高应力大断面巨厚泥岩渗水顶板煤巷梯次支护技术研究

汪 超，陈朋磊，刘欢欢

(1.河南能源化工集团 永煤公司车集煤矿，河南 永城 476600； 2.河南省煤炭科学研究院有限公司，河南 郑州 450001)

高应力大断面巨厚泥岩顶板的支护一直是巷道支护的难题，顶板渗水给巷道支护也带来诸多困难，泥岩渗水顶板巷道支护难度就更显得尤为突出。国内学者对此进行大量的研究，文献[1]对厚层泥岩顶板大断面煤巷支护技术进行了应用研究，研究表明，巷道掘进期间围岩变形小，控制效果好，结构整体稳定；文献[2]研究了巨厚煤层顶板大断面采动煤巷围岩控制技术，利用差分软件FLAC模拟研究巨厚顶煤条件下锚杆典型支护参数，得出巨厚煤层顶板大断面试验煤巷围岩控制新方案，对类似条件工程的支护技术具有一定借鉴价值。鉴于此，车集煤矿2609运输巷(胶带巷)两帮移近量大，锚杆锚索有被拉断现象，巷道变形和底鼓并未停止，断面收缩非常明显，多数地段还要割底、架棚，严重影响了开拓延伸工程的正常进行。这不仅增大了支护费用和管理费用，而且严重影响了矿井生产及采区的正常接替。根据该巷道巨厚泥岩渗水顶板的变形特点，应用梯次支护原理，通过数值模拟，在高性能锚杆支护的基础上，探索新的加强技术，解决深部煤巷支护难题，为车集煤矿深部顺利开采创造条件，提供技术支撑；采用渗水段先导排顶板水，再安装顶板锚索，注浆，解决渗水巨厚泥岩的支护技术难题，节约了支护成本，降低了巷道的返修率，提高了煤巷掘进速度。至2011年12月14日共掘进巷道570 m，施工过程中巷道经历了多处断层、渗水及破碎顶板区。矿压监测数据表明，采用高预应力锚杆索为基础的梯次支护技术进行巷道支护后，2609运输巷维护状况良好，保证了工作面安全生产，产生了显著的经济效益和社会效益。

1 巷道梯次支护技术原理

1.1 巨厚泥岩渗水顶板巷道梯次支护原理

(1)巨厚泥岩渗水顶板巷道梯次支护原理[3-6]。巷道梯次支护技术如图1所示。

图1 巷道梯次支护技术Fig.1 Tunnel cascade supporting technology

(2)“类刚性梁”结构生成[7-9]。梯次支护首先通过短锚杆锚固直接顶及其上方若干岩层形成组合梁岩体，再通过短锚索将回采巷道顶板上方较厚有微小变形的岩层与组合梁岩体锚固在一起，形成加强梁，再通过长锚索，将加强梁与其上方稳固岩层锚固，形成“类刚性梁”结构。所谓“类刚性梁”是指：通过高预拉力锚杆、锚索建立刚性梁顶板，当锚杆锚索的预拉力足够大时，在巷道上方形成足够厚、锚固范围内离层足够小的顶板结构。“类刚性梁”如图2所示。

图2 “类刚性梁”示意Fig.2 "Like rigid beam" schematic

1.2 梯次支护的力学机理

厚层复合顶板巷道围岩梯次支护力学模型[10-12]如图3所示。

图3 梯次支护力学模型Fig.3 Mechanical model of cascade supporting

2 试验巷道围岩控制方案及参数设计

2.1 模型建立

2609运输巷断面形状为矩形，断面尺寸为4.5 m×2.5 m(假定为最小值)，数值模拟模型[13-16]如图4所示。

2.2 2609运输巷新支护方案模拟

2.2.1 锚杆参数的确定

根据矿方现在支护和巷道所处位置的实际情况，锚杆规格拟采取以下3种方案(表1)。全断面锚杆支护，对3种不同规格的锚杆φ22 mm×(2.2、2.5、2.8 m)进行模拟比较，择优选取支护效果较好的锚杆规格。不同锚杆长度下锚杆水平应力分布如图5所示。从水平与垂直应力分布中可以看出，长2.5 m的锚杆与长2.8 m的锚杆效果差不多，从经济的角度考虑，故采用长2.5 m的锚杆。

