二次動壓巷道變形機理與控制技術研究

謝 俊

(山西潞安環保能源開發股份有限公司五陽煤礦，山西 長治046000)

對于高瓦斯礦井，瓦斯抽采巷受開挖及鄰近開采煤層動壓影響極易發生大變形，較難控制，嚴重影響瓦斯抽放效果，阻礙煤礦安全生產。針對這一難題，許多學者進行了大量研究，且一種既經濟又實用的承受二次動壓巷道加固方案成為研究的重點。針對采動巷道底鼓問題，柏建彪等［1］通過理論分析、現場鉆孔探視等方法研究了采動巷道底板變形破壞特征及底鼓機理，提出了采動巷道優化布置及全長水力膨脹錨桿加固底板的底鼓治理方案;常聚才等［2］通過對深部軟巖巷道底鼓問題的理論及實測分析，提出了超挖錨注回填技術，并取得了良好工程效果;神文龍、柏建彪等［3］通過現場調研、理論計算的方法分析了泥質底板動壓巷道底鼓機理及破壞特征，并提出了底板承壓支護系統;許海濤、李昊等［4］通過對瓦斯尾巷底鼓量較大的問題，分析研究了巷道底板變形機理及底鼓量構成，為后續治理工程提供理論依據;宣建軍等［5］通過分析影響頂板高抽巷掘進速度的主要因素，提出了以技術裝備為關鍵的快速掘進技術，并優化了動壓巷道支護方案;周旭明［6］提出了高抽巷錨梁網支護方案，通過數值模擬確定了動壓巷道支護參數，并得到推廣應用。現針對五陽煤礦高位瓦斯抽采巷大變形的難題，通過對該巷道受開挖及采動影響無支護狀態下圍巖變形機理分析，在原有支護的基礎上，提出了采用兩幫加固+底板高預應力管縫式讓壓錨桿補強的巷道變形治理方案，并取得了顯著應用效果。

1 工程概況

五陽煤礦是一座高瓦斯現代化礦井，目前主采3#煤層，為有效抽放采空區瓦斯，現采用布置高位瓦斯抽采巷抽采瓦斯;該巷距離3#煤層垂距35 m，距回風巷平距40 m，端頭斷面距切眼60 m，斷面尺寸2.6 m×2.6 m;近3#煤層100 m 范圍內，頂板均為砂質泥巖，夾雜部分砂巖，平均抗壓強度75.3 MPa，屬于堅硬型頂板;3#煤層導水裂隙帶最大發育高度90 m，且穿過瓦斯抽采巷布置層位，易造成巷道底板離層，破壞瓦斯抽放管路;同時受開挖及3#煤層開采的二次采動影響，瓦斯抽采巷頂底板移近量高達574 mm，具有明顯動壓巷道特征，給巷道支護帶來較大困難，從而嚴重影響工作面瓦斯抽采效果。

2 動壓巷道破壞變形機理

為有效解決該動壓巷道圍巖變形較大的難題，現通過UDEC4.0 軟件分析了該動壓巷道原巖應力狀態下變形特征，并結合二次應力下工作面裂隙發育特點初步確定了巷道變形機理，為巷道加固支護提供了理論依據。

2.1 采動影響下3#煤層裂隙發育特征

通過RFPA2D 數值模擬軟件研究了3#煤層采動下上覆巖層裂隙發育特點，結果表明:隨工作面推進裂隙不斷向上發育;當采場推進20 ～80 m 時，頂板裂隙緩慢向上發育且最大發育高度為20 m 左右;當采場推進80 ～130 m 時，頂板裂隙急劇增加，且在90 m左右處，裂隙發育高度達到動壓巷道布置層位，此時嚴重影響巷道支護效果，需進行加強支護;當采場推進130 m 以后，頂板裂隙高度最大為90 m，并趨于穩定。受裂隙影響，巷道底板易發生離層，巖體整體強度降低，在水平應力的作用下易形成撓曲褶皺型底鼓［7-10］。3#煤采動后覆巖裂隙高度隨工作面推進距離變化曲線如圖1 所示。

2.2 動壓巷道圍巖巖性分析

受二次動壓影響巷道老頂為粗砂巖，底板為砂質泥巖，破壞前平均抗壓強度75.3 MPa，較為堅硬，因此巷道自承能力較強，能夠局部控制圍巖變形。

圖1 3#煤采動下覆巖裂隙發育高度變化曲線Fig.1 The curves of overburden strata fissure developing height under 3# mining influence

2.3 動壓巷道采動破壞數值模擬

現采用UDEC4.0 軟件對該動壓巷道受3#煤層采動影響下的斷面閉合率及頂底板、兩幫變形率進行分析研究，從而確定巷道加固方案。

2.3.1 數值模型的建立

3#煤層厚度6.1 m，直接頂為砂泥巖互層，老頂為粗砂巖，底板為泥巖與砂質泥巖，垂距35 m 處為動壓巷道。動壓巷道斷面尺寸為2.6 m ×2.6 m，側面采用水平位移約束，距離模型邊界100 m;底面采用豎直位移約束;頂部為自由面;并施加10 MPa 的均布載荷，以簡化400 m 左右的無巖心巖層。現取該動壓巷道距離切眼60 m 處一界面作為模擬斷面，且巷道周圍圍巖加密處理。動壓巷道力學模型如圖2 所示。

