火成巖侵入全煤巷道破碎圍巖穩定性控制技術研究＊

尉永邦 孟 波

（1.太原理工大學，山西省太原市，030024；2.大同煤礦集團永定莊煤業公司，山西省大同市，037000；3.中國礦業大學力學與建筑工程學院，江蘇省徐州市，221008）

火成巖侵入全煤巷道破碎圍巖穩定性控制技術研究＊

尉永邦1，2孟 波3

（1.太原理工大學，山西省太原市，030024；2.大同煤礦集團永定莊煤業公司，山西省大同市，037000；3.中國礦業大學力學與建筑工程學院，江蘇省徐州市，221008）

針對永定莊煤礦火成巖侵入全煤巷道破碎圍巖穩定性控制的技術難題，通過工程地質調查以及現場鉆孔觀測得到了3～5＃煤層典型巷道圍巖破碎特征，在此基礎上，結合室內巖石力學試驗，利用霍克－布朗（Hoek－Brown）強度準則得到了全煤巷道破碎圍巖的宏觀力學參數，進而采用組合拱理論對破碎圍巖巷道穩定性進行了分析計算，優化了火成巖侵入全煤巷道支護設計方案。結果表明：高強度、高錨固力、小間排距錨網索支護方案適用于本礦火成巖侵入全煤巷道破碎圍巖的穩定性控制要求。

巷道支護 火成巖 破碎圍巖 組合拱

巖漿對煤層的影響主要是侵蝕作用和烘烤變質作用。由于巖漿的侵入，原來煤質以及結構都比較單一的正常煤層往往會發展形成包含煌斑巖、硅化煤、混煤和正常煤等多種成分并存的復雜結構。在全煤巷道中，這種圍巖結構的頂板疏松、強度低，極易破裂成為塊狀甚至粉末狀，誘發冒頂事故，火成巖侵入全煤巷道破碎圍巖穩定性控制問題一直是支護的難點。本文通過現場實測得到了3～5＃煤層典型巷道圍巖工程地質特征，結合室內力學實驗得到煤的力學參數，利用霍克－布朗（Hoek-Brown）強度準則得到了現場煤體的宏觀力學參數，在此基礎上利用組合拱理論對延伸運輸大巷錨桿支護參數進行了修正，有效減少了巷道的變形以及冒頂事故的發生，為礦區其他同類巷道的穩定性控制提供了參考。

1 工程概況

永定莊煤礦位于大同煤田向斜中段東南側，井田面積14.43 km2。目前，煤炭開采逐漸由侏羅系地層轉入下部石炭二疊系地層。

3～5＃煤層位于太原組中上部，煤層厚度13.02～41.63 m，平均23.72 m。受到印支期巖漿侵入以及高溫烘烤作用的影響，3～5＃煤層整體結構及煤質都發生了本質的變化。煤層的上部受熱變質和硅化，夾矸最多達18層，煤體的強度和完整性都大幅下降。

3～5＃煤層開拓巷道的延伸運輸大巷為全煤巷道，原有支護設計雖然考慮到圍巖比較破碎，采用了組合拱理論對錨桿支護參數進行計算，但設計中涉及的煤的力學參數通過室內力學試驗結合莫爾－庫侖（Mohr-Coulomb）準則獲得，沒有考慮到現場煤體的破碎程度對煤體整體力學參數的影響，導致錨桿支護設計參數不能滿足巷道穩定性控制要求，巷道變形較為嚴重，兩幫內擠，局部還伴隨冒頂現象。

2 圍巖變形破裂特征觀測

通過Hoek－Brown強度準則得到現場煤體的宏觀力學參數的前提是獲得3～5＃煤層延伸運輸大巷圍巖內部煤體變形破裂特征。本次在3～5＃煤層延伸運輸大巷中共布置3個觀測斷面，見圖1。第一個斷面距盤區煤倉約140 m，與第二個和第三個觀測斷面距離分別為30 m和80 m。測試結果見表1。

此次觀測發現延伸運輸大巷頂板破裂深度為3.6～4 m，明顯大于兩幫。分析認為巖漿侵入將煤層切割、侵蝕成碎裂結構，高溫烘烤使其發生變質，產生眾多宏觀、細觀裂隙，這些裂隙在后續壓力作用下張開、滑移，大大減小了圍巖的整體結構強度。破裂塊體在二次壓力作用下，往往還會發生二次破壞，形成了塊度更小的破裂體。根據松動圈理論，延伸運輸大巷屬于不穩定圍巖巷道，需利用組合拱理論對錨桿支護參數進行設計。