图4 2609运输巷模拟模型Fig.4 2609 down lane simulation model

表1 数值模拟比较方案Tab.1 Numerical simulation comparison scheme

图5 不同锚杆长度下锚杆水平应力分布Fig.5 Horizontal stress distribution of anchor rod under different anchor rod length

2.2.2 锚索参数的确定

全断面锚杆支护基础上，采用锚索补强，对3种不同规格的锚索φ18.9 mm×(6.5、7.5、 8.5 m)进行模拟比较，择优选取支护效果较好的锚索规格。不同锚索长度运输巷道水平应力分布如图6所示。

图6 不同锚索长度运输巷道水平应力分布Fig.6 Horizontal stress distribution of roadway under different anchor cable lengths

通过比较可以看出，施加锚索支护后与施加前巷道围岩应力分布有明显不同，主要表现在施加锚索支护后，剪应力明显向巷道深部围岩延伸、扩张，应力集中程度相对减小，在巷道围岩深部岩体也承担了浅部围岩的支护荷载，从而减小了巷道的变形量。同时，巷道开挖后，围岩强度由围岩表面向深部逐渐增大到原岩强度，通过锚索作用，调动了巷道深部围岩的强度，从而达到了对浅部围岩的支护效果。3种锚索规格相比较，长7.5 m、8.5 m锚索较长6.5 m的效果要好，这是由于松动圈范围较大，而长6.5 m锚索所处稳定岩层较短，故没能充分调动深部围岩强度，而另外两种效果相差甚微，故从经济的角度考虑的话，采用长7.5 m的锚索。不同规格锚索补强巷道围岩位移量见表2。

表2 不同规格锚索补强巷道围岩位移量Tab.2 Different specifications of anchor cables to reinforce the surrounding rock displacement of roadway

从水平与垂直应力分布图中可以看出，顶板与两帮应力集中有了很大的改善，应力集中向四周转移，两帮支护强度的进一步加强，应力集中继续向深部转移，集中也得到了分散，顶板与两帮应力的扩散一定程度减小了底板的应力集中，但是由于底板没采取任何措施，底鼓量还是很大。

从表2中可以看出，巷道顶板与两帮采取补强措施以后，顶板与两帮围岩向巷道的挤压流动得到进一步遏制，顶板与两帮的补强，底鼓量有所减小，说明加强顶板与两帮支护对底鼓可以起到一定的作用，但是由于底板未进行任何支护，底板位移趋势还是很明显。使用该方案后，围岩移近量有所下降，说明使用该方案对围岩的控制有效但不是太好。

综上，根据模拟得出锚索选用规格为φ18.9 mm×7 500 mm的钢绞线。

2.2.3 间排距的确定

以上锚杆锚索长度的确定都是在间排距800 mm×800 mm下进行模拟的，对间排距采取以下措施进行模拟：①锚索间排距不变，模拟时不与考虑；②锚杆长度以2.5 m进行模拟；③锚杆的间排距分别以800 mm×800 mm、700 mm×700 mm两种尺寸进行模拟比较。

全断面锚杆支护，对不同间排距支护800 mm×800 mm、700 mm×700 mm进行模拟比较，择优选取支护效果较好的间排距。不同间排距运输巷道水平应力分布如图7所示。由图7可以看出，全断面采用700 mm×700 mm 间排距时，其锚杆对围岩的支护效果要比间排距为800 mm×800 mm时好得多，应力集中向四周转移。经过一段时间的变形积累，围岩结构的平衡趋于极限状态，以塑性变形为主，由于塑性区的发展，围岩将会出现碎胀变形，出现结构失稳，但是间排距为700 mm×700 mm时，巷帮的变形程度要比800 mm×800 mm好很多，故采用间排距为700 mm×700 mm。

图7 不同间排距运输巷道水平应力分布Fig.7 Horizontal stress distribution of roadway under different row spacing

不同间排距支护运输巷道围岩位移量见表3。

表3 不同间排距支护运输巷道围岩位移量Tab.3 Displacement of surrounding rock of roadway supported by different spacing

