近距離下層煤應力集中區巷道分時散壓支護技術研究

米萬升，史鵬翔

(1.中鐵十七局集團有限公司 技術中心，山西 太原 030000；2.冀中能源邯礦集團有限公司 云駕嶺礦，河北 邯鄲 056000)

我國華北地區煤層埋藏地質條件復雜、埋深較大，多以井工開采為主。對于近距離多層可采煤層而言，煤層間開采的相互影響已成為制約巷道安全支護的關鍵影響因素，常規錨桿(索)支護方式已不能完全適應復雜多變的地質和開采條件[1]。基于此，國內外學者對近距離煤層開采時受采動影響下的巷道布置與支護方式進行了深入研究[2]，陳蘇社、朱衛兵[3]等利用FLAC3D得出了下煤層巷道布置的圍巖應力分布特征，張百勝[4，5]等提出了將下煤層回采巷道布置在應力降低區和應力改變率較小區域的方法，并在現場實測中取得了較好應用效果。由此可見，解決煤層間開采動壓影響并設計適用的支護方式成為了關鍵所在。

以邯礦集團云駕嶺礦3#、4#煤層同時開采，4#煤層0409工作面回風巷道布置為工程背景。其中，3#、4#煤層埋深450～485m，層間距10～30m，3#煤層煤厚8m且部分已采空，4#煤層煤厚3.5m，平均傾角16°，直接頂為細砂巖和粉砂巖，老頂為細粒砂巖，底板為粉質砂巖或泥巖，受水影響較大；4#煤層整體為單斜構造，東西走向，南北傾斜。

1 3#煤層開采后應力重新分布規律

1.1 數值模擬

利用FLAC3D有限元分析軟件中的混合離散方法[2]進行數值計算；采用莫爾-庫倫屈服準則模擬復雜受力下4#煤層0409工作面回風巷的應力重新分布及3#煤層下方不同距離處圍巖受力狀態。

模型尺寸100m×48m×3.6m，共17280個單元，頂部施加均布載荷11.25MPa，左右邊界及下邊界固定約束。煤巖力學參數見表1。

表1 煤巖力學參數

應力重新分布情況如圖1所示，由圖1可知，3#煤層未采區下方接近工作面位置出現應力囊狀區域，該區域內應力較為集中，而采空區下方和工作面前方應力值較低；且根據圖1中各應力區域邊界等值線形態可知4#煤層未采區工作面前方局部圍巖存在明顯流變特性。

圖1 應力重新分布

由此可知，4#煤層0409工作面回采巷道中處于囊狀應力集中區的區段受力較大且復雜，根據該礦其它工作面巷道的支護經驗，采用原有支護體系極易造成錨桿(索)大面積斷裂，甚至引發局部冒頂事故，需結合該區段應力集中程度進行支護優化設計。

1.2 應力集中規律分析

為定量確定應力集中大小和其在回采方向上的影響范圍，根據數值模擬所得數據，繪制了豎向距離3#煤層底板10m、20m、30m處的應力曲線，如圖2所示。曲線涵蓋了兩層煤全部層間距變化范圍，由此得出了4#煤層所受應力大小和受應力影響范圍與煤層間距的變化規律。

圖2 與3#煤層底板不同距離處的應力曲線

由圖2(0m左側為3煤層采空區，右側為未采區)可知，兩煤層層間距為10m時垂直應力峰值為19MPa，20m時應力峰值為15MPa，30m時應力峰值為13.8MPa，且當4#煤層與3#煤層底板距離越遠，曲線越趨于收斂，具體表現為曲線過峰值越趨于緩和。

當兩煤層層間距為10m時，應力峰值影響范圍自采空區后方2m至工作面前方26m，影響長度達28m；當層間距為20m時，應力峰值影響范圍自采空區后方6m至工作面前方26m，影響長度達32m；當層間距變為30m時，應力峰值影響范圍自采空區后方8m至工作面前方32.6m，影響長度達40.8m。

