補連塔礦回采巷道破壞特征與支護參數優化

唐青豹，楊 剛，張 琪，喬博陽

（中國礦業大學（北京）資源與安全工程學院，北京 100083）

巷道支護參數優化的關鍵問題是煤炭開采過程中出現的巷道圍巖變形破壞問題[1]。對于巷道圍巖變形破壞問題，我國許多專家學者通過現場試驗、數值模擬計算、相似模擬實驗等多種方法和手段開展了系統的研究[2-9]。針對巷道圍巖受采動影響破壞問題，牛雙建等[10]采用相似材料模擬方法對深井巷道無支護的巷道松動圈內外圍巖主應力差的演化規律進行了分析，并對圍巖破壞機制進行了探討；趙志強等[11]，根據巷道圍巖蝶形塑性區理論，分析了回采巷道采動應力場的非均勻演化規律及其作用下的塑性區形態特征；李元鑫等[12]采用模型試驗和數值模擬方法研究了在不同方向的主應力作用下，直墻拱形隧道的圍巖損傷破壞規律；李永恩等[13]針對紅慶梁礦雙巷布置采動影響下圍巖失穩問題，通過數值模擬對采動影響下主應力差值分布特征及巷道圍巖塑性區特征進行了研究;余偉健等[14]針對巷道圍巖破壞機理及其控制，通過理論推導得出圍巖偏應力場的解析解，對偏應力場下巷道圍巖破壞問題提出相應的控制原則與關鍵技術；何富連[15]等為解決厚煤層大斷面切眼支護難題，通過對巷道圍巖主應力分析得出了巷道圍巖主應力分布規律，提出高強、高預緊力錨帶網和雙桁架錨索聯合控制技術。

在目前對于巷道圍巖破壞的研究中，多數集中于應力分布演化規律研究，為此對于補連塔回采巷道片幫問題，采用現場探測及數值模擬方法，通過分析采動影響下主應力大小及方向偏轉問題來分析巷道圍巖破壞特征，對巷道支護參數進行優化。

1 工程背景

補連塔煤礦位于內蒙古自治區鄂爾多斯市，是神華集團神東分公司煤礦之一。礦井為平硐-斜井開拓，礦井的實際生產能力可達到8.0 Mt/a。井田含煤地層為中、下侏羅統延安組，共含 1#、2#、3#、4#、5#5個煤組，其中2-2煤層為主要可采煤層之一，位于延安組中巖段的頂部，該煤層全區發育，結構簡單，僅在底部（局部頂部）含有1～2層矸，煤層厚5.91～7.89 m，平均6.75 m，距其下部4#煤層30 m左右。2-2煤層厚度大，變化小，屬穩定煤層。

2-2煤層工作面采用雙巷布置，其中22303工作面寬300 m，推進長度5 220 m，22303工作面毗鄰22302工作面，在22302工作面推進完成后進行回采。22303回風巷道為主要研究巷道，巷道斷面形狀為矩形，寬5.4 m，高3.6 m；巷道直接頂為煤層，厚度約3.4 m，直接底為泥巖，厚度約0.85 m。

22303回采巷道由于受22302工作面回采時一次采動影響及22303工作面回采時二次采動影響，共受2次采動影響。受2次采動影響后，巷道圍巖主應力偏轉，從而導致巷道圍巖兩幫片幫嚴重，頂底板變形較小。22303回采巷道進行的表面位移觀測結果顯示：巷道片幫嚴重，其中該巷標志1 550 m處煤柱幫片幫較嚴重，片落厚度約為30~70 cm；煤壁幫中間鼓出，鼓出量不大，頂板略有下沉，約5 cm左右，底板較完整。

2 巷道圍巖結構探測

為了掌握22303回風巷道圍巖破壞情況，對22303回風巷道進行頂板窺視、松動圈測試以及取巖心實驗。

2.1 巷道頂板窺視

巷道頂板窺視結果顯示，頂煤較厚，厚度在2.02~3.77 m之間。除69聯巷處細粒砂巖中夾有1層1.04 m厚的砂質泥巖，其他測點頂煤上方均為細粒砂巖，巷道頂板巖性單一無變化，頂板巖層結合較為簡單，且聯巷頂板裂隙較少。

2.2 巖心實驗

為了了解22303回風巷道頂板巖層分布特征，獲取頂板圍巖的巖石力學參數，在該巷道進行取心實驗。

通過取心可知，22303回風巷道巖層分布差別變化不大，從下到上依次為頂煤、砂質泥巖、粉砂巖、細粒砂巖、中粒砂巖和細粒砂巖，其中頂煤厚2.2 m。從取心結果看，頂板上方第9~10 m的采取率最大，為98%；2~4 m、4~6 m和9~12 m巖石采取的完整性較好，頂板巖性力學參數強度較高。在實驗室對取心巖樣進行力學實驗，獲得的巖樣的巖石力學參數見表1。

