楊亞威，翟英達

(太原理工大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，山西 太原 030024)

綜合機械化放頂煤開采方法已廣泛地應(yīng)用于我國厚煤層的地下開采[1-2]。綜放開采條件下，超前支承壓力對巷道圍巖穩(wěn)定性的影響顯著[3-7]，易導(dǎo)致巷道發(fā)生大變形和支護失效，尤其是工作面停采后，回采巷道圍巖易失穩(wěn)且破壞程度嚴(yán)重，出現(xiàn)液壓支架等設(shè)備無法安全撤出的問題。以往面對此類問題時，多采取措施對回采巷道進行修復(fù)[8-10]，這樣不但會耗費大量的財力、物力，同時也會使現(xiàn)場工作人員在修復(fù)巷道過程中面臨較大的安全風(fēng)險。

目前，針對高應(yīng)力煤巷的圍巖控制問題，國內(nèi)外學(xué)者進行了相關(guān)研究并取得了一系列成果。毛懷昆等[11]研究了深井高應(yīng)力巷道圍巖錨注加固支護技術(shù)，通過模擬給出了錨桿的最佳參數(shù)和漿液的最佳配比；耿繼業(yè)等[12]探究了不同地應(yīng)力、側(cè)壓系數(shù)對巷道穩(wěn)定性的影響特征，并提出了微梯形斷面巷道支護設(shè)計方案；張向東等[13]基于對煤巷地質(zhì)環(huán)境與變形機制的分析，提出了錨網(wǎng)索帶注耦合支護方案，利用該技術(shù)對采動影響下的大跨度煤巷支護的效果良好；王衛(wèi)軍等[14-15]研究了錨索在厚層軟弱頂板煤巷中經(jīng)常發(fā)生的大面積支護失效的機理，提出了基于厚層軟弱直接頂?shù)腻^索參數(shù)設(shè)計新方法。

以上研究多是針對矩形或梯形斷面條件下圍巖的控制，且其巷道的服務(wù)期限較長。但煤峪口礦8712綜放工作面回撤補巷采用半圓拱形斷面，其工程應(yīng)用尚不夠普遍，且其服務(wù)期限預(yù)計不會超過 60 d，這是一種具有特殊背景的巷道支護，因此，筆者提出在終采線煤柱內(nèi)補掘一條工作面回撤專用通道，以8712綜放工作面安全回撤為工程背景，研究終采線煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力的變化規(guī)律，預(yù)測不同地應(yīng)力條件下“錨網(wǎng)噴”支護的效果，進而提出相應(yīng)的支護對策，通過現(xiàn)場應(yīng)用及圍巖位移監(jiān)測檢驗巷道支護方案的合理性，以期解決超前支承壓力影響下煤巷支護的難題，為類似地質(zhì)和開采技術(shù)條件下高應(yīng)力煤巷的支護提供參考實例和技術(shù)經(jīng)驗。對于提高礦井安全生產(chǎn)和經(jīng)濟效益具有重大意義。

1 工程條件分析

同煤集團煤峪口礦井田位于大同煤田東南翼的東北端，目前正在進行11-12#合并層煤層的采掘工作，煤層厚度為7.65～8.65 m，平均厚度為8.20 m，煤的堅固性系數(shù)為0.9～1.1。11-12#合并層8712工作面位于307盤區(qū)東部，平均埋深為540 m。北部緊鄰8710工作面(已采)，南部為8714工作面(已采)，東部與307盤區(qū)系統(tǒng)巷相連，西部為307盤區(qū)邊界保護煤柱。8712工作面屬于孤島工作面，其位置如圖1所示。直接頂以泥巖、砂質(zhì)泥巖為主，直接底主要為泥巖，根據(jù)實驗室測定的煤巖力學(xué)參數(shù)如表1所示。

圖1 8712工作面位置示意圖

表1 煤巖力學(xué)參數(shù)

