新汶某煤礦深部開采過渡區巷道支護技術與實踐

李海洲,張曉君 , 張 璐

(1.山東理工大學 資源與環境工程學院 礦山工程技術研究所，山東 淄博 255049；2.山東理工大學 建筑工程學院，山東 淄博 255049)

近年來，世界采礦科學研究和采礦實踐愈加關注礦體深部開采問題。其中，深井開采過渡區巷道的支護方式直接影響煤礦的采掘接續平衡、經濟效益和生產安全[1-2]。

國內對深井巷道支護的研究取得了良好的應用效果[3-9]，但在開采向深部過渡過程中，許多巷道圍巖變形加劇，使巷道維護成本大大增加，淺部支護方式已不能滿足巷道變形及安全要求。調查表明，在底板不支護的過渡區巷道中，頂底板近60%的移近量是由底鼓引起的，其造成的巷道維修量約占總維修量的50%[10]。因此，對深部開采過渡區巷道圍巖變形尤其是底鼓控制進行研究具有重要意義。

1 工程背景

新汶某煤礦-550 m水平二采區軌道下山埋深約556 m，穿過的巖層以砂質頁巖、砂質泥巖和粉砂巖為主，巷道斷面形狀為直墻半圓拱，凈寬×凈高=4.6 m×3.34 m，掘進時支護方案為“錨網+噴漿”支護形式，巷道頂部及兩幫，采用M25-22-2500 型錨桿,間、排距均為1 m，每根錨桿錨固力為130 kN，全斷面鋪設12#鉛絲編制經緯金屬網，噴50 mm砂漿[11]。

由于巷道圍巖在深部應力的作用下軟巖特性明顯，導致巷道圍巖持續變形。支護數月后，產生明顯的拱肩開裂與底鼓變形，如圖1所示。原支護方案已不能保證巷道的穩定性。

圖1 拱肩開裂與底鼓變形

2 巷道圍巖變形監測與特征分析

為了分析原支護方式下過渡區巷道圍巖的變形規律，巷道開挖支護后，在底板、頂板及兩幫安裝 KDW 型多點位移計，實測巷道圍巖變形數據。

頂板和幫部多點位移計各包括4個測點，距離表面分別為1 m、2 m、3 m、4 m；底部多點位移計9個測點，距離表面分別為1 m、2 m、3 m；監測結果如圖2所示。從圖2可以看出：

1)巷道掘進后，在高應力作用下，圍巖在很長時間內仍在持續變形，表現為整體收斂變形的特點，其中，巷道底板變形程度最大。頂板及幫部圍巖掘進后10～15 d變形速度開始收斂，而底板圍巖在掘進后60 d仍在持續變形。

2)巷道底鼓變形具有對稱性，總體呈倒三角形，且中間底鼓量最大。

(a)巷道頂板位移-時間變化曲線

(b)巷道兩幫位移-時間變化曲線

(c)巷道底板位移-時間變化曲線

(d)巷道底鼓位移-時間變化曲線

綜上表明，原支護條件下巷道圍巖處于不穩定狀態，具有持續變形特征，原有的支護參數已不能有效控制巷道圍巖，尤其是底鼓的變形。

3 支護方案改進與數值模擬分析

基于上述情況，對原巷道支護方案加以改進，采用頂部增加錨索、底角增加錨桿的“注漿+錨噴網+錨索+底角錨桿”支護形式。

增加頂部錨索，長度取為6.2 m，選取MS-Φ17.8-1-6200 mm鋼絞線預應力錨索，其拉斷載荷為353 kN，間距2 m，排距5 m。

巷道底角采用M25-22-2500 型錨桿，按照45°角打入巷道底板。

根據巷道的實際施工步驟，本次數值分析過程共分為4步進行：(1)初始地應力平衡；(2)巷道徑向方向開挖20 m；(3)原支護方案的模擬計算；(4)改進的支護方案模擬計算。

建立模型尺寸：40 m×20 m×40 m，考慮計算機模擬速度及模擬結果的精確性，對巷道圍巖10 m范圍內網格劃分適當加密，如圖3所示。原支護與改進支護模型如圖4、5所示。

圖3 -550 m巷道數值分析模型

圖4 -550 m巷道原“錨網噴”支護模型

巷道模擬計算所采用的各巖層強度參數，均在巷道現場取樣實驗得到，各參數見表 1。

計算過程中假設各巖層為均質、各向同性材料。模型邊界條件:模型底部z=-20，左側x=-20、右側x=20和y=0、y=20設置為固定約束，在模型上部巖層表面施加14 MPa的均勻荷載。

圖5 -550 m巷道改進的支護模型

表1 模型各層介質力學參數表Tab. 1 Mechanics parameters of layers in the model

巖性彈模/Pa泊松比內聚力 /MPa摩擦角/(°)容重/MN·m-1砂質頁巖2.7×1090.301.28340.024砂質泥巖2.4×1090.341.105320.022砂巖3.6×1090.251.86360.031錨桿210×1090.300.078錨索210×1090.10.078混凝土10×1090.270.025

首先對原支護形式下巷道的變形進行計算，采用錨噴支護后，頂板沉降值為45.52 mm，巷道底板處于不支護狀態，頂板與兩幫支護強度不夠，巖體變形及壓力傳遞到深部，致使底板變形范圍和強度大于頂板及幫部，底鼓值為61.21 mm；從塑性區分布范圍來看，主要集中在拱肩和底角3～5 m范圍內；計算結果如圖6、7所示。

圖6 原護形式下z向位移云圖

圖7 原護形式下塑性區分布圖

改進支護形式下巷道的變形結果如圖8、9所示。增加預應力錨索組合頂部圍巖，有效地將應力傳遞至深部穩定巖層，使巷道頂板沉降值減小為14.7 mm；增加底角錨桿使得底板底鼓值減小為15 mm；從塑性區分布范圍來看，拱肩位置塑性區消失，兩幫和底角塑性區范圍大大縮小，可見該支護形式下，能夠較好地控制巷道圍巖的變形。

圖8 改進護形式下z向位移云圖

圖9 改進支護形式下塑性區分布圖

4 新支護方式實施效果

為驗證新支護方式的實施效果，在-550 m巷道(圖10)試驗段進行巷道位移觀測，通過2個月的觀測，得到監測數據列于表2，巷道變形與時間關系曲線如圖11所示。

圖10 -550 m巷道試驗段支護效果

表2 巷道變形監測Tab.2 Roadway deformation monitoring

時間/d頂底板移近量/mm兩幫移近量/mm17.803.20512.305.301015.626.171516.427.362017.797.582518.568.183018.788.323519.428.474019.749.114520.219.305020.569.535520.789.716020.939.86

圖11 新支護方式下的巷道變形曲線

從圖11中可以看出在60 d觀測期內，試驗段巷道兩幫總移近量為9.86 mm，頂底板總移近量為20.93 mm，并在支護完成10～15 d后變形量開始收斂，圍巖變形量和變形速度均得到較好控制。

5 結論

1)深部開采中，在高應力作用下，過渡區巖體表現出明顯的軟巖特性，使得原支護方式不能有效地控制巷道變形。

2)根據巷道受力與變形特點，將原錨網噴支護方式改進為“注漿+錨噴網+錨索+底角錨桿”支護方式，數值分析表明該方案能夠有效地控制高應力軟巖巷道圍巖變形。

3)根據-550 m試驗巷道的變形監測數據可以看出：采用新的支護方式后巷道圍巖變形量及變形速度均得到有效控制，驗證了新支護方式的可行性。