深部煤層采空區(qū)下巷道支護(hù)技術(shù)

方保明

（國(guó)家能源集團(tuán)神東煤炭集團(tuán)寸草塔煤礦，內(nèi)蒙古鄂爾多斯 017200）

我國(guó)煤礦煤層在開采過程中，常常會(huì)出現(xiàn)下部煤層巷道位于上部已開采煤層采空區(qū)下部，巷道支護(hù)困難，頂?shù)装寮皟蓭蛧?yán)重變形[1-3]。因此，研究深部煤層采空區(qū)下回采巷道圍巖控制具有重要意義[4-7]。馬鑫[8]等利用數(shù)值模擬分析了采空區(qū)底板巖層應(yīng)力分布規(guī)律及巷道失穩(wěn)破壞原因，并根據(jù)分區(qū)支護(hù)的思想對(duì)不同區(qū)域巷道斷面支護(hù)參數(shù)進(jìn)行了優(yōu)化；郝登云[9]等采用現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)、理論分析及數(shù)值模擬等研究方法，探討了采空區(qū)下回采巷道失穩(wěn)機(jī)理及主要影響因素，同時(shí)提出了增大護(hù)巷煤柱寬度，采用高預(yù)應(yīng)力全錨索加強(qiáng)支護(hù)的方法；尚福建[10]等利用數(shù)值模擬分析了下部煤層合理的巷道位置，采用高預(yù)應(yīng)力錨桿、金屬網(wǎng)及W 鋼帶或鋼帶托盤、短籠型錨索、槽鋼梁的聯(lián)合支護(hù)方案使頂板巖層形成最佳組合梁狀態(tài)，取得了良好的巷道穩(wěn)定支護(hù)效果。任海峰[11]等針對(duì)近距離采空區(qū)下回采巷道在掘進(jìn)過程中變形嚴(yán)重問題，進(jìn)行了巷道圍巖力學(xué)特性、圍巖松動(dòng)范圍研究，結(jié)果表明，近距離采空區(qū)下回采巷道圍巖達(dá)到IV-V 類圍巖；文獻(xiàn)[12-14]介紹了多個(gè)采空區(qū)下巷道圍巖控制支護(hù)技術(shù)。上述研究分析了采空區(qū)下部巷道失穩(wěn)的原因，結(jié)合數(shù)值模擬給出了巷道支護(hù)技術(shù)方案，但是由于礦井開采深度增加，水平應(yīng)力逐漸增大，受水平應(yīng)力影響，巷道變形日趨嚴(yán)重，僅采用被動(dòng)支護(hù)已不能滿足巷道使用要求。因此，考慮水平應(yīng)力因素對(duì)采空區(qū)下部回采巷道失穩(wěn)進(jìn)行分析,同時(shí)提出合理的主被動(dòng)聯(lián)合支護(hù)技術(shù)，在此基礎(chǔ)上采用數(shù)值模擬對(duì)聯(lián)合支護(hù)方式進(jìn)行模擬驗(yàn)證。

1 工程條件

1.1 巷道地質(zhì)條件

隆德煤礦209 工作面走向長(zhǎng)3 477 m，傾向長(zhǎng)300 m，工作面位于2-2煤輔運(yùn)巷西側(cè)，北部為207采空區(qū)，南部為211 工作面（未采），西部為井田邊界。本工作面主采2-2煤層，煤層厚度3.3～4.7 m，平均厚度4.0 m，煤層傾角1°。其中209 運(yùn)巷上部為101 工作面（已回采），走向長(zhǎng)2 536 m，傾向長(zhǎng)290 m，層間距為60 m，工作面相對(duì)位置如圖1。209 運(yùn)巷埋深為+996～+1 022 m，斷面為矩形斷面，寬5.6 m，高3.5 m，凈斷面19.6 m2。209 運(yùn)巷直接頂為粉砂巖，厚3.5 m，基本頂為砂巖，厚11.6 m；直接底為粉巖，厚11 m。巷道沿煤層走向布置，整體趨勢(shì)中部高兩端低，沿著2-2煤層頂板由東南向西北掘進(jìn)，掘進(jìn)坡度約為1°～8°。