在3#煤層開采后，4#煤層所受應力峰值大小和層間距呈反比，但在回采方向，下煤層受采動應力集中影響的區段范圍大小與層間距呈正比。

2 4#煤層巷道布置支護困難位置確定

4#煤層0409工作面回風巷布置的不利位置，是指在3#煤層回采后4#煤層的巷道中支護最困難的地方；若支護最困難區段支護系統有效，則巷道中其余地方支護也可滿足安全生產的需求[6]。根據圖3得出的規律，層間距10m、工作面前方10～20m的范圍內應力最為集中，應力峰值達到17.2～18.8MPa。

為進一步確定該處是否為4#煤層巷道中支護最困難的地方，引入應力集中系數的概念進行驗證，即將3#煤層底板下方某一點(點a)所受的復合應力值Fδ與該點所受(點a)豎向原巖應力值F0稱為該點的應力集中系數ε，即ε=Fδ/F0。

根據模擬計算得出的數據并結合圖2應力分布曲線，應力集中系數曲線如圖3所示。該應力集中系數曲線圖分布趨勢與圖2類似，且當兩煤層層間距為10m時，應力集中系數ε峰值為2.4，ε值變化區間為[0.55，2.4]，ε值影響范圍自采空區后方4m至工作面前方29m；層間距20m時系數峰值為1.8，ε值變化區間為[0.75，1.9]，ε值影響范圍自采空區后方6m至工作面前方54m；層間距30m時系數峰值為1.57，ε值變化區間為[0.88，1.6]，ε值影響范圍自采空區后方12m至工作面前方64m。

圖3 應力集中系數曲線

可知，應力集中系數ε峰值與層間距呈反比關系，ε值變化區間與層間距亦呈反比，但應力集中系數影響范圍和層間距呈正比。

4#煤層中布置0409工作面回風巷后，在距離3#煤層底板10m、回采工作面前方10～20m的范圍內[1]，應力集中系數ε達到2.2～2.4，該區段為巷道支護最困難處。

3 錨桿(索)支護關鍵參數優化

3.1 錨桿(索)常規參數確定

該礦巷道支護仍以錨桿(索)綜合支護方式為主，根據上述數值模擬結果，按照最不利原則布置0409工作面回風巷時，應力集中系數高達2.2～2.4。結合該礦0409工作面地質和采礦條件，參考其它工作面支護參數，得出0409工作面回風巷道支護所選錨桿(索)主要參數：錨桿直徑200mm，實際長度取2400mm；預加載荷4t；支護強度104t/m；屈服載荷大于等于15.8t；最大抗拉載荷大于等于22t；錨索長度4000mm。

3.2 錨桿(索)預加載荷數值計算

根據彈塑性支護設計準則，在錨桿(索)性能設計中，施加預應力載荷后，更能夠充分發揮其工作性能且可以對圍巖起到及時主動的支護作用，并且在錨桿(索)兩端會形成類似球形的加固影響區，根據相關研究表明，加固影響區大小與施加的預應力載荷呈正相關，當載荷達到3t及以上時，各獨立錨桿(索)的球形加固影響區相互疊加，大大減少巖體內部離層數和受拉應力范圍。

