劉 杰
(潞安化工集團 山西新元煤炭有限責任公司,山西 晉中 045400)
煤體強度低,在煤巷更易實現掘進作業的綜合機械化,掘進速度快。但是,當煤巷掘進完畢后,容易受到圍壓影響而發生大范圍的失穩變形[1],因此,對于煤巷的支護要求高,支護工程量大,難度亦會提升。
巷道的開挖會破壞煤(巖)體的原巖應力狀態,使原巖應力發生變化,在掘進工作面前方形成應力降低區、應力升高區、原巖應力區,受集中應力影響煤體發生擠壓變形使得巷道斷面難以維持原有形狀,故需采取相應的措施對巷道圍巖進行支護,從而達到控制圍巖變形量的目的。確定控制巷道圍巖變形的支護方案,除需要考慮支護方式外,還需綜合考慮巷道所處環境的地應力特征以及巷道圍巖的物理力學性質,同時結合巷道的使用及煤礦開采的實際,最終確定理論上合理、工程上經濟可行的支護方案。
新元煤礦9105工作面進風巷頂板巖性以炭質泥巖和砂質泥巖為主,頂板淺部巖層膠結疏松,裂隙較為發育。為了掌握新開掘巷道所處的地應力環境,有效控制巷道變形,實現安全高效生產,本文以新元煤礦9105工作面進風巷的地質資料為背景對高預應力錨桿、錨索的聯合支護的加強支護效果進行研究。
新元煤礦9 號煤埋深為590~640 m,煤層厚度3.06~4.07 m,煤層傾角1~5°,煤層普氏系數小于1.5,屬于松軟煤層。直接頂為厚1.7 m的泥巖,其上分別為8號煤、細粒砂巖等。9105工作面進風巷沿煤層頂板掘進,設計斷面尺寸為寬5.2 m、高3.5 m。受鄰近9104工作面采動影響,本工作面的巷道開掘后變形嚴重,難以滿足生產及通風需求。工作面布置情況如圖1所示。

圖1 9105工作面布置圖
本次測試采用小孔徑水壓致裂法,共布設3個測點,第1和第2測點分別位于9105工作面進風巷200 m處、310 m處,第3測點位于集中輔助運輸大巷2 300 m處。
通過對第1測點鉆孔結構進行窺視可知,頂板以上0~2.5 m為炭質泥巖,呈深灰色,較軟,0~0.8 m為炭質泥巖,0.8~1.8 m為夾煤層,裂隙均較為發育;2.5~10.3 m為砂質泥巖,呈灰色,10.3~13.3 m為泥巖,黑色,結構完整,連續性較好;13.3~19.8 m為砂質泥巖,夾粉砂巖。巷幫孔0~7.9 m范圍內為夾矸,夾矸區域內圍巖的連續性相對較好;7.9~9.8 m范圍內為煤體,煤體膠結疏松,但完整性較好。
對第2測點鉆孔結構進行觀測可知,頂板以上0~2.5 m為炭質泥巖,深灰色,巖層較軟,2.5~10.4 m為砂質泥巖,呈灰色,10.4~13.2 m為泥巖,呈灰黑色,巖層內無明顯裂隙,完整性較好,13.2~21.3 m為砂質泥巖,呈深灰色;煤幫淺部0~2.5 m范圍內為矸石,2.5~3 m、4.5~5 m、8.6~9.6 m內為煤體,夾矸層較多,巷幫孔淺部圍巖存在明顯裂隙。
對第3測點鉆孔結構進行觀測可知,煤層頂板以上0~2.6 m為炭質泥巖,呈深灰色,2.6~10.1 m為砂質泥巖,呈灰色-灰黑色,水平紋理,該段巖層完整性較好。10.1~11.4 m為泥巖,呈灰黑色,泥質膠結,水平紋理,內含少量裂隙,完整性較好。11.4~21.4 m為砂質泥巖,呈深灰黑色;幫淺部0~1.7 m范圍內煤層裂隙較為發育,1.7~5.3 m內煤層結構較為完整,5.3~9.8 m煤層破碎,裂隙發育,幫部煤體完整性較差。各測點鉆孔窺視圖(部分)如圖2所示。