表1 補連塔礦巖石力學參數測定表

2.3 松動圈測試

為了詳細了解22303回風巷道受二次采動影響時巷道兩幫圍巖破壞情況，在工作面前方進行松動圈測試，根據測試結果，得到的松動圈測孔聲波傳播速度圖如圖1。

由圖1（a）煤壁幫測孔聲波折線圖可知，以距工作面30 m處煤壁幫幫測孔為例，距離孔口1.2 m左右范圍內，測試聲波波速較小且平穩，表明該測點處距巷道表面0～1.2 m處圍巖破碎嚴重，圍巖處于塑性狀態，而距孔口1.2 m之后，波速呈臺階式急速增長，隨之波速保持平穩狀態，巷道圍巖進入彈性狀態。其他各處測孔波速呈現相似的規律。總體來講，距巷道表面距離越小，受采動影響越大，圍巖較破碎。

在二次采動影響階段，煤壁幫松動圈大于煤柱幫，煤壁幫松動圈在1.3~1.5 m，平均值1.4 m；煤柱幫松動圈在1.1~1.2 m，平均值1.1 m。從測試結果可知，在工作面前方50 m的時候，煤柱幫、煤壁幫松動圈達到最大值，分別為1.5 m與1.2 m。說明在工作面前方50 m的時候壓力最大，破壞最嚴重。

通過現場實測可知，22303回采巷道受二次采動影響時松動圈為中松動圈和大松動圈，該巷道受采動影響后巷道兩幫的松動范圍隨距離工作面的距離的縮小而逐漸增大，巷道受二次采動影響時在工作面前方50 m處煤柱幫、煤壁幫松動圈達到最大值，分別為1.5 m與1.2 m。

3 巷道圍巖應力與破壞特征

針對22303回采巷道受采動影響兩幫變形大問題，通過研究巷道圍巖應力狀態，對巷道圍巖破壞特征進行分析，為巷道圍巖控制提供理論依據。

3.1 模型的建立

以補連塔2-2煤地質條件為基礎，建立數值計算模型，工作面開采模型設計長400 m，寬700 m，高100 m。初始鉛直應力為煤層頂板上覆巖層載荷4.37 MPa，水平應力參照補連塔礦其他煤層的地應力水平，側壓系數取1.5。邊界條件：上覆巖層按均勻載荷施加在模型的上部邊界，四周與底部固定位移邊界。受采動巷道模型取巷道高度的4~8倍，設計模型寬50 m，長0.5 m，高50 m。根據補連塔礦2-2煤物理力學參數進行賦計算，模型煤巖層物理力學參數見表2，本構關系采用摩爾-庫倫本構模型。

表2 模型各巖層物理力學參數

模擬方案：模型建好后，共進行2次模擬計算。首先在工作面開挖模型中對2次采動影響進行模擬計算，提取巷道位置主應力及主應力方向，對其進行分析；其次在巷道開挖模型中對巷道圍巖受2次采動影響進行模擬計算，模擬計算時，對巷道開挖模型施加一次采動影響時工作面后方最大應力值以及二次采動影響時工作面前方應力增大區適當應力值。

3.2 巷道圍巖主應力分析

巷道圍巖主應力分布如圖2。由圖2（a）主應力曲線可知，巷道受一次采動時，主應力在工作面后方220 m處達最大值，因此，巷道在工作面后方220 m處受一次采動影響最大；受工作面二次采動影響時，由于工作面后方巷道隨工作面推進垮落，因此，對工作面前方巷道圍巖破壞進行分析，由圖2（b）可知，在工作面前方0～120 m范圍內，應力處于增大區。

圖2 巷道圍巖主應力分布圖

二次采動影響時工作面前方20 m處主應力云圖如圖3，從圖3可知，隨著距采空區邊緣距離的增加，主應力值不斷減小，巷道位置處最大主應力與最小主應力比值為1.5，應力差值較大。根據模型中提取到的巷道位置處主應力法向量，主應力方向發生偏轉，兩主應力方向如圖4。

3.3 巷道圍巖破壞形態分析

通過以上分析，結合煤礦實際情況，在對巷道開挖模型模擬受采動影響計算時，在模擬巷道受一次采動影響時，對巷道圍巖施加22302工作面開挖后工作面后方220 m處主應力值及主應力方向，模擬巷道受二次采動影響時，對巷道圍巖施加22303工作面開挖完成后工作面前方20 m處主應力值及主應力方向。

