長錨固與卸壓協同控制在深部強采動巷道的控制效果研究

金聲堯，崔 琦，鄧金平，楊興國，王蘇健，趙世帆，劉文靜

（1.陜西煤業化工技術研究院有限責任公司，陜西 西安 710100；2.煤炭綠色安全高效開采國家地方聯合工程研究中心，陜西 西安 710065；3.中國礦業大學 礦業工程學院，江蘇 徐州 221116）

隨著煤炭開采逐漸向深部轉移，巷道圍巖的力學環境日趨復雜，巷道支護困難的問題也在不斷增加[1-5]。深部開采時，圍巖在高應力狀態下出現非連續性變形、大范圍失穩破壞等一系列問題，沖擊礦壓等動力災害問題也時有發生，巷道維護困難，維護費用大幅增加，嚴重影響煤礦正常安全生產[6-9]。近些年來，大量學者為了研究深埋巷道的圍巖控制問題，提出了很多理論和措施。王慶牛[10]等提出采用1套以錨桿錨索主動支護為基礎的預應力錨注加固技術進行巷道修復，有效地控制了巷道圍巖的變形，取得了良好的支護效果；王猛[11]等系統研究了卸壓鉆孔參數（長度、直徑和間排距）對深部巷道圍巖穩定性的動態作用規律，完善了鉆孔卸壓技術體系；王衛軍[12]等研究了支護阻力對深部高應力巷道圍巖變形與塑性區的影響，提出了支護結構應滿足圍巖大變形的協調支護原則和巷道圍巖預留變形控制技術；李彥斌[13]等在分析高應力軟巖巷道圍巖破壞特征的基礎上，提出了置孔釋壓剛柔耦合一次成巷技術；王琦[14]等提出了深部高強錨注切頂自成巷方法，利用高強錨注提高巷道頂板完整性，利用頂板預裂切縫切斷采空區與巷道頂板之間的應力傳遞，有效控制了巷道圍巖變形。

以上研究針對深埋巷道的圍巖變形破壞提出了多種有效控制方法，但對深埋巷道在受工作面強烈采動干擾時產生變形破壞的相關控制方法缺乏研究。因此，以建新礦4203工作面回風巷為背景，對深部強采動巷道圍巖變形影響因素進行分析，采用FLAC3D軟件對3種支護方案的支護效果進行模擬分析，提出了長錨桿與卸壓協同支護的支護方案。

1 工程背景

建新井田位于黃陵礦區南部，4203回風巷位于42盤區西部，呈西南-東北方向布置，其西為4201工作面（已閉采），東界為42盤區巷道保護煤柱，南界為4-2煤層可采邊界。巷道埋深700～800m，巷道凈寬和凈高分別為5200mm和4400mm。4203回風巷與4201采空區之間留有15m大煤柱。4203工作面開切眼靠近4-2#煤層可采邊界，煤層賦存穩定，厚度變化較大，平均厚度為7.2m。巷道布置平面圖如圖1。

圖1 巷道布置平面圖Fig.1 Roadway layout plan

煤層直接頂為粉砂巖與4-1煤層，厚度為3.7m；基本頂為細砂巖與粉砂巖互層，平均厚度為13.9m，深灰色，微波狀層理；直接底為粉砂質泥巖，平均厚度為1.93m；基本底為粗砂巖，平均厚度為10.6m。

2 巷道維護

2.1 巷道維護特征

1）巷道埋深大導致的高應力。建新礦4203回風巷埋深為700～800m，平均750m，屬于典型的深部高應力巷道圍巖控制問題。巷道處于高應力環境時，圍巖變形表現出脆-塑性轉化、流變及擴容等明顯特性。并且深部巷道圍巖變形速度快、非對稱變形范圍大，圍巖松散破碎范圍大，給巷道圍巖控制帶來很大的困難。

2）明顯側向支承壓力影響。4203回風巷沿4201采空區邊緣留15m煤柱布置，受相鄰工作面殘余支承壓力影響劇烈。采空區基本頂發生破斷形成的關鍵塊體在回轉力矩作用下發生回轉下沉，在煤柱靠近采空區側形成側向支承壓力，15m煤柱難以承受側向支承壓力的影響，使巷道產生變形破壞。

