淋水砂岩顶板巷道稳定性与控制技术研究

陈晓强

(山西乡宁焦煤集团 台头前湾煤业有限公司， 山西 乡宁 042100)

随着煤矿巷道支护技术的发展，锚杆支护技术已经普遍应用于大型的现代化矿井生产中，但因受复杂的地质条件、围岩结构特征和开采技术等影响，顶板稳定性控制问题并没有根本解决。采空区积水作为影响煤矿巷道失稳的主要因素之一，一旦矿井产生水患，无法及时治理，在水和岩层的相互作用过程中，使得围岩强度降低且变形增加，巷道难以维护，给工作面的安全生产带来不利影响[1]. 近年来，多位国内外学者采用理论分析、数值模拟和现场实测等研究方法对水作用下岩石强度弱化机理展开了研究。姚强岭等[2]研究分析了含水顶板的失稳机理，认为受巷道开挖扰动及支护的影响，使直接顶和上覆采空区产生了水力通道，粉砂质泥岩吸水后膨胀，在三向应力下崩解破坏，巷道顶板产生失稳；陈钢林等[3]认为岩石因受到水压力的影响，其物理力学性质发生改变，导致岩体发生变形破坏；杨天鸿等[4]通过三轴实验发现，孔隙水的存在会引起岩体的强度和弹性模量的降低，对岩石内部裂纹扩展和贯通起到加剧作用。综上，国内外学者分别从物理、化学等不同角度对水作用下岩石的弱化机理进行了分析，但关于水作用下顶板裂隙发育规律和如何减少水对顶板的侵蚀弱化作用研究甚少。为此，以台头前湾煤矿回收大巷保安煤柱综采工作面回风顺槽为例，通过理论分析和现场实践等研究手段，对巷道淋水巷道的围岩失稳机理和巷道支护技术展开研究，以达到安全生产的目的。

1 工程背景

台头前湾煤矿回收大巷保安煤柱综采工作面位于井田中部，南、北均为采空区,东为回收大巷保安煤柱综采工作面，西为采空区。煤岩层综合柱状图见图 1.

图1 煤岩层综合柱状图

4-2号煤层为矿井主要开采煤层，地面标高+1 412.8～+1 461.1 m，井下标高+1 195～+1 225 m，结构较简单，层理中度发育，煤层厚度2.2～3.38 m，平均厚度为2.91 m，煤层倾角平均为5°，沿煤层底板掘进，回采对地面有轻微的裂隙影响。直接顶为粉砂质泥岩，平均厚度3.19 m，抗水侵能力差；基本顶为平均厚度6.67 m的中粒砂岩，易软化，强度低，且上面为含有积水的采空区。

回收大巷保安煤柱综采工作面回风巷掘进期间，巷道采用锚杆(索)网支护，围岩基本稳定，顶板无淋水现象。回风巷掘进形成7～15 d期间，在距巷口220～400 m段出现不同程度的淋水和渗水现象，现场观测表明，此时巷道顶板下沉明显，岩层表层泥化、剥落。

2 巷道失稳机理分析

含水顶板失稳的根本原因是水岩相互作用对围岩的破坏，当岩层受水侵蚀弱化后，前期变形以软弱岩层扩容变形为主，后期顶板变形向深部进一步扩展，以砂岩离层为主，特别是在水的作用下，使得岩体的强度降低，引起顶板变形失稳[5]. 根据该矿的水文地质资料，结合水作用下岩石的弱化机理，分析该回风顺槽顶板失稳破坏原因有以下几方面：

1) 受到巷道回采的影响，岩层中的原岩应力重新分布，在工程扰动影响下煤体节理裂隙进一步发育，巷道围岩因产生塑性区不断扩大而贯通水力通道，这些裂隙连通了基本顶积水区域。

2) 该回风巷顶板为砂质泥岩结构，在水的作用下易改变围岩的物理力学性质，引起直接顶砂质泥岩膨胀变形，造成直接顶砂质泥岩出现严重的泥化、砂化现象，使得岩石的刚度和强度降低，见图2a).

3) 根据现场观测结果，在水的侵蚀作用下，原支护材料因托盘和杆体等结构发生锈蚀而导致锚杆承载性能弱化，且锚固围岩树脂遇水后其反应物黏结强度降低，破坏了锚杆支护的整体性和完整性，见图2b)，从而引起回收大巷保安煤柱综采工作面回风顺槽的顶板失稳。

图2 淋水巷道顶板失稳实况图

3 围岩控制技术分析

3.1 围岩控制对策

基于淋水砂岩顶板巷道失稳的机理，对该回风巷作业面提出“合理布置疏水孔、锚索孔注浆保水和高预应力锚索网支护”的综合控制手段。

1) 合理布置疏水孔。通过对该回风顺槽的地质资料进行分析，根据规定布置扇形疏水孔，进行含水层搜索性疏放，疏干岩溶水及裂隙水。巷道轴向方向上，为实现疏水彻底，水平面和竖直面均呈扇形，钻孔垂距不高于1.5 m，钻孔平距为3 m，见图3. 采用集中排放，以降低含水层水对顶板围岩的侵蚀弱化作用。

