近距离下层煤应力集中区巷道分时散压支护技术研究

米万升，史鹏翔

(1.中铁十七局集团有限公司 技术中心，山西 太原 030000；2.冀中能源邯矿集团有限公司 云驾岭矿，河北 邯郸 056000)

我国华北地区煤层埋藏地质条件复杂、埋深较大，多以井工开采为主。对于近距离多层可采煤层而言，煤层间开采的相互影响已成为制约巷道安全支护的关键影响因素，常规锚杆(索)支护方式已不能完全适应复杂多变的地质和开采条件[1]。基于此，国内外学者对近距离煤层开采时受采动影响下的巷道布置与支护方式进行了深入研究[2]，陈苏社、朱卫兵[3]等利用FLAC3D得出了下煤层巷道布置的围岩应力分布特征，张百胜[4，5]等提出了将下煤层回采巷道布置在应力降低区和应力改变率较小区域的方法，并在现场实测中取得了较好应用效果。由此可见，解决煤层间开采动压影响并设计适用的支护方式成为了关键所在。

以邯矿集团云驾岭矿3#、4#煤层同时开采，4#煤层0409工作面回风巷道布置为工程背景。其中，3#、4#煤层埋深450～485m，层间距10～30m，3#煤层煤厚8m且部分已采空，4#煤层煤厚3.5m，平均倾角16°，直接顶为细砂岩和粉砂岩，老顶为细粒砂岩，底板为粉质砂岩或泥岩，受水影响较大；4#煤层整体为单斜构造，东西走向，南北倾斜。

1 3#煤层开采后应力重新分布规律

1.1 数值模拟

利用FLAC3D有限元分析软件中的混合离散方法[2]进行数值计算；采用莫尔-库伦屈服准则模拟复杂受力下4#煤层0409工作面回风巷的应力重新分布及3#煤层下方不同距离处围岩受力状态。

模型尺寸100m×48m×3.6m，共17280个单元，顶部施加均布载荷11.25MPa，左右边界及下边界固定约束。煤岩力学参数见表1。

表1 煤岩力学参数

应力重新分布情况如图1所示，由图1可知，3#煤层未采区下方接近工作面位置出现应力囊状区域，该区域内应力较为集中，而采空区下方和工作面前方应力值较低；且根据图1中各应力区域边界等值线形态可知4#煤层未采区工作面前方局部围岩存在明显流变特性。

图1 应力重新分布

由此可知，4#煤层0409工作面回采巷道中处于囊状应力集中区的区段受力较大且复杂，根据该矿其它工作面巷道的支护经验，采用原有支护体系极易造成锚杆(索)大面积断裂，甚至引发局部冒顶事故，需结合该区段应力集中程度进行支护优化设计。

1.2 应力集中规律分析

为定量确定应力集中大小和其在回采方向上的影响范围，根据数值模拟所得数据，绘制了竖向距离3#煤层底板10m、20m、30m处的应力曲线，如图2所示。曲线涵盖了两层煤全部层间距变化范围，由此得出了4#煤层所受应力大小和受应力影响范围与煤层间距的变化规律。

图2 与3#煤层底板不同距离处的应力曲线

由图2(0m左侧为3煤层采空区，右侧为未采区)可知，两煤层层间距为10m时垂直应力峰值为19MPa，20m时应力峰值为15MPa，30m时应力峰值为13.8MPa，且当4#煤层与3#煤层底板距离越远，曲线越趋于收敛，具体表现为曲线过峰值越趋于缓和。

当两煤层层间距为10m时，应力峰值影响范围自采空区后方2m至工作面前方26m，影响长度达28m；当层间距为20m时，应力峰值影响范围自采空区后方6m至工作面前方26m，影响长度达32m；当层间距变为30m时，应力峰值影响范围自采空区后方8m至工作面前方32.6m，影响长度达40.8m。

在3#煤层开采后，4#煤层所受应力峰值大小和层间距呈反比，但在回采方向，下煤层受采动应力集中影响的区段范围大小与层间距呈正比。

2 4#煤层巷道布置支护困难位置确定

4#煤层0409工作面回风巷布置的不利位置，是指在3#煤层回采后4#煤层的巷道中支护最困难的地方；若支护最困难区段支护系统有效，则巷道中其余地方支护也可满足安全生产的需求[6]。根据图3得出的规律，层间距10m、工作面前方10～20m的范围内应力最为集中，应力峰值达到17.2～18.8MPa。

为进一步确定该处是否为4#煤层巷道中支护最困难的地方，引入应力集中系数的概念进行验证，即将3#煤层底板下方某一点(点a)所受的复合应力值Fδ与该点所受(点a)竖向原岩应力值F0称为该点的应力集中系数ε，即ε=Fδ/F0。

