云冈煤矿破碎软弱围岩支护技术研究

叶光辉

(大同煤矿集团 云冈煤矿，山西 大同 037000)

我国煤炭产量大，每年巷道掘进进尺达6 000 km以上，深部高应力软岩巷道占据10%以上。由于多年的开采，浅部易开采的煤炭资源日益减少，导致不得不转向开采深部煤炭资源。由于深部软岩煤矿具有巷道失修率高、支护极其困难等问题，若未能实施有效的支护工艺以减小巷道的变形，将导致软岩巷道的修护成本增加，甚至会引发事故，造成人员伤亡和财产损失。所以研究经济合理的支护工艺成为深部高应力软岩巷道亟需解决的难题。

我国科研工作者对松软岩巷道支护技术开展了大量的研究工作，王国强和王海东[1]在小康矿S2S2工作面采取高强锚(索)喷网配合U型钢可缩支架技术，充分发挥了围岩承载能力，使巷道变形减小，未发生冒顶、片帮隐患事故，取得良好的支护效果。丁向勇等[2]对蒋家河煤矿ZF1410工作面支护方式进行优化，现场实测结果证明：优化后的支护方案使巷道变形速度减慢，巷道变形得到有效控制。尹光志等[3]对白皎煤矿井下高应力软岩巷道采用3种不同的支护工艺，现场结果证明：适合高应力软岩巷道最佳的支护方式是预留刚隙柔层支护方法，即锚梁网+拱形支架联合支护方式。柏建彪等[4]在古汉山矿西大巷采用高水速凝材料注浆加固遇水弱化、膨胀的泥岩，确定最佳二次支护时间的工艺，显著减小了深部软岩巷道的大变形。

根据云冈煤矿5615巷的具体条件，采用“高强锚(索)喷网配合U型钢可缩支架及壁后充填”的支护技术，解决5615巷巷道变形速度快，顶板变形严重且产生大量坠袋，巷道底鼓凸起明显，支护构件屈服破断等问题，同时借助ANSYS数值模拟软件对比分析原支护方案和优化后方案的支护效果，并进行现场试验，实测5615巷支护效果。

1 工作面概况

大同煤矿集团云岗煤矿位于大同市西郊云岗沟内，距大同市20 km，为大宁煤田的一部分，井田分两个水平开采。第一水平标高1 020 m，主要开采2～2号(A2)、3号(B)煤。第二水平标高为940 m，主要开采7号(B5)、8号(C)、9号(D)、10号(D1)、11-3号(E)、12号(F)等煤层。矿井为高瓦斯矿井，采用立井开拓方式，本井田地质构造简单，煤层赋存平缓。煤层走向大致为南北向，倾角一般为3°～7°，平均9.4°. 12#煤层厚度为6.0～7.8 m，平均厚度为6.7 m，本井田地质构造简单，煤层赋存平缓。煤层走向大致为南北向，倾角一般为1°～11°，平均4°.

12#煤埋藏深度+918～+946 m，顶板岩性是泥质岩，很难进行维护和管理，完整性系数0.2，岩块饱和单轴抗压强度3.7 MPa；底板是粉砂岩，具有易风化、遇水泥化膨胀特点，层理发育，岩块饱和单轴抗压强度为4.3 MPa；井田范围内最小和最大的主应力是近水平方向，中间区域主应力是近垂直方向，为水平应力场环境，水平构造应力对巷道的稳定性影响较大。5615巷水平标高+874～+906 m，掘进断面是11.88 m2，巷道的支护方式是锚喷网配合U型钢可缩支架支护。

2 优化支护方案

2.1 深部软岩巷道变形特点

根据现场实测数据及图片等资料可知，云冈煤矿5615巷变形破坏特征有：

1) 巷道变形程度明显且变形破坏速度快。

2) 顶板流变程度严重、巷道底鼓明显。

3) 锚杆、U型钢支架等支护设施产生屈服破断现象。

根据以上特点，得出5615巷发生变形原因包括：

1) 5615巷地质条件比较复杂，巷道围岩充满泥质岩体，遇水后立即膨胀，同时拥有极强的流变性质。

2) 巷道围岩变形程度严重，破坏深度大，锚杆、U型钢支架等支护设施未起到作用，严重失效，围岩的承载能力未得到显著发挥。

3) 每个支护元件没有形成一个完整体，不能发挥锚杆等设施的整体支护能力。

2.2 支护原理

深部高应力软岩巷道在掘进过程，将会向作业空间释放大量的膨胀变形，而这时巷道是塑性状态，仍然拥有承载能力。

如果开挖深部高应力软岩巷道后，强迫巷道围岩向各个作业空间运动的各个力的合力为PT，查阅相关资料[5]得到支护原理可用下式表示：

pT=pD+pR+pS

(1)

式中：

PT—开挖巷道过程中围岩向作业空间运动的合力，kN；

PD—软岩巷道的塑性能通过变形的途径涌出，kN；

PR—围岩自撑力，kN；

PS—工程支护力，kN.

