深厚极松散煤层沿空巷道变形控制技术研究

经来旺，张开放，经 纬，张 浩

(1.安徽理工大学力学与光电物理学院，安徽 淮南 232001；2.安徽理工大学土木建筑学院，安徽 淮南 232001，3.淮北矿业股份有限公司芦岭煤矿，安徽 淮北 235000)

目前，随着煤炭开采深度的不断增加，深埋巷道围岩出现了不同于浅埋巷道围岩的失稳特征[1-3]。传统的支护理论和支护方案已经无法满足深埋极松散煤层巷道围岩变形控制的需求[4-6]。

为此，相关学者进行了一系列的研究，如文献[7]针对深部急倾斜煤层巷道的严重冒顶、底臌等现象提出了可伸缩性U型棚架全断面封闭支护和非对称性预应力锚杆(索)复合支护技术。文献[8]针对大断面巷道底臌问题，提出了在加固巷道帮角和顶板的同时安装底板锚杆。文献[9]通过数值模拟分析了不同工作面回采阶段沿空留巷围岩、充填墙体及煤柱中的应力、变形分布特征，并提出了合理的支护对策。

尽管巷道稳定性控制理论和技术方面的研究成果已经颇为丰富[10-12]， 但一个严重的问题依然存在，即超前支护系统仅能满足平顶煤巷的使用。由于极松散深厚煤层巷道目前最佳的支护结构是直墙半圆拱形U钢棚架，而各种超前支护系统却难以应用在这样的巷道中[13-15]。 为了有效地解决这一问题， 本文以淮北某煤矿Ⅲ811工作面沿空巷道为研究对象，通过数值模拟与现场工业性试验， 研发了一种“平顶棚+锚梁+超前注+网布”新型支护技术， 以期为同类型巷道的稳定性控制提供参考。

1 工程概况

该煤矿位于安徽省宿州市埇桥区芦岭镇，属于两淮矿区，地质条件极为复杂，所研究巷道为Ⅲ811工作面沿空巷道，巷道埋深750～850m，沿煤层底板掘进。巷道一部分处于8煤层之中，一部分处于底板岩层之中，属破底巷道，巷道底板宽5 409mm、高3 300mm、顶板宽3 664mm，如图1所示。8煤层倾角为13°～37°，平均为25°；煤层厚度2.80～13.40m，平均为8.10m，属特厚煤层；8煤层质地松软，普氏系数仅为0.3～0.45；8煤层上部岩层为粉砂岩夹泥岩，下部岩层为泥岩或粉砂岩，顶底板普氏系数均小于3.0，故巷道属于典型的极松散煤层巷道。

图1 巷道位置与尺寸示意图(单位：mm)

2 围岩变形控制机理

针对该煤矿Ⅲ811工作面沿空巷道的典型的极松散特性，为了保证工作面回采过程中超前支护段使用支护能力很强的超前支护系统，经研究决定使用平顶U棚架作为支护主结构。由于平顶U型棚架的承载力不足，本研究又增设了锚梁辅助增强结构。由于该矿8煤属极松散煤层，极易破碎成粉，为了防止漏煤卸压导致U型棚架支护失效，研究又设置了网布及巷道顶端超前钻注加固煤顶，从而形成了一种新型支护方式——“平顶棚+锚梁+超前注+网布”，具体介绍如下。

2.1 支护方案

该沿空巷道的支护方案为“平顶棚+锚梁+超前注+网布”，如图2所示。“平顶棚”是由29号U型钢梁加工成的3节搭接棚，棚距600mm。“锚梁”是锚索+横梁。巷道顶板所采用的锚索规格为YMSφ18mm×10 000mm-1 860， 间排距600mm ×1 200mm；两帮锚杆参数：直径25mm，长2 500mm，间排距600mm×1 200mm；自钻式注浆锚杆参数： 直径25mm， 3 600mm自钻式锚杆(每节1 200mm， 每孔需3节)，共布置6根锚杆，顶板4根，两帮靠近帮顶各1根，间排距1 000mm×1 200mm。“网布”是锚网与双抗布，在巷道顶板和侧帮使用。

图2 支护方案图

2.2 控制机理

该支护方案的核心思想是“防漏增阻、锚架互强、顶注防漏、增压提稳”，具体分析如下。

1)防漏增阻 使用金属网与双抗布作为支护材料，双抗布是一种抗静电、阻燃烧的特殊布料，其在支护中的主要功能是防止碎煤泄漏和围煤卸压，从而产生两个重要效应：①围煤与锚杆索之间的摩擦力会大幅提高，弥补极松散煤体中无法使用锚固剂锚固的缺陷；②巷道帮部的破碎煤体因为密实度提高且被封闭，故自承载力会大幅提升。

