深部煤层采空区下巷道支护技术

2021-12-27方保明

煤矿安全 2021年12期

方保明

（国家能源集团神东煤炭集团寸草塔煤矿，内蒙古鄂尔多斯 017200）

我国煤矿煤层在开采过程中，常常会出现下部煤层巷道位于上部已开采煤层采空区下部，巷道支护困难，顶底板及两帮严重变形[1-3]。因此，研究深部煤层采空区下回采巷道围岩控制具有重要意义[4-7]。马鑫[8]等利用数值模拟分析了采空区底板岩层应力分布规律及巷道失稳破坏原因，并根据分区支护的思想对不同区域巷道断面支护参数进行了优化；郝登云[9]等采用现场实测、理论分析及数值模拟等研究方法，探讨了采空区下回采巷道失稳机理及主要影响因素，同时提出了增大护巷煤柱宽度，采用高预应力全锚索加强支护的方法；尚福建[10]等利用数值模拟分析了下部煤层合理的巷道位置，采用高预应力锚杆、金属网及W 钢带或钢带托盘、短笼型锚索、槽钢梁的联合支护方案使顶板岩层形成最佳组合梁状态，取得了良好的巷道稳定支护效果。任海峰[11]等针对近距离采空区下回采巷道在掘进过程中变形严重问题，进行了巷道围岩力学特性、围岩松动范围研究，结果表明，近距离采空区下回采巷道围岩达到IV-V 类围岩；文献[12-14]介绍了多个采空区下巷道围岩控制支护技术。上述研究分析了采空区下部巷道失稳的原因，结合数值模拟给出了巷道支护技术方案，但是由于矿井开采深度增加，水平应力逐渐增大，受水平应力影响，巷道变形日趋严重，仅采用被动支护已不能满足巷道使用要求。因此，考虑水平应力因素对采空区下部回采巷道失稳进行分析,同时提出合理的主被动联合支护技术，在此基础上采用数值模拟对联合支护方式进行模拟验证。

1 工程条件

1.1 巷道地质条件

隆德煤矿209 工作面走向长3 477 m，倾向长300 m，工作面位于2-2煤辅运巷西侧，北部为207采空区，南部为211 工作面（未采），西部为井田边界。本工作面主采2-2煤层，煤层厚度3.3～4.7 m，平均厚度4.0 m，煤层倾角1°。其中209 运巷上部为101 工作面（已回采），走向长2 536 m，倾向长290 m，层间距为60 m，工作面相对位置如图1。209 运巷埋深为+996～+1 022 m，断面为矩形断面，宽5.6 m，高3.5 m，净断面19.6 m2。209 运巷直接顶为粉砂岩，厚3.5 m，基本顶为砂岩，厚11.6 m；直接底为粉岩，厚11 m。巷道沿煤层走向布置，整体趋势中部高两端低，沿着2-2煤层顶板由东南向西北掘进，掘进坡度约为1°～8°。

图1 工作面相对位置图Fig.1 Relative position diagram of working face

1.2 巷道变形特征

209 运巷掘进初期，处于101 工作面采空区下方的巷道严重失稳破坏。根据现场监测，巷道顶板整体下沉且出现较大范围的网兜状破碎体，巷道两帮出现片帮，尤其是209 运巷右侧，出现较大面积的片帮现象。同时，随着时间增长，巷道底板出现长距离底鼓凸起，且巷道底鼓凸起量大于顶板下沉量及两帮移进量。通过对巷道开挖初期的变形监测可知，巷道出现较大失稳变形均在10 d 后，在25 d 后基本稳定，巷道表面位移量曲线如图2。顶板变形量最大达到432 mm，相对于顶板变形量，两帮变形量较小，最大值为312 mm，而巷道底鼓凸起量较大，已达553 mm。现阶段巷道支护方式及支护强度已无法满足巷道使用要求，亟待改变巷道支护方式。

图2 巷道表面位移量曲线Fig.2 Displacement curves of roadway surface

2 巷道失稳破坏力学分析

近距离煤层上煤层回采后，底板煤岩层在工作面超前支承应力和采空区卸压作用下，在短时间内受“压”和“拉”的作用，这一过程中底板煤岩体发生拉伸和剪切破坏，煤岩体发生疲劳破坏，自身承载能力下降[15-18]。回采完成后，在底板煤岩层恢复原始状态的过程中，巷道开挖使底板煤岩体再次经过高应力作用，出现二次破坏，产生断裂。因此，为了将应力作用与宏观煤岩体断裂破坏联系起来，需引入工程力学机制进行分析。

基于工程力学，认为巷道顶板、底板为梁体结构，做如下假设：岩体完全弹性，岩块连续均匀，岩体各向同性。根据巷道尺寸及巷道形状建立了顶板梁体结构模型，顶板梁模型如图3。