圖1 圍巖破裂特征觀測位置示意圖

表1 圍巖破裂特征觀測結果

3 破碎圍巖巷道錨固支護設計及施工工藝

3.1 煤體宏觀力學參數的確定

本次在3～5＃煤層第二號和第三號松動圈測試斷面附近設置了兩個煤樣取樣斷面。由于頂板煤層比較破碎，在兩個取樣斷面共取得30個長度合乎試驗標準的煤樣。利用電子萬能壓力試驗機對煤樣進行抗壓強度、抗拉強度以及抗剪強度的測定。實驗所得煤樣巖石力學參數見表2。

表2 煤體力學參數

巖體是由巖塊和結構面組成的地質體，其強度必然受到巖塊和結構面強度及其組合方式（巖體結構）的控制，對裂隙巖體強度研究比較有效的方法是強度折減法，具體是通過地質強度指標（GSI）結合Hoek－Brown強度準則對巖石強度進行折減得到巖體強度。

鉆孔巖芯巖石質量指標（RQD）在一定程度上可以反映圍巖破裂程度。根據兩個取芯孔揭露的情況，頂板11.5 m范圍為煤層，十分破碎，取出巖芯平均RQD值低于10%。另外，根據Ⅲ號觀測斷面的觀測結果，鉆孔攝像能夠分辨的裂隙的數量多達23.5條/m（見表1），Ⅰ號以及Ⅱ號觀測斷面相對較少，分別為15.3條/m以及12.7條/m。

結合地質鉆孔資料以及鉆孔攝像對裂隙的統計情況，根據文獻3，確定3～5＃煤層延伸運輸大巷頂板煤體的GSI值為40。采用廣義的Hoek－Brown強度準則估算巖體內摩擦角和內聚力公式為：

式中：σc——巖塊的單軸抗壓強度；

σ3n——最小主應力，MPa；

mb、α和s——反映巖體特性的半經驗參數；

mi——材料常數，本次計算取10；

D——考慮工程擾動因素的巖體弱化因子，本次取D＝0.7。

將巖石力學實驗得到的煤的力學參數代入式（1）和式（2）中，可以得到延伸運輸大巷圍巖的內摩擦角φ＝28°，內聚力c＝0.07 MPa。由表2可知，完整巖塊的平均內摩擦角φ＝30.3°，平均內聚力c＝2.7 MPa，破裂巖體與完整巖塊相比內聚力大大降低，而摩擦角變化相對較小。

3.2 理論計算

國內外研究表明，當松動圈厚度Lp大于1500 mm時，錨桿在松動圈中主要通過形成組合拱承載結構的形式加固圍巖。前人對組合拱承載結構和承載機理進行了大量的研究，形成了初步的組合拱承載理論，取得了大量有益的成果，但仍然有很多不足，很多研究往往都是用圍巖巖石強度代替破裂巖體強度對組合拱的承載能力進行計算，忽略了組合拱承載結構中廣泛分布節理和裂隙對組合拱承載能力的影響。根據組合拱理論，組合拱中錨固體強度如下式所示：

式中：Ps——錨桿約束阻力，MPa；

φ＇——為煤體宏觀內摩擦角，（°）；

c＇——為煤體宏觀內聚力，MPa。

由3.1節可知，變形破裂后的煤體內聚力c＇＝0.07 MPa，與完整煤塊的內聚力相比很小，另外，從工程安全角度考慮，變形破裂后的煤體內聚力忽略不計，組合拱中錨固體強度可以簡化為：

式中：Kr——支護力的放大系數。

由式（6）和（7）可以看出，在Kr以及Ps相同的情況下，完整煤塊內聚力大大高于煤體內聚力，因此，其錨固體強度計算值偏高，對于工程穩定不利。

根據文獻，破裂巖體組合拱極限承載力為：

式中：N——極限承載力，MPa；

Qb——錨固力，k N；

L——錨桿長度，m；

B——錨桿間排距，m；

R——巷道半徑，m。

由式（9）可知，在錨桿錨固力以及長度一定的情況下，隨著錨桿間排距的增加，組合拱的極限承載能力呈指數下降趨勢。最大錨固力為40 k N，長度為1500 mm，間排距為500 mm×500 mm的錨桿形成組合拱的極限承載力為0.15 MPa；而當錨桿間排距為800 mm×800 mm時，組合拱的極限承載能力僅為0.04 MPa，間排距增加了300 mm，組合拱的承載力下降了近74%，當錨固力為其他值時，可以發現同樣的規律。由此可以看出，密集的錨桿布置對于破碎圍巖穩定性具有較好的控制效果。

