高应力软岩回采巷道支护技术研究

曹永国，王俊超

(1.四川广旺能源发展(集团)有限责任公司，四川 广元 628000;2.四川广旺集团船景煤业有限责任公司，四川 宜宾 645250)

四川广旺集团船景煤矿是年产150万t/a的大型矿井，主要开采 2#、7#、8#煤层，煤层平均厚度 4.83 m，赋存稳定，回采巷道均设于煤层中。1122运输巷道埋深600 m，地应力较大，围岩以泥岩为主，极易软化，致使1122运输巷发生严重的变形及破坏。因此，运输巷合理的支护设计是矿井安全生产亟待解决的问题。

1 地质特征

1122运输巷道主要开采2#煤层，该煤层倾角为6°～12°，煤层厚度0.3 ～1.5 m，平均1.1 m。煤层结构较简单，含2层夹矸，赋存较为稳定，岩性以泥岩或炭质泥岩为主。直接顶岩性为泥岩，深灰色，厚层状，中间夹粉细砂岩薄层，抗压强度24.6 MPa。直接底为铝土质泥岩，浅灰色，遇水极易软化，抗压强度29.4 MPa，加上1122运输巷埋深600 m，其自重应力为12.0 MPa，受周围2条大断层的影响，水平构造应力测试得到 17.25 ～25.8 MPa，侧压系数达 1.46 ～2.15，可见 1122运输巷围岩性质属于高应力泥化软岩［1－2］。

2 巷道变形破坏形式

1)顶板变形破坏情况。

顶板变形的主要形式是网兜现场比较严重，造成金属网破裂。用于辅助支护的钢筋梯是由普通螺纹钢焊接的，整体强度不高，当遇到高强度来压时容易造成焊接处断裂，加上钢筋梯与围岩的接触面积过小，柔性太大，不能支护高应力软岩巷道。喷射的混凝土由于围岩变形压力作用导致开裂并脱落，锚杆索的螺母脱落及托盘的扭曲较严重，造成金属网与托盘的连接破坏，锚索出现破断现象。

2)两帮的变形破坏状况。

巷道掘出后的2个月内，两帮相对移近量高达300～400 mm，初期的变形速率甚至达到20 mm/d，特别是底板中部有明显的鼓起，侧墙的中下部存在不同破坏程度的片帮，尤其是帮脚处最严重。发生轻微的片帮时仅仅出现贯通性纵向的裂缝，然而遇到严重片帮就会出现离层，造成喷层没有紧贴围岩，从而扭曲了钢筋网，造成顶板外露。

3)巷道的底鼓变形。

2#煤层底板主要以炭质、铝质泥岩为主，极易吸水膨胀，由于施工过程中未对底板采取任何支护措施，致使底板的垂直应力急剧降低，而水平应力急剧增加，增加了应力偏量，一旦两者的应力超过了岩层的屈服强度时，就会产生塑性变形，引起巷道底鼓。

利用LAC数值模拟软件模拟计算巷道在没有支护情况下，巷道围岩应力、位移的变化情况，见图1，2。

图1 巷道破坏后应力矢量图

图2 巷道破坏后位移矢量图

由图1，2可知，巷道顶底板应力释放范围比较大，顶底板低应力范围为1.4 m、6 m，两帮出现明显较大范围的应力集中。顶部位移下沉不太明显，最大位移量为0.20 m;两帮位移变化不大，最大为0.15 m;最大位移出现在底板，最大位移量为0.51 m。

3 复杂围岩大断面受损动压巷道变形破坏机制

3.1 巷道顶板围岩变形破坏

顶板破坏主要是由较大的应力所致，造成顶板向深部破坏，加上煤层与岩层交界处及煤层之间产生的滑动，引起顶板向巷道内部位移，致使顶板上下部岩层发生脱离，下部岩层就要单独承受自身重量。由于煤层强度较低，使得两肩以及两底角压应力较高，因此，在应力的重新平衡分布过程中就会在煤岩层交界处产生挤压破坏及持续破坏，顶板就会发生严重变形失稳。

