程 佳

(內(nèi)蒙古鄂爾多斯永煤礦業(yè)有限公司，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017212)

我國目前煤礦以井工開采為主，據(jù)統(tǒng)計全國每年井下巷道掘進(jìn)量約為12000km。因此保障巷道在掘進(jìn)與回采階段的穩(wěn)定性是保障煤礦安全、高效生產(chǎn)的先決條件。軟弱巖層、應(yīng)力條件復(fù)雜等環(huán)境是我國煤礦巷道圍巖主要特征。針對以上特點，我國巷道由早前被動剛性支護(hù)轉(zhuǎn)為主動柔性支護(hù)，從低強(qiáng)度、被動支護(hù)到高強(qiáng)力、高預(yù)應(yīng)力、主動支護(hù)轉(zhuǎn)變，巷道圍巖控制技術(shù)經(jīng)過幾十年的發(fā)展與實踐，已證明錨桿支護(hù)是最經(jīng)濟(jì)有效的巷道支護(hù)技術(shù)[1-5]，我國學(xué)者針對采動影響和軟巖環(huán)境下巷道變形破壞機(jī)制以及支護(hù)技術(shù)進(jìn)行了大量理論和實踐研究，均取得了優(yōu)秀成果[6-10]。但由于我國煤礦眾多，各礦地質(zhì)生產(chǎn)條件也不相同，支護(hù)設(shè)計方案合理與否需要根據(jù)現(xiàn)場實際情況具體分析，不可生搬硬套[11-16]。以馬泰壕煤礦110工作面回風(fēng)巷道為工程背景，依據(jù)該礦以往生產(chǎn)實踐表明，在復(fù)合軟巖地質(zhì)條件及高應(yīng)力作用下，其支護(hù)難度大，如不根據(jù)實際情況改進(jìn)支護(hù)方案將導(dǎo)致返修量和返修次數(shù)明顯增加，無法保證礦井開采安全，給生產(chǎn)接續(xù)帶來極大困難。因此基于以往經(jīng)驗以及110回風(fēng)巷道現(xiàn)場實際情況，分析了原有支護(hù)方案存在的問題及巷道穩(wěn)定性，提出了高強(qiáng)高預(yù)應(yīng)力讓壓錨網(wǎng)索耦合支護(hù)優(yōu)化方案，利用數(shù)值模擬和現(xiàn)場工業(yè)試驗相結(jié)合手段對比分析兩種支護(hù)方案對巷道圍巖控制效果，建立了適合于馬泰壕煤礦110回風(fēng)巷道錨網(wǎng)索耦合支護(hù)體系，保證巷道一次支護(hù)，避免多次返修，可為相同類型巷道支護(hù)提供參考。

1 工程背景

1.1 工程概況

馬泰壕煤礦生產(chǎn)采區(qū)目前已經(jīng)進(jìn)入中深部開采，其中110工作面，位于3-1煤層中，煤層平均厚度6.2m，煤層結(jié)構(gòu)簡單，平均傾角2°。108與110工作面之間留設(shè)35m煤柱，如圖1所示。110回風(fēng)巷道服務(wù)期間，主要受自身巷道掘進(jìn)、108工作面回采的一次采動影響以及110工作面回采的二次采動影響，應(yīng)力環(huán)境復(fù)雜。

