仲恒煤矿弱胶结极破碎围岩巷道控制技术研究

徐佑林，王 飞，郑 伟

(1.贵州理工学院 矿业工程学院，贵州 贵阳 550003；2.四川山源矿业工程技术有限公司，四川 成都 610042)

仲恒煤矿弱胶结极破碎围岩巷道控制技术研究

徐佑林1，王 飞2，郑 伟1

(1.贵州理工学院 矿业工程学院，贵州 贵阳 550003；2.四川山源矿业工程技术有限公司，四川 成都 610042)

针对仲恒煤矿115-102运输巷弱胶结极破碎围岩条件，使用小孔径钻孔窥视仪对巷道新掘段和变形量较大段进行窥视，对比分析巷道变形原因。使用FLAC3D数值计算软件模拟分析了不同参数下锚杆预应力场分布情况。基于模拟分析结果，针对围岩特点确定了高预紧力、高强度、高刚度的锚杆索联合支护方案。该方案实施于井下并进行矿压监测，监测结果表明该方案可以有效控制围岩变形。

弱胶结；破碎围岩；钻孔窥视；锚杆索联合支护

1 工程概况及问题

盘县仲恒煤矿115-102运输巷主要用于115-102采面回采期间运输和进风，为半煤岩拱形巷道，设计长度645.8m，掘进中高3.2m，掘进下宽4.4m，直墙高1m，掘进断面积12m2。

巷道采用综合机械化掘进，现架设U型钢棚被动支护。由于巷道围岩弱胶结，节理裂隙发育，巷道开掘后，围岩逐渐松散破碎。目前，采用U型棚支护段巷道已经发生较大变形，巷道“尖顶”，两帮移近，局部出现“网兜”[1]，支护效果较差。为了提高支护质量和速度，节约支护成本，对115-102运输巷地质生产条件进行调查，分析巷道变形原因，运用数值模拟等手段，研究了高预应力、高强度、高刚度的支护方案。支护方案实施于井下并进行巷道表面位移、锚杆索受力等监测。监测结果表明，高预应力、高强度、高刚度[2-3]的锚杆索联合支护方案可以有效控制弱胶结极破碎软岩[4]巷道围岩变形。

2 巷道破坏原因分析

12号煤层平均厚度为1.54m，赋存稳定，顶板为粉砂岩，底板为粉砂质泥岩。115-102运输巷为半圆拱形，墙高1m，现支护采用29U型钢棚被动支护，支护规格为下净宽×中高=4.2m×3.0m，棚距为0.7m，棚梁搭接长度为0.4m，每架棚配6副卡缆、3根拉杆。

分别对巷道新掘段和巷道变形量较大段进行窥视，进行对比分析。窥视结果见图1。

图1 巷道围岩窥视结果

巷道刚完成掘进，围岩比较完整，仅浅部1m范围内，在掘进扰动影响下出现微小裂隙。在架棚支护，巷道变形量较大段，巷道围岩6m范围内全部破碎，裂隙空洞十分发育，说明U型钢棚不能有效控制围岩原生和次生节理裂隙的张开，围岩自浅部向深部逐渐发生碎胀变形。原因为U型钢棚为一种被动支护形式，不能主动对围岩施加变形抗力，且由于施工原因，U型钢棚未能完全贴合岩壁，岩壁和U型钢棚间留有较大空隙，直至围岩碎胀，发生较大变形后才能起到一定的支护作用[5]。

解决原生裂隙发育弱胶结破碎围岩巷道支护的关键在于采取主动支护方式，提高支护系统的强度和刚度，在原生裂隙张开和滑移之前即对围岩主动

施加较大的变形抗力，从而提高围岩自承能力，使围岩自身载荷转变成承载体。锚杆索联合支护是一种有效的主动支护形式，通过对锚杆索施加预紧力可以提高支护系统的刚度，及时对围岩施加变形抗力，使围岩恢复三向应力状态，控制塑性区范围，保持围岩稳定。

3 支护方案

3.1 预应力场数值模拟研究

预应力数值及分布扩散形态是决定锚杆索支护效果的关键[6-7]，基于115-102运输巷围岩结构和围岩强度测试结果建立数值模型，使用数值模拟软件FLAC3D对锚杆不同预紧力值、长度、排距、直径影响下的预应力场进行了模拟研究。