根据模拟计算得出的数据并结合图2应力分布曲线，应力集中系数曲线如图3所示。该应力集中系数曲线图分布趋势与图2类似，且当两煤层层间距为10m时，应力集中系数ε峰值为2.4，ε值变化区间为[0.55，2.4]，ε值影响范围自采空区后方4m至工作面前方29m；层间距20m时系数峰值为1.8，ε值变化区间为[0.75，1.9]，ε值影响范围自采空区后方6m至工作面前方54m；层间距30m时系数峰值为1.57，ε值变化区间为[0.88，1.6]，ε值影响范围自采空区后方12m至工作面前方64m。

图3 应力集中系数曲线

可知，应力集中系数ε峰值与层间距呈反比关系，ε值变化区间与层间距亦呈反比，但应力集中系数影响范围和层间距呈正比。

4#煤层中布置0409工作面回风巷后，在距离3#煤层底板10m、回采工作面前方10～20m的范围内[1]，应力集中系数ε达到2.2～2.4，该区段为巷道支护最困难处。

3 锚杆(索)支护关键参数优化

3.1 锚杆(索)常规参数确定

该矿巷道支护仍以锚杆(索)综合支护方式为主，根据上述数值模拟结果，按照最不利原则布置0409工作面回风巷时，应力集中系数高达2.2～2.4。结合该矿0409工作面地质和采矿条件，参考其它工作面支护参数，得出0409工作面回风巷道支护所选锚杆(索)主要参数：锚杆直径200mm，实际长度取2400mm；预加载荷4t；支护强度104t/m；屈服载荷大于等于15.8t；最大抗拉载荷大于等于22t；锚索长度4000mm。

3.2 锚杆(索)预加载荷数值计算

根据弹塑性支护设计准则，在锚杆(索)性能设计中，施加预应力载荷后，更能够充分发挥其工作性能且可以对围岩起到及时主动的支护作用，并且在锚杆(索)两端会形成类似球形的加固影响区，根据相关研究表明，加固影响区大小与施加的预应力载荷呈正相关，当载荷达到3t及以上时，各独立锚杆(索)的球形加固影响区相互叠加，大大减少岩体内部离层数和受拉应力范围。

利用有限元分析软件进行模拟，通过对比不同预应力载荷下围岩体内部离层和顶板中拉应力情况确定适用该应力集中区段的锚杆(索)预加载荷数值。

结合该矿其他工作面支护预加载荷经验，分别对1t、2t、3t、4t预应力锚杆(索)作用下的顶板离层情况和受拉情况进行对比。预加1～4t载荷计算结果如图4所示。

图4 预加1t～4t载荷时应力分布与变形

由图4可知，巷道顶板上方灰色区域为受拉区。经过放大可以看到分别在距离顶板300mm、600mm、900mm、1200mm处有四处顶板离层现象。由此可知，锚杆(索)预加1t载荷并不能有效减小巷道顶板受拉范围，也不能减少顶板离层现象；预加2t载荷巷道顶板上方仍存在较大范围的受拉区域，但与1t载荷相比，离层数减少为3处，顶板上方300mm处离层已闭合；预应力载荷增加到3t后，相较1t、2t时的受拉区域有所减小，但总体仍较大，距离顶板300mm、600mm处离层闭合，但仍未达到最佳组合的效果，故还需要增大预加载荷进行计算模拟；在预加载荷增加到4t时，巷道顶板上方灰色受拉区全部消失，放大后亦看到距离顶板300mm、600mm、900mm、1200mm四处的离层全部闭合消失，达到了最佳组合的效果。

综上四组预加载荷应力模拟计算，可知巷道顶板受拉区域范围可随着锚杆(索)预加载荷逐步减少，距离顶板不同深度范围内的离层现象亦可减少直至全部闭合。因此，0409工作面回风巷道应力集中区锚杆(索)完全达到工作性能必须施加4t及以上的预加载荷，才能保证顶板达到最佳的组合支护效果。

4 承压器分时散压体系设计

承压器是基于提高锚杆(索)适应围岩变形能力的基础上提出的，呈环形状，置于围岩与垫片之间，起到缓冲吸收围岩压力、承担围岩变形位移的作用，使得锚杆(索)体间接主动适应围岩变形，关键参数包括：起始工作载荷、终端载荷、最大变形行程。

4.1 分时散压工作机理

承压器放置在围岩与垫片之间，锚杆(索)将顶板上方不同深度的围岩“串”在一起后，回采导致围岩应力集中达到承压器工作载荷时，锚杆(索)受压，随着压力增大，其厚度变小，与围岩接触的表面积增大，受力面积增大；锚杆、锚索均设置承压器且当浅部围岩变形时锚杆处的承压器先进入工作状态，当围岩变形超过锚杆极限时，锚索处的承压器开始进入工作状态，承担锚杆极限以外的深部岩体压力和变形，此即为承压器分时段进入工作状态、分散顶板不同深度围岩压力和变形位移的作用机理。

4.2 承压器关键参数确定

起始工作载荷：承压器的起始工作载荷取决于锚杆(索)的极限抗拉强度，当锚杆(索)达到极限抗拉强度的90%时，承压器进入工作状态。终端载荷：终端载荷即承压器的极限抗压载荷。最大变形行程：结合国内外类似埋藏条件矿井的支护经验[3]，综合该矿实际情况，将承压器的最大变形位移确定为n≥15mm。为确保该承压器在实际工作中工作性质稳定、效果可靠，对其进行了多次试验，根据试验数据拟合了承压器变形系数的多元非线性回归方程和曲线，如图5所示。