圖1 110回風(fēng)巷道布置

1.2 圍巖特性分析

針對馬泰壕煤礦3-1煤層頂?shù)装鍘r石工程地質(zhì)特征分析可知，煤層頂?shù)装鍘r石主要以砂質(zhì)泥巖、細(xì)粒砂巖、粉砂巖為主，其次是中粗砂巖，巖層賦存情況如圖2所示。巖石抗壓強(qiáng)度自然狀態(tài)7.4～70.7MPa，平均28.6MPa；吸水狀態(tài)4.5～43.6MPa，平均16.8MPa。泥巖類巖石吸水狀態(tài)的抗壓強(qiáng)度顯著降低，多數(shù)巖石遇水后軟化易變形，甚至崩解破壞。通過現(xiàn)場調(diào)查和鉆孔窺視技術(shù)對110工作面巷道頂?shù)装暹M(jìn)行了分析，可知煤層頂板為泥巖和砂巖互層分布，為典型的復(fù)合弱結(jié)構(gòu)頂板，若支護(hù)系統(tǒng)設(shè)計不合理，易發(fā)生頂板整體破壞變形。煤層底板為高嶺土膨脹性軟巖，受采動應(yīng)力影響，易發(fā)生巷道底鼓、弱面滑移等現(xiàn)象。綜上所述，3-1煤層頂?shù)装宥酁槟鄮r、泥質(zhì)砂巖為主，強(qiáng)度較低且遇水易軟化變形，為巷道支護(hù)加大難度。

1.3 原支護(hù)方案設(shè)計及問題

該回風(fēng)巷為矩形斷面，巷寬×巷高：5500mm×4000mm，巷道頂板留頂煤500mm，留底煤1500mm。原有支護(hù)方案采用傳統(tǒng)錨網(wǎng)索支護(hù)設(shè)計。頂板及煤柱幫錨桿為?22mm×2200mm普強(qiáng)錨桿，間排距1000mm×1000mm，每根錨桿配MSCK2335+MSK2335樹脂錨固劑錨固；回采幫采用?22mm×2400mm玻璃鋼錨桿。補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)采用?32mm×2200mm玻璃鋼錨桿。頂板錨索規(guī)格為?21.6mm×8000mm/21.8mm×10300mm礦用普通錨索，間排距1500mm×2000mm，煤柱幫采用?21.8mm×5300mm礦用普通錨索，間排距1500mm×2000mm。頂板及煤柱幫采用錨索托盤、鋼帶，錨桿托盤和焊接網(wǎng)進(jìn)行表面支護(hù)，回采幫則采用玻璃鋼錨桿和塑編網(wǎng)進(jìn)行護(hù)表。

該回風(fēng)巷按傳統(tǒng)標(biāo)準(zhǔn)判斷屬于大斷面巷道，開挖空間大，應(yīng)力環(huán)境復(fù)雜且煤層頂?shù)装鍨檐浫鯉r層遇水弱化嚴(yán)重。故原有支護(hù)方案設(shè)計主要存在以下問題：

1)原支護(hù)系統(tǒng)與圍巖不耦合且支護(hù)效率低。巷道開挖后，巷道圍巖應(yīng)力分布也必將重新分布，圍巖淺部將產(chǎn)生應(yīng)力張拉區(qū)，巖體力學(xué)參數(shù)均有不同程度下降。預(yù)應(yīng)力錨桿作用是使圍巖產(chǎn)生壓應(yīng)力，并形成壓應(yīng)力區(qū)，控制圍巖的變形。原支護(hù)錨桿預(yù)應(yīng)力施加普遍較低，初期支護(hù)系統(tǒng)效率低下，無法對巷道圍巖起主動支護(hù)作用。當(dāng)圍巖發(fā)生一定程度變形后才開始被動受力，經(jīng)過一段時間后容易造成支護(hù)系統(tǒng)失效，導(dǎo)致巷道出現(xiàn)整體變形。

2)錨桿索與支護(hù)配件不匹配。錨桿未安裝減摩墊片，螺母與托盤直接接觸，預(yù)應(yīng)力施加困難，大幅降低主動支護(hù)效果，造成錨桿初期支護(hù)效率低下。錨索托盤強(qiáng)度不符合設(shè)計要求，受高采動應(yīng)力擾動影響后，托盤壓平或翻盤現(xiàn)象明顯，導(dǎo)致錨索支護(hù)失效。各支護(hù)構(gòu)件之間無法協(xié)調(diào)匹配，支護(hù)系統(tǒng)的承載能力較弱。