3.2 巷道两帮围岩变形破坏

1122运输巷因构造应力作用破坏了原岩应力平衡状态，在此过程中两帮产生的裂纹逐渐向内部扩展，加之两帮煤体强度小于顶底板岩层强度，极易发生破坏，失去支撑能力，使得两帮形成一定范围内的破裂塑性区，减弱了支撑顶板的能力，并降低了顶板岩层的承载能［3］。因此，必须提高两帮支护强度及残余强度，进一步控制两帮破裂塑形区的发展，增强两帮对顶板的支撑作用，避免顶板离层。

3.3 巷道底板围岩变形破坏

1122运输巷直接底为铝质泥岩，由于在施工过程中未对其进行任何有效的支护，在受到水平应力以及弯曲应力作用后，发生膨胀破坏，释放了部分水平应力。加上顶底板岩层垂直于其层理方向的压应力，受到三向应力，致使煤体被压缩，导致底板变形鼓起。

4 1122运输巷支护参数确定

根据现场变形范围和数值分析，巷道围岩破坏区大于1.5 m，属于大松动圈，兼顾大多数回采巷道均采用锚网索耦合支护形式［4－5］，且采取减跨措施［6］，因此选择锚网索耦合支护［7］，外加在巷道中线布置1排单体支柱。按照围岩大松动圈的组合拱支护理论、悬吊理论以及非弹性区理论联合设计，计算巷道锚杆支护基本参数如下:

巷道设计宽B=4.5 m，半跨度为宽度1/2:a=2.25 m，高 h=3.8 m，巷道埋深 H=600 m，内摩擦角φ =30°，黏结强度 C=2.0 MPa，应力集中系数 K=2.8，岩石重力密度取18 kN/m3，锚杆在岩体中的控制角α按照45°计算，锚杆外露长度l3取50 mm。

由锚杆直径得出，锚孔直径取值28 mm。

依据悬吊理论，锚索总长度:

式中:

L1—锚索锚固段长度，mm，取1000;

L2—锚索外露长度，mm，一般为 150～300，取300;

Lp—锚索有效长度，mm，取4000。

锚索的排距:

式中:

［σ∂］—单根锚索的极限破断力，kN，取350;

Kb—安全系数，通常取 1.8。

锚索的间距取巷道的拱肩之间的距离为2000 mm，排距实际取3000 mm。

顶帮部及帮脚均选用规格为d20 mm×2500 mm的高强度螺纹钢系列锚杆，全长均为等强度，预紧力不低于70 kN，间排距800 mm×900 mm，使用规格为MSCK2350的树脂药卷2支进行端头锚固，每组布置12根，拱顶布置4根，每根锚杆均垂直拱顶，左右帮部都布置3根锚杆;对于巷道关键部位处必须采用高预应力的锚索加强支护，锚索选用规格为d15.24 mm×5300 mm的双股笼形锚索，端头锚固(树脂药卷，2支MSCK2350)，强度级别达到1860 MPa，锚索长度5300 mm，巷道顶部2根锚索，间距2000 mm，排距3000 mm。金属网选用d6.5 mm的冷拔丝焊接网编制，网片设计尺寸为长×宽=1100 mm×1400 mm，网格规格100 mm×100 mm。锚杆索的托盘设计尺寸100 mm×100 mm×8 mm及200 mm×200 mm×14 mm;W 钢带型号WD150－3.0，宽度150 mm，厚度3.0 mm，高度2000 mm，破断力不低于320 kN。再在巷道中线处打2排DZ35型单体液压支柱，起到减跨作用，增加锚网支护系统的可靠性，沿巷道中线布置2排，排距500 mm，行距1500 mm，每5根为1组，组距5000 mm。

数值模拟计算结果如下:

1)应力演化特征分析。

增加单体支柱和顶板锚索加强支护后巷道围岩应力状态有明显的改善，应力矢量图见图3。由图3可知，单体支柱支护的地方明显出现高达5 MPa高应力区域，而帮部应力值也明显增加到3.5 MPa，却减小了顶底板的低应力区域，说明锚索锚固作用充分调动了深部岩层强度，大大增加了松散岩体强度，起到强顶固帮作用，尤其是单体支柱起到了“承上固下”的关键作用，降低了底板两角剪应力值。

