多次强动压巷道围岩“三区”强化支护机理及控制技术研究*

李国盛，张 辉,2,3，蒋帅旗

(1.河南理工大学 能源科学与工程学院，河南 焦作 454003；2.煤炭科学研究总院开采设计研究分院，北京 100013； 3.煤炭安全生产河南省协同创新中心，河南 焦作 454000)

0 引言

安全、有效的巷道支护及加固技术是保证矿井高产高效的必要条件。近年来，随着煤矿开采深度不断地向深处延伸，地质条件恶化，地应力增大，导致煤矿巷道围岩变形破坏严重，其中最重要的原因是巷道围岩的稳定受到了周围煤层群的采动作用的影响，在多次强动压作用下，巷道围岩出现了多维度不对称的变形破坏，极大地影响了煤矿的安全生产。而在其中对整个煤矿起到运输作用的下山巷道，在为煤矿长期的服务过程中，其破坏程度是最为严重的，从而对煤矿长期的安全高效生产造成巨大的威胁。

下山巷道变形破坏是采动影响、地质构造影响、岩性影响和支护形式及参数等多种因素综合作用的结果[1]。针对下山巷道围岩受采动扰动问题，国内外学者对此进行了大量的研究工作。相关学者对动压作用下的巷道围岩变形破坏机理进行了大量的分析[2-7]，同时部分学者对其控制措施展开了探讨。廖伟峰等[8]、宋锦虎等[9]提出了让压支护技术的控制对策；鲁德丰等[10]提出了锚-网-索-注多层次组合控制方案；方新秋等[11-13]提出了大巷加固及采用二次支护方法控制围岩变形的方案；李长勇[14]提出了采用更改支护工艺及支护材料的方法维护巷道的变形量；韦四江等[15]认为在超前支承压力的峰值阶段采取加强支护措施；陈晓祥等[16]提出了“携顶底，控两帮”的支护思想。

本文结合湾田煤矿实际工程地质条件，提出了巷道围岩“三区”强化支护机理，利用数值模拟及理论分析方法系统研究了巷道围岩“锚杆锚索+内外注浆”联合强化支护技术，对多次强动压作用巷道围岩控制提供可靠的借鉴。

1 工程地质特征

湾田煤矿位于贵州省盘县淤泥乡境内，属于盘县土城普查区内土城向斜。目前，湾田煤矿主要对1#煤、3#煤、61#煤、10#煤、12#煤和15#煤进行了开采，局部对161#煤、17#煤进行开采。湾田煤矿的皮带下山、轨道上山、回风上山3条主要大巷间距约20 m，沿煤层倾斜方向布置，倾角22°，均位于161#煤与17#煤之间的岩层中，巷道掘进宽度4 500 mm，掘进高度为3 400 mm，直墙高度950 mm，且沿煤层倾斜方向布置。多煤层开采对3条下山造成多次强动压作用，巷道变形破坏严重。湾田煤矿岩层结构较复杂，以砂质泥岩、粉砂岩为主，伴有古生物化石，岩石胶结程度差，强度低。

2 围岩“三区”强化支护机理及控制技术

2.1 围岩“三区”强化支护机理分析

根据多次强动压作用巷道围岩形成的环形破坏区模型，提出巷道围岩“三区”强化支护方法，如图1所示。图中注浆区域分为内注浆区和外注浆区，内注浆区与锚杆锚索锚固共同形成围岩锚固区，外注浆区形成围岩强化区，在外注浆区与内注浆区之间形成应力释放区。动压作用下，强化区围岩强力抵抗外力作用的同时，向应力释放区产生弹性变形释放部分能量，抵抗了强动压的作用；此时强化锚固区在应力释放区缓冲的同时，有效控制缓冲区的变形，而使得强化区岩体不一直向缓冲区移动，从而较好地控制多次动压影响巷道围岩的变形破坏。

图1 巷道围岩“三区”强化支护理论模型Fig.1 Surroundingrock roadway “three zones” reinforcement support theory model

2.2 围岩“三区”强化支护控制技术

巷道围岩“三区”强化支护原理是通过锚杆锚索及内外注浆形成联合强化支护，如图2所示，其施工步骤为：①扩帮刷巷及初喷，及时喷射混凝土薄喷层，为内注浆做准备；②内注浆形成内强化区，内注浆采用注射双液浆，及时固化，注浆范围为锚杆锚索锚固区，注浆孔施工深度为锚索孔长度，注浆管采用6分管，双液浆沾棉纱封孔；③高强预应力锚杆锚索支护，采用高强度锚杆锚索对下山围岩进行及时支护，使得锚固区与内注浆区及时形成一个强化锚固区；④外注浆形成外强化区，外注浆为深孔注浆，由于外注浆钻孔深度较大，且需要在深部进行封孔才能形成应力释放区，使得注浆管长度较大，且要求注浆管必须是柔性的。