图3 疏水孔扇形布置图

2) 锚索孔注浆保水。通过增加锚杆索的锚固长度，利用树脂锚固剂凝固后的特性封堵钻孔，隔绝空气，减少水对支护材料的锈蚀作用，防止风化和巷道围岩内部水的流失，改善施工现场作业环境。

3) 高预应力锚网索支护技术。由于砂岩顶板中的黏土矿物与水的相互作用，改变了岩体的物理力学性质，造成围岩的承载性降低，这就要求锚网索在支护时具有一定的刚度和延伸性，以提高巷道顶板的支护效能，同时，也应注重锚索的补充支护加强作用。

3.2 支护参数设计

根据围岩控制对策，提出如下参数设计:

1) 合理布置疏水孔。疏水孔位置见图4，取钻孔d75 mm，倾角75°为宜，则疏水孔的长度L为：

(1)

式中：

L1—直接顶厚度，m，取3.19；

L2—基本顶厚度，m，取6.67；

L3—疏水孔穿透基本顶含水层厚度，m，根据经验一般取1.8；

α—钻孔倾角，(°).

经计算，疏水孔长度应为12.07 m.

图4 疏水孔剖面图

2) 顶板锚索网联合支护技术。顶板稳定是围岩控制稳定的前提，顶锚杆和锚索协同支护控制围岩的层状顶板。为此，顶锚杆采用组合梁计算，锚杆的有效控制长度l为[6]：

(2)

式中：

l—锚杆有效控制长度，m；

L—巷道宽度，m；

K—抗拉安全系数，取6；

q—上覆岩层载荷，MPa；

ξ—惯性矩折减系数，取0.7；

σt—煤层抗拉强度，MPa；

P0—水平原岩应力，MPa.

对于锚索形成的组合拱，采用式(3)计算：

(3)

式中：

qc—外部均布载荷；

α—锚索在岩体中的控制角，(°)，取22.5；

φb—破碎岩体的内摩擦角，(°)；

l2—锚索有效长度，m；

R0—承压拱半径，m.

回收大巷保安煤柱综采工作面回风顺槽采用矩形断面，巷道净尺寸5 000 mm×3 300 mm. 由式(2)和式(3)求得该巷道的支护参数，支护设计图见图5. 根据悬吊理论，顶板采用规格为d17.8 mm×4 500 mm的高强锚索，间排距为2 700 mm×3 000 mm，每根锚索配尺寸为300 mm×300 mm×15 mm的方形托盘；锚杆采用规格为d22 mm×2 200 mm的左旋螺纹钢高强度锚杆，每排顶板和两帮共14根，间排距为1 000 mm×900 mm，采用2条Z2388树脂锚固剂，预紧力大于20 kN. 此外，顶板配套使用8#铅丝经纬网，网之间用14#铁丝双股扭扣，为预防巷道回采期间围岩松动圈进一步发育，及时采取木支架、工字钢支架或 U 型钢可缩性支架等进行二次支护。

图5 回风顺槽断面支护设计图

4 应用效果

为进一步分析巷道围岩变形特征，保证巷道的动态稳定性，对淋水区段的3#测站的巷道表面位移监测数据进行分析，结果见图6.

图6 3#测站表面位移图

由图6可知，巷道掘进初期(20～30 d)，受掘进扰动影响，围岩变形量较大，位移以顶板下沉量为主，10 d内顶底移近量增加至39.5 mm，两帮移近量增加至24 mm；掘进30 d后，巷道围岩的移近速度逐渐降低，48 d后，巷道顶底板位移速度由5.18 mm/d降低至0.044 mm/d，两帮移近速度由3.25 mm/d降至0.115 mm/d，此时该淋水范围内的巷道处于稳定状态。这说明采用“合理布置疏水孔、锚索孔注浆保水和锚索网支护”的综合控制手段可以有效控制围岩变形，保证含水顶板巷道稳定。

5 结 论

1) 根据台头前湾煤矿回收大巷保安煤柱综采工作面回风顺槽的地质条件，通过分析含水砂岩顶板巷道围岩变形破坏的影响因素，为巷道顶板的控制技术提供理论基础。

2) 通过理论分析，对该含水砂岩顶板巷道采用“合理布置疏水孔、锚索孔注浆保水和锚索网支护”的综合控制手段，可以增强围岩的承载性能，避免事故的发生。

3) 通过分析矿压监测结果可知，巷道掘进初期，位移以顶板下沉为主，48 d后该淋水范围内的巷道处于稳定状态。这说明该控制措施可以有效控制围岩变形，确保巷道的稳定性，避免在回采过程中出现顶板安全事故。