3)支護(hù)方案不合理。馬泰壕煤礦110回風(fēng)巷道支護(hù)系統(tǒng)沿用傳統(tǒng)支護(hù)設(shè)計方案，未根據(jù)巷道大斷面特點以及二次動壓影響等特征設(shè)計支護(hù)方案，缺乏針對性的支護(hù)方案和施工措施。

2 110回風(fēng)巷道穩(wěn)定性分析

2.1 數(shù)值模型建立

為研究分析110回風(fēng)巷道未受采動影響，108工作面回采第一次采動以及110工作面回采第二次采動影響對110回風(fēng)巷道應(yīng)力和塑性區(qū)分布情況，利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對其影響效果進(jìn)行模擬分析，建立了相應(yīng)數(shù)值模型 模型尺寸長×寬×高：335m×200m×110m，單元網(wǎng)格數(shù)為496000，節(jié)點數(shù)為515514。模型采用的煤巖物理層力學(xué)參數(shù)見表1。在模型X軸兩端施加位移約束，即兩端邊界位移為0；同理給模型Y軸兩端施加位移約束；模型底部邊界固定，模型上部設(shè)置為應(yīng)力邊界，施加10MPa荷載，側(cè)壓系數(shù)為1.2。

表1 巖層物理力學(xué)參數(shù)

2.2 鄰近工作面回采對回風(fēng)巷道影響分析

110回風(fēng)巷道圍巖應(yīng)力因受108工作面采動影響，相較于未受工作面采動影響前有升高明顯，如圖3所示。108采空區(qū)右側(cè)與回風(fēng)巷道左側(cè)之間形成高應(yīng)力集中區(qū)，垂直應(yīng)力峰值達(dá)22.5MPa，應(yīng)力集中系數(shù)約為2.25，相較于原巖應(yīng)力增加了125%。由圖4可知，108工作面回采后，110回風(fēng)巷道受到108采空區(qū)側(cè)向支承應(yīng)力以及自身垂直應(yīng)力影響，巷道兩側(cè)塑性區(qū)發(fā)育呈現(xiàn)不對稱形式，靠近108采空區(qū)一側(cè)塑性區(qū)寬度約為3m，巷道另一側(cè)塑性區(qū)寬度約為2m。因此108工作面采動應(yīng)力對110回風(fēng)巷具有一定影響，對巷道圍巖破壞程度不高，但仍可能會導(dǎo)致煤層表面發(fā)生劈裂破壞，表面破碎等現(xiàn)象。

圖3 108工作面回采垂直應(yīng)力分布

圖4 108工作面回采塑性區(qū)分布

2.3 本工作面回采對回風(fēng)巷道穩(wěn)定性分析

分別研究110工作面回采80m、90m以及100m時的應(yīng)力分布狀態(tài)，如圖5所示。工作面回采后，巷道主要受超前支承應(yīng)力和垂直應(yīng)力影響，其超前支承應(yīng)力峰值位于工作面前方12m處，超前回采工作面60m范圍內(nèi)，回風(fēng)巷道仍受本工作面超前支承壓力的影響。回風(fēng)巷道受110工作面采動影響后，垂直應(yīng)力峰值升高至27.65MPa，應(yīng)力集中系數(shù)約為2.75，對比108工作面第一次采動影響，110回風(fēng)巷道垂直應(yīng)力升高了約22.8%。超前110工作面回采10m處其回風(fēng)巷道應(yīng)力狀態(tài)如圖6所示。

圖5 110工作面超前垂直應(yīng)力分布

圖6 110工作面回采超前10m垂直應(yīng)力分布

3 回采巷道支護(hù)優(yōu)化方案設(shè)計

3.1 回采巷道支護(hù)方案

綜合考慮110回風(fēng)巷道穩(wěn)定性分析結(jié)果和原支護(hù)設(shè)計方案缺陷，頂板采用高強(qiáng)高預(yù)應(yīng)力讓壓錨網(wǎng)索支護(hù)系統(tǒng)+焊接鋼筋網(wǎng)+W鋼帶表面支護(hù)；非工作面?zhèn)炔捎酶邚?qiáng)高預(yù)應(yīng)力讓壓錨桿+底角高強(qiáng)抗剪切讓壓錨桿+焊接鋼筋網(wǎng)+W鋼帶托盤表面支護(hù)；工作面?zhèn)炔捎貌Ａт撳^桿+木托盤+塑編網(wǎng)表面支護(hù)。具體支護(hù)參數(shù)如下：