图2 注浆方法示意Fig. 2 Diagram of grouting method

3 巷道围岩强化区承载性能力学分析

1)上覆岩层载荷确定

自然平衡拱内最大围岩压应力值为：

qmax=Rγ/f

(1)

式中：R为半圆拱半径，12 m；f为岩体坚固系数，取0.76；γ取2.5×104N/m3。代入数据计算可得最大围岩压应力值为0.39 MPa。

2)强化区安全半径确定

根据普氏平衡拱理论，有：

(2)

式中：a1，b分别为自然平衡拱的最大跨度、最大高度，m；其中a为直拱部分的跨度，2.25 m；h为直拱的高度，3.2 m；φ为岩体的内摩擦角，取45°；R安为强化区安全半径，m。将以上参数代入到公式(2)，可得R安=11.87 m，而实际半圆拱半径为12 m，满足要求。

3) 强化区抗拉破坏力学分析

将巷道简化为平面半圆筒受力，强化区半径为R，厚度为h，半圆拱受均布载荷q的作用，半圆拱两端受简支梁约束，模型受力分析如图3所示。

图3 强化区受力力学分析Fig.3 Stress analysis of reinforced zones

根据平衡条件：

(3)

考虑拱的破坏为强化区拱梁的拉破坏造成，则需求解半圆拱梁所受最大弯矩Mmax，弯矩Mα的计算式可表示为：

Mα=qR2-qR2cosα-Mq

(4)

式中：Mq为上覆岩层载荷q对α角度时端部弯矩，其中：

(5)

当α角度取π/2时，Mq取得最大值，则：

Mqmax=0.17qR2

(6)

可计算出强化区所受的最大拉应力σmax为：

(7)

结合以上计算数据，同时高水材料胶结体稳定抗拉强度为0.92 MPa，q为最大围岩压应力值0.39 MPa，根据式(7)可得半圆拱厚度必须满足：

(8)

下山实际强化区拱梁半圆拱的拱厚为8 m，满足抗拉强度要求。

4)强化区抗剪破坏分析

圆形拱的内半径为a，外半径为b，外半径边缘受均布载荷q的作用，抗剪力学模型如图4所示。

图4 强化区圆形拱抗剪受力模型Fig.4 Shear force model of circular arch in reinforced area

极坐标系下应力分量与应力函数间的关系为：

(9)

根据圆形拱的边界条件：σrr=a=-q，σrr=b=0

于是可解得圆拱的径向应力：

(10)

当r取a时，拱脚所受剪应力达到最大值，为：

(11)

将以上参数分别代入到公式(9)～(11)中，计算可得σθmax=0.8 MPa，而实际半圆拱胶结体稳定时的抗剪强度为1.1 MPa，满足要求。

4 围岩“三区”强化支护结果及分析

4.1 数值模拟结果分析

1) 数值模型及参数设计

利用离散元UDEC数值模拟软件，依据湾田煤矿实际工程地质条件，建立数值模型，如图5所示，对“锚杆锚索+内外注浆”联合支护方式进行模拟。模型上边界为10#煤层上方24 m，下边界距17#煤11 m，均向下山方向推进；右边界距皮带下山中心30 m，左边界距回风上山中心30 m。上边界上方距地表约210 m，水平方向测压系数为1.2。模型顶部所加的垂直方向应力σy为8.2 MPa，水平方向应力σx为6.2 MPa。各岩层及煤层的岩性如表1所示，数值模拟方案如表2所示。

图5 工程数值计算模型Fig.5 Engineering numerical calculation model

序号岩性密度/(kg·m-3)弹性模量/Gpa抗压强度/Mpa泊松比1粉砂岩2 73210.7335.840.222煤层1 5073.1220.050.403砂质泥岩2 5118.7534.160.214泥岩2 4618.7533.40.265细砂岩2 8733.3436.00.35

表2 数值模拟方案Table 2 Numerical simulation scheme

2)“锚杆锚索+内注浆”模拟结果分析

由于限于篇幅，本文主要对皮带下山巷道围岩第三次、第五次动压作用下的水平、垂直位移及塑性破坏特征进行分析。图6为第三次动压作用“锚杆锚索+内注浆”支护力学特征分布云图。图中注浆范围为锚杆锚索锚固区，锚杆锚索处于注浆加固区，注浆压力为3.0 MPa，水灰比为1∶1，注浆孔布置深度6.0 m，间距为1.5 m，所受的轴向力在锚杆承受范围内，顶板下沉量得到有效控制，但具有一定的底鼓，水平位移量较小，锚杆锚索所处的塑性破坏区得到有效重新加固，形成一个具有高强度的承载拱。