图3 顶板梁模型Fig.3 Roof beam model

设作用在顶板梁的拉应力为σmax，则：

当σmax≥σ 时，其中σ 为岩体的抗拉强度，顶板梁被破坏。完整顶板由于垂直应力作用造成拉伸破坏，形成多段块体，成为块体梁结构，顶板块体梁模型如图4。

图4 顶板块体梁模型Fig.4 Roof block beam model

设作用在块体组合梁的组合拉应力为σc，则：

式中：Wz为岩体的抗弯模量，GPa；T 为水平应力，MPa。

当σc≥σ0时，其中σ0为块体间的抗滑移强度，块体梁在水平应力作用下进一步被破坏，彻底断裂，顶板处于破碎状态。此时顶板被破坏，宏观上呈现顶板下沉状态。

根据采空区下巷道顶板是在高应力组合下产生弯曲拉伸破坏思想，进一步地，建立底板梁体模型，底板梁模型如图5。

图5 底板梁模型Fig.5 Floor beam model

由图5 可知，作用在底板梁的应力τ 大于（等于）底板梁的抗剪强度τ0时，巷道底板两角被破坏。在此基础上，设底板梁承受的底板支撑力为Ft，作用于底板梁的拉应力为σt，则：

当σt≥σ 时，底板梁被破坏，底板出现较大面积块体，宏观上底板出现底鼓，随着水平应力增大，作用于底板的拉应力也随之增大，底鼓量增加，出现严重失稳破坏。

同理，设巷道两帮的水平应力为均布载荷，垂直应力为外载荷，在高应力环境下，当作用于两帮煤岩体的拉应力大于（等于）两帮煤岩体的抗拉强度时，巷道两帮宏观上呈现片帮现象。

上述分析可知，保证采空区下巷道稳定性首先要改善巷道围岩所受应力环境，防止由高应力引起巷道围岩所受拉应力增大，造成采空区底板岩层在恢复阶段造成二次破坏。在此基础上，适当提高围岩强度，减小围岩岩石自身裂纹、节理尺寸，提高围岩强度及自身承受能力，防止围岩在高应力下变形失稳。

3 巷道围岩支护方案

根据209 运输巷变形特征及巷道失稳分析，设计209 运巷采用“注浆+全锚索支护+架棚”的联合支护方案。

3.1 注浆工艺

对于深部工作面回采煤巷而言，地应力较大，回采煤巷开挖后，煤岩体在高应力作用下使煤岩体塑性弱化，产生拉伸破坏，煤岩体宏观上断裂破坏，巷道逐渐失稳[19-20]。注浆后，浆液的胶结作用不仅能提高浅部煤岩体强度，而且通过裂隙向深部流动，使深部煤岩体进一步凝固，使巷道围岩产生骨架支撑，一定程度上提高煤岩体的残余强度；另一方面，注浆加固后松散岩块不会相互错动，大大减小了锚杆索的剪切作用力，从而提高巷道周围煤岩体的自承能力。

1）浆液材料。根据209 运输巷的巷道破坏特征，确定注浆材料为水泥砂浆材料。水泥颗粒小、凝结快、强度高，具有较强的造浆能力，能够有效地加固和提高松软土及岩石的力学强度。

2）注浆钻孔参数。在巷道掘进工作面布置3 排钻孔，分别为1#～12#钻孔，钻孔布置断面图如图6。1#～5#钻孔与钻孔之间横向间距1 250 mm，顶角钻孔距巷道两帮300 mm；6#、7#钻孔横向间距5 000 mm，与上下钻孔纵向间距1 500 mm；10#、11#钻孔之间横向间距分别为2 500 mm，距离巷道底板250 mm。钻孔直径为42 mm。

图6 钻孔布置断面图Fig.6 Drilling arrangement section

3）注浆压力及流量。209 运巷埋深+996～+1 022 m，根据注浆地层深度计算的最低设计注浆压力为18 MPa，但由于在注浆过程会因为黏度变化而造成注浆压力的减小，所以注浆压力选取20 MPa。注浆流量为20 L/min。

4）钻孔深度。根据现场注浆效果确定钻孔深度为10 m，同时由于209 运巷长度较大，因此采用分段前进式循环注浆的方式，每次循环注浆加固长度为10 m。

3.2 联合支护

209 运输巷围岩位移量较大，围岩强度低，全锚索支护能够释放掉围岩的部分变形能，有效防止支护体在高应力环境下发生变形。此外，锚索支护体还能提高支护阻力，增加围岩的整体性和稳定性。巷道支护断面图如图7。

图7 巷道支护断面图Fig.7 Roadway support section

巷道顶板锚索采用φ17.8 mm×6 500 mm 锚索，每排6 根，排距1 100 mm，间距1 000 mm，顶角锚索距巷帮50 mm，均垂直顶板打设。巷帮采用φ18 mm×2 100 mm 左旋螺纹钢锚杆，每排4 根，排距1 000 mm，间距1 000 m，顶角锚杆距顶板300 mm；巷帮每排2 根锚索（φ17.8 mm×6 500 mm 钢绞线锚索），排距1 000 mm，间距2 500 mm，锚索与锚杆均垂直巷帮打设。