图5 承压器变形系数拟合曲线

由图5可知，承压器在15t时曲线速率变缓，开始明显变形，16.5t达到终端载荷，16.5t后载荷降低，承压器回弹，最大位移D=12.3mm。

通过承压变形系数验证承压器工作稳定性，见式(1)：

式中，ω为承压变形系数(≤0.2)，t/mm；Ft为承压器终端载荷，t；F0为承压器受压变形起点位置载荷，t；D为承压变形最大位移，mm。

计算得：承压器变形系数为0.12t/mm，小于0.2，表明该承压器在实际工作中性能稳定可靠。

5 工程实践

为确保该支护系统支护效果稳定可靠且获得合理有效的修正参数，在0409工作面回风巷道进行了工程实测，在测试中锚杆(索)间排距按照800mm布设。

5.1 测站与测点布设

测站布设：在0409工作面回风巷沿掘进方向距离试验开始点断面40m处设置1#测站，滞后迎头1m，130m处设置2#测站，滞后迎头2m，位置布置如图6所示。

图6 测站位置布置

测点布设：在测站断面沿顶板线布置一个固定点A，距离侧帮1800mm，在底板1500mm以上水平布置B、C、D三个固定点，C、D两点位于两侧帮，B点位于中心，在各测点对应位置钻∅25mm钻孔，木棍埋于其间，露出岩面20mm，作为测量基准面；测量周期为2d，收集数据为A点、B点之间的距离L1和C点、D点之间的距离L2。

5.2 巷道围岩变形观测及分析

通过对1#、2#测站连续观测并采集数据，绘制巷道围岩随时间的变化曲线，如图7、图8所示。

图7 1#测站围岩变化曲线

图8 2#测站围岩变化曲线

由图7可知，顶板在连续10d的观测期内下沉量呈线性增大，且在8d后变化速率趋于收敛；0409工作面回风巷在3#煤层采动影响和煤柱支撑应力等复杂应力作用下移近量达到63mm，最大下沉量达到85mm。侧帮移近趋势与顶板下沉趋势基本相同，10d内两侧帮变形量达到172mm，在复杂应力作用下相对位移量达到244mm。

由图8可知，顶板在连续10d的观测期内下沉量呈线性增大，且在10d后变化速率趋于收敛；0409工作面回风巷在3#煤层采动影响和煤柱支撑应力等复杂应力作用下移近量达到49mm，最大下沉量达到72mm。侧帮移近趋势与顶板下沉趋势基本相同，10d内两侧帮变形量达到131mm，在复杂应力作用下相对位移量达到205mm。通过对不同位置测站围岩位移变化数据分析，可知顶板下沉量和侧帮移近量均在预期可控范围之内，巷道围岩状况良好，能够满足矿井安全生产需求。

5.3 锚杆(索)承压变形观测及分析

在工程实测过程中，将压力表安装在锚杆(索)托盘和承压器之间，测得1#、2#测站锚杆(索)压力数值并对其进行了曲线绘制和分析，如图9、图10所示。

图9 1#测站锚杆(索)受力随时间变化

图10 2#测站锚杆(索)受力随时间变化

由图9、图10可知：1#测站顶板锚杆、顶板锚索、上帮锚杆在7d内均呈线性上升趋势，且受力较大，增加较快，7d后受力趋于稳定；上帮锚杆承压器未变形，顶板锚杆承压器在15t力时开始工作处于变形状态，顶板锚索在顶板锚杆受力稳定后开始受力变为受拉状态，最大受拉力达到23t，承压器变相增加了锚杆(索)的受力面积，使得支护系统分阶梯状进入工作状态，顶板压力得以分散，达到了更好的控制效果。2#测站顶板锚杆、顶板锚索、上帮锚杆受力变化趋势与1#测点相似，上帮锚杆承压器未变形，顶板锚杆在受力达到15t时承压器进入变形状态，顶板锚索受力31t时承压器开始变形进入工作状态，有效分散了围岩压力，避免了锚杆、锚索因受力过大产生损伤甚至断裂。

6 结 语

设计了在近距离煤层中受采动作用影响下的巷道支护优化方案，经过数值模拟与现场实测相结合的研究方法，得到在采动应力及煤柱支承压力作用下，距离3#煤层底板10m、工作面前方10～20m的范围内为4#煤层巷道支护最困难之处，对该位置回采巷道支护时锚杆(索)预加载荷应达到4t，且承压器的起始工作载荷和终端工作载荷分别为15t和16.5t时，连续监测显示巷道围岩变形及锚杆(索)受力可控，满足支护要求。通过对该区段支护系统进行优化，保障了巷道的支护安全，降低了后期维护率，具有较好的经济效益，并为后续类似巷道支护提供了借鉴依据和经验。