特厚煤層大巷變形破壞特征及控制技術研究

汪占領，劉志文，趙華山，李永元，程利興

(1.天地科技股份有限公司 開采設計事業(yè)部，北京 100013；2.華能慶陽煤電有限責任公司，甘肅 慶陽 745000；3.華亭煤業(yè)集團有限責任公司，甘肅 平?jīng)?744100；4.華能煤炭技術研究有限公司，北京 100070)

大巷作為煤礦井下服務周期較長的重要巷道，承擔全礦井重要的生產(chǎn)服務功能，其斷面尺寸大、巷道圍巖變形控制要求高[1，2]，特別是當大巷位于特厚煤層中時，在復雜地質(zhì)環(huán)境下煤體裂隙發(fā)育，巷道圍巖松軟破碎、非線性大變形突出，導致支護困難、巷道返修頻繁[3-5]。目前針對大巷支護方面已經(jīng)形成了以錨網(wǎng)噴和可縮性金屬支架等多種支護技術[6-8]，但是解決煤層大巷圍巖變形的主要難點是提高煤體完整性與錨桿錨固力，尤其是高應力特厚煤層條件下，煤體裂隙發(fā)育突出、松軟破碎嚴重[9-11]，巷道圍巖強度的衰減與結構的劣化極大程度上削弱了錨桿(索)的錨固基礎，造成巷道圍巖支護阻力的衰減，加劇了巷道圍巖的變形，不利于整體穩(wěn)定性[12-14]。目前，為解決煤層大巷圍巖變形控制難題，許多專家學者開展了大量的研究和實踐，取得了豐碩的研究成果。康紅普等[15]針對同煤集團特厚煤層巷道采動影響強烈、支護效果差的難題，在分析錨桿(索)錨固性能的基礎上，研究了高預應力錨桿支護技術，應用結果表明，高預應力錨桿支護技術能夠有效控制特厚煤層全煤巷道的強烈變形。楊計先等[16]采用數(shù)值模擬手段分析了密集硐室群巷道變形破壞特征及其變形機理，提出了以低壓淺孔與高壓深孔全斷面注漿為核心的硐室群圍巖控制技術，現(xiàn)場應用效果較好。康志鵬等[17]分析了厚煤層軟底巷道在高應力作用下發(fā)生的頂板拉伸破壞、巷幫壓剪破壞特征，提出了控制巷道頂板、限制巷幫變形以及讓壓底板的控制思路，通過注漿錨索、充填體切頂以及短錨索加強支護等技術達到了較好的應用效果。孫志勇等[18]針對大埋深多次動壓擾動破壞失穩(wěn)煤巷控制難題，提出了深淺孔組合注漿和高預應力錨索補強控制圍巖變形的綜合修復技術。張劍等[19]認為深部動壓巷道圍巖變形的主要原因為圍巖強度的降低和圍巖結構劣化導致錨桿錨固力損失，提出了注漿加固與高預應力錨噴綜合加固技術。石超弘等[10]針對特厚大巷隔離煤柱在高靜動載作用導致的巷道沖擊風險高的難題，采用了爆破卸壓技術降低圍巖應力水平，并進行加強支護提高大巷圍巖承載能力。夏永學等[20]針對復合構造條件下的特厚煤層大巷變形控制難題，分析了特厚煤層大巷變形機制，提出了中央大巷復合構造區(qū)進行區(qū)域壓裂卸壓的技術，降低巷道圍巖應力水平。薛晟等[21]針對特厚煤層大斷面巷道變形破壞嚴重的問題，提出了“注漿+工字鋼支架+錨桿”二次支護體系，取得了較好的圍巖變形控制效果。上述關于特厚煤層大巷以及類似條件下的巷道支護多以注漿、高預應力錨桿支護以及卸壓為主要技術手段，均取得了較好的工程應用效果。因此，本文針對硯北煤礦二水平特厚煤層回風大巷圍巖變形控制難題，分析巷道圍巖變形破壞的特征及主要影響因素，提出了高預應力錨桿支護與高壓全斷面注漿綜合加固技術，并開展了井下工程應用。

1 工程概況

1.1 試驗巷道位置及巖層分布

硯北煤礦二水平回風大巷試驗段為250208上工作面運輸巷交叉口與七號聯(lián)絡巷之間，試驗段長度為259 m，二水平回風大巷沿煤5中部掘進，回風大巷斷面為直墻半圓拱形，埋深570 m，與250207上采空區(qū)相距138 m，北鄰二水平運輸大巷，煤柱寬度35 m；南側與二水平快速行人通道相鄰，煤柱寬度25 m，該區(qū)域煤層厚度為39.89 m左右，二水平回風大巷南側與華亭煤礦采空區(qū)相距157～217 m，試驗巷道布置如圖1所示。

