采动剧烈影响软弱围岩巷道失稳机理及支护

何富连，王宁博，魏　臻，卫文彬，许华威

(中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院，北京 100083)



采动剧烈影响软弱围岩巷道失稳机理及支护

何富连，王宁博，魏臻，卫文彬，许华威

(中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院，北京 100083)

[摘要]针对新元煤矿受采动剧烈影响、软弱破碎围岩区段平巷的支护难题，从加固软弱破碎围岩，加强薄弱部位控制，降低采动剧烈影响时塑性区范围及其外移速率等入手，分析了其支护机理，提出了小孔径高预应力短锚索配合桁架锚索支护技术，并成功用于工业性实践，取得较好效果。

[关键词]剧烈采动； 软弱围岩； 预应力锚索； 桁架锚索

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2015.05.012

[引用格式]何富连，王宁博，魏臻，等.采动剧烈影响软弱围岩巷道失稳机理及支护[J].煤矿开采，2015，20(5)：43-45，14.

近年来，随着煤矿开采深度、强度的日益增加，以及开采条件的日趋复杂，受动压剧烈影响的回采巷道数量呈现明显上升趋势，尤其对软弱破碎围岩巷道而言，由于巷道围岩力学性质的恶化，构造应力与次生应力显著地增加，导致此类巷道的围岩控制一直是煤矿支护的技术难题。目前，国内外许多学者对此类巷道的支护开展了一系列的研究工作[1-5]，但对于阳泉、西山、霍州等部分矿区采用的大断面、软弱破碎围岩且受二次或多次采动剧烈影响等复杂条件下回采巷道研究较少。如阳泉煤业新元煤矿310102轨道平巷作为可二次复用的软弱破碎围岩巷道，在回采时受动压剧烈影响，曾发生大面积的冒顶和片帮，围岩变形破坏严重。其他类似巷道在服务过程中也一直处于反复维修的状态，导致矿井综采面衔接紧张，严重影响了整个矿井的正常生产。

本文就新元煤矿软弱破碎围岩巷道在回采过程中围岩变形破坏原因进行了分析，针对性地提出“高预应力强力锚索配合桁架锚索”支护方案，并阐述了其控制原理。

1工程地质概况

新元煤矿主采3号煤层，埋深560m，平均厚度2.38m，其上为均厚3.5m复合泥岩顶板(高岭土与泥岩复合)，直接底为均厚1.96m砂质泥岩，其下为厚1.2m粉砂岩。所研究的310104运输平巷(即310103轨道平巷)为可二次复用的巷道。巷道布置见图1。

图1　采区巷道布置

巷道沿顶板掘进，设计断面为矩形，宽4.5m，高2.8m，断面面积12.6m2。310104工作面运输平巷、瓦斯抽采巷、进风平巷之间煤柱均为22m。

2巷道变形破坏特征及原因

2.1　巷道变形破坏特征

310104区段运输平巷作为可二次复用的巷道，需经历掘进影响期、掘进影响稳定期、一次采动影响期、一次采动影响稳定期、二次采动影响期。根据井下实测资料可知，巷道围岩变形根据所处时期不同，具有明显的阶段性。

(1)小变形阶段掘巷影响期及掘巷影响稳定期巷道变形并不明显，采动影响前，巷道在原有的支护条件下能保持长期稳定。

(2)变形破坏阶段巷道受一次采动影响时，自工作面前方70m左右巷道变形开始增加，且随着与工作面距离的减小而愈来愈剧烈，如310203工作面推进200m时，回采面前后50～150m范围内巷道出现大面积底鼓，工作面在推进过程中巷道顶板开始出现严重的离层下沉和恶性冒顶，支护系统部分损坏，其中巷道两帮上角多为破坏的首发区域；采动影响稳定后，巷道也一直以较大的速度变形，如工作面后方150～300m处，顶板出现锚杆(索)被拉断，钢带被剪断，顶板极度变形。

(3)破坏损毁阶段当本区段工作面回采时，310104运输平巷作为二次复用巷道，受二次超前采动支承压力的剧烈影响，巷帮出现向巷道内整体大内移、垮帮或严重鼓帮，帮整体位移量达1～2m；顶板出现整体切顶和恶性冒落，冒顶高度甚至达10m以上，支护系统大范围损毁，巷道全断面被阻塞和不能通风行人。

2.2　巷道变形破坏原因分析

回采巷道失稳主要是由构造或开挖引起的应力集中超过围岩强度或围岩变形过大而致[6]，且失稳过程中围岩的变形及破坏是一个由表及里渐进性相关过程，其相关程度首先取决于巷道围岩性质、应力的分布及变化，其次，决定于支护结构的适应性。

2.2.1围岩性质

顶板为多层泥岩组成的复合顶板，厚度大(3.5m)、强度低、自稳能力差且具有一定的膨胀性。两帮为含软弱夹层煤体，内生裂隙发育。底板为灰黑色砂质泥岩，软岩特征明显。

2.2.2围岩应力

图2为310103工作面回采过程中，距巷帮不同距离测点煤柱侧向支承压力动态分布曲线。根据应力的实际测量分析发现，巷道的变形发展与采动所引起的高支承压力具有良好的相关性。