2)锚架互强 “锚架互强”指的是锚杆索与棚架具有相互增强的作用。产生的效应表现为：①锚杆索与煤体之间的摩擦阻力增大，使得锚杆索的拉拔力大幅提升，锚杆索拉拔力的提升进一步促使棚架整体承载力的提高；②棚架承载结构承载力的提高约束了巷道围岩的变形，导致围岩内部压力增大，而这又会增大锚杆索与围煤之间的摩擦力。

3)顶注防漏 采用自钻式注浆锚杆沿巷道顶部预先在尚未开挖的工作面前端实施顶部注浆。通过注浆预先将工作面前方上部煤体胶结加固，从而产生两个作用：①防止巷道开拓过程中冒顶事故；②防止碎煤泄漏和上部煤体“离层”现象。

4)增压提稳 “增压提稳”的主要机理与顶升用液压缸的承载机理是一样的，液压缸之所以能够承受巨大压力的作用是因为油缸缸壁对其内的液压油有很大的位移约束作用，二者相互结合所发挥的巨大承载力远远超出了油缸本身承载力与液压油本身承载力之和。本技术方案中的一系列措施都是为了提高巷道围岩中破碎煤体内边缘的位移约束作用，从而使得其内破碎煤体内部可以产生很大的压力，内部产生的压力越大，稳定性就会越高。

3 数值模拟

3.1 建立模型

根据工程实际情况，利用ABAQUS数值模拟仿真计算软件通过3D Sweep建立整体，再划分成块建立岩体模型；建立单独的锚杆索、棚架，组装成支护模型，如图3所示。

(a) 岩体模型 (b)支护模型图图3 数值模型图

在模拟中，通过设置生死单元的方法模拟巷道开挖和支护的实施。通过软化模量法模拟巷道在开挖后的应力释放；锚杆索全长锚固通过相互作用中的嵌入实现；托盘与横梁的接触、横梁与U型棚接触、U型棚与巷道的接触都通过相互作用中的绑定实现；超前注浆通过添加场变量实现；蠕变分析通过分析步中的Visco分析步实现。

3.2 基本模拟参数

模型上边界施加的等效载荷等于上覆岩层的重量ϒh=17.5MPa，其中重力加速度取值g=10m/s2。模型计算采D-P准则，A、m、n为岩石蠕变参数，岩石力学参数如表1所示。

表1 岩石材料属性

3.3 模拟结果

通过软化模量法模拟采空区开采后所产生松散体范围内煤岩体的力学性质变化，模拟采空区开采引起的周边岩体力学行为变化，模拟结果如图4所示。蠕变前后的数值分析云图如图5所示。

图4 采空区开采后竖直向下的位移

(a)蠕变前水平位移图 (b)蠕变后水平位移图

在进行模拟的过程中，将现场所定监测点(顶板中点、帮部中点、底板中点)为模型中的参考点，并作出参考点的时间历程曲线，如图6所示。由图6可得顶板下沉蠕变量为0.006 8m，左帮位移蠕变量为0.053 5m，底臌蠕变量为0.292 2m，右帮位移蠕变量为0.091 3m。巷道围岩在支护后第40d进入稳定蠕变。

图6 参考点时间历程曲线

4 现场监测

4.1 监测点设置

现场监测断面布设在距切眼580m、600m、620m位置处(巷道长度约800m)，每个监测断面共布设4个监测点，分别是顶板中点、底板中点、左帮中点、右帮中点。

4.2 监测数据与分析

整个监测过程不受工作面推进动压影响，共计监测180d。将数据进行处理获得巷道围岩变形规律曲线如图7所示。

图7 现场监测位移曲线

由图7可得巷道围岩在经过180d的变形后，顶板下沉量为0.010 1m，左帮变形量为0.079 5m，底臌量为0.339 6m，右帮变形量为0.124 4m。巷道围岩大约在第40d时达到稳定蠕变状态。模拟所得结果与现场检测结果基本吻合，说明支护方案合理，巷道服务期内无需任何返修。

5 结论

本研究给出了一种全新的适用于深厚极松散煤层巷道的支护新技术：“平顶棚+锚梁+超前注+网布”技术；提出了有效控制深厚“三软”煤层巷道稳定性的“防漏增阻、锚架互强、顶注防漏、增压提稳”原理。数值模拟与现场结果表明，该技术不仅控帮抑顶效果明显，而且抑制底臌效果也十分理想。

但本文数值模拟中巷道围岩划分不够细致，同时忽略了温度和围岩水对巷道围岩蠕变的影响，在后续不断的深入研究中，这些因素都应得到重视。随着新理论的探究及新技术的研发，计算模型会更加符合工程实际，所得结果更具有指导意义。