1)錨桿參數(shù)。頂板，煤柱幫上部三根采用?20mm×2600mm高強(qiáng)讓壓蛇形錨桿，最大讓壓距離為26mm，讓壓點為120kN～150kN；煤柱幫下部第四根采用?20mm×2600mm高強(qiáng)蛇形錨桿；底角采用?20mm×2600mm高強(qiáng)抗剪蛇形錨桿；回采幫采用?20mm×2600mm玻璃鋼錨桿。每根錨桿均至少施加60kN預(yù)應(yīng)力，其中蛇形錨桿配備MSK2370樹脂錨固劑，玻璃鋼錨桿配備MSK3570樹脂錨固劑，頂板錨桿間排距1000mm×1000mm，兩幫錨桿間排距900mm×1000mm。

2)錨索參數(shù)。頂板采用三根?21.6mm×8000mm礦用普通錨索(讓壓)，讓壓點為250～310kN，每根錨索施加180kN預(yù)應(yīng)力，配備MSK2370和MSZ2370樹脂錨固劑，間排距2000mm×2000mm。

3)護(hù)表措施優(yōu)化。頂板網(wǎng)片采用1.2m×3m鋼筋網(wǎng)，100mm×100mm ?6mm圓鋼焊接，150mm×150mm×10mm高強(qiáng)弧形托盤，3300mm×280mm×2.75mmW形鋼帶以及300mm×300mm×3.75mm四棱鋼帶托盤；煤柱幫網(wǎng)片采用1.2m×3.0m鋼筋網(wǎng)，100mm×100mm ?6mm圓鋼焊接，150mm×150mm×10mm高強(qiáng)弧形托盤以及300mm×300mm×3.75mm四棱鋼帶托盤；回采幫網(wǎng)片采用1.3m×3.9m塑編網(wǎng)和250mm×350mm×50mm木托盤。

3.2 優(yōu)化支護(hù)方案效果分析

3.2.1 預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)應(yīng)力場分析

無原巖應(yīng)力場下原支護(hù)方案與優(yōu)化支護(hù)方案在垂直巷道軸線界面的錨桿預(yù)應(yīng)力等值線和分布如圖7所示。由于錨桿安裝扭矩與預(yù)應(yīng)力轉(zhuǎn)化效率低，故施加的預(yù)應(yīng)力偏小，導(dǎo)致錨桿支護(hù)后產(chǎn)生的應(yīng)力值較小，形成的壓應(yīng)力范圍也偏小。其壓應(yīng)力大于0.02MPa的區(qū)域幾乎相互孤立分布，無法連成一個整體，且錨桿中上部形成的近零應(yīng)力范圍大，即錨桿在此區(qū)域無法起任何支護(hù)效果，對圍巖幾乎沒有加固作用。圖8為采用優(yōu)化方案中高強(qiáng)高預(yù)應(yīng)力錨桿在巷道頂板所形成的預(yù)應(yīng)力場，由于施加了合理的預(yù)應(yīng)力，錨桿在尾部周圍形成了較大的應(yīng)力集中，最大壓應(yīng)力達(dá)0.36MPa。隨著遠(yuǎn)離錨桿端部并深入頂板過程中，壓應(yīng)力逐漸減小，至錨桿2/3處壓應(yīng)力降至0.04MPa。此方案相較于原支護(hù)方案形成了更大的范圍壓應(yīng)力區(qū)，近零區(qū)大幅度縮小，有效壓應(yīng)力區(qū)范圍也顯著擴(kuò)大。