图2　煤柱侧向支承压力分布

采动影响前，巷道一直处于稳定状态，且维护状况良好，此时实际测定的巷道原岩应力并不大，约为13.5MPa；受采动影响，超前支承压力逐渐增大，在工作面前方15m处，煤柱支承压力峰值达到极值61.5MPa，应力集中系数达4.56，超前支承压力远大于围岩单向抗压强度及锚杆围岩内承载结构的承载能力，巷道围岩应力处于快速向深部调整状态，围岩随着应力的调整收敛速度加快；310104工作面推进过程中，巷道受二次动压影响，应力影响空间范围更广且高支承压力的影响更剧烈。

2.2.3支护方式

原支护方式采用普通单体锚杆、锚网支护，支护系统的不适应性主要体现在：原锚杆长度为2000mm，顶锚杆锚固在厚层泥岩中，帮锚杆锚固于围岩塑性区中，均没有可靠的着力基础，支护理论中假设的成拱机制难以实现；所采用的圆钢锚杆预应力不足30kN，锚杆对浅部围岩提供的围压小，加之圆钢锚杆自身强度较低，抗剪能力弱，浅部围岩并没有形成稳固的内承载结构；现有锚杆(索)布置对巷道两帮角控制薄弱，两帮角成为支护失效的首发和多发部位。

3围岩控制原理及方案

3.1　围岩稳定控制原理

对锚杆(索)支护而言，巷道控制的对象是周边软弱破碎围岩，其支护理论中对围岩的控制建立在巷道外部围岩是稳定的假设基础之上。而软弱破碎围岩巷道开挖后在较短时间内形成了较大范围的塑性区和破坏区，锚杆锚固于围岩极限平衡区内，巷道外部围岩是处于动态演化中的[4]，当其受剧烈动压影响，集中应力迅速外移，塑性区范围及围岩表面位移扩大，当位移量超过允许值时巷道则发生失稳。因此，如何通过合理的支护手段控制采动引起的高应力外移及塑性区的无限扩大是保证巷道稳定的关键。

基于所分析巷道变形破坏原因及动压巷道围岩控制原理，对于新元煤矿受动压剧烈影响的软弱围岩巷道的控制应从以下几个方面着手：及时加固围岩，阻止围岩破碎区的迅速扩大，提高浅部围岩初期支护阻力，以增加浅部围岩的承载能力，并向深部围岩施加较高围压；充分调动深部围岩承载能力，减缓围岩应力场调整过程中支承应力峰值及塑性区向深部岩层推进的速度；优化锚杆(索)布置结构及长度，加强帮角薄弱部位的控制。基于以上思路提出小孔径高预应力锚索配合桁架锚索支护技术。

3.2　预应力锚索桁架控制技术

预应力锚索桁架控制技术是用小孔径预应力短锚索代替普通锚杆并配合强力桁架锚索的支护技术，预应力短锚索通过厚W钢带与表面围岩连成统一整体，桁架锚索则通过专用连接器连接。

针对所分析巷道围岩变形破坏机制，预应力短锚索代替普通圆钢锚杆具有以下优势：较高的预应力能实现锚索的主动、及时支护，巷道表面围岩处于较高的三向应力状态故提高围岩强度以控制围岩的早期变形，减小塑性区的范围及其向围岩深部移近速度[7]；所使用的短锚索长度大于普通锚杆，锚索锚固点位于深部稳定岩层中，巷道围岩有可靠的承载基础；桁架锚索锚固于巷道顶角深部稳定岩层中，与上部岩层稳定共同组成形似倒契体外部承载结构，此承载结构在高强高预应力锚索作用下具有较高的承载能力，可分化减弱覆岩载荷；帮桁架锚索可显著增加帮角薄弱部位岩石的抗剪能力，实现对两帮角薄弱部位的有效控制。

当巷道受到强烈的动压影响时，浅部围岩卸压发生形变，塑性区范围扩大，集中应力向深部转移，此时预应力短锚索能及时提供较高的阻力以延迟减缓塑性区扩大及集中应力向围岩深部转移速率，且锚索的高延伸性能可对围岩进行一定的让压，以减少承载结构所承载的形变压力，动压越剧烈，预应力锚索所提供的支护阻力也越高，其对深部围岩提供的围压愈高，围岩与预应力锚索形成的承载结构承载能力也愈高。桁架锚索形成的锚固点位于巷道稳定岩层中的倒契体结构在受动压作用时可牢固卡在巷道上方，且动压越大，“卡紧力”越大，用以分化减弱上部传来的部分载荷[8]。