圖1 工作面相對(duì)位置圖Fig.1 Relative position diagram of working face

1.2 巷道變形特征

209 運(yùn)巷掘進(jìn)初期，處于101 工作面采空區(qū)下方的巷道嚴(yán)重失穩(wěn)破壞。根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)，巷道頂板整體下沉且出現(xiàn)較大范圍的網(wǎng)兜狀破碎體，巷道兩幫出現(xiàn)片幫，尤其是209 運(yùn)巷右側(cè)，出現(xiàn)較大面積的片幫現(xiàn)象。同時(shí)，隨著時(shí)間增長(zhǎng)，巷道底板出現(xiàn)長(zhǎng)距離底鼓凸起，且巷道底鼓凸起量大于頂板下沉量及兩幫移進(jìn)量。通過對(duì)巷道開挖初期的變形監(jiān)測(cè)可知，巷道出現(xiàn)較大失穩(wěn)變形均在10 d 后，在25 d 后基本穩(wěn)定，巷道表面位移量曲線如圖2。頂板變形量最大達(dá)到432 mm，相對(duì)于頂板變形量，兩幫變形量較小，最大值為312 mm，而巷道底鼓凸起量較大，已達(dá)553 mm。現(xiàn)階段巷道支護(hù)方式及支護(hù)強(qiáng)度已無(wú)法滿足巷道使用要求，亟待改變巷道支護(hù)方式。

圖2 巷道表面位移量曲線Fig.2 Displacement curves of roadway surface

2 巷道失穩(wěn)破壞力學(xué)分析

近距離煤層上煤層回采后，底板煤巖層在工作面超前支承應(yīng)力和采空區(qū)卸壓作用下，在短時(shí)間內(nèi)受“壓”和“拉”的作用，這一過程中底板煤巖體發(fā)生拉伸和剪切破壞，煤巖體發(fā)生疲勞破壞，自身承載能力下降[15-18]。回采完成后，在底板煤巖層恢復(fù)原始狀態(tài)的過程中，巷道開挖使底板煤巖體再次經(jīng)過高應(yīng)力作用，出現(xiàn)二次破壞，產(chǎn)生斷裂。因此，為了將應(yīng)力作用與宏觀煤巖體斷裂破壞聯(lián)系起來，需引入工程力學(xué)機(jī)制進(jìn)行分析。

基于工程力學(xué)，認(rèn)為巷道頂板、底板為梁體結(jié)構(gòu)，做如下假設(shè)：巖體完全彈性，巖塊連續(xù)均勻，巖體各向同性。根據(jù)巷道尺寸及巷道形狀建立了頂板梁體結(jié)構(gòu)模型，頂板梁模型如圖3。

圖3 頂板梁模型Fig.3 Roof beam model

設(shè)作用在頂板梁的拉應(yīng)力為σmax，則：

當(dāng)σmax≥σ 時(shí)，其中σ 為巖體的抗拉強(qiáng)度，頂板梁被破壞。完整頂板由于垂直應(yīng)力作用造成拉伸破壞，形成多段塊體，成為塊體梁結(jié)構(gòu)，頂板塊體梁模型如圖4。

圖4 頂板塊體梁模型Fig.4 Roof block beam model

設(shè)作用在塊體組合梁的組合拉應(yīng)力為σc，則：

式中：Wz為巖體的抗彎模量，GPa；T 為水平應(yīng)力，MPa。

當(dāng)σc≥σ0時(shí)，其中σ0為塊體間的抗滑移強(qiáng)度，塊體梁在水平應(yīng)力作用下進(jìn)一步被破壞，徹底斷裂，頂板處于破碎狀態(tài)。此時(shí)頂板被破壞，宏觀上呈現(xiàn)頂板下沉狀態(tài)。

根據(jù)采空區(qū)下巷道頂板是在高應(yīng)力組合下產(chǎn)生彎曲拉伸破壞思想，進(jìn)一步地，建立底板梁體模型，底板梁模型如圖5。

圖5 底板梁模型Fig.5 Floor beam model

由圖5 可知，作用在底板梁的應(yīng)力τ 大于（等于）底板梁的抗剪強(qiáng)度τ0時(shí)，巷道底板兩角被破壞。在此基礎(chǔ)上，設(shè)底板梁承受的底板支撐力為Ft，作用于底板梁的拉應(yīng)力為σt，則：