8712工作面采用綜合機械化放頂煤一次采全高采煤法，工作面停采后，終采線煤柱兩側(cè)的軌道巷和運輸巷出現(xiàn)兩幫內(nèi)擠、頂板垮落、支護失效等現(xiàn)象，平均斷面收縮率達31.8%，巷道斷面已無法滿足工作面設(shè)備回撤的要求。若采取對兩側(cè)回采巷道進行返修的措施，則工程量大、費用高，且現(xiàn)場作業(yè)人員將面臨巨大的安全風(fēng)險，故提出在工作面中部對應(yīng)的軌道大巷內(nèi)開口，補掘一條貫穿終采線煤柱的專用撤退巷(文中統(tǒng)稱為補巷)的設(shè)計方案。

2 煤巷圍巖穩(wěn)定性特征模擬研究

2.1 數(shù)值計算模型

通過FLAC3D有限元數(shù)值模擬軟件[16]研究補巷圍巖應(yīng)力分布特征，根據(jù)8712工作面具體的地質(zhì)和開采技術(shù)條件，結(jié)合采場覆巖運移規(guī)律，設(shè)計模型的長×寬×高=400 m×200 m×100 m，工作面長度為150 m，推進長度為280 m。三維數(shù)值模型如圖2 所示。

圖2 三維數(shù)值模型

采用莫爾-庫侖彈塑性本構(gòu)模型，工作面和巷道的開挖采用空單元。由于工作面平均埋深為540 m，故需在模型上部邊界施加13.5 MPa的等效均布載荷；對模型四周邊界水平方向位移施加約束，底部為固定邊界，上部為自由邊界。模型各巖層的物理力學(xué)參數(shù)如表1所示。具體模擬步驟為：①對8712運輸巷和軌道巷開挖；②對8712工作面分步開挖，每推進 10 m 進行一次平衡計算，共進行28次開挖；③對煤柱中部補巷進行開挖、支護。

2.2 應(yīng)力分布特征

工作面回采結(jié)束后，煤柱中部沿補巷軸向的垂直應(yīng)力分布特征如圖3所示。根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果得到支承壓力的分區(qū)，如圖4所示。

圖3 煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布云圖

圖4 煤柱內(nèi)支承壓力的分區(qū)

工作面停采后，在基本頂懸臂梁的作用下，終采線煤柱內(nèi)支承壓力的變化規(guī)律如圖4中的曲線2所示。距煤壁0～6 m煤柱內(nèi)形成塑性破壞區(qū)(應(yīng)力降低區(qū))；距煤壁6～60 m煤柱內(nèi)為彈性區(qū)(應(yīng)力增高區(qū))，距煤壁約10 m處支承壓力達到峰值，約為35.0 MPa；距煤壁60～90 m煤柱內(nèi)為彈性區(qū)(原巖應(yīng)力區(qū))。

8712工作面回采期間，兩側(cè)回采巷道內(nèi)的礦壓監(jiān)測結(jié)果表明，超前工作面60～65 m區(qū)域巷道表面位移速度明顯增大，結(jié)合數(shù)值模擬研究結(jié)果，可確定超前支承壓力影響范圍為60 m。

2.3 巷道圍巖塑性破壞及變形規(guī)律分析

根據(jù)液壓支架等設(shè)備所需空間，設(shè)計補巷斷面形狀為直墻半圓拱形，巷寬為4.2 m，墻高為1.5 m，拱高為2.1 m。無支護條件下補巷圍巖的塑性區(qū)分布特征如圖5所示。

圖5 不同支承壓力下補巷圍巖塑性區(qū)分布特征

由圖5可知，補巷開挖后，不同應(yīng)力條件下圍巖的塑性破壞區(qū)分布存在很大差異：

1)應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，煤層在工作面回采結(jié)束后已全部發(fā)生塑性破壞，補巷開挖引起煤層上方巖層出現(xiàn)拉伸破壞區(qū)，并引起兩幫剪切破壞區(qū)向底板延伸。