3.3　支护方案

依据上述受采动剧烈影响软弱围岩巷道控制原理及小孔径预应力短锚索配合强力桁架锚索控制技术的优越性，进行新元煤矿可二次复用的巷道支护设计，并运用正交实验与数值模拟结合得出最优方案。支护方案见图3。

图3　预应力锚索配合桁架锚索支护方案

顶板支护顶板为小孔径高预应力全锚索配合桁架锚索支护。单体锚索采用长4300mm,φ17.8mm，1×19股高强度高延伸率预应力钢绞线,间排距1000mm×800mm，靠煤帮的顶板角锚索与铅垂线的夹角为10°,预紧力不得低于160kN。锚索之间用4mm厚W钢带连接。桁架锚索采用长度为9400mm，φ17.8mm，1×19股高强度高延伸率预应力钢绞线，桁架锚索系统的底部跨度为2100mm，排距为1600mm。

两帮支护两帮采用锚杆(索)、钢筋梯子梁(槽钢)组合支护。锚杆与顶板短锚索同排布置，杆体为长度3000mm，φ20mm左旋无纵筋螺纹钢筋，每排布置4根锚杆，间排距为800mm×800mm，最上位锚杆角度与水平线夹角为10°，其余锚杆水平布置。锚杆之间用钢筋梯子梁连接，帮锚索与顶板桁架锚索同排布置，长度为5300mm,帮锚索用槽钢连接，预紧力不低于120kN。

4围岩稳定性控制效果

选取310104运输平巷某一典型区域作为试验段实行新支护方案进行加固，并设置5个围岩变形观测站进行不间断观测，取其中具有代表性的2号和3号测站进行分析，其具体观测结果见图4。

图4　巷道变形量观测曲线

测站2处巷道围岩表面位移在巷道掘出后约30d左右趋于稳定；50d后，由于受310103回采工作面采动的影响，收敛速度增加，直至120d后重新趋于稳定，两帮移近量不超过400mm，顶板下

沉量不超过300mm。测站3在开掘35d后趋于稳定；65d后，由于受310103回采工作面采动的影响，收敛速度增加，直至120d后重新趋于稳定，两帮移近量不超过500mm，顶板下沉量不超过320mm。试验段在经受采动过程中均保持稳定。

5结论

(1)动压软弱围岩巷道变形破坏具有明显的阶段性。引起围岩阶段性变形的相关因素主要有围岩岩性、应力分布及支护方式等。其中围岩岩性是内因，采动引起的超前集中支承压力是关键因素，支护系统的不适应是重要外因。

(2)对于受多次动压剧烈影响软弱围岩巷道的控制应从加固软弱破碎围岩，加强薄弱部位控制，降低采动剧烈影响时塑性区范围及其外移速率等方面入手选取合理的支护形式。

(3)高预应力短锚索配合强力桁架锚索支护系统能有效控制受动压剧烈影响的软弱围岩巷道的围岩变形，为此类巷道的围岩控制提供了借鉴。

[参考文献]

[1]高谦，刘福军，赵静.一次动压煤矿巷道预应力锚索支护设计与参数优化[J].岩土力学，2005，26(2): 859-865.

[2]李学华，杨宏敏，刘汉喜,等.动压软岩巷道锚注加固机理与应用研究[J].采矿与安全工程学报，2006,23(2):159-164.

[3]王宏伟，姜耀东，赵毅鑫，等.软弱破碎围岩高强高预紧力支护技术与应用[J].采矿与安全工程学报,2012,29(4):474-481.

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[7]康红普，王金华，林健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用[J].煤炭学报,2007,23(12):1233-123.

[8]何富连，殷东平，严红，等.采动垮冒型顶板煤巷强力锚索桁架支护系统试验[J].煤炭科学技术,2011,39(2):1-6.

[责任编辑：王兴库]

Instability Mechanism and Supporting of Soft-rock Roadway Influenced by Strong Mining

HE Fu-lian，WANG Ning-bo，WEI Zhen，WEI Wen-bin，XU Hua-wei

(Resources & Safety Engineering School，China University of Mining & Technology(Beijing)，Beijing 100083，China)

Abstract：In order to solve the supporting difficult problem of soft-rock roadway influenced by strong mining in Xinyuan Colliery，the supporting technology of small-bore and high-pre-stress short anchored cable with truss cable was put forward by analyzing supporting mechanism from reinforcing soft and crack surrounding rock，strengthening weak part control and reducing the range and deformation velocity of plastic zone influenced by strong mining.Field test showed the technology had excellent effect.

Keywords：strong mining；soft rock；pre-stress anchored cable；truss cable

[作者简介]何富连(1966-),男,浙江临海人,教授,博士生导师,研究方向为采矿工程和安全技术。通讯作者：王宁博(1989-)，男,河南周口人，硕士研究生。

[基金项目]国家自然科学基金资助项目 (51234005)；中央高校基本科研业务费专项资金资助(2010YZ02)

[收稿日期]2015-03-27

[中图分类号]TD353

[文献标识码]A

[文章编号]1006-6225(2015)05-0043-03