當(dāng)σt≥σ 時(shí)，底板梁被破壞，底板出現(xiàn)較大面積塊體，宏觀上底板出現(xiàn)底鼓，隨著水平應(yīng)力增大，作用于底板的拉應(yīng)力也隨之增大，底鼓量增加，出現(xiàn)嚴(yán)重失穩(wěn)破壞。

同理，設(shè)巷道兩幫的水平應(yīng)力為均布載荷，垂直應(yīng)力為外載荷，在高應(yīng)力環(huán)境下，當(dāng)作用于兩幫煤巖體的拉應(yīng)力大于（等于）兩幫煤巖體的抗拉強(qiáng)度時(shí)，巷道兩幫宏觀上呈現(xiàn)片幫現(xiàn)象。

上述分析可知，保證采空區(qū)下巷道穩(wěn)定性首先要改善巷道圍巖所受應(yīng)力環(huán)境，防止由高應(yīng)力引起巷道圍巖所受拉應(yīng)力增大，造成采空區(qū)底板巖層在恢復(fù)階段造成二次破壞。在此基礎(chǔ)上，適當(dāng)提高圍巖強(qiáng)度，減小圍巖巖石自身裂紋、節(jié)理尺寸，提高圍巖強(qiáng)度及自身承受能力，防止圍巖在高應(yīng)力下變形失穩(wěn)。

3 巷道圍巖支護(hù)方案

根據(jù)209 運(yùn)輸巷變形特征及巷道失穩(wěn)分析，設(shè)計(jì)209 運(yùn)巷采用“注漿+全錨索支護(hù)+架棚”的聯(lián)合支護(hù)方案。

3.1 注漿工藝

對(duì)于深部工作面回采煤巷而言，地應(yīng)力較大，回采煤巷開挖后，煤巖體在高應(yīng)力作用下使煤巖體塑性弱化，產(chǎn)生拉伸破壞，煤巖體宏觀上斷裂破壞，巷道逐漸失穩(wěn)[19-20]。注漿后，漿液的膠結(jié)作用不僅能提高淺部煤巖體強(qiáng)度，而且通過裂隙向深部流動(dòng)，使深部煤巖體進(jìn)一步凝固，使巷道圍巖產(chǎn)生骨架支撐，一定程度上提高煤巖體的殘余強(qiáng)度；另一方面，注漿加固后松散巖塊不會(huì)相互錯(cuò)動(dòng)，大大減小了錨桿索的剪切作用力，從而提高巷道周圍煤巖體的自承能力。

1）漿液材料。根據(jù)209 運(yùn)輸巷的巷道破壞特征，確定注漿材料為水泥砂漿材料。水泥顆粒小、凝結(jié)快、強(qiáng)度高，具有較強(qiáng)的造漿能力，能夠有效地加固和提高松軟土及巖石的力學(xué)強(qiáng)度。

2）注漿鉆孔參數(shù)。在巷道掘進(jìn)工作面布置3 排鉆孔，分別為1#～12#鉆孔，鉆孔布置斷面圖如圖6。1#～5#鉆孔與鉆孔之間橫向間距1 250 mm，頂角鉆孔距巷道兩幫300 mm；6#、7#鉆孔橫向間距5 000 mm，與上下鉆孔縱向間距1 500 mm；10#、11#鉆孔之間橫向間距分別為2 500 mm，距離巷道底板250 mm。鉆孔直徑為42 mm。

圖6 鉆孔布置斷面圖Fig.6 Drilling arrangement section

3）注漿壓力及流量。209 運(yùn)巷埋深+996～+1 022 m，根據(jù)注漿地層深度計(jì)算的最低設(shè)計(jì)注漿壓力為18 MPa，但由于在注漿過程會(huì)因?yàn)轲ざ茸兓斐勺{壓力的減小，所以注漿壓力選取20 MPa。注漿流量為20 L/min。

4）鉆孔深度。根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)注漿效果確定鉆孔深度為10 m，同時(shí)由于209 運(yùn)巷長(zhǎng)度較大，因此采用分段前進(jìn)式循環(huán)注漿的方式，每次循環(huán)注漿加固長(zhǎng)度為10 m。