根据公式(1)发现，巷道开挖后工程支护力PS未全部构成导致围岩向自由空间运动的合力PT，而是由PD、PR、PS共同构成。以软岩巷道为例，其本身的围岩自撑力PR较小，一般为pR

2.3 方案优化

1) 原支护方案。

5615巷原支护方案采用“锚喷网配合U型钢可缩支架”支护技术，采用d22 mm×2 400 mm的预应力锚杆，锚固长度1 100 mm，预紧力为150 kN；抗拉强度为780 MPa；U型钢架采用36U型钢可缩性拱形支架，每节搭接长度为600 mm，每搭接处5套U型螺杆式卡缆，每节梁中部用强力拉板一套，使支护体发挥整体支护能力，棚距为800 mm；金属网采用自制10#金属经纬网，网格间距为 40 mm×40 mm，规格为1 m×10 m；混凝土喷层厚度为490 mm，材料为不含速凝剂的沙浆。

2) 优化方案。

优化方案采用“高强锚(索)喷网配合U型钢可缩支架及壁后充填”的支护技术，即集锚杆(索)注浆加固围岩、壁后充填柔性填充层和可缩性U型钢支架于一体的联合支护方法，是围岩加固技术、释能技术和高阻力支护技术的有机结合。

优化方案在原支护方案的基础上，换用高预应力、高强锚杆(抗拉强度大于780 MPa)，并延长锚杆锚固长度至1 400 mm；增加了锚索支护，锚索规格为d22 mm×2 700 mm，锚固长度2 000 mm，抗拉强度大于570 MPa，顶部锚索间距为2 400 m，排距为1 500 m，共5根2.7 m长锚索，巷道断面顶部为一根长4.3 m锚，见图1. 两种支护方案的对照见表1.

3 数值模拟

3.1 模型建立

依据5615巷现场实际情况，建立240 m×120 m×80 m的模型，将其划分为53 636个单元。设置上部为自由边界、下方为固定边界，周围为水平位移约束，模型见图2. 在模型上部覆岩施加12.11 MPa的载荷，参数选择见表2.

表1 两种支护方案参数对比表

图1 优化方案断面图

图2 数值模型图

3.2 数值模拟过程

开挖巷道过程中，在y方向上0～60 m仍然采用原支护设计方案，60～120 m采用优化后的方案；工作面回采过程中，推进位置设在自工作面距右边界20 m处，一次向前开挖30 m，持续到距巷道10 m时模拟停止。

表2 煤岩层物理力学参数表

注：砂浆泊松比为0.2，弹性模量是25 GPa；U型支架、锚杆泊松比为0.2，弹性模量为210 GPa

计算过程是先巷道开挖，滞后一段时间，在巷道的相应区域内采用设置好的两种支护方案对深部高应力巷道支护，数值模拟计算到应力平衡状态；接着对工作面进行分段开挖，位置设于煤层预先选好点，每次开挖30 m，一共开挖6次，直到最终位置，数值模拟过程见图3. 在数值模拟时，监测监控这两种巷道支护方案下煤层顶底板的位移量，结果见图4.

图3 模拟方案示意图

图4 优化后巷道顶底板位移云图

3.3 结果分析

通过ANSYS数值模拟计算，确定采用两种支护方案后5615巷顶底板移近量，见图5.

图5 5615巷顶底板移近量图

由图5模拟计算结果可知，两种支护方案的5615巷顶底板移近量均开始变大，但增大程度明显不同，采用优化的支护方案后，5615巷的顶底板移近量增大程度明显低于原支护方案；工作面推进30 m时，原支护方案顶底板移近量为220 mm，而优化方案顶底板移近量是70 mm；当推进180 m时，优化方案顶底板移近量是124 mm，而原支护方案顶底板移近量为724 mm. 结果表明：对比优化方案与原支护方案，得到实施优化方案可以减少巷道顶底板移近量，其增长率减小27%，优化方案可以明显控制5615巷围岩的变形，取得了良好的支护效果。

4 现场试验

图6 巷道表面位移变化曲线图

通过现场实测，得到5615巷顶底板移近及两帮收敛情况，见图6. 从图6可知，在工作面推进过程中，采用原支护设计方案5615巷顶底板最大移近量是1.049 m，5615巷最大两帮收敛量是0.317 m；采用优化支护设计方案后5615巷顶底板最大移近量是0.592 m，5615巷最大两帮收敛量是0.216 m.在采动影响下，优化后的5615巷变形速度显著小于原方案支护，现场实测结果基本和数值模拟结果吻合。可见，选择合理的优化支护设计参数对围岩的控制起到了良好的效果。

5 结 论

1) 现场实测发现，5615巷破坏的主要特征是巷道变形速度快、大量坠袋产生以及巷道底鼓凸起明显，支护构件屈服破断。巷道失稳的主要原因是围岩中充满拥有较强流变特点的泥质岩体，遇水后开始膨胀变形。

2) 通过实际观测和数值模拟结果可知，“高强锚(索)喷网配合U型钢可缩支架”支护工艺能有效发挥每一个支护原件的功能，增强巷道围岩的稳定性与可靠性，最大程度地发挥深部软岩的自承载能力。5615巷采取优化支护措施后，巷道变形程度明显减小，未发生冒顶、片帮事故，发挥了巷道围岩承载能力，支护效果好。