利用有限元分析軟件進行模擬，通過對比不同預應力載荷下圍巖體內部離層和頂板中拉應力情況確定適用該應力集中區段的錨桿(索)預加載荷數值。

結合該礦其他工作面支護預加載荷經驗，分別對1t、2t、3t、4t預應力錨桿(索)作用下的頂板離層情況和受拉情況進行對比。預加1～4t載荷計算結果如圖4所示。

圖4 預加1t～4t載荷時應力分布與變形

由圖4可知，巷道頂板上方灰色區域為受拉區。經過放大可以看到分別在距離頂板300mm、600mm、900mm、1200mm處有四處頂板離層現象。由此可知，錨桿(索)預加1t載荷并不能有效減小巷道頂板受拉范圍，也不能減少頂板離層現象；預加2t載荷巷道頂板上方仍存在較大范圍的受拉區域，但與1t載荷相比，離層數減少為3處，頂板上方300mm處離層已閉合；預應力載荷增加到3t后，相較1t、2t時的受拉區域有所減小，但總體仍較大，距離頂板300mm、600mm處離層閉合，但仍未達到最佳組合的效果，故還需要增大預加載荷進行計算模擬；在預加載荷增加到4t時，巷道頂板上方灰色受拉區全部消失，放大后亦看到距離頂板300mm、600mm、900mm、1200mm四處的離層全部閉合消失，達到了最佳組合的效果。

綜上四組預加載荷應力模擬計算，可知巷道頂板受拉區域范圍可隨著錨桿(索)預加載荷逐步減少，距離頂板不同深度范圍內的離層現象亦可減少直至全部閉合。因此，0409工作面回風巷道應力集中區錨桿(索)完全達到工作性能必須施加4t及以上的預加載荷，才能保證頂板達到最佳的組合支護效果。

4 承壓器分時散壓體系設計

承壓器是基于提高錨桿(索)適應圍巖變形能力的基礎上提出的，呈環形狀，置于圍巖與墊片之間，起到緩沖吸收圍巖壓力、承擔圍巖變形位移的作用，使得錨桿(索)體間接主動適應圍巖變形，關鍵參數包括：起始工作載荷、終端載荷、最大變形行程。

4.1 分時散壓工作機理

承壓器放置在圍巖與墊片之間，錨桿(索)將頂板上方不同深度的圍巖“串”在一起后，回采導致圍巖應力集中達到承壓器工作載荷時，錨桿(索)受壓，隨著壓力增大，其厚度變小，與圍巖接觸的表面積增大，受力面積增大；錨桿、錨索均設置承壓器且當淺部圍巖變形時錨桿處的承壓器先進入工作狀態，當圍巖變形超過錨桿極限時，錨索處的承壓器開始進入工作狀態，承擔錨桿極限以外的深部巖體壓力和變形，此即為承壓器分時段進入工作狀態、分散頂板不同深度圍巖壓力和變形位移的作用機理。

4.2 承壓器關鍵參數確定

起始工作載荷：承壓器的起始工作載荷取決于錨桿(索)的極限抗拉強度，當錨桿(索)達到極限抗拉強度的90%時，承壓器進入工作狀態。終端載荷：終端載荷即承壓器的極限抗壓載荷。最大變形行程：結合國內外類似埋藏條件礦井的支護經驗[3]，綜合該礦實際情況，將承壓器的最大變形位移確定為n≥15mm。為確保該承壓器在實際工作中工作性質穩定、效果可靠，對其進行了多次試驗，根據試驗數據擬合了承壓器變形系數的多元非線性回歸方程和曲線，如圖5所示。

圖5 承壓器變形系數擬合曲線

由圖5可知，承壓器在15t時曲線速率變緩，開始明顯變形，16.5t達到終端載荷，16.5t后載荷降低，承壓器回彈，最大位移D=12.3mm。

通過承壓變形系數驗證承壓器工作穩定性，見式(1)：

式中，ω為承壓變形系數(≤0.2)，t/mm；Ft為承壓器終端載荷，t；F0為承壓器受壓變形起點位置載荷，t；D為承壓變形最大位移，mm。

計算得：承壓器變形系數為0.12t/mm，小于0.2，表明該承壓器在實際工作中性能穩定可靠。

5 工程實踐

為確保該支護系統支護效果穩定可靠且獲得合理有效的修正參數，在0409工作面回風巷道進行了工程實測，在測試中錨桿(索)間排距按照800mm布設。

5.1 測站與測點布設

測站布設：在0409工作面回風巷沿掘進方向距離試驗開始點斷面40m處設置1#測站，滯后迎頭1m，130m處設置2#測站，滯后迎頭2m，位置布置如圖6所示。

圖6 測站位置布置

測點布設：在測站斷面沿頂板線布置一個固定點A，距離側幫1800mm，在底板1500mm以上水平布置B、C、D三個固定點，C、D兩點位于兩側幫，B點位于中心，在各測點對應位置鉆?25mm鉆孔，木棍埋于其間，露出巖面20mm，作為測量基準面；測量周期為2d，收集數據為A點、B點之間的距離L1和C點、D點之間的距離L2。