3）巷道底板含較多泥質礦物。4203回風巷底板泥巖成分主要為高嶺石、石英，黏土礦物高嶺石的含量高達80.7 %。高嶺石、伊利石等黏土礦物顆粒細小，具有較強的親水性，當泥巖中的裂隙有水浸入時，細小的巖粒由于吸附了水膜膨脹，部分膠結物軟化或被溶解，這會引起巖石的體積膨脹和軟化崩解，使巷道失穩破壞。

2.2 巷道維護現狀

4203回風巷頂板支護采用7根 準20mm×2500 mm右旋螺紋鋼錨桿，預緊力30kN，間排距800 mm×900mm；4根 準21.8mm×8300mm錨索，預緊力130kN，間排距1400mm×1000mm。幫部支護采用5根準20mm×2500mm右旋螺紋鋼錨桿，預緊力30kN，間排距800mm×900mm。巷道錨桿布置如圖2。通過現場調研，支護效果不理想，巷道頂板出現下沉，支護結構產生破壞，底鼓嚴重，掘進期間巷道底鼓量達到600～700mm，兩幫變形嚴重。

圖2 巷道錨桿布置Fig.2 Roadway bolt layout

3 數值模型的建立與方案模擬

3.1 模型的建立

煤巖層力學參數見表1，共取13個層位，自上而下分別是細粒砂巖、炭質泥巖與細砂巖互層、細粒砂巖、3#煤、細砂巖與粉砂巖互層粉砂巖、粉砂巖、4-1煤、粗砂巖、粉砂巖、4-2煤、粉砂質泥巖、粗砂巖、細粒砂巖，它們厚度則分別取為20、2.0 、3.3 、1.4 、13.9 、1.0 、1.5 、2.1 、1.2 、7.2 、1.2 、3.9 、10.6m。數值模型圖如圖3，巖層本構模型選用摩爾-庫倫模型，最終建立模型大小為169m×100m×70m，并在模型左、右及底邊界固定位移，在模型上方邊界施加垂直應力18.2MPa，x方向與y方向施加應力24.2MPa。

圖3 數值模型圖Fig.3 Figure of numerical model

表1 主要巖層力學參數表Table1 Main rock mechanics parameters table

本數值模擬方案通過模擬建新煤礦4203綜放工作面回風巷鄰近工作面回采、巷道掘進及本工作面回采的全過程，分析巷道掘進及回采過程中的總體變形及煤柱內應力分布，進而確定巷道支護體系的支護效能及巷道服務期間的整體性能。

3.2 模擬方案

根據建新煤礦確定的工作面環境，建立基于建新煤礦工作地質條件的計算模型，對模型進行不同支護方案的模擬。共分為3種方案。

1）原支護方案。頂板支護采用7根 準20mm×2500mm右旋螺紋鋼錨桿，預緊力30kN，間排距800mm×900mm；4根 準21.8mm×8300mm錨索，預緊力130kN，間排距1400mm×1000mm。幫部支護采用5根準20mm×2500mm右旋螺紋鋼錨桿，預緊力30kN，間排距800mm×900mm。

2）新支護方案1。頂板支護參數采用6根準22 mm×3000mm螺紋鋼錨桿，預緊力50kN，排距900 mm，4根 準21.8mm×4800mm短錨索，預緊力130 kN，排距1800mm。幫部支護參數采用各5根準20 mm×2500mm無縱筋全螺紋鋼錨桿，預緊力30 kN，間排距800mm×900mm。

3）新支護方案2。頂板支護參數采用6根準22 mm×3000mm螺紋鋼錨桿，預緊力50kN，排距900 mm，4根 準21.8mm×4800mm短錨索，預緊力130 kN，排距1800mm。幫部支護參數采用各5根準20 mm×2500mm無縱筋全螺紋鋼錨桿，預緊力30kN，間排距800mm×900mm。在實體煤側中心鉆孔，孔深10m；底板中心切槽，切槽設置為寬800mm，深1.5m的矩形。

3.3 不同支護方案應力分布規律

采用不同支護方案的垂直應力分布如圖4。通過對比原方案與新方案1、新方案2的垂直應力云圖，分析發現新支護方案1和新支護方案2的應力峰值均小于原支護方案的應力峰值，尤其實體煤側的應力峰值變化更為明顯。并且相對于原方案和新方案1，在使用了新方案2即卸壓后實體煤側的應力峰值距離巷道更遠，這將降低巷道的支護難度，并且更加有利于維護巷道的穩定狀態。