2)應(yīng)力增高區(qū)內(nèi)，補巷開挖引起頂板和兩幫出現(xiàn)大面積剪切破壞區(qū)，底板發(fā)生拉伸破壞，頂板和底板圍巖的塑性破壞具有向深部延伸的趨勢。

3)原巖應(yīng)力區(qū)內(nèi)，補巷開挖引起頂板和兩幫圍巖發(fā)生較大范圍的剪切破壞，底板淺部巖體發(fā)生拉伸破壞。

整體而言，補巷圍巖的塑性破壞主要集中分布在頂板和兩幫。

3 煤巷支護方案及數(shù)值模擬研究

3.1 支護方案初設(shè)

8712工作面煤層的堅固性系數(shù)為0.9～1.1，為典型的松軟破碎煤層，巷道沿底板掘進，頂幫為圍巖控制的重點。根據(jù)該礦的實際情況并結(jié)合補巷圍巖的變形破壞特征，基于組合拱理論和懸吊理論，采用高強預(yù)應(yīng)力錨桿將巷道淺部破碎煤體錨固為一個整體，通過預(yù)應(yīng)力長錨索懸吊在上方堅硬巖層上，并通過高強護表構(gòu)件和噴層防止表面圍巖垮落。

錨網(wǎng)噴支護具體參數(shù)：頂板和兩幫采用規(guī)格為?20 mm×2 500 mm高強螺紋鋼錨桿，間排距為 700 mm×700 mm，錨桿預(yù)緊力矩為200～300 N·m(預(yù)緊力為52.6～78.9 kN)，錨固力不低于100 kN；錨索采用?17.8 mm×7 500 mm的預(yù)應(yīng)力鋼絞線，間排距為2 000 mm×1 400 mm，錨索預(yù)緊力不低于 100 kN，錨固力不低于250 kN；頂板和兩幫鋪滿由 ?6.5 mm 光圓鋼筋焊制的鋼筋網(wǎng)(網(wǎng)孔尺寸為 70 mm×70 mm)，頂幫噴射厚度不小于150 mm的C20混凝土噴層。錨網(wǎng)噴支護方案如圖6所示。

圖6 補巷支護初設(shè)方案

3.2 原支護方案支護效果評價

補巷采用上述支護方案開挖后圍巖塑性破壞及表面位移情況如圖7～8所示。

圖7 錨網(wǎng)噴支護后補巷圍巖塑性區(qū)分布特征

圖8 巷道表面位移

由圖7可知，采用錨網(wǎng)噴支護后：①應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，補巷開挖引起的頂幫圍巖剪切破壞范圍顯著減小，頂板無明顯的拉伸破壞區(qū)，底板塑性破壞區(qū)的延伸被有效地控制，圍巖控制效果明顯；②應(yīng)力增高區(qū)內(nèi)，頂板和兩幫圍巖的塑性破壞深度明顯減小，但兩幫塑性區(qū)進一步向下部底板延伸，引起兩幫和頂板持續(xù)下沉，圍巖控制效果較差；③原巖應(yīng)力區(qū)內(nèi)，補巷圍巖塑性破壞區(qū)顯著減小，圍巖控制效果良好。

由圖8可知，位于應(yīng)力降低區(qū)、原巖應(yīng)力區(qū)的補巷采用錨網(wǎng)噴支護后，巷道表面位移量均減小40%以上；位于應(yīng)力增高區(qū)的補巷采用錨網(wǎng)噴支護后，巷道表面位移量僅減小18%～21%，巷道表面變形仍較嚴(yán)重，頂板錨索最大受力達到240～380 kN，存在拉斷的可能性(?17.8 mm預(yù)應(yīng)力鋼絞線錨索破斷載荷為360 kN)。

綜上可知，初步設(shè)計的錨網(wǎng)噴支護不能保障應(yīng)力增高區(qū)內(nèi)補巷圍巖的穩(wěn)定。

4 高應(yīng)力煤巷圍巖控制方案與技術(shù)參數(shù)