圖1 試驗巷道布置Fig.1 Layout of test roadway

二水平回風大巷頂?shù)装鍘r層以砂巖為主，局部底板分布有炭質(zhì)泥巖，直接底為炭質(zhì)泥巖與含礫粉砂巖、細砂巖互層，直接頂為泥質(zhì)粉砂巖，其上分別分布有粉砂巖、粗砂巖細砂巖等，頂板堅硬砂巖厚度大，鉆孔B903巖層分布柱狀圖如圖2所示。

圖2 巷道頂板巖層分布Fig.2 Rock layers distribution in the roadway roof

1.2 地應力分布特征及圍巖強度測試

在硯北煤礦二水平輔運大巷和回風大巷選取三個地應力測點，地應力測試結果見表1。測試結果表明，硯北煤礦最大水平主應力均大于垂直應力，地應力場類型為σH>σV>σh。最大水平主應力方向為NEE方向。平均最大水平主應力為14.72 MPa，平均垂直應力為12.56 MPa。水平主應力對巷道頂?shù)装宓挠绊懽饔幂^為突出，因此應加強對巷道頂?shù)装鍘r層的變形控制。

表1 地應力測試結果Table 1 Results of ground stress test

在地應力測點開展了圍巖強度測試及裂隙觀測，結果顯示頂板10 m范圍內(nèi)均為煤5，第一、三測站巷道頂板10 m范圍內(nèi)煤層相對完整，煤層結構完整性高，第二測站頂板裂隙發(fā)育，平均強度23.9 MPa；第二測點幫孔塌孔嚴重，巷幫煤體裂隙發(fā)育，其余測點巷幫煤體裂隙也出現(xiàn)不同程度發(fā)育，巷幫煤體最大強度18.83 MPa，淺部裂隙發(fā)育區(qū)煤體強度低于2.3 MPa。因此，巷幫淺部煤體整體裂隙發(fā)育突出，煤體碎脹變形脫落，造成錨桿失效或錨桿預應力難以有效發(fā)揮。

2 大巷變形破壞特征分析

2.1 巷道圍巖變形破壞特征

二水平回風大巷斷面形狀為直墻半圓拱形結構，原設計斷面凈寬3.8 m，凈高3.3 m。錨桿規(guī)格為Φ22 mm×2400 mm，巷道頂部布置9根錨桿，幫部布置3根錨桿，錨桿間排距為700 mm×800 mm，錨索規(guī)格為Φ17.8 mm×7300 mm，頂上布置3根錨索，錨索間排距1.4 m×1.6 m，巷道頂部使用2根五孔鋼筋托梁搭接，如圖3所示。由于巷道圍巖支護強度低，煤體裂隙發(fā)育，導致巷道現(xiàn)斷面寬3.1 m、高2.8 m，巷道斷面收縮明顯，頂板下沉、鼓包突出，嚴重增大了通風阻力。

在原支護條件下二水平回風大巷礦壓顯現(xiàn)較為強烈，主要具有以下幾點特征：①持續(xù)性大變形。在高應力作用下，巷道圍巖發(fā)生持續(xù)性變形，巷道兩幫內(nèi)擠變形突出，兩幫移近量700 mm左右，局部兩幫移近量達到1200 mm以上，同時伴隨強烈的底板隆起變形，平均底鼓量500 mm以上，局部區(qū)域底鼓量達800 mm以上，嚴重影響了巷道的正常使用。②變形速度快。由于回風大巷位于煤層中，兩幫移近和底板變形快，碎脹變形較為突出，煤幫10 m范圍內(nèi)均出現(xiàn)不同程度的松軟破碎，巷道斷面收縮嚴重，導致返修頻繁，多次返修加劇了巷道圍巖的不穩(wěn)定狀態(tài)，造成人力物力的極大浪費。③支護結構破壞嚴重。巷道圍巖的變形破壞，淺部500 mm范圍內(nèi)碎脹變形最為突出，導致錨桿(索)失效，錨桿(索)端部受不均衡力發(fā)生剪切失效，托梁及鋼帶破斷，以及金屬網(wǎng)鼓包、撕裂等破壞現(xiàn)象較普遍。