圖2 各測點鉆孔窺視圖
各測點的水力壓裂曲線如圖3所示。結合相關公式計算可得最大水平主應力、最小水平主應力和垂直應力值,如表1所示。
彈塑性理論應力表達式:
(1)
式中:σt為切向應力,MPa;σr為徑向應力,MPa;a為巷道半徑,m;r為塑形區半徑,m。
原巖應力推導所得應力表達式:
σ1=K1γH
(2)
σ2=K2λγH
(3)
式中:K1、K2為應力集中系數;H為巷道埋深,m。



圖3 各測點水力壓裂曲線圖

表1 三向應力計算結果
根據測試結果,3個測點處最大水平主應力的方向分別為N68.1°E、N55.6°E、N77.4°E,均處于N60°E~N80°E之間,一致性較好。最大水平主應力優勢方向為NEE向,近東西向,近似垂直9105進風巷兩幫。由表1可知,3個測點中,第1和第3測點的垂直主應力大于最大水平主應力,僅第2測點的最大水平主應力大于垂直主應力。故可據此判斷,布置測點的區域中,地層中的應力場以垂直應力為主。由相關研究可知[2],垂直應力對巷道兩幫的影響較大,水平應力對巷道頂底板的影響較大,故本次測試區域的地應力對巷道影響較大,是兩幫產生變形和破壞的主要力源。同時,最大水平主應力的優勢方向近似垂直巷道兩幫,故對頂底板的影響亦較大,需對該區域內的巷道進行加強支護。
在地應力測孔中對巷道頂板以上10 m內的煤巖石強度進行原位測試。對所得數據進行統計分析可得區域內頂板及煤體強度分布情況,各測點所測數據的離散性較弱,故本節選取第2測點所測數據進行分析。
通過對第2測點頂板和巷幫測孔進行原位強度測定,并對測試數據進行收集整理和計算分析可知,如圖4所示,第2測點處9號煤頂板以上0~2.5 m范圍內為炭質泥巖,巖層平均強度為21.14 MPa,2.5~10.0 m為砂質泥巖,巖層平均強度為53.06 MPa。

圖4 第2測點頂板巖層強度測試結果圖
巷幫煤體強度測試結果如圖5所示,9號煤煤體強度測孔中普遍存在夾矸,探針觸點強度值絕大多數集中在10~15 MPa。經計算,9號煤強度平均值為13.87 MPa,第1和第2測點巷幫夾矸層強度平均為24.41 MPa。

圖5 第2測點巷幫煤體強度測試結果圖
綜合圍巖強度測試結果總體來看,9號煤頂板強度較低,裂隙發育,煤層強度相對偏低。
巷道掘進時,圍巖因卸荷作用失去側向支撐壓力而發生變形破壞,應力狀態變為平面應力狀態,切向應力出現集中。當切向應力超過巖體極限抗剪強度后會使巖體發生剪切破壞,發育裂隙并擴展溝通。同時,應力集中區向巷道圍巖深部轉移,應力以彈性勢能的形式蓄積在巖體內,當蓄積的彈性勢能達到峰值后會在巖體內瞬時釋放,使巖體發生變形破壞,發育裂隙。超前支承應力及其隨掘進端頭推進過程中的變化如圖6所示。