从表3中可以看出，巷道围岩采取小间排距支护以后，围岩向巷道挤压流动得到进一步的遏制，但是围岩松动圈范围较大，围岩持续变形，围岩补强以后，巷帮变形有所减小。使用该方案后，顶板移近量有所下降，说明使用该方案对围岩的控制有效。但800 mm×800 mm时支护效果已基本满足巷道维持到回采结束，所以不是在特殊地段无须用间排距700 mm×700 mm的支护方式。

综上，根据模拟得出间排距应为800 mm×800 mm时较为合理。

2.2.4 锚杆(索)支护强度校验

在巷道掘进期间，基于在长7.5 m锚索和长2.5 m锚杆支护下，巷道的变形量基本控制在了允许变形的范围内，但2609工作面回采期间对巷道将产生二次采动影响，对巷道的支护强度就提出了更高的要求。长7.5 m锚索和长2.5 m锚杆支护强度是否能达到要求，仍需进一步验证。通过比较可以看出，回采期间要比掘进期间围岩应力大，主要表现在回采期间二次采动影响，剪应力向巷道围岩延伸、扩张，加大了浅部围岩的支护荷载，故巷道的变形量会增加，但增加量并不是很大，在允许的巷道变形量以内。考虑到经济和实际支护效果之间的关系，认为采用长7.5 m锚索和长2.5 m锚杆支护完全可以达到支护、运输和通风要求。

从图8和不同时期巷道围岩位移量(表4)中可以看出，掘进期间和回采期间巷道顶板与两帮变形量都有不同程度的增加，顶板的变形量增加不大，说明顶部的支护强度已完全满足了支护要求，两帮的移近量和底鼓量都在巷道可控制的范围以内。从经济和安全两发面考虑，无需再增加额外的投入。

综上，长7.5 m锚索和长2.5 m锚杆联合支护在回采期间能够满足支护，安全和通风要求。

3 2609运输巷支护参数确定

煤层厚度取平均值2.5 m，倾角取平均值7°，巷道毛断面宽4.6m，净断面宽4.3m，为了保证综采设备运输畅通，运输巷中高要求净高不低于2.5 m。2609运输巷断面支护断面如图9所示。

图8 回采期间水平和垂直应力分布Fig.8 Horizontal and vertical stress distribution during stoping

表4 不同时期巷道围岩位移量Tab.4 Displacement of surrounding rock of roadway in different periods

图9 2609运输巷断面支护断面Fig.9 Section supporting section of 2609 haulage gateway

4 工业性试验

了解施工工艺是否合理、施工措施是否得到贯彻执行、通过矿压观测判断支护方案是否需要局部调整等，现场工业试验是科研项目的一项重要环节，系统地对2609运输巷掘进和回采期间进行了矿压观测，为巨厚泥岩渗水巷道研究积累了一定的经验。

4.1 工程概况

工作面位于26胶带下山以南，西为2607工作面采空区，东为2801工作面(未掘)，南至5断层保护煤柱。该回采工作面地质构造条件较复杂，整个工作面煤层基本呈复式褶曲构造形态，工作面里段为一宽缓背斜，外部呈向斜构造，倾角5°～13°，平均倾角7°。采面工程布置如图10所示。

图10 采面工程布置Fig.10 Layout of working face

工作面内有9条断层，其中三维地震断层DF033、DF045、DF046、DF056、DF057、DF061六条，2607运输巷揭露F2607-4、F2607-5、F2607-6三条断层。其中DF061断层落差为9.3 m，对运输巷掘进影响较大，DF056断层对回风巷运输联巷掘进影响较大，F2607-5断层对回风巷外段掘进影响较大，F2607-4、DF033、DF045、DF057对掘进有一定影响，DF046、F2607-16在工作面内，对掘进无影响；工作面回风巷外段及里段各有1处三维地震提供的火成岩侵蚀区，对掘进影响较大，掘进期间密切关注。根据2607工作面掘进期间地质资料推测2609工作面运输巷的地质特征：二2煤层稳定，厚度变化较大，最薄0，最厚3.3 m，平均2.5 m，煤层倾角平均7°。该掘进工作面水文地质条件复杂，主要充水水源为二2煤顶、底板砂岩裂隙水、底板太灰水和2607工作面老空水。本工作面开采煤层为二2煤层，为低硫、低磷、低灰分、高发热量的优质无烟煤，煤层结构简单，煤层较稳定，煤层厚度0～3.3 m，平均厚度2.5 m。回风巷外段及里段各有一较大的火成岩侵蚀区，煤层可能被侵蚀或蚀变为天然焦。