在此基础上，采用架棚保持围岩结构的稳定性，架棚棚距500 mm，架棚腿部上腿长1 m，下腿长2 m，金属棚腿、梁采用29U 型钢，腿与下腿之间使用卡缆固定，卡缆采用与29U 型钢配套的螺栓卡缆，两棚体之间用拉杆连接，拉杆采用φ14 mm 的钢筋加工。拉杆长1 000 mm，两端成直角向同一方向弯折，弯折部分长度不小于80 mm。架棚的顶部垫入300 mm 木板，两帮加入圆木，作为吸能缓冲材料。

4 数值模拟

根据209 运巷工程地质条件建立200 m×100 m×80 m 的六面体模型，模型共有1 600 000 个单元，六面体模型如图8。煤岩体选用摩尔-库伦本构模型，岩层物理力学参数见表1。其中采空区参数按照各岩层参数进行1/20 的强度折减法取值[21]，注浆的岩石参数按照现场施工水灰比的岩石强度取值并设置注浆区。设置边界约束条件，模型底部设置为固定边界，模型上部施加隆德煤矿实测地应力值19.8 MPa，模型四周施加实测水平应力15.4 MPa。

图8 六面体模型Fig.8 Hexahedron model

表1 岩层物理力学参数Table 1 Rock physical and mechanical parameters

巷道断面为矩形，5.6 m，高3.5 m，按照巷道断面形状，开挖巷道。分别对无任何支护、联合支护后的应力变化、巷道顶底板和侧帮位移量变化、巷道围岩塑性区变化进行对比分析。巷道围岩应力云图如图9，巷道位移云图如图10，巷道表面位移量曲线如图11，塑性区分布云图如图12。

图9 应力云图Fig.9 Stress cloud diagrams

图10 位移云图Fig.10 Displacement cloud diagrams

图11 巷道表面位移量曲线Fig.11 Displacement curves of roadway surface

图12 塑性区分布云图Fig.12 Plastic zone distribution diagrams

由图9 可知，巷道由无支护→注浆加固+联合支护的过程中，巷道两腰的蓝色应力集中区域范围减小，巷道两帮的应力值增大，巷道顶底板应力降低区明显减小，应力释放率逐渐减小。图9（c）、9（d）为巷道无支护和联合支护水平应力云图，无支护时巷道顶底板所受水平应力集中，且数值较大，而围岩近距离范围内应力均较低。由此推断，深部水平应力对巷道影响较大，高低应力将形成较大的应力差，加速顶底板围岩的破坏，促使巷道顶板下沉，底板底鼓。采用注浆+全锚索支护后，水平应力集中范围明显减小，应力集中区域主要集中在顶板近距离围岩，且应力值较无支护时低，围岩得到较好控制。

图10（a）、图10（b）为无支护→注浆加固+全锚索支护的垂直位移云图。结果显示，巷道在无支护的情况下，顶板下沉量达到420 mm，底鼓量最大值460 mm。经过注浆及全锚索支护后，巷道顶板下沉量减小，底鼓明显降低。图10（c）为无支护水平位移云图，其中左帮位移量为213 mm，右帮水平位移量为202 mm，联合支护后，图10（d）中注浆区域巷道左、右帮水平位移量缩小，这表明联合支护方案，有效的控制了巷道围岩的变形，阻止了巷道两帮的收敛量。

由图11 可以看出，巷道在支护初期顶底板移进量和两帮收敛量较大，巷道变形量增加迅速且巷道变形速率均较快，10 000 步左右，围岩变形速率基本趋于稳定，20 000 万步数后，模型达到稳定，巷道变形量基本稳定，此时，顶板移近量稳定在63 mm，两帮移近量稳定在34 mm，底板底鼓量稳定在59 mm。

由图12（a）可知，顶底板主要受拉伸破坏，而巷道两帮受剪切和拉伸破坏，围岩塑性区范围半径达到3.2 m，尤其底板破坏范围比顶板破坏范围大，塑性区整体呈圆形，由此分析，巷道在此情况下极易失稳破坏；由图12（b）可知，巷道围岩塑性区范围明显减少，顶底板塑性区为1.5 m 左右，巷道两帮的塑性区宽度为1 m，表明联合支护方案效果较好。

通过模拟对比巷道开挖支护前后的变化规律，得出结论，在无任何支护到联合支护的过程中，应力集中区域减小、巷道表面位移量减小、塑性区范围减小，围岩强度得到改善，趋于稳定，说明此联合支护方案能够很好地控制围岩，保证巷道稳定性。