3.2 聯(lián)合支護(hù)

209 運(yùn)輸巷圍巖位移量較大，圍巖強(qiáng)度低，全錨索支護(hù)能夠釋放掉圍巖的部分變形能，有效防止支護(hù)體在高應(yīng)力環(huán)境下發(fā)生變形。此外，錨索支護(hù)體還能提高支護(hù)阻力，增加圍巖的整體性和穩(wěn)定性。巷道支護(hù)斷面圖如圖7。

圖7 巷道支護(hù)斷面圖Fig.7 Roadway support section

巷道頂板錨索采用φ17.8 mm×6 500 mm 錨索，每排6 根，排距1 100 mm，間距1 000 mm，頂角錨索距巷幫50 mm，均垂直頂板打設(shè)。巷幫采用φ18 mm×2 100 mm 左旋螺紋鋼錨桿，每排4 根，排距1 000 mm，間距1 000 m，頂角錨桿距頂板300 mm；巷幫每排2 根錨索（φ17.8 mm×6 500 mm 鋼絞線錨索），排距1 000 mm，間距2 500 mm，錨索與錨桿均垂直巷幫打設(shè)。

在此基礎(chǔ)上，采用架棚保持圍巖結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性，架棚棚距500 mm，架棚腿部上腿長(zhǎng)1 m，下腿長(zhǎng)2 m，金屬棚腿、梁采用29U 型鋼，腿與下腿之間使用卡纜固定，卡纜采用與29U 型鋼配套的螺栓卡纜，兩棚體之間用拉桿連接，拉桿采用φ14 mm 的鋼筋加工。拉桿長(zhǎng)1 000 mm，兩端成直角向同一方向彎折，彎折部分長(zhǎng)度不小于80 mm。架棚的頂部墊入300 mm 木板，兩幫加入圓木，作為吸能緩沖材料。

4 數(shù)值模擬

根據(jù)209 運(yùn)巷工程地質(zhì)條件建立200 m×100 m×80 m 的六面體模型，模型共有1 600 000 個(gè)單元，六面體模型如圖8。煤巖體選用摩爾-庫(kù)倫本構(gòu)模型，巖層物理力學(xué)參數(shù)見表1。其中采空區(qū)參數(shù)按照各巖層參數(shù)進(jìn)行1/20 的強(qiáng)度折減法取值[21]，注漿的巖石參數(shù)按照現(xiàn)場(chǎng)施工水灰比的巖石強(qiáng)度取值并設(shè)置注漿區(qū)。設(shè)置邊界約束條件，模型底部設(shè)置為固定邊界，模型上部施加隆德煤礦實(shí)測(cè)地應(yīng)力值19.8 MPa，模型四周施加實(shí)測(cè)水平應(yīng)力15.4 MPa。

圖8 六面體模型Fig.8 Hexahedron model

表1 巖層物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Rock physical and mechanical parameters

巷道斷面為矩形，5.6 m，高3.5 m，按照巷道斷面形狀，開挖巷道。分別對(duì)無(wú)任何支護(hù)、聯(lián)合支護(hù)后的應(yīng)力變化、巷道頂?shù)装搴蛡?cè)幫位移量變化、巷道圍巖塑性區(qū)變化進(jìn)行對(duì)比分析。巷道圍巖應(yīng)力云圖如圖9，巷道位移云圖如圖10，巷道表面位移量曲線如圖11，塑性區(qū)分布云圖如圖12。

