圍巖應(yīng)力賦存狀態(tài)復(fù)雜多變，導(dǎo)致回采煤巖巷道變形量大，易使頂板發(fā)生冒落、煤壁幫片幫和底鼓，嚴重時會發(fā)生巖爆顯現(xiàn)[1-2]。這給深井巷道圍巖穩(wěn)定性控制帶來巨大困難，同時也制約著煤礦安全高效生產(chǎn)。國內(nèi)外學(xué)者針對深井高應(yīng)力條件下的煤巖巷穩(wěn)定性支護做了大量的研究，主要圍巖控制措施為：高強度錨桿錨索支護、鉆孔卸壓支護、注漿加固和聯(lián)合支護方式。其主要對巷道支護措施進行系統(tǒng)研究[12]，而對深井高應(yīng)力煤巷圍巖變形機理及控制技術(shù)研究較少。黃陵一號煤礦八盤區(qū)煤層平均埋深約460 m，在巷道開挖前后圍巖應(yīng)力復(fù)雜，給礦井巷道支護帶來諸多問題。為此，以黃陵一號煤礦809回風(fēng)順槽為研究背景，采用CXK12(A)礦用本安型鉆孔成像儀對深井高應(yīng)力下煤巷圍巖破壞結(jié)構(gòu)進行觀測，分析破壞機制并提出合理的圍巖控制措施，結(jié)合理論計算的手段，確定松動圍巖破壞范圍，進一步提出巷道支護參數(shù)優(yōu)化方案，有效控制深部高應(yīng)力煤巷變形問題，為類似煤礦圍巖控制提供參考。

1 工程背景

黃陵一號煤礦809回風(fēng)順槽平均埋深460 m。2號煤層厚度為2.3～3.42 m，平均厚度2.8 m，傾角1°～5°，普氏系數(shù)3.3～4。直接頂巖性為粉砂巖和泥巖，厚度7.3～16.3 m，直接底巖性為泥巖和粉砂巖，厚度0.7～2.5 m。巷道頂?shù)装鍘r性見表1。

表1 巷道頂?shù)装鍘r性

809回風(fēng)順槽巷道斷面為矩形，寬5.2 m，高3 m。因在深井條件下巷道圍巖松軟和高應(yīng)力集中，巷道頂?shù)装灏l(fā)生較大的變形，導(dǎo)致支護體失效，嚴重影響煤礦的安全生產(chǎn)。巷道支護結(jié)構(gòu)失效圖如圖1所示。

圖1 巷道支護結(jié)構(gòu)失效Fig.1 Failure of roadway support structure

2 深井巷道圍巖破壞機制及特征分析

2.1 巷道圍巖破壞機制

隨著煤礦埋深的增加，影響圍巖穩(wěn)定的主要因素包括主應(yīng)力差大、地應(yīng)力高、反復(fù)采動、圍巖承載低和支護結(jié)構(gòu)失效等。在地應(yīng)力未受擾動前，地下巖體處于三向受力狀態(tài)，巖體賦存穩(wěn)定，可視巖石為連續(xù)的彈性體；人為擾動后，致使巖體某一方向的應(yīng)力被釋放破壞了原有的力學(xué)平衡，在巖體自身物理性質(zhì)下發(fā)生瞬時回彈現(xiàn)象，促使巖體從初期的彈性狀態(tài)向塑性狀態(tài)發(fā)展，在較高應(yīng)力環(huán)境下，巖體在短時間發(fā)展為破碎狀態(tài)且失去承載能力；另外，處于彈性向塑性轉(zhuǎn)化的巖體在長時間的高應(yīng)力作用下，便進一步過渡到流變狀態(tài)，處于此狀態(tài)時給巷道的支護和后期維修帶來很大的困難。

