深部高應力回采巷道變形破壞機理與控制技術

馬國軍，胡文濤，王 軍，汪占領，郭罡業

(1.國家能源集團 寧夏煤業有限責任公司任家莊煤礦，寧夏 靈武 750409；2.天地科技股份有限公司開采設計事業部，北京 100013)

目前，依據我國煤炭資源沿深度的分布規律可以看出，600 m以下的煤炭資源占總儲量的65%，該范圍內煤炭資源已開采部分僅為總量的2%。那么，隨著淺部煤炭資源逐漸枯竭，煤炭開采必然向深部進行，深部巷道的工程將逐步增多[1]。

高應力巷道作為深部的典型復雜困難巷道之一，其變形破壞嚴重制約著我國煤礦的安全高效開采，因此，深部高應力巷道圍巖穩定性控制技術一直是研究的熱點。長期以來，國內外相關專家與學者對其進行了研究，取得了豐富的理論與技術成果[2-4]。例如，王衛軍等[5]認為深部高應力巷道圍巖變形破壞包含淺部圍巖的非連續變形與深部圍巖塑性的連續變形2部分，塑性的連續變形難以控制，巷道圍巖的控制應由變形控制向穩定控制轉變，應預留一部分變形空間，即給定變形。張振全等[6]以淮南礦業集團潘三煤礦1662(1)運輸平巷掘進工程為背景，研究了深部高應力軟巖巷道控制技術，認為應該在該類巷道掘進初期先采用錨桿及錨索聯合支護控制圍巖變形，隨后配合注漿錨桿提高圍巖承載能力。任修乾等[7]研究了高應力深部巷道圍巖變形特征與控制技術，研究得出采用錨注和高強度預應力錨桿耦合支護方案，可對該類巷道圍巖變形進行有效控制。彭青陽等[8]針對耿村礦高應力厚頂板回采巷道進行了研究，認為對于該類巷道，高預應力錨網噴可維護淺部圍巖穩定、并調動深部圍巖承載能力，注漿封閉巷道圍巖裂隙可增強巷道圍巖整體穩定性，U型鋼支架可提高支護的承載能力，取得了良好的應用效果。余偉健等[9]針對高應力軟巖巷道的變形機理和返修控制技術進行了研究，研究認為該類巷道的控制設計應采用多方法，針對性地進行設計，且控制淺部巷道圍巖變形是關鍵。王衛軍等[10]研究認為深部高應力軟巖巷道圍巖塑性區的發展一般經歷塑性點的出現、塑性環的形成、塑性環局部畸變、塑性區非均勻擴展、塑性區惡性擴展5個階段，巷道圍巖失穩主要是塑性環的局部畸變導致了塑性區的惡性擴展所致。黃玉東等[11]認為圍巖強度低、賦存水文地質環境復雜、應力集中系數高、支護強度無法達到要求是深部高應力巷道圍巖變形破壞的主要原因，采用全長預應力錨固強力錨桿錨索控制技術對巷道變形進行了有效控制。薛光武等[12]針對高地應力深部巷道進行了變形破壞規律的二維相似模擬實驗研究，研究得出了巷道的變形破壞特征與時間的關聯性。耿偉樂等[13]研究了深部巷道支護方式的合理選擇，研究認為混凝土噴層厚度和錨桿間排距是影響巷道圍巖變形和破壞的主要因素、錨桿長度和錨桿直徑次之。

上述理論與技術研究成果主要集中在深部巷道圍巖變形破壞機理及控制技術2個方面，且認為“錨桿+錨索”聯合支護是深部高應力巷道的主要控制技術，注漿(錨注)、金屬支架、鋼梁等補強可作為輔助的支護手段[14-19]，這些技術為提高生產率和改善施工環境發揮了重要作用[20]。但是隨著開采強度的加大與開采環境的日趨復雜，巷道圍巖地質條件不可能完全相同地出現，這使得任何一種方法都具有較強的針對性，難以控制所有的深部高應力巷道圍巖穩定，仍有大量高應力巷道工程出現嚴重的變形破壞，導致維護費用成倍增大，嚴重威脅了礦井的正常生產。

任家莊煤礦210504工作面回風巷是典型的深部高應力回采巷道，埋深超過600 m、且受臨近采空區影響，掘進期間變形嚴重且持續時間長，嚴重阻礙了該礦工作面的安全高效生產。因此，本文主要針對深部高應力巷道的穩定性控制技術，以任家莊煤礦210504工作面回風巷為例開展系列研究，可為同類礦井的巷道支護設計提供借鑒。

1 工程概況與變形破壞特征

1.1 工程概況

210504工作面開采5號煤層，左部與下部為未采區域，上部為210502采空區，210502采空區與210504運輸巷之間為20 m煤柱。210504回風巷設計長度977 m，目前已掘約600 m，剩余約400 m，平均埋深約600 m。工作面布置情況如圖1所示。