3.1.1 锚杆预应力

模拟结果说明，锚杆预紧力为40kN时，仅在锚杆端部和尾部出现较为明显的预应力集中，锚杆中段和锚杆之间区域预应力分布数值较低，仅为0.075MPa。当锚杆预紧力提升至60kN时，预应力可有效覆盖锚杆整体长度，且锚杆之间也出现较为明显的预应力分布，达到0.4MPa。随着锚杆预紧力进一步提升，预应力场变化不大。应力场分布见图2。

图2 不同锚杆预应力形成的附加应力场分布

3.1.2 锚杆长度

模拟结果说明，随着锚杆长度的增加，预应力场分布范围逐渐扩大，但锚杆中部和锚杆中间区域预应力场数值逐渐降低。因此，锚杆长度越长，施加的预紧力应越高，否则锚杆中部会出现明显的预应力空白区域，影响支护效果。预应力分布见图3。

3.1.3 锚杆排距

通过提高锚杆的预应力，可增大锚杆的间排距，明显降低锚杆支护密度。不同锚杆排距的支护附加应力场如图4所示。

3.2 支护方案

根据数值模拟结果，遵循提高预紧力数值和预应力扩散效果，综合考虑支护成本和速度，确定以下支护方案。

锚杆杆体采用φ20mm左旋无纵筋螺纹钢，长度2m，钢号为BHRB400，间排距为1000mm×1000mm，均垂直岩面打设；树脂加长锚固，采用1支MSK2335树脂锚固剂和1支MSZ2360树脂锚固剂；锚杆预紧力矩要求大于300N·m，小于400N·m。采用W钢护板作为护表构件，规格为450mm×280mm×4mm。锚索为1×7股低松弛预应力钢绞线，公称直径17.8mm，长度5300mm，间距2300mm，排距2000mm，采用1支MSK2335和

图3 不同锚杆长度预应力分布

图4 不同锚杆排距支护附加应力场

2支MSZ2360树脂药卷锚固。锚索托板采用300mm×300mm×14mm高强度可调心托板及配套锁具；锚索预紧力≥250kN。喷射混凝土厚度为100mm，强度为C20。具体支护参数见图5。

图5 支护参数

4 支护效果分析

为了对弱胶结破碎围岩巷道支护效果进行监测，在115-102运输巷掘进200m位置布置综合测站，采用十字布点法对巷道表面位移进行监测，使用电阻式测力计对锚杆、锚索受力情况进行监测[8]。

4.1 巷道表面位移

图6为115-102运输巷巷道表面位移监测曲线。监测曲线表明，在巷道成型初期，巷道表面位移发展迅速[9]。随着掘进工作面的推进，超前支承压力逐渐前移，巷道围岩逐渐稳定。巷道变形在巷道成型10d后不再继续发展。最终，巷道最大顶板下沉量仅为69mm，底鼓量为59mm，右帮移近量为51mm，左帮移近量为41mm，巷道变形以顶底板变形为主，但变形量都不大，巷道围岩破坏得到有效控制，取得较好支护效果。

图6 巷道位移量监测

4.2 锚索受力监测

图7，图8分别为顶板、两帮锚索受力监测结果。顶板锚索受力监测结果表明：顶板1号锚索(顶左)初始受力为210kN，2号锚索(顶右)初始受力为219kN，锚索初始预紧力水平较高。顶板1号锚索最终受力为240kN，受力增加14.3%，2号锚索最终受力为247kN，受力增加12.8%，顶锚索最终受力与初始受力相比增加幅度较小，说明锚索支护范围内基本没有离层产生，顶板围岩得到有效控制[10]。

图8 帮锚索受力监测

对图8进行分析可知，两帮锚索(左为1号，右为2号)初始平均受力为162kN，其预紧力水平与顶板锚索相比，预紧力水平较低。其中底角锚索受力增加幅度最大，增加了108kN。说明巷帮底脚为拱形巷道应力集中区域，应重点加强支护。分析两帮锚索预紧力水平较低原因为：两帮煤体疏松破碎，锚索张拉完毕后，托盘后部煤体被压碎或发生蠕变，导致帮锚索卸压，预应力损失较大。巷道开掘初期，由于帮锚索支护范围内岩体裂隙发展较快，使帮锚索受力迅速增加，掘进10d后，帮锚索受力趋于稳定，说明支护范围内岩体裂隙不再发展，两帮变形得到有效控制。