圖9 應(yīng)力云圖Fig.9 Stress cloud diagrams

圖10 位移云圖Fig.10 Displacement cloud diagrams

圖11 巷道表面位移量曲線Fig.11 Displacement curves of roadway surface

圖12 塑性區(qū)分布云圖Fig.12 Plastic zone distribution diagrams

由圖9 可知，巷道由無(wú)支護(hù)→注漿加固+聯(lián)合支護(hù)的過程中，巷道兩腰的藍(lán)色應(yīng)力集中區(qū)域范圍減小，巷道兩幫的應(yīng)力值增大，巷道頂?shù)装鍛?yīng)力降低區(qū)明顯減小，應(yīng)力釋放率逐漸減小。圖9（c）、9（d）為巷道無(wú)支護(hù)和聯(lián)合支護(hù)水平應(yīng)力云圖，無(wú)支護(hù)時(shí)巷道頂?shù)装逅芩綉?yīng)力集中，且數(shù)值較大，而圍巖近距離范圍內(nèi)應(yīng)力均較低。由此推斷，深部水平應(yīng)力對(duì)巷道影響較大，高低應(yīng)力將形成較大的應(yīng)力差，加速頂?shù)装鍑鷰r的破壞，促使巷道頂板下沉，底板底鼓。采用注漿+全錨索支護(hù)后，水平應(yīng)力集中范圍明顯減小，應(yīng)力集中區(qū)域主要集中在頂板近距離圍巖，且應(yīng)力值較無(wú)支護(hù)時(shí)低，圍巖得到較好控制。

圖10（a）、圖10（b）為無(wú)支護(hù)→注漿加固+全錨索支護(hù)的垂直位移云圖。結(jié)果顯示，巷道在無(wú)支護(hù)的情況下，頂板下沉量達(dá)到420 mm，底鼓量最大值460 mm。經(jīng)過注漿及全錨索支護(hù)后，巷道頂板下沉量減小，底鼓明顯降低。圖10（c）為無(wú)支護(hù)水平位移云圖，其中左幫位移量為213 mm，右?guī)退轿灰屏繛?02 mm，聯(lián)合支護(hù)后，圖10（d）中注漿區(qū)域巷道左、右?guī)退轿灰屏靠s小，這表明聯(lián)合支護(hù)方案，有效的控制了巷道圍巖的變形，阻止了巷道兩幫的收斂量。

由圖11 可以看出，巷道在支護(hù)初期頂?shù)装逡七M(jìn)量和兩幫收斂量較大，巷道變形量增加迅速且巷道變形速率均較快，10 000 步左右，圍巖變形速率基本趨于穩(wěn)定，20 000 萬(wàn)步數(shù)后，模型達(dá)到穩(wěn)定，巷道變形量基本穩(wěn)定，此時(shí)，頂板移近量穩(wěn)定在63 mm，兩幫移近量穩(wěn)定在34 mm，底板底鼓量穩(wěn)定在59 mm。

由圖12（a）可知，頂?shù)装逯饕芾炱茐?，而巷道兩幫受剪切和拉伸破壞，圍巖塑性區(qū)范圍半徑達(dá)到3.2 m，尤其底板破壞范圍比頂板破壞范圍大，塑性區(qū)整體呈圓形，由此分析，巷道在此情況下極易失穩(wěn)破壞；由圖12（b）可知，巷道圍巖塑性區(qū)范圍明顯減少，頂?shù)装逅苄詤^(qū)為1.5 m 左右，巷道兩幫的塑性區(qū)寬度為1 m，表明聯(lián)合支護(hù)方案效果較好。

通過模擬對(duì)比巷道開挖支護(hù)前后的變化規(guī)律，得出結(jié)論，在無(wú)任何支護(hù)到聯(lián)合支護(hù)的過程中，應(yīng)力集中區(qū)域減小、巷道表面位移量減小、塑性區(qū)范圍減小，圍巖強(qiáng)度得到改善，趨于穩(wěn)定，說明此聯(lián)合支護(hù)方案能夠很好地控制圍巖，保證巷道穩(wěn)定性。

5 結(jié) 語(yǔ)

1）基于工程力學(xué)，在考慮水平應(yīng)力的基礎(chǔ)上分析了采空區(qū)下巷道失穩(wěn)的原因，即巷道圍巖在拉伸彎曲組合下產(chǎn)生拉伸破壞。

2）根據(jù)理論分析，確定209 運(yùn)巷采用“注漿+全錨索支護(hù)+架棚”聯(lián)合支護(hù)方案。

3）通過對(duì)209 運(yùn)巷進(jìn)行FLAC3D數(shù)值模擬，得出聯(lián)合支護(hù)方案作用下圍巖塑性區(qū)面積大幅度減小，應(yīng)力環(huán)境得到較大改善，頂板位移量控制在63 mm，底板底鼓量控制在59 mm，兩幫位移量控制在34 mm 左右，圍巖穩(wěn)定性得到了有效控制。