在深井高地質(zhì)構(gòu)造應(yīng)力的作用下，原本非常堅硬的巖體，因工程干擾而變?yōu)閳杂曹泿r。巷道因高應(yīng)力集中，承載應(yīng)力達到了巖體的極限承載強度，從而使巷道淺部的圍巖首先發(fā)生破壞失去承載能力，而且失穩(wěn)后的殘余強度不足以承載上覆巖層載荷，之后應(yīng)力向巷道深部轉(zhuǎn)移，可知巷道圍巖破壞是一個動態(tài)的失穩(wěn)過程。而這其中主要的破壞原因是圍巖自身的強度、剛度和支護結(jié)構(gòu)不能耦合形成一個完整的支護系統(tǒng)，從而導(dǎo)致巷道淺部圍巖破壞向深部圍巖轉(zhuǎn)移而失穩(wěn)現(xiàn)象；其次，深井巷道破壞取決于周邊圍巖物理力學(xué)性質(zhì)[3]，一般高地應(yīng)力礦井巷道頂?shù)装鍘r體沉積構(gòu)造多為巖性較差的泥巖、煤等軟巖，這類巖石節(jié)理裂隙發(fā)育顯著，鉸接程度差，同時巖體破碎和遇水后的膨脹性較大，其實際承載能力很低，也是造成巷道圍巖破壞的因素之一[48]。

2.2 巷道圍巖破壞特征

為探究深埋礦井巷道圍巖破壞特征，利用CXK12(A)礦用本安型鉆孔成像儀對巷道頂?shù)装鍑鷰r破壞結(jié)構(gòu)進行觀測，觀測結(jié)果如圖2所示。

圖2 巷道圍巖破壞裂隙發(fā)育特征Fig.2 Development characteristics of damaged fissures in roadway surrounding rock

從圖2中可以看出，巷道圍巖失穩(wěn)裂隙發(fā)育主要為環(huán)向和縱向破壞，這主要是因為地應(yīng)力高和主應(yīng)力差較大，巖體節(jié)理裂隙等紋理容易受擾動而破壞發(fā)育擴展，造成巷道圍巖失穩(wěn)。在煤礦巷道開挖初期巖體本身存在的節(jié)理裂隙，因在偏高的垂直和水平應(yīng)力場下，圍巖體的破壞主要是壓縮和剪切破壞。

結(jié)合現(xiàn)場巷道破壞變形及探測情況，深井巷道圍巖變形破壞特征主要為：①巷道周圍圍巖性較差，四周來壓迅猛，受構(gòu)造應(yīng)力重新分布和反復(fù)采動影響較大，巷道底板鼓起現(xiàn)象較為嚴重。②在巷道開挖后，由于巷道某一方向應(yīng)力遭到釋放，在這一方向圍巖容易發(fā)生高應(yīng)力劈裂破碎。巷道來壓頻繁，是由于剛性支護材料普遍失效，頂板和兩幫的巖體發(fā)出清脆的破裂聲。③在高應(yīng)力條件下，巷道開挖后圍巖的自穩(wěn)時間短、主應(yīng)力差和變形量大、持續(xù)時間長等。④在巷道的變形破壞過程中，圍巖破壞首先是兩幫煤巖體受主應(yīng)力差較大受擠壓而發(fā)生破壞，然后是水平應(yīng)力在底板集中造成嚴重的底鼓，最后是頂板垂直和水平應(yīng)力集中使巷道發(fā)生屈服破壞。

3 深井巷道圍巖松動圈計算

巷道開挖原有的力學(xué)平衡被打破，圍巖應(yīng)力重新分布，在巷道徑向方向上應(yīng)力為零，而在該位置切向應(yīng)力出現(xiàn)較大應(yīng)力集中現(xiàn)象，可達到原巖應(yīng)力的3～4倍[911]。巷道圍巖破壞在動態(tài)發(fā)展過程中周圍巖體逐漸形成破碎區(qū)、塑型區(qū)、彈性區(qū)和原巖壓力區(qū)4個區(qū)域。巷道松動圈的大小取決于破碎區(qū)和塑型區(qū)的范圍，所以求解塑性區(qū)必須要對破碎區(qū)和塑性區(qū)半徑進行計算。