4.3 锚杆受力监测

锚杆受力(监测锚杆编号从图5左下开始顺序为1，2，3，…，7)监测结果(见图9)说明，初始预紧力水平较高的1号、2号锚杆最终受力与初始预紧力相比，上升幅度不大，说明锚杆支护范围内原生次生裂隙得到有效控制，围岩未发生碎胀变形。而初始预紧力水平较低的3号锚杆，最终稳定受力与初始预紧力相比，上升了30kN，说明锚杆支护范围内围岩裂隙张开错动。对比分析可知，对于极破碎围岩，存在临界支护刚度，支护系统刚度超过临界刚度，便可有效控制围岩体变形。

图9 锚杆受力监测

在采取了W钢护板作为护表构件，高预紧力、高强度、高刚度锚杆索支护后，巷道围岩完整、稳定，强烈变形得到有效控制，支护质量大幅提升，说明高预应力强力支护适用于弱胶结极破碎围岩巷道支护。

5 结 论

针对仲恒煤矿115-102运输巷围岩弱胶结、原生裂隙发育、围岩破碎等困难特征，对弱胶结围岩变形特征、相应支护对策和方式进行研究，得出了以下结论：

(1)控制弱胶结极破碎围岩巷道变形的关键在于提高支护系统的刚度，及时有效控制节理裂隙面的张开，U型钢棚是一种被动支护手段，不能主动对围岩施加变形抗力，支护刚度低，不适用弱胶结极破碎围岩巷道支护。

(2)遵循提高支护系统刚度的原则，对不同支护参数的锚杆预应力分布进行模拟分析，依据弱胶结极破碎围岩巷道变形特征，提出了扩大护表面积的高预应力、高强度、高刚度的支护方案。

(3)矿压监测结果证明高预应力锚杆索联合支护方案可有效控制弱胶结极破碎围岩巷道强烈变形，是弱胶结极破碎围岩巷道变形有效控制形式。

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[责任编辑：王兴库]

Roadway Control Technology with Weakly Consolidated and Broken Surrounding Rock of Zhongheng Coal Mine

XU You-lin1，WANG Fei2， ZHENG Wei1

(1.Mining Engineering School，Guizhou Institute of Technology，Guiyang 550003，China；2.Sichun Shanyuan Mine Engineering Technology Co.，Ltd.，Chengdu 610042，China)

To weakly consolidated and broken surrounding rock of 115-102 haulage roadway of Zhongheng coal mine，then small hole diameter peeping device was used in new tunneling roadway and section with large deformation，the reasons of roadway deformation was compared.The pre-stress distribution field of cable under different parameters were analyzed with numerical simulation software FLAC3D.Based on the results of numerical simulation，combined supporting with rock bolt and cable schemes was determined for surrounding rock characters，which has the characters of high pretightening force，high strength，and high stiffness，then schemes was applied in underground and mine pressure was supervised，the results proved that the schemes could control surrounding rock deformation effectively.

weakly consolidated，broken surrounding rock ，drilling hole peeping，combined supporting with rock bolt and cable

2016-08-17

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.01.015

国家自然科学基金青年基金项目(51304119);贵州省教育厅青年科技人才成长项目：巷道底板深孔锚固钻进机理及快速钻机研究(黔教合KY字[2016]230)；贵州省自然科学基金：贵州煤矿高应力软岩巷道底板失稳破坏及控制机理研究(黔科合基础[2016]1068)

徐佑林(1983-)，男，贵州贵阳人，博士，主要从事煤与瓦斯突出防治和煤矿巷道支护技术研究。

徐佑林，王 飞，郑 伟.仲恒煤矿弱胶结极破碎围岩巷道控制技术研究[J].煤矿开采，2017，22(1)：65-68.

TD353

A

1006-6225(2017)01-0065-04