2.2 巷道圍巖變形因素分析

1)地應力影響。硯北煤礦二水平回風大巷埋深570 m左右，附近鉆孔資料顯示煤層厚度39.89 m左右，根據(jù)地質(zhì)力學測試可知地應力以最大水平應力為主，最大主應力方向為N18.2°E～ N28.7°E，根據(jù)大巷布置方位，最大水平主應力與二水平回風大巷夾角為61.2°～71.5°，二者之間的夾角過大，不利于巷道頂?shù)装寮皟蓭偷姆€(wěn)定。

2)支護強度低。原支護條件下巷道整體支護強度明顯偏低，加速了巷道圍巖的初期變形，巷道圍巖裂隙發(fā)育、松軟破碎，圍巖結構的破壞是一個循序漸進的過程，多次返修未采取注漿加固，淺部煤體的破壞、脫落加劇了支護體的失效，在高應力環(huán)境下，巷道圍巖失去支護體的約束加速了巷道圍巖的變形。

3)動壓影響。二水平回風大巷受鄰近三個回采工作面不同時期的采動影響以及采空區(qū)頂板巖層破斷產(chǎn)生的動壓影響，在工作面進入末采階段，二水平回風大巷受采動影響產(chǎn)生較為明顯的底鼓以及巷幫內(nèi)擠變形，肩窩附近支護結構損壞突出，多次采動影響造成巷道圍巖應力集中，導致二水平回風大巷圍巖礦壓顯現(xiàn)強烈，圍巖變形突出，局部需要多次返修加固才能滿足使用。

4)地質(zhì)構造影響。井田范圍內(nèi)分布有褶曲構造，易形成應力集中區(qū)，造成巷道發(fā)生不同程度的圍巖變形與破壞。硯北煤礦地應力以最大水平應力為主，易造加劇頂板下沉與兩幫內(nèi)擠，尤其以巷幫頂角變形最為突出。

5)巷道圍巖結構影響。二水平回風大巷布置在煤5中，頂板煤層結構較完整，但巷道兩幫煤體松軟、裂隙發(fā)育，承載能力明顯偏小，巷幫碎脹變形以及鼓包現(xiàn)象較為頻繁，在高應力及動壓影響下，巷道兩幫變形更為突出。由于煤層基本頂為堅硬厚砂巖，單軸抗壓強度在40～55 MPa范圍內(nèi)，頂板巖層強度高、完整性好。工作面老頂巖梁自重及上覆載荷作用在巖梁上的總載荷較大，導致傳遞到煤體上的支承壓力峰值和影響范圍明顯偏大；在高支承壓力長期反復作用下圍巖整體性急劇劣化，加劇了回風大巷的變形破壞。

3 巷道圍巖變形控制技術研究

3.1 圍巖變形控制思路

根據(jù)硯北煤礦二水平回風大巷變形特征及機理分析可知，若單獨采用錨桿(索)支護進行修復，破碎煤體導致錨桿(索)錨固力低，錨桿(索)力學性能不能得到有效發(fā)揮，難以有效控制淺部圍巖的破壞脫落。為進一步提高圍巖穩(wěn)定性，提出采用全斷面注漿加固與高預應力錨桿支護綜合圍巖控制技術，通過外錨內(nèi)注相結合的方式，在巷道周邊巖體內(nèi)形成錨注加固體，其加固技術原理主要包括以下2個方面：

1)對巷道變形破壞區(qū)域進行整體擴刷，剔除不穩(wěn)定煤體，然后進行全斷面強力錨桿(索)支護，在巷道圍巖形成錨桿(索)承載加固圈，充分發(fā)揮巖體自身的承載能力，抑制由于巷道圍巖應力狀態(tài)的改變而產(chǎn)生初期變形。

2)煤體內(nèi)裂隙發(fā)育時，巷道圍巖應力將集中于裂隙端部，其應力集中系數(shù)主要取決于裂隙發(fā)育程度，在進行錨桿(索)初期支護的基礎上，進行全斷面高壓注漿，促使?jié){液與裂隙面充分膠結，增強裂隙面及破碎區(qū)巖體的粘結性，將破碎的圍巖恢復成完整的連續(xù)結構體，在錨固圈外形成注漿加固圈，改善破碎煤體的受力環(huán)境，有利于錨桿(索)對圍巖作用力的傳遞，大幅度提高加固效果。