另外，組合拱的厚度隨著錨桿長度的增加而增加，其支承能力也會越來越大，但如果錨桿錨固力相差不大，單純增加錨桿長度沒有意義。在間排距同時為500 mm×500 mm的情況下，錨固力為70 k N，長度1600 mm的錨桿形成組合拱的承載能力與錨固力為60 k N，長度2000 mm的錨桿效果基本相同。因此，高錨固力、小間排距的系統錨桿對破碎圍巖穩定性控制較為有效。當錨固力為80 k N時，長度為2 m，間排距為500 mm×500 mm的錨桿形成的組合拱的承載能力為0.38 MPa，這個支護阻力與經過壁后充填后U型鋼可縮性支架的支護阻力相當。前期巷道返修使用了部分U型鋼支架，可以滿足巷道穩定性控制要求，但U型鋼支架成本較高，施工費力，且占用巷道空間較大，因此，本次使用長度為2 m，間排距為500 mm×500 mm的錨桿代替U型鋼支架。另外考慮到一定的安全系數，錨桿錨固力設計為100 k N。

3.3 支護參數

錨桿采用?22 mm×2000 mm左旋無縱筋高強錨桿，錨固長度1000 mm以上。錨固力為100 k N，預緊力不低于60 k N。一般位置頂板間排距500 mm×500 mm，幫部間排距800 mm×500 mm。鋼筋網采用?6 mm圓鋼焊接的經緯網，網格規格100 mm×100 mm。鋼筋梯采用?16 mm圓鋼焊接，且增加錨桿孔間的H形連接筋，規格為2000 mm×60 mm（長×寬）。為了防止巖層整體離層而導致冒頂事故的發生，確保巷道的長期安全與穩定，在頂板采用錨索加強支護。錨索采用高強度、低松弛、大延伸率1×7結構的鋼絞線，規格為?17.8 mm×7000 mm，間排距為1500 mm×1500 mm，頂板破碎位置調整為1500 mm×1000 mm。每根錨索采用規格為CK2350（超快）、K2350（快速）和Z2350（中速）的樹脂藥卷各一卷進行錨固，安裝預緊力不低于100 k N，不高于120 k N。

4 支護效果分析

采用優化支護方案后，3～5＃煤層延伸運輸大巷沒有再出現冒頂現象，巷道整體性較好，減少了返修成本，確保了施工人員的安全。另外，巷道目前僅使用高強度錨網索支護，減少了架棚、填充背板等施工工序，開拓速度加快，平均每班掘進支護速度提高30%，大大縮短了工期，為3～5＃煤層采面順利投產創造了良好的條件。

5 結論

（1）高溫、高壓巖漿對煤層的侵蝕、烘烤作用使煤層的完整性大大下降，煤層中產生了大量的節理裂隙，同時煤層變為多種不同變質程度煤類的集合體，這些因素使全煤巷道支護條件異常復雜，頂板極不穩定。

（2）通過工程地質資料以及鉆孔攝像觀測結果分析發現，3～5＃煤層火成巖影響區主要分布在延伸運輸大巷頂板煤層，兩幫煤體完整性較好。

（3）根據巖石力學實驗以及鉆孔攝像觀測結果，利用霍克－布朗強度準則對巖石強度進行折減得到了巖體力學參數，進而采用組合拱理論對破碎圍巖巷道穩定性進行了分析計算。結果表明：錨桿強度、錨固力以及間排距對破碎圍巖的穩定性控制有著至關重要的意義。

（4）高強度、高錨固力、小間排距錨網索支護方案適用于本礦火成巖侵入全煤巷道破碎圍巖的穩定性控制，可以為礦區其他同類巷道支護提供參考。

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Study on control technology of stability of broken surrounding rock in full－coal roadway with igneous rock intrusion

Yu Yongbang1，2，Meng Bo3
（1.Taiyuan University of Technology，Taiyuan，Shanxi 030024，China；2.Yongdingzhuang Coal Industry Co.，Ltd.，Datong Coal Mine Group，Datong，Shanxi 037000，China；3.School of Mechanics and Civil Engineering，China University of Mining＆Technology，Xuzhou，Jiangsu 221008，China）

Aiming at the control technology problem of the stability of broken surrounding rock in full－coal roadway with igneous intrusion in Yongdingzhuang Mine，the macro mechanical parameters of broken surrounding rock in full－coal roadway were obtained through indoor rock mechanical experiment and Hoek－Brown strength criterion on the base of typical characteristics of broken surrounding rock in roadway of 3～5＃coal seam got from engineering geological survey and drilling hole observation.Then the stability of roadway with broken surrounding rock was analyzed with combined arch theory，and the support design scheme for the full－coal roadway with igneous intrusion was optimized.The result shows that bolt－mesh－anchor support with high strength，strong anchoring force，small inter－row spacing applies to the stability control of broken surrounding rock in full－coal roadway with igneous rock intrusion.

roadway support，igneous rock，broken surrounding rock，combined arch

TD353

A

江蘇省普通高校研究生科研創新計劃項目（CXZZ12－0938）

尉永邦（1968－），男，山西陽高人，高級工程師，現在大同煤礦集團永定莊煤業公司從事煤礦開采技術研究工作。

（責任編輯 張毅玲）