嶺上百余株梅花，嶺下兩三間老屋。王氏槐，陶氏菊，一時都讓先生塾。先生風(fēng)格高于梅，天際真人驚肅肅。田歌一曲酒一杯，消受許多清閑福。尤愛玉樹當(dāng)階翻，桐花萬里鳳雛育。月下閑課杜陵詩，雨余勤叱莘野犢。和羹待繼傅巖芳，百花頭上為君卜。嗟余好問生苦遲，識面空從畫一幅。宛然詩禮過庭日，想見當(dāng)年家教之肅穆。君不見，西泠處士林君復(fù)，繞宅梅花香馥郁。有子不解讀父書，羽童枉向亭中畜。何如先生朝夕詠，式谷書聲入耳諧絲竹。不學(xué)逋仙逋，釣游隨樵牧。不學(xué)孤山孤，傳家書盈簏。羨殺處士林君復(fù)。嗚呼，羨殺處士林君復(fù)。

根據(jù)井下開挖擾動應(yīng)力重新分布，矩形巷道兩幫和頂板受均布載荷作用，其圍巖受力情況力學(xué)模型如圖3所示。

圖3 巷道圍巖力學(xué)簡圖Fig.3 Sketch map of roadway surrounding rock mechanics

巷道頂板受垂直應(yīng)力載荷為q，兩幫因水平應(yīng)力的影響載荷為λq，所以巷道兩幫和頂板的應(yīng)力為

(1)

(2)

式中，F(xiàn)1為巷道頂板載荷，Pa；F2為巷道兩幫載荷，Pa；q為原巖應(yīng)力，Pa；a為巷道的寬度，m；b為巷道高度，m；λ為側(cè)壓系數(shù)。可見深部礦井的破壞主要是側(cè)向應(yīng)力為主導(dǎo)作用。結(jié)合摩爾-庫倫強度準則和彈性力學(xué)相關(guān)理論，深埋巷道圍巖彈性和塑性區(qū)徑應(yīng)力和切向應(yīng)力的計算公式為

(3)

(4)

式中，σr為彈性區(qū)徑向應(yīng)力，Pa；σθ為為彈性區(qū)切向應(yīng)力，Pa；f為巷道頂板兩幫的平均荷載，Pa；r為巷道周圍巖體任意一點距巷道中心的距離，m；R為塑性區(qū)半徑，m；R0為矩形巷道外接圓半徑，m；ω為巖石的粘聚力，Pa；ε為巖石的抗剪系數(shù)；φ為巖石的內(nèi)摩擦角，(°)。

將式(3)和(4)聯(lián)立求解塑性區(qū)半徑為

(5)

(6)

(7)

4 巷道支護方案參數(shù)設(shè)計

4.1 巷道支護參數(shù)確定

錨桿間排距確定：以松動圈理論為基礎(chǔ)，頂板和幫部錨桿的長度計算公式為

L=R+L1+L2

(8)

式中，L為錨桿長度，m；L1為錨入穩(wěn)定巖體的深度，取0.4 m；L2為錨桿外露長度，取0.15 m。結(jié)合式(8)求得頂板錨桿長度Ld=2.85 m，取2.5 m；幫部錨桿長度Lc=2.15 m，取2.5 m。

錨桿間排距確定：錨桿間排距計算公式為

(9)

式中，A為錨桿間排距，m；Q為錨桿設(shè)計錨固力，取150 kN；K為安全系數(shù)，取2；H為錨桿的有效長度，取2.45 m；γ為懸吊砂質(zhì)泥巖密度，取20 kN/m3。計算求得錨桿間排距A=1.24 m，為保證巷道圍巖穩(wěn)定性，施工時取最小間距1.1 m，排距為1 m。

錨索長度確定：錨索長度計算公式為

Lm=Lw+Lh+Lt+Lc

(10)