圖4 主應力方向圖

在工作面回采影響下的巷道圍巖破壞特征如圖5，其中圖5（a）為受一次采動影響下巷道圍巖破壞形態，5（b）為受二次采動影響下巷道圍巖破壞形態。從圖中可以看出，工作面受一次采動影響時，巷道圍巖破壞較小，其中巷道頂板破壞范圍較小，僅在巷道靠近煤壁幫位置處破壞深度稍大，最大破壞深度為0.75 m，底板較完整，兩幫最大破壞深度為0.625 m。相比于受一次采動影響巷道圍巖破壞，受二次采動影響時，底板較完整，頂板及兩幫破壞范圍增大。其中在巷道中心處，頂板破壞深度達到最大，為1 m；巷道兩幫破壞范圍較一次采動影響時增加較大，破壞深度達到1.4 m。

4 支護參數優化與試驗

4.1 支護參數優化

4.1.1 頂板支護參數優化

圖5 巷道圍巖破壞形態圖

優化后頂板錨桿采用φ18 mm×2 100 mm A3圓鋼錨桿，間排距為1 100×1 000 mm，錨索采用φ15.24 mm×6 500 mm 錨索，間排距 3 000 mm×2 000 mm。相比于原支護方案，減少了鋼帶支護，錨桿由直徑20 mm螺紋鋼錨桿改為直徑18 mm A3圓鋼錨桿，錨桿間距增加200 mm，排距增加100 mm，錨索則由直徑17.8 mm改為15.24 mm，錨索間距增加500 mm，排距增加200 mm。

4.1.2 兩幫支護參數優化

優化后支護方案中煤壁幫采用φ18 mm×2 100 mm玻璃鋼錨桿，間排距1 000 mm×1 000 mm，矩形布置，4根/m，使用塑料網格；煤柱幫錨桿采用18 mm×2 100 mm A3圓鋼錨桿，間排距1 200 mm×1 000 mm，矩形布置，4根/m，使用金屬網格，錨索為φ18 mm×2 100 mm錨索，矩形布置，2根/m。相比于原支護方案，兩幫各增加1根錨桿。

4.2 現場試驗

為了對應用優化后支護參數進行支護的巷道支護質量進行評價，在22303回風巷道試驗段進行深基點位移監測，測站布置在工作面前方75聯巷、74聯巷、72聯巷、71聯巷處，監測巷道深部位移變化。

通過對工作面采動期間巷道深部位移監測，繪制位移曲線圖（圖6）。在觀測期間內，22303工作面剛開始回采，回采巷道礦壓顯現不明顯，22303回風巷道內儀器所測深基點數據變化不大，由圖6中深基點數據可知，巷道頂板離層量變化發生在工作面前方，當工作面推進到測點位置時，巷道頂板巖層離層量變化基本趨于穩定，且巷道頂板離層量最大為18.5 mm。由深基點位移監測可知，巷道圍巖破壞范圍在支護范圍之內，優化后支護參數可以有效控制巷道圍巖變形，支護較合理。

圖6 深基點位移曲線

5 結論

1）由頂板窺視，松動圈測試及取巖心實驗可知，22303回采巷道受二次采動影響時頂底板破壞較小，而巷道兩幫的松動圈范圍則隨距離工作面的距離的縮小而逐漸增大，在工作面前方50 m處，煤柱幫、煤壁幫松動圈達到最大值，分別為1.5 m與1.2 m。

2）通過數值模擬研究，一次采動影響時，主應力峰值在工作面后方220 m處；二次采動影響時，工作面前方0～120 m范圍內處于應力增大區，且采動影響下，主應力方向發生偏轉。受一次、二次采動影響時，巷道圍巖頂底破壞范圍均較小；受二次采動影響時，巷道兩幫圍巖相比于受一次采動影響時破壞深度由0.625 m增大到1.4 m。

3）優化后支護采用錨桿（索）網支護，在原頂板支護參數中去掉鋼帶支護，錨桿由原來的螺紋鋼錨桿改用A3圓鋼錨桿，增加錨桿的間排距，錨索則由直徑17.8 mm減小為15.24 mm，增加其間排距。原巷道兩幫支護參數中，在巷道兩幫各增加1根錨桿，錨索數量不變。通過現場試驗研究，優化后支護可以有效的控制巷道圍巖變形，節約支護成本，提高掘進效率。