圖6 巷道超前支承應力變化規律圖
巷道開掘后,圍巖中巖層間的抗剪切能力降低,易發生相對滑動,會增加發生剪切破壞的可能性,故對錨桿、錨索施加高預應力的優勢在于可提高端部的壓應力,擴大壓應力區的范圍,對錨桿(索)之間的圍巖起到更為明顯的主動支護作用[3-4]。錨桿、錨索聯合支護的顯著優勢即為提高層間的抗剪切強度,加大錨固范圍,將更多的巖體錨固在一起,形成一個組合梁,層間結構面處的的連續性提高,傳遞力的能力和抗剪切強度得到提升,巷道變形得到有效控制,斷面處圍巖的強度得到提升,應力集中程度降低,且在斷面巖體發生塑性破壞前向圍巖的深部轉移[5]。
基于對大斷面軟弱煤巷支護需求的分析,結合高預應力錨桿、錨索的優缺點,考慮將高預應力錨桿、錨索進行聯合支護,可以同時滿足大斷面巷道圍巖變形和破壞范圍大、軟弱煤巷強度低抗剪切能力差的巷道對支護作業的要求。
設計優化后,頂部采用SKP21.6-1/1860-8300錨索,幫部采用SKP17.8-1/1860-4200錨索,配合BHRB500鋼材制成的D22 mm×2 400 mm錨桿,如圖7所示。要求錨桿安裝期間扭力矩為500 N·m,頂錨索張拉預緊力為300 kN、幫錨索張拉預緊力為200 kN。



圖7 9105工作面進風巷巷道支護圖(mm)
根據地應力和圍巖強度的測試結果分析以及5.1中對大斷面軟弱煤巷支護需求和高預應力錨桿錨索聯合支護優勢的分析,在9105工作面進風巷開展高預應力錨桿、錨索聯合支護的工程應用。而后監測斷面,監測內容主要包括支護體的受力變形特性。
1) 頂板錨桿(索)受力分析。通過頂板錨桿受力分析可知,錨桿在巷道掘進期間的受力整體上呈現增大的趨勢,故可佐證錨桿對維護巷道頂板的完整性和穩定性起到了重要的作用。錨桿早期受力較大,能有效控制圍巖變形,提高圍巖的連續性和層間的粘聚力,起到及時主動支護的目的。
巷道掘進期間,錨索受力呈現波動變化,整體趨勢較為平穩,說明錨索受掘進動壓影響時的變化較為穩定,由圖8可知,滯后掘進迎頭小于30 m時,錨索受力增長的波動性較小,滯后掘進迎頭30 m之后,錨索受力起伏相對較大,但總體受力較為穩定。故可知,錨索除受施工時施加的高預緊力外,幾乎沒有外力對其受力產生影響。

圖8 頂板錨桿(索)受力圖
2) 巷幫錨桿(索)受力分析。巷道掘進期間,掘進動壓對巷幫煤體的擾動較大,巷幫錨桿的受力變化趨勢為先減小后增大,再減小。在錨桿的合理受力范圍內,巷幫錨桿的受力總體呈漸增的趨勢,滯后掘進迎頭約50 m,錨桿受力增長速率較大,之后增速放緩,最終趨于穩定。說明巷幫采用高預應力錨桿支護后有效抑制了圍巖的變形,使圍巖保持了更高的穩定性,如圖9所示。

圖9 巷幫錨桿(索)受力圖
巷幫錨索受力增速突變點在距離掘進迎頭約30 m處。可確定巷幫在掘進動壓的擾動作用下產生了變形,錨索受力增大,表明高預應力使錨索端頭產生了壓應力區,其對圍巖變形起到了相當程度的控制作用。
1) 根據地應力測試結果,判定測試區地應力場屬于中高等應力值區域;
2) 9號煤層測點區域應力場以自重應力場為主,垂直應力占優勢;
3) 直接頂巖體平均強度為23.37 MPa,基本頂巖體平均強度為53.51 MPa,兩幫巖體平均強度為24.41 MPa;
4) 高預應力錨桿、錨索聯合支護可提高端部的壓應力,擴大壓應力區的范圍,提高被緊固巖層間的抗剪切能力,加大錨固范圍,對錨桿(索)之間的圍巖起到更為明顯的主動支護作用;
5) 依據高預應力聯合支護機理,制定了頂底板和兩幫的聯合加強支護方案,并開展工業應用,取得了預期的支護效果。