4.1 圍巖控制思路

應(yīng)力增高區(qū)內(nèi)補巷采用錨網(wǎng)噴支護的效果較差，具體特征如下：

1)高地應(yīng)力作用明顯。垂直應(yīng)力峰值可達35 MPa，圍巖具有高應(yīng)力、大變形的特點，高地應(yīng)力是圍巖變形失穩(wěn)的主要誘因。

2)圍巖強度較低。巷道頂幫為松軟破碎的煤體，底板和兩幫支承能力不足，幫部煤體塑性破壞持續(xù)向下部底板延伸，引發(fā)頂板和兩幫整體下沉，頂板錨索存在拉斷的危險，幫部錨桿存在剪切破斷的危險，支護體系完整性難以保證。

3)底鼓嚴(yán)重。巷道開挖后，底板由三軸變?yōu)槎S應(yīng)力狀態(tài)，原有地應(yīng)力向兩側(cè)轉(zhuǎn)移，底板兩側(cè)煤巖體是頂板和兩幫承載的基礎(chǔ)，應(yīng)力集中導(dǎo)致該區(qū)域巖體破碎，引發(fā)頂板和兩幫淺部煤巖體整體下沉，底板出現(xiàn)嚴(yán)重的壓曲變形。

基于上述研究，并考慮成熟、合理的技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)，對應(yīng)力增高區(qū)內(nèi)補巷采用“錨網(wǎng)噴+注漿錨桿+讓壓錨索+底板切槽”聯(lián)合支護技術(shù)(簡稱“錨網(wǎng)注噴”聯(lián)合支護體系)。該支護技術(shù)原理如下：

1)為避免頂板錨索因超載而發(fā)生破斷失效，在錨索和托盤間安裝一個強度與錨索屈服極限相近的讓壓裝置，當(dāng)圍巖變形導(dǎo)致錨索承載力達到或接近其屈服極限時，讓壓裝置率先發(fā)生一定的變形，適度增大圍巖的變形空間，釋放部分高應(yīng)力，實現(xiàn)巷道支護系統(tǒng)的完好性。

2)在高強讓壓支護巷道頂板的同時，充分考慮巷幫對頂板的協(xié)同作用，將錨桿替換為短錨索避免錨桿剪切破斷，同樣安裝讓壓裝置提高頂幫支護的耦合性，注漿加固提高幫部煤巖體的強度、整體性，以及對頂板的支承能力，實現(xiàn)巷幫的穩(wěn)定。

3)底板兩側(cè)煤巖體是頂板和兩幫承載的基礎(chǔ)，通過注漿提高其承載能力，通過切槽為底板提供一定的變形空間，增大其吸收壓曲變形能的能力，實現(xiàn)底板的穩(wěn)固、平整。

4.2 具體支護參數(shù)

1)頂板支護：頂板采用?20 mm×2 500 mm的左旋無縱筋高強螺紋鋼錨桿，間排距為700 mm×700 mm，每排9根，錨桿預(yù)緊力矩200～300 N·m，錨固力不低于100 kN；頂錨索采用預(yù)應(yīng)力鋼絞線讓壓錨索配雙托盤支護，鋼絞線規(guī)格為?17.8 mm×7 500 mm，4根錨索沿巷道中心線對稱布置，間排距為2 000 mm×1 400 mm，靠近巷道中部的2根錨索垂直煤壁施工，外側(cè)的2根錨索向上傾斜15°～20°安裝，錨索預(yù)緊力不低于100 kN，錨固力不低于250 kN；頂板和兩幫鋪滿由?6.5 mm光圓鋼筋焊制的鋼筋網(wǎng)(網(wǎng)孔尺寸為70 mm×70 mm)。