圖2 動壓巷道力學模型圖Fig.2 Mechanical model of dynamic pressure roadway

2.3.2 數值模擬力學參數

為規避邊界效應的影響，動壓巷道掘進邊界距離切眼40 m，即邊界保護煤柱為40 m;為研究該巷道原巖應力下的采動影響破壞過程，現依次研究工作面推進距離為20、40、60、80、100、120 m 情況下斷面的閉合率及表面位移變化率;其中推進距離為60 m 時，動壓巷道選取監測斷面位于采煤工作面正上方;推進距離為80、100、120 m 時，動壓巷道位于采空區上方。煤巖力學模擬參數如表1 所示。

表1 煤巖力學模擬參數Table 1 Mechanical simulation parameters of coal and rock

2.3.3 數值模擬結果分析

在無支護狀態下，隨工作面的推進，監測部位巷道頂底板變化率、兩幫變化率及斷面閉合率如圖3 所示。

圖3 巷道表面參數變化率Fig.3 Roadway surface parameter change rate

圖3 表明:隨工作面推進，該動壓巷道斷面變化率逐漸增大，當巷道位于工作面前方20 ～40 m 時，頂底板及兩幫變化率分別為1.096%及0.789%，斷面閉合率為1.885%，巷道基本不發生變形;當工作面推進40 ～80 m 時，巷道表面發生較小變形，原傳統支護基本滿足要求;當推進距離為80 ～120 m 時，巷道抽采采空區瓦斯，巷道表面急劇發生變形，頂底板平均變形率為前期的47.51 倍，兩幫收斂率為前期的3.39 倍，且兩幫變形量僅為頂底板變形量的1/14;同時最大底鼓量達到2.15 m，因此底鼓是引起巷道變形的最主要因素。

結合以上分析，動壓巷道破壞變形機理為:隨工作面的不斷推進，3#煤層上覆巖層裂隙不斷發育，當裂隙發育高度達到巷道布置層位時巷道圍巖整體受二次擾動影響，應力區發生變化，圍巖自承能力顯著降低，從而巷道斷面閉合率不斷增加;同時底板發生離層較為嚴重，巖層主動抗力減弱，在水平應力的作用下，發生褶曲變形，且變形量較大，進而形成撓曲褶皺型底鼓。

3 動壓巷道支護參數優化

為有效控制采動影響下巷道圍巖變形，現采用巷幫加固+底板高預應力讓壓錨桿補強的加固方案對底鼓進行治理。

3.1 支護參數優化方案

采動前巷道支護參數:頂板采用桿體為22#左旋無縱筋螺紋鋼筋錨桿，長度2.4 m，間距1.1 m，排距1.2 m，每排3 根，垂直于巖層施工;且錨固力不小于80 kN，預緊力不小于300 N·m，加長樹脂錨固;錨固劑規格MSK2335 和MSZ2360，錨固長度1 300 mm，鉆孔直徑30 mm。巷幫選用φ45 mm，長度1 700 mm 的管縫錨桿進行支護，間距1.2 m，排距1.2 m，每排2根。

加固優化方案:在原支護方案的基礎上，確定采用φ45 mm，長度2 200 mm 的高預應力管縫式讓壓錨桿對底板及兩幫進行加固補強支護。底板錨桿間排距800 mm×1 200 mm，每排布置4 根，從巷幫向中間錨桿與底板夾角分別呈45°，25°;兩幫進行錨桿補強，布置于距頂板100 mm 處，排距2.4 m，與水平方向成45°夾角打入，控制頂板下沉。

3.2 支護效果模擬分析

根據支護效果模擬分析得出受采動影響下原支護方案最大頂底板相對移近量為574 mm，采取加固方案后最大頂底板位移量僅是原支護方案的32.3%，頂底板幾乎同步下沉，基本達到控制圍巖變形的目的，保證了動壓巷道安全高效抽放瓦斯。

4 現場試驗

在采用兩幫加固+底板高預應力管縫式讓壓錨桿補強方案后，在工作面推進距離為85 m 時，受二次動壓影響巷道距切眼60 m 處斷面最大頂底板、兩幫相對移近量及斷面閉合率與原支護對比如圖4 所示。

由圖4 可以分析出在該動壓巷道有效抽采瓦斯期間，對巷道采用兩幫加固+底板高預應力管縫式讓壓錨桿補強方案后，底鼓量僅為198 mm，是原有底鼓量的34.2%;頂板及兩幫移近量分別降低了58.5%和60.7%，有效控制了巷道圍巖變形，提高瓦斯抽采斷面利用率，解決了瓦斯抽采設備破壞的難題，保證了該動壓巷道對瓦斯的安全高效抽采。

5 結 論

(1)通過模擬分析了受采動影響下瓦斯抽采動壓巷道圍巖變形破壞特征，結合3#煤層裂隙發育特點研究了巷道破壞變形機理，并提出了采用兩幫加固+底板高預應力管縫式讓壓錨桿補強的治理方案，現場實測數據表明:采用該方案后底鼓量僅為原有底鼓量的34.2%，能夠有效控制巷道圍巖變形。

(2)優化了原有支護參數，解決了該礦因圍巖變形較大，嚴重破壞瓦斯抽采設備，進而影響瓦斯抽采效果的難題，并取得了良好的經濟效益，為類似地質條件下的工程施工提供技術借鑒。

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