4.2 矿压观测结果分析

2609运输巷梯次支护试验段于巷道通尺牌300 m开始，于850 m通尺牌处结束，总共570 m。从2011年9月12日试验段开始掘进，2011年12月14日试验段结束。巷道表面位移观测主要是观测巷道顶板下沉、左右两帮移近，由于煤巷底板经常清理，底鼓量很难给出准确的观测结果，只能根据宏观的观测定性说明。巷道顶、底板，两帮相对移近量的监测采用测枪、测杆或顶板动态仪等。从试验段开始50 m开始布置测站，每隔150 m布置1个测站，共3个测站，3个测站分别在巷道通尺牌400、550、700 m处。定期观测，对观测数据进行整理和总结。主要包括两帮移近和顶底板移近量，对3个测站的观测数据进行处理，得出相应围岩变形量曲线，如图11所示。

图11 围岩变形量规律Fig.11 Law of deformation of surrounding rock

(1)巷道顶板活动比较稳定，没有发生明显的变形下沉，测站1和测站3处监测顶板下沉量为11 mm左右，这取决于巷道科学合理的支护方案带来的良好支护效果。

(2)巷道两帮最大变形量达到82 mm，左帮最大变形量达到40 mm。巷道两帮变形主要是由于右帮变形引起。测站2显示左帮变形量较大，说明试验段中段左帮矿压显现比较明显，现场观测发现在试验段中段左帮有数根锚杆被压断现象。

(3)现场观测表明，巷道底鼓量比较大，进行了多次割底，底鼓量无法准确测量。

4.3 巷道维护效果

(1)掘进期间。2609运输巷现场工业性试验始于2011年9月12日，12月14日试验段结束，共施工3个多月，成巷570 m。采用高预应力锚网索为基础的梯次支护技术(图12)，支护效果良好。

图12 掘进期间巷道支护效果Fig.12 Roadway supporting effect during driving

(2)回采期间。2609面回采时由于受工作面超前支承压力影响，巷道变形量比掘进时明显增大。回采时巷道支护如图13所示。

图13 回采期间巷道支护效果实物Fig.13 Actual roadway support effect during the mining

5 结语

(1)提出了巨厚泥岩渗水顶板巷道梯次支护技术。首先采用锚杆支护在巷道顶板浅部围岩造壳(一阶支护)，再采用短锚索支护控制顶板中下部软弱煤岩形成二次强化锚固承载结构(二阶支护)，再应用长锚索对已形成的二阶锚固承载体向顶板上部深层煤岩体实施整体组合锚固(三阶支护)，使巨厚软弱复合顶板巷道围岩逐段依次得以多次锚固，在顶板岩层中形成一定厚度和承载强度的具有组合锚固效应的阶梯式立体支护结构，有效控制顶板围岩变形。

(2)分析了巨厚泥岩渗水顶板巷道梯次支护的力学机理。理论计算表明：顶板最大剪应力在巷帮上方位置处，顶板最大拉应力在巷道跨度中部位置处，采用阶梯式锚网索支护比一般锚网索支护的最大应力值减小。分析了厚层泥岩渗水顶板岩层变形特征，通过三阶支护的配合方式实现顶板梯次支护，形成“类刚性梁”，研究了厚层泥岩渗水顶板中采用锚杆、锚索支护情况下形成稳固承载结构的特点。建立了组合梁计算模型，分析了组合梁受力状况，给出了锚杆、锚索参数计算方法。

(3)优化了施工方案和施工工艺，提出了合理的支护参数，并成功应用于现场工业性试验，取得了较好的支护效果，维护了工作面安全顺利回采。在2609运输巷施工570 m，并根据矿压显现及时修改补充了支护设计参数。在整个观测期间内，巷道渗水地段受力较为明显，锚索的大托盘上出现花纹，且让压管变形。矿压观测表明：在巷道的掘进和工作面回采期间巷道围岩没有出现大的变形，取得了良好的支护效果，巷道维护满足区段生产期间的通风、行人、运输等安全生产需要。

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