原支護(hù)方案中對錨桿施加了預(yù)應(yīng)力，但由于施加的預(yù)應(yīng)力偏低，無法達(dá)到對圍巖起加固作用，不能充分體現(xiàn)支護(hù)的主動性，本質(zhì)上仍屬于被動支護(hù)。而優(yōu)化方案中提高了安裝扭矩與預(yù)應(yīng)力的轉(zhuǎn)化效率，因而相當(dāng)于提高了施加的預(yù)應(yīng)力，使巷道掘進(jìn)后由二向受力狀態(tài)轉(zhuǎn)變?yōu)槿蚴芰顟B(tài)，將圍巖拉應(yīng)力轉(zhuǎn)變?yōu)閴簯?yīng)力狀態(tài)，一定程度上增強(qiáng)了巷道圍巖力學(xué)參數(shù)，增加了巷道穩(wěn)定性，體現(xiàn)出預(yù)應(yīng)力錨桿群的主動支護(hù)效用，顯著提高了巷道初期支護(hù)效率。

圖7 原支護(hù)方案與高強(qiáng)錨桿支護(hù)預(yù)應(yīng)力(kPa)

3.2.2 支護(hù)方案位移控制對比分析

圖8 原支護(hù)方案數(shù)值模擬結(jié)果

原支護(hù)方案與優(yōu)化支護(hù)方案數(shù)值模擬位移對比如圖8、圖9所示。由圖8可知，由于原支護(hù)系統(tǒng)采用普強(qiáng)錨桿且施加的預(yù)應(yīng)力過小，無法有效控制圍巖離層，巷道初期支護(hù)系統(tǒng)效率低下，無法對其起主動支護(hù)作用。110工作面回風(fēng)巷道頂板最大位移為120mm，由于受鄰近工作面?zhèn)认蛑С袘?yīng)力以及本工作面超前支承應(yīng)力影響，巷道兩幫位移量呈現(xiàn)明顯不對稱變形，煤柱幫位移量最大為220mm，而回采幫最大位移變形為240mm。如圖10可知，采用優(yōu)化支護(hù)方案后巷道頂板位移由120mm降至86mm，其位移量相比原支護(hù)方案降低了28.4%，煤柱幫位移量由220mm降至120mm，降低了45.4%，回采幫位移量由240mm降至150mm，降低了37.5%。

圖9 優(yōu)化支護(hù)方案數(shù)值模擬結(jié)果

4 工業(yè)性試驗

在110回風(fēng)巷道掘進(jìn)過程中，于優(yōu)化方案試驗段巷道設(shè)置了1組觀測站，該測站位于110回風(fēng)巷道830m處。主要監(jiān)測內(nèi)容包括：錨桿安裝預(yù)緊力、錨桿索受力狀態(tài)以及巷道表面移近量。

在井下現(xiàn)場進(jìn)行試驗，便于井下對優(yōu)化支護(hù)系統(tǒng)效率與質(zhì)量監(jiān)測，對比分析原支護(hù)采用的MSGLW335/22mm×2200mm普強(qiáng)錨桿與優(yōu)化方案采用的MSGLW-500/22mm×2600mm高強(qiáng)錨桿安裝扭矩轉(zhuǎn)化預(yù)應(yīng)力的效率，如圖10所示。由圖10可知，優(yōu)化支護(hù)方案中為高強(qiáng)錨桿施加60kN預(yù)應(yīng)力需要275N·m安裝扭矩，而相比于原支護(hù)方案施加相同預(yù)應(yīng)力，其扭矩減少了102N·m，轉(zhuǎn)化率提高了27.2%，大大提高了井下錨桿施工效率以及系統(tǒng)的初期支護(hù)效率。