3.2 高預應力錨桿支護方案設計

在對二水平回風大巷加固前，先對巷道變形破壞區(qū)域進行整體擴刷，剔除原支護錨網(wǎng)索，然后將斷面擴刷到設計尺寸(寬×高為4600 mm×3800 mm)，并及時進行錨桿(索)高預應力及時支護，如圖4所示。頂幫采用直徑22 mm、長2600 mm的500號螺紋鋼筋，采用1支MSK2335和1支MSZ2360錨固劑加長錨固，錨桿垂直巷道表面施工，配規(guī)格為150 mm×150 mm×10 mm的拱型高強度托盤及調(diào)心球墊和減阻尼龍墊圈；錨桿間距為850 mm，排距為800 mm，每排布置13根錨桿，預緊扭矩為400 N·m。錨索采用直徑Φ21.8 mm、1×19股預應力鋼絞線，頂錨索長度7.3 m，幫錨索長度5.3 m。采用1支MSK2335和2支MSZ2360錨固劑加長錨固。錨索托盤采用300 mm×300 mm×16 mm高強度拱形可調(diào)心托盤及配套鎖具，每排共布置7根錨索，其中頂板布置5根，兩幫各布置1根，錨索間距為1275 mm和1700 mm，排距為800 mm，頂板錨索布置在兩排錨桿中間位置，幫錨索距巷道底板870 mm，錨索初始張拉力250 kN。護表構件采用Φ6.5 mm鋼筋網(wǎng)護頂，采用菱形金屬網(wǎng)護幫。

圖4 回風大巷加固方案(mm)Fig.4 Reinforcement scheme for the return air roadway

為了更好的控制回風大巷底板變形，對底板采用錨索加強支護，底板錨索采用直徑Φ21.8 mm、長5300 mm的中空注漿錨索，錨索間距1200 mm，排距800 mm，底板錨索鉆孔直徑56 mm，垂直底板施工，孔深全部5000±50 mm，成孔后插入錨索并灌注水泥砂漿，灌注長度1500 mm，底板鋪設Φ6.5 mm編織焊接鋼筋網(wǎng)，等待7 d左右待水泥砂漿固結強度滿足要求后進行高壓注漿，注漿完成后及時張拉預緊，錨索初始預緊力180～250 kN。

3.3 注漿加固方案設計

注漿加固設計方案如圖5所示。注漿孔直徑為30 mm，每排布置12個注漿鉆孔，鉆孔排距2000 mm，幫頂注漿孔間距為1200 mm，孔深7000 mm，底板注漿鉆孔間距1300 mm，孔深5000 mm，巷道頂板、兩幫以及底板注漿孔呈三花交叉布置。注漿材料采用水泥漿，水灰比為0.6∶1，局部破碎嚴重導致漏漿突出的區(qū)域采用水泥-水玻璃雙液漿，水玻璃濃度48～55°Bé，模數(shù)為2.8～3.2，水泥漿和水玻璃的體積比1∶0.4～1∶0.6，注漿壓力為4～6 MPa，封孔材料采用棉紗蘸取水泥漿。出現(xiàn)局部漏漿時采取相應措施，堵漏后復注，漏漿嚴重導致停注的區(qū)域采用深淺孔結合的方式注漿，首先采用注漿錨桿對淺部圍巖進行注漿，淺部圍巖漿液凝固后重新打孔注漿。底板注漿施工完畢后，對巷道底板進行C20混凝土硬化，硬化后底板厚度300 mm。

圖5 回風大巷注漿加固方案(mm)Fig.5 Grouting reinforcement scheme for the return air roadway

4 工程應用

4.1 試驗巷道及監(jiān)測點布置

依據(jù)上述方案設計，在試驗段巷道開展全斷面注漿加固與高預應力錨桿支護，試驗完成后通過現(xiàn)場檢測試驗效果，采用內(nèi)因與外因兩種手段檢測試驗效果。內(nèi)因是通過鉆孔成像設備觀測試驗段注漿前后鉆孔圍巖裂隙分布情況，觀測點為ZC1與ZC2，外因是觀測巷道表面位移變化數(shù)據(jù)，測點為BX1與BX2，檢驗巷道支護與加固效果。試驗巷道及監(jiān)測點布置如圖6所示。