图6 内注浆围岩力学特性Fig.6 Internal grouting surrounding rock mechanical properties

3)“锚杆锚索+外注浆”模拟结果分析

图7为第五次动压作用巷道围岩外注浆力学特征分布云图，注浆压力为3.0 MPa，水灰比为1∶1，外注浆孔布置深度为15 m，间距为2.5 m；在内外注浆区之间0.8 m范围不进行注浆，使之形成一个动压作用缓冲区，多煤层开采后使其起到动压传递的作用，同时也保护外注浆层；皮带下山受第五次动压作用顶板下沉基本得到有效控制，同时底鼓也得到有效控制；水平位移量较小，锚杆锚索内注浆区与外注浆区形成“三个区”：即围岩锚固区、围岩强化区和应力释放区，对后期巷道围岩受强动压作用，达到了理想的控制效果。

图7 内外注浆围岩力学特性Fig.7 Inside and outside grouting surrounding rock mechanical properties

4.2 井下工程试验及结果分析

根据湾田煤矿实际工程地质条件及理论计算、数值模拟结果，对该矿多次动压作用巷道围岩进行有效设计。

1)试验地点及方案：位于皮带下山皮带机尾(1485水平车场石门)以下，共计840 m；方案设计采用“先注后锚的方案进行治理”，即全断面高强预应力锚注支护。

2)支护设计方案：巷道断面为直墙半圆拱形，宽度为4.5 m，高度为3.55 m；注浆采用内外注浆相结合的方法，注浆技术参数如图8所示。内注浆钻孔沿巷道帮顶成排布置，注浆孔间排距2 000 mm×2 000 mm，三花布置，深度为6 000 mm，注浆终止压力0.3～1 MPa左右，注浆材料采用水泥-水玻璃混合浆液，水泥浆和水玻璃的体积比1∶0.6；水泥采用425硅酸盐水泥，水泥浆水灰比为0.5∶1；使用萘系高效减水剂，减水剂掺入量0.7%～1%；注浆封孔材料使用水泥-水玻璃混合液和棉纱固定孔管并封孔，封孔深度不小于300 mm。外注浆参数与内注浆一致，外注浆孔与内注浆孔交叉三花眼布置，注浆孔深度15 000 mm，注浆材料采用自制的复合高强聚合物注浆材料，水泥浆水灰比为0.5∶1，注浆终止压力4～6 MPa。支护采用锚杆锚索联合支护方式，锚杆锚索锚固区位于内注浆区(锚固区)，锚杆为左旋无纵筋螺纹钢筋，公称直径22 mm，长度2 200 mm，锚杆间排距900 mm×1 000 mm，矩形排列；锚索采用1×19股钢绞线，公称直径22 mm，长度6 300 mm，每排5根，锚索间排距1 700 mm×2 000 mm，矩形排列。支护效果如图8所示。

图8 注浆孔技术参数Fig. 8 Technical parameters of grouting hole

3)试验结果分析：监测结果如图9所示，采用“锚杆锚索+内外注浆”联合支护控制技术。10 d后，皮带下山顶板下沉量最大值为135 mm，为巷道高度的4.29%，顶板下沉量表现出初期变形量大且变形速度快的特点，顶板下沉量在距开挖后3～5 d内变形非常明显，5 d之后基本稳定；皮带下山底鼓量在巷道开挖2 d后出现显著变形，监测期间累计底鼓量160 mm，为巷道高度的4.92%；两帮变形量较小，监测期间左右两帮的移近量累计30 mm，为巷道宽度的0.7%，其中左帮移近20 mm，右帮移近10 mm，有效地控制了多次动压影响巷道围岩的变形破坏。

图9 离层量观测曲线Fig.9 Separation layer observation curve

5 结论

1)根据下山多次动压作用围岩形成的环形破坏区模型，提出了巷道围岩“三区”强化支护技术，即围岩锚固区、围岩强化区和应力释放区，将注浆区分为内注浆区和外注浆区。

2)数值模拟及理论分析结果表明注浆能够有效的胶结破碎的围岩体，锚杆锚索基本处于注浆加固区，所受的轴向力在锚杆锚索承受范围内；锚杆锚索所处的塑性破坏区得到有效重新加固，形成一个具有高强度的承载拱，顶板下沉和底鼓得到了有效的控制。

3)通过采用“锚杆锚索+内外联合注浆”支护方式进行井下现场试验，结果表明皮带下山顶板下沉量和底鼓量不足为巷道高度的5%；两帮变形量为巷道宽度的0.7%，有效地控制了巷道围岩的变形破坏。

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