5.2 巷道圍巖變形觀測及分析

通過對1#、2#測站連續觀測并采集數據，繪制巷道圍巖隨時間的變化曲線，如圖7、圖8所示。

圖7 1#測站圍巖變化曲線

圖8 2#測站圍巖變化曲線

由圖7可知，頂板在連續10d的觀測期內下沉量呈線性增大，且在8d后變化速率趨于收斂；0409工作面回風巷在3#煤層采動影響和煤柱支撐應力等復雜應力作用下移近量達到63mm，最大下沉量達到85mm。側幫移近趨勢與頂板下沉趨勢基本相同，10d內兩側幫變形量達到172mm，在復雜應力作用下相對位移量達到244mm。

由圖8可知，頂板在連續10d的觀測期內下沉量呈線性增大，且在10d后變化速率趨于收斂；0409工作面回風巷在3#煤層采動影響和煤柱支撐應力等復雜應力作用下移近量達到49mm，最大下沉量達到72mm。側幫移近趨勢與頂板下沉趨勢基本相同，10d內兩側幫變形量達到131mm，在復雜應力作用下相對位移量達到205mm。通過對不同位置測站圍巖位移變化數據分析，可知頂板下沉量和側幫移近量均在預期可控范圍之內，巷道圍巖狀況良好，能夠滿足礦井安全生產需求。

5.3 錨桿(索)承壓變形觀測及分析

在工程實測過程中，將壓力表安裝在錨桿(索)托盤和承壓器之間，測得1#、2#測站錨桿(索)壓力數值并對其進行了曲線繪制和分析，如圖9、圖10所示。

圖9 1#測站錨桿(索)受力隨時間變化

圖10 2#測站錨桿(索)受力隨時間變化

由圖9、圖10可知：1#測站頂板錨桿、頂板錨索、上幫錨桿在7d內均呈線性上升趨勢，且受力較大，增加較快，7d后受力趨于穩定；上幫錨桿承壓器未變形，頂板錨桿承壓器在15t力時開始工作處于變形狀態，頂板錨索在頂板錨桿受力穩定后開始受力變為受拉狀態，最大受拉力達到23t，承壓器變相增加了錨桿(索)的受力面積，使得支護系統分階梯狀進入工作狀態，頂板壓力得以分散，達到了更好的控制效果。2#測站頂板錨桿、頂板錨索、上幫錨桿受力變化趨勢與1#測點相似，上幫錨桿承壓器未變形，頂板錨桿在受力達到15t時承壓器進入變形狀態，頂板錨索受力31t時承壓器開始變形進入工作狀態，有效分散了圍巖壓力，避免了錨桿、錨索因受力過大產生損傷甚至斷裂。

6 結 語

設計了在近距離煤層中受采動作用影響下的巷道支護優化方案，經過數值模擬與現場實測相結合的研究方法，得到在采動應力及煤柱支承壓力作用下，距離3#煤層底板10m、工作面前方10～20m的范圍內為4#煤層巷道支護最困難之處，對該位置回采巷道支護時錨桿(索)預加載荷應達到4t，且承壓器的起始工作載荷和終端工作載荷分別為15t和16.5t時，連續監測顯示巷道圍巖變形及錨桿(索)受力可控，滿足支護要求。通過對該區段支護系統進行優化，保障了巷道的支護安全，降低了后期維護率，具有較好的經濟效益，并為后續類似巷道支護提供了借鑒依據和經驗。