圖6 試驗巷道及監(jiān)測點布置Fig.6 Layout of the monitoring points and test roadway

4.2 巷道支護效果

在試驗段內(nèi)間隔100 m布置2個表面位移觀測點，結合巷道圍巖表面位移觀測，分析巷道支護效果。巷道圍巖表面變形曲線如圖7所示，在監(jiān)測近70 d后，巷道圍巖變形基本趨于穩(wěn)定，測站1在支護2 d后，巷道頂?shù)装遄冃嗡俾首畲鬄?2.3 mm/d，兩幫內(nèi)擠變形速率最大8.3 mm/d，在支護后11 d，測站1巷道圍巖變形速率明顯減小，在35 d左右，巷道整體變形量逐漸趨于穩(wěn)定，在觀測期內(nèi)，測站1頂?shù)装遄畲笞冃瘟?9.8 mm，兩幫最大移近量63.6 mm。測站2巷道變形規(guī)律與測站1基本一致，在支護后的第2 d圍巖變形速率達到最大，頂?shù)装遄畲笞冃嗡俾? mm/d，兩幫最大變形速率5.4 mm/d，在巷道支護后的第9 d巷道圍巖變形速率明顯減小，在觀測31 d后圍巖變形逐漸趨于穩(wěn)定，頂?shù)装遄畲笞冃瘟?7.1 mm，兩幫最大變形量55.3 mm。巷道兩幫基本呈現(xiàn)對稱變形，頂?shù)装遄冃沃饕憩F(xiàn)為底鼓，當?shù)装鍧仓炷梁?，底板巖體穩(wěn)定性進一步加強，基本沒有發(fā)生變形。

圖7 巷道圍巖表面變形曲線Fig.7 Surface deformation curve of the roadway surrounding rock

4.3 注漿加固效果測試

在硯北煤礦二水平回風大巷試驗段中間區(qū)域150 m附近設置一個測試點，注漿前和注漿后各施工一個巷幫測試孔，鉆孔深度10 m，采用鉆孔成像設備測試裂隙充填效果及圍巖完整性，巷道圍巖注漿加固效果如圖8所示。

圖8 巷道圍巖注漿加固效果Fig.8 Grouting reinforcement effect of the roadway surrounding rock

由圖8(a)可知，注漿前巷道煤體破碎、裂隙發(fā)育較為突出，整體由淺入深呈遞減趨勢，在2.5 m范圍內(nèi)破碎較為突出，尤其是在距孔口0.5 m范圍內(nèi)最為突出，局部出現(xiàn)塌孔現(xiàn)象，在距孔口1.8～2.4 m附近鉆孔成型效果差，鉆孔圍巖裂隙發(fā)育程度高，再向深度延伸裂隙發(fā)育減少，距孔口5.6 m以及9.5 m附近出現(xiàn)了一定程度的裂隙發(fā)育，鉆孔成型效果差。主要是由于二水平回風大巷長期受動壓及上覆巖層重力影響，巷幫煤體松軟破碎，煤體穩(wěn)定性差。

由圖8(b)可知，注漿后水泥漿液與巷幫煤體裂隙、節(jié)理以及破碎區(qū)充分膠結，提高了煤體力學性質(zhì)與完整性，鉆孔圍巖裂隙發(fā)育明顯減少，鉆孔成孔效果顯著提高，局部區(qū)域出現(xiàn)一定的環(huán)向裂隙，但裂隙發(fā)育尺度及分布范圍明顯減小，漿液對圍巖裂隙充填與加固效果好，在巷道周邊形成了較好的承載結構，巷道圍巖穩(wěn)定性及完成性顯著增強。因此，試驗段巷道圍巖采用高預應力錨桿支護及全斷面高壓注漿加固后，達到了較好的支護效果，有效控制了特厚煤層大巷圍巖變形。

5 結 論

1)依據(jù)硯北煤礦地質(zhì)力學測試分析，揭示了巷道變形破壞特征及機理，提出巷道圍巖地應力高、初期支護強度低以及動壓影響是導致巷道出現(xiàn)變形破壞的主要影響因素。

2)針對煤層大巷變形破壞特征，提出了以高預應力支護與全斷面注漿加固為主的巷道圍巖變形控制思路，制定了巷道錨桿支護與全斷面注漿加固方案，通過內(nèi)錨外注相結合的方式，形成錨注加固體，提高巷道圍巖穩(wěn)定性與抗變形能力。

3)工業(yè)試驗表明，巷道修復加固后35 d左右變形量即趨于穩(wěn)定，兩幫最大位移量63.5 mm，頂?shù)装遄畲笠平?9.8 mm，巷道圍巖裂隙明顯減少，完整性顯著提高。因此，高預應力錨桿支護與全斷面注漿加固可以有效控制巷道圍巖變形。