2)兩幫支護：每幫布置2根?17.8 mm×4 300 mm的預(yù)應(yīng)力鋼絞線讓壓錨索，最下方的錨索距離底板300 mm，安裝俯角為30°，靠近巷幫中部的錨索沿水平方向垂直巷幫施工，間排距為900 mm×700 mm；每幫布置2根?22 mm×2 500 mm的高強中空注漿錨桿，靠近底板的錨桿向下傾斜30°施工，煤幫中部沿水平方向布置，間排距為700 mm×1 400 mm，采用425普通硅酸鹽水泥，加入8%水泥質(zhì)量的ACZ-1型添加劑，水灰比為1.0∶0.5，注漿壓力為2.0～4.0 MPa。

3)底板支護：巷道底板中部切槽，卸壓槽寬度×深度=0.6 m×1.5 m，距巷道中心線1 100 mm對稱布置2個中空注漿錨桿，間排距為2 000 mm×1 400 mm，向外側(cè)傾斜30°施工，漿液材料配比和注漿參數(shù)與幫部相同。錨網(wǎng)索支護施工完畢后，表面噴射厚度不小于150 mm的C20混凝土噴層。

補巷聯(lián)合支護方案如圖9所示。

(a)巷道支護斷面

5 現(xiàn)場應(yīng)用及效果分析

補巷開口段及進入終采線煤柱30 m內(nèi)采用錨網(wǎng)噴支護，對底板進行切槽；與終采線距離60 m區(qū)域內(nèi)采用“錨網(wǎng)注噴”聯(lián)合支護體系，采用十字位移法監(jiān)測巷道表面位移，測點布置如圖10所示。

圖10 巷道表面位移監(jiān)測站布置示意圖

補巷表面位移監(jiān)測結(jié)果如圖11所示。

(a)1#測點

由圖11可知，1#測點處巷道頂板和兩幫位移變形主要集中在成巷后的20 d內(nèi)。頂板下沉量最大為188 mm，兩幫移近量最大為131 mm，底板底鼓量最大為40 mm。整體而言，巷道表面位移量均在允許的范圍內(nèi)，可滿足工作面設(shè)備回撤的斷面要求。

2#測點處，巷道掘巷后的前10 d內(nèi)，頂板和兩幫的變形速率較大，之后漸緩并趨近于0。頂板讓壓裝置的壓縮量為20 mm左右，兩幫讓壓裝置的壓縮量為15 mm左右，最終頂板下沉量最大為231 mm，兩幫移近量最大為189 mm，底板底鼓量最大為 51 mm。整體而言，巷道表面位移量均在允許的范圍內(nèi)，可滿足工作面設(shè)備回撤的斷面要求。

6 結(jié)論

1)煤峪口礦8712綜放工作面超前支承壓力影響范圍為60 m，應(yīng)力增高區(qū)垂直應(yīng)力峰值達 35 MPa。無支護條件下補巷開挖主要引起頂板和兩幫圍巖的剪切破壞，頂板和兩幫為補巷支護的關(guān)鍵部位。

2)采用錨網(wǎng)噴支護能有效控制應(yīng)力降低區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)內(nèi)補巷圍巖的失穩(wěn)變形，但應(yīng)力增高區(qū)內(nèi)錨網(wǎng)噴支護難以有效控制巷道圍巖的失穩(wěn)破壞。

3)提出在應(yīng)力增高區(qū)內(nèi)采用“錨網(wǎng)噴+注漿錨桿+讓壓錨索+底板切槽”聯(lián)合支護技術(shù)，現(xiàn)場應(yīng)用情況及礦壓監(jiān)測結(jié)果表明，錨網(wǎng)噴支護有效地控制了原巖應(yīng)力區(qū)內(nèi)補巷圍巖的位移，“錨網(wǎng)注噴”聯(lián)合支護體系成功地解決了應(yīng)力增高區(qū)內(nèi)補巷支護體系失效、巷道表面變形嚴(yán)重的問題，大大提高了施工安全性，取得了良好的經(jīng)濟效益和社會效益。