图3 应力矢量图

2)位移演化特征分析。

顶部锚杆索增强了对浅部的破碎岩块的挤压作用，同时减小了松动岩体传递给底板的压力及顶板的岩层跨度，减少了顶板的离层位移。而单体液压支柱支护作用又减少了底板的变形位移，达到了“撑顶控底”的作用，从而控制了巷道围岩变形。其中，两帮变形在0.05 m范围内，顶板变形在0.06 m范围内，但是在单体支柱两侧未控制的底板区域底板变形较大为0.13 m，位移矢量图见图4。

图4 位移矢量图

5 支护效果分析

为掌握支护试验段围岩变形特征以及巷道支护效果，对巷道围岩的表面位移以及围岩深部变形进行观测。

1)表面位移的观测数据分析。

巷道表面位移的观测数据与时间变化曲线见图5，6。

图5 位移变化曲线图

图6 移近速度变化曲线图

由图5可以看出，顶底板、两帮及底板移近量第20天走向基本稳定，顶底板、两帮及底板最大移近量分别为256 mm、168 mm、194 mm。顶底板、两帮及底板移近量在前20天的平均变形速率分别为7.5 mm/d、5.25 mm/d、5.65 mm/d，最大变形速率为14.5 mm/d、11.0 mm/d、10.5 mm/d，初期变形速率均较大，随着时间的延长，移近速率逐渐降低。在20天后，顶底板、两帮及底板变形的平均速率为 1.3 mm/d、0.6 mm/d、1.2 mm/d。在掘巷支护初期受掘进工作面开挖影响，围岩变形处于剧烈变形阶段。随着支护体与围岩逐渐达到耦合，变形趋于平稳。

2)顶板位移数据分析。

顶板多点位移观测数据与时间变化曲线见图7。由图7可知，顶板2 m范围内位移变化量比较小，最大的累计变化量为13 mm，而2～8 m内岩层位移量逐步开始增长，最大累计量为42 mm。说明2 m范围内顶板比较完好，而2～8 m内有一定的位移，但相对比较稳定，可以看出设计的支护方案有效地控制了巷道的顶板位移。

图7 巷道围岩内部位移变化曲线图

6 结论

1)高应力软岩回采巷道变形破坏特征是顶肩及帮角处产生较大范围的应力集中，而顶板及两帮受到的应力又通过底板进行释放，引起底鼓。因此，提出锚网索耦合支护外加单体液压支柱的支护方案，减少底板压力，降低顶板的岩层跨度，控制顶板挠曲变形;而单体液压支柱施加给底板的作用力又可以减少底板位移，达到“撑顶控底”的作用，增加了对顶、底板的控制强度。

2)数值模拟表明，增加顶板锚杆(索)、帮部锚杆及应用单体支柱支护能够有效地提高围岩强度，降低塑性区范围，控制了围岩变形及保证了其稳定性。

3)现场实践表明，锚网索耦合支护外加单体液压支柱的支护方案实施后，表面位移变化范围正常，顶板下沉情况不明显，锚杆、锚索补强作用显著，顶板锚固状况较好，保证了顶板岩层的整体性，有效地控制了围岩变形，提高了巷道支护水平。

［1］伊光志，王登科，张东明.高应力软岩下巷道支护［J］.重庆大学学报，2007，30(10):88－90.

［2］杜志军，张国文.高应力软岩条件下煤矿巷道支护研究与实践［J］.西安科技大学学报，2007，27(3):357－359.

［3］张 农，侯朝炯，王培荣.深井三软煤巷锚杆支护技术研究［J］.岩石力学与工程学报，1999，18(4):437－440.

［4］杨永刚，张海燕，解盘石.复杂围岩环境下大断面巷道支护系统研究与实践［J］.采矿与安全工程学报，2009，26(3):354－358.

［5］伍永平，杨永刚，来兴平，等.巷道锚杆支护参数的数值模拟分析与确定［J］.采矿与安全工程学报，2007，24(4):398－401.

［6］付 强，明世祥.锚杆(索)减跨机理及在深埋大跨度巷道中的应用［J］.中国矿业，2007，16(5):64－65.

［7］安 东，孔祥义，张宏岩.松软岩(煤)层巷道锚网索耦合支护技术应用［J］.煤炭工程，2007(1):29－30.