圖10 錨桿安裝扭矩與預(yù)應(yīng)力轉(zhuǎn)換關(guān)系

采用優(yōu)化支護(hù)方案后110回風(fēng)巷道受108工作面及110工作面回采期間錨桿、錨索受力如圖11所示。由圖11可知，在108工作面回采期間，回風(fēng)巷道錨桿、錨索受力均穩(wěn)定在一定數(shù)值，其中頂板錨桿穩(wěn)定在140kN，頂板錨索以及幫部錨桿穩(wěn)定在100kN。而在110工作面回采時，優(yōu)化方案中錨桿、錨索受力受力均達(dá)到120kN以上，能夠充分發(fā)揮錨桿所支護(hù)作用。超前工作面60m處頂板錨索在受力迅速增長，頂板及幫部錨桿受力增長明顯；超前工作面10m處錨桿受力迅速下降而錨索仍保持較高受力。通過現(xiàn)場觀察可知，大部分錨桿、錨索的讓壓裝置均出現(xiàn)了不同程度變形，體現(xiàn)出錨桿、錨索讓壓裝置的良好性，發(fā)揮了其應(yīng)有作用。

圖11 錨桿索受力曲線

110回風(fēng)巷道試驗段巷道移近量監(jiān)測如圖12所示。通過對回風(fēng)巷道表面移近量觀測可知，108工作面開始采動時，巷道掘進(jìn)后所形成的應(yīng)力平衡狀態(tài)被打破，支護(hù)系統(tǒng)與圍巖開始相互耦合，巷道表面變形隨時間推移逐漸穩(wěn)定并達(dá)到新平衡狀態(tài)，該階段兩幫最大移近量為125mm，頂板最大下沉量為22mm。110工作面回采期間，由于受108工作面?zhèn)认蛑С袘?yīng)力以及110工作面超前采動應(yīng)力影響，巷道表面持續(xù)發(fā)生變形?；夭沙?m范圍內(nèi)時，巷道頂?shù)鬃畲笪灰埔平繛?0mm，煤柱幫最大移近量為180mm，回采幫最大移近量為260mm，巷道整體變形量滿足回采期間安全高效生產(chǎn)的需求。

圖12 巷道移近量變化曲線

優(yōu)化方案錨網(wǎng)索支護(hù)系統(tǒng)有效發(fā)揮了其主動支護(hù)作用，提高了支護(hù)效率，保障了巷道受鄰近工作面和本工作面回采期間的穩(wěn)定性。

5 結(jié) 論

1)通過現(xiàn)場調(diào)研、工程地質(zhì)分析以及鉆孔窺視等方法，分析馬泰壕煤礦110工作面回風(fēng)巷道為復(fù)合軟巖回采巷道且受二次采動影響，支護(hù)難度大，分析了原有支護(hù)系統(tǒng)與圍巖無法良好耦合而導(dǎo)致支護(hù)效率低下，錨桿索支護(hù)配件不匹配以及支護(hù)方案缺乏針對性等問題。

2)模擬研究鄰近工作面以及本工作面回采期間對110回風(fēng)巷道穩(wěn)定性影響，針對其應(yīng)力變化狀態(tài)以及塑性區(qū)分布設(shè)計了優(yōu)化支護(hù)方案；對比研究了原支護(hù)方案與優(yōu)化支護(hù)方案錨桿預(yù)應(yīng)力場分布特點。模擬結(jié)果表明，相較原支護(hù)方案，優(yōu)化支護(hù)方案中頂板位移下降28.4%，幫部位移最大下降了45.4%，巷道表面移近量降幅明顯，對巷道圍巖控制效果更好。

3)設(shè)立井下監(jiān)測站點對優(yōu)化方案錨桿安裝扭矩轉(zhuǎn)化、錨桿索受力狀態(tài)以及巷道表面移近量進(jìn)行監(jiān)測。高強(qiáng)錨桿安裝扭矩轉(zhuǎn)化率相較于原支護(hù)普強(qiáng)錨桿提高了27.2%；錨桿、錨索受力均大于100kN，能夠充分發(fā)揮其主動支護(hù)作用并維持在較高的支護(hù)效率；巷道頂板最大位移量為60mm，幫部最大位移量為260mm，巷道變形量均在可控范圍內(nèi)，符合回采期間安全高效生產(chǎn)的需求。