圖4 不同支護方案垂直應力分布圖Fig.4 Vertical stress distribution of different supporting schemes

為了更加詳細直觀的分析增加錨桿長度以及卸壓對巷道圍巖應力的改善作用，在FLAC3D數值模型巷道頂板2.5m處布置1條垂直應力測線和1條水平應力測線，巷道掘進并且支護后測線測得的數據如圖5和圖6。

圖5 巷道頂板2.5m層位垂直應力分布圖Fig.5 Vertical stress distribution of2.5m layer in roadway roof

由圖5可以看出，掘進后在原支護方案下，煤柱側最大應力為35MPa，實體煤側垂直應力最大增至36MPa，承壓較大。增大錨桿長度后，實體煤側最大垂直應力為33MPa，對底板和實體煤側卸壓后，實體煤側最大垂直應力為26MPa，可見卸壓對巷道圍巖應力壞境改善明顯。

由圖6可以看出，相比于垂直應力，新支護方案對巷道水平應力壞境改善更見明顯，相對于原支護方案的水平應力峰值為30MPa，新支護方案1和新支護方案2的水平應力峰值分別為25MPa和21MPa。

圖6 巷道頂板2.5m層位水平應力分布圖Fig.6 Horizontal stress distribution of2.5m layer in roadway roof

3.4 不同支護方案位移分布規律

不同支護方案巷道圍巖變形量如圖7，新方案控制圍巖變形降低率見表2。

表2 新方案控制圍巖變形降低率Table2 New scheme to control surrounding rock deformation reduction rate

圖7 不同支護方案下的巷道圍巖變形量Fig.7 Deformation of roadway surrounding rock under different supporting schemes

通過對比原支護方案與新方案1和新方案2的巷道位移變化量，可以明顯看出，無論是頂底板變形量，還是兩幫變形量，新方案1、新方案2都明顯優于原支護方案。掘進期間相比較原方案，新方案1和新方案2底鼓量分別降低了17%和48.7 %；頂板下沉量分別降低了6.5 %和76.9 %；煤柱側變形量分別降低了21.3 %和62.9 %；實體煤側變形量分別降低了10.4 %和59.8 %。工作面回采期間相比較原方案，新方案1和新方案2底鼓量分別降低了18.6 %和48.1 %；頂板下沉量分別降低了19%和66.5 %；煤柱側變形量分別降低了18.1 %和61.6 %；實體煤側變形量分別降低了14.9 %和43.2 %。從巷道掘進期間和回采期間的位移變化分析可知，使用新方案1支護后，巷道圍巖變形量減少，可見增加錨固長度和預應力大小可有效改善圍巖變形；使用新方案2即對底板切槽和對實體煤側中心鉆孔卸壓后，圍巖變形量的減少更加明顯。由此可見，長錨固與卸壓協同控制可有效抑制巷道圍巖變形。

4 工業性試驗

為了驗證上述模擬，在4203回風巷1720～1820巷段布置了試驗段，根據現場監測，巷道頂板下沉量和底鼓量分別為280mm和230mm，巷道兩幫移進量分別為290mm和170mm，分別在觀測第12d和第10d巷道變形趨于穩定。對于深部強采動巷道，本次試驗巷道頂底板變形量均在280mm以內，兩幫收斂量在290mm以內，處于可控范圍內。

5 結 語

1）通過對建新礦4203回風巷所處地質條件和維護現狀分析，巷道所處的高應力環境、明顯的側向支撐壓力以及巖性差等多種因素共同影響使巷道產生嚴重變形破壞。

2）通過對3種方案在掘巷期間巷道圍巖應力環境的分析，發現增加錨桿長度對巷道圍巖應力環境的改善效果有限，卸壓可有效減小圍巖應力集中程度，使應力集中區遠離煤壁，提高巷道維護的穩定狀態。

3）采用長錨固與卸壓協同控制后，掘巷期間頂底板變形量分別降低了76.9 %和48.7 %，兩幫變形量分別降低了62.9 %和59.8 %；回采期間頂底板變形量分別降低了66.5 %和48.1 %，兩幫變形量分別降低了61.6 %和43.2 %?？梢婇L錨固與卸壓協同控制可極大的減小巷道圍巖變形。