式中，Lm為錨索長度，m；Lw為錨索錨入穩(wěn)定巖層長度，取2.4 m；Lh為懸吊不穩(wěn)定巖層高度，取5 m；Lt為托盤及鎖具厚度，取0.15 m；Lc為錨索外露長度，取0.3 m。計算求得錨索長度為7.85 m，取8.3 m。

錨索間排距確定：根據(jù)力學(xué)平衡原理進行計算錨索間排距，其計算公式為

(11)

式中，M為錨索的極限強度，kN；α為錨索間距，m；β為冒落寬度，m；n為錨索排數(shù)；h為巷道的高度，m；Q1為錨索錨固力，kN；θ為錨索與頂板之間的夾角，(°)；η為設(shè)計系數(shù)，取1.1 m。計算求得錨索間距為1.96 m，結(jié)合實際工程條件確定錨索間距為1.6 m，排距為1.6 m。

4.2 巷道支護方案

809回風(fēng)順槽采用長高強錨桿、錨索和塑鋼網(wǎng)網(wǎng)聯(lián)合支護，支護設(shè)計斷面圖如圖4所示。

圖4 巷道支護斷面Fig.4 Roadway support section

809回風(fēng)順槽矩形段頂板采用錨桿+錨索梁+塑鋼網(wǎng)聯(lián)合支護，頂錨桿中間四排間距850 mm，靠兩側(cè)兩排間距1 000 mm，排距為600 mm×1 000 mm交替支護，“六六”矩形布置；幫錨桿間排距1 100 mm×1 000 mm，“三三”矩形布置，主幫采用玻璃鋼錨桿、副幫金屬錨桿；錨索梁采用T140型鋼帶加工，梁長4.8 m，一梁四索，排距1 600 mm，錨索采用φ17.8 mm×8 300 mm鋼絞線，錨深8 000 mm，每根錨索3節(jié)MSK2370型樹脂，金屬錨桿規(guī)格φ20 mm×2 500 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，配套鋼托板尺寸200 mm×200 mm×12 mm，玻璃鋼錨桿規(guī)格φ20 mm×2 500 mm，除使用配套托盤外，每根錨桿另增加規(guī)格為350 mm×200 mm×50 mm木托板一塊，每根錨桿3節(jié)MSK2335型樹脂；頂、幫均掛塑鋼網(wǎng)，網(wǎng)孔50 mm×55 mm。

5 工程應(yīng)用效果分析

選取809回風(fēng)順槽典型高應(yīng)力煤巖段進行現(xiàn)場監(jiān)測，監(jiān)測巷道段長度為300 m，試驗區(qū)巷道設(shè)置3組巷道頂板和兩幫變形監(jiān)測點，測點編號分別為1#、2#、3#，測點之間間隔為50 m。巷道圍巖變形隨時間變化曲線如圖5所示。

圖5 巷道圍巖變形Fig.5 Deformation of roadway surrounding rock

由圖5可知，在巷道開挖前25 d巷道頂板及兩幫圍巖變形速率呈線性增長，而25 d后其變形基本趨于穩(wěn)定，頂板圍巖累計變形量35 m；37 d后巷道兩幫變形基本穩(wěn)定，累計變形量33 mm。可見采用此方案后對巷道圍巖變形起到了很好的控制作用，能夠滿足礦井的實際生產(chǎn)。

6 結(jié)論

(1)對深井圍巖變形破壞機制特征進行深層次分析，知深部礦井圍巖變形主要是垂直和水平應(yīng)力差較大而導(dǎo)致的壓縮和剪切變形。

(2)結(jié)合圍巖松動圈理論，采用矩形巷道等效圓方法，合理計算出809回風(fēng)順槽頂板圍巖松動圈為2.3 m，兩幫松動圈為1.6 m。

(3)采用巷道支護參數(shù)優(yōu)化方案后，通過將809回風(fēng)順槽觀測頂板位移控制在35 mm內(nèi)，兩幫位移控制在32 mm內(nèi)，長高強錨桿、錨索和金屬網(wǎng)聯(lián)合支護方案對深井煤層巷道變形失穩(wěn)控制效果良好。