圖1 210504工作面平面布置

210504工作面位于5號煤層，回采巷道沿煤層頂板掘進，5號煤平均厚度4.95 m，煤層傾角16°～20°，堅固性系數1.3，裂隙較發育。

煤層偽頂為厚0.46 m的粉砂巖，灰色，致密，夾矸上部賦存厚約0.23 m的煤線；直接頂為厚5.42 m的粉砂巖細砂巖互層，呈波狀層理，粉砂巖泥質膠結；基本頂為厚10.36 m的粗砂巖，灰白色，巨厚層狀。煤層偽底為厚0.62 m的泥巖，灰色，含植物化石，粉砂質含量較高，半堅硬；直接底為厚9.65 m的粗砂巖，灰白色，中厚層狀。巷道鉆孔柱狀如圖2所示。

圖2 210504工作面運輸巷巖體柱狀

210504回風巷為異形斷面，原支護形式為錨網索噴，斷面凈寬3 800 mm，中高3 623 mm，凈斷面13.9 m2。主要支護形式及參數：①錨索。材質為φ21.98 mm、長6.3 m的鋼絞線，間排距1.8 m×2.0 m。每根錨索1支MSK2350和2支MSK2370樹脂藥卷，設計預緊力150 kN。②錨桿。φ20 mm、長2.4 m新型螺紋鋼式樹脂錨桿，間排距900 mm×900 mm。每根錨桿配備2根型號MSK2370樹脂錨固劑，預緊力扭矩>200 N·m。③錨網。鐵絲網，網間搭接100 mm以上，搭接間采用細鐵絲捆扎牢固。具體如圖3所示。

圖3 210504工作面回風巷原支護方案

1.2 巷道變形及破壞情況

為研究210504工作面運輸巷的變形破壞機理，對該巷道的變形與破壞情況進行了調查。該巷道自掘進以來，由于高應力、支護預應力低等多種原因，巷道掘進后30～50 m，巷道底鼓量超過800 mm，兩幫移近量達600 mm。礦方雖采取了一些控制措施，但其變形破壞仍得不到控制。巷道圍巖變形現場實拍如圖4所示。

根據現場調查發現，該運輸巷變形與破壞主要表現如下。

(1)巷道頂部的變形破壞。受高應力影響，巷道頂部出現整體性下沉，同樣使巷道支護因不適應大位移而發生破壞，而且由于兩幫移近量較大導致的肩角破壞明顯(圖4)。

圖4 210504工作面回風巷變形破壞現場

(2)幫部嚴重內擠，開裂明顯。這種破壞特征體現出巷道圍巖的水平應力大。從實踐經驗來看，當巷道幫部內擠量超過5 cm之后，幫部不可避免地出現開裂，縱向裂紋是其明顯的體現。當裂紋擴大后，噴層與圍巖間的孔洞會明顯增加，錨桿托盤與圍巖失去有效接觸，變形嚴重增加、噴錨掛網扭曲或被拉斷，噴層破碎成許多小塊。內擠的同時也會對頂板和底板進一步擠壓，造成頂底板的變形破壞嚴重增加。

(3)底板的強烈鼓起。底板泥巖在強大的壓力作用下，在某些地段產生較大的底鼓變形，調查發現局部底鼓量大于800 mm，導致巷道底鼓強烈，表面的開裂嚴重，底板兩角內擠十分明顯。同時，隨著時間的增長，圍巖擴容的范圍也在不斷擴大，導致底鼓量持續增加。

2 巷道圍巖變形破壞機理

為了明確210504回風巷的變形破壞機理，依據該巷的地質條件與上述研究的數據，選擇典型的210504回風巷為研究對象，采用FLAC3D軟件對其變形破壞展開研究，分析其位移的分布規律并分析變形破壞機理。

2.1 模型的建立

依據210504回風巷的圍巖地質條件與支護方案建立數值計算模型，如圖5所示。

圖5 210504回風巷模型的建立

模型長80 m、寬60 m、高5 m，自下而上依次為厚9.65 m的粗砂巖、厚0.62 m的泥巖、厚4.95 m的5號煤層、厚0.46 m的粉砂巖與夾矸、厚5.42 m的粉砂巖與厚10.36 m的粗砂巖。利用interface單元模擬層與層間的結構面，模型共劃分560 000個網格，依據煤層平均埋深施加15 MPa垂直應力，邊界條件為左、右、前、后、下面，應力邊界為上部平面。

210504回風巷模型空間開挖如圖6所示。

圖6 210504回風巷模型空間開挖

依據210504回風巷的地質資料，沿5號煤頂板開挖斷面凈寬3 800 mm、中高3 623 mm、凈斷面13.9 m2的巷道，然后同平距20 m煤柱開挖210502采空區。

錨桿與錨索單元模擬如圖7所示。依據210504回風巷的支護方案，在模型內部利用cable與shell單元逐次置入錨桿、錨索與鋼梁，并按照所測的錨桿預緊力施加20 kN的錨桿預緊力，同時施加60 kN的錨索張拉力。

圖7 錨桿與錨索單元模擬

2.2 計算結果分析

210504回風巷位移分布云圖如圖8所示。由圖8(a)可以看出，巷道斷面坑洼不平，網兜現象突出。兩幫位移分布下幫重于上幫，其中水平位移大的區域主要分布在幫部中下部，最大位移均在300 mm以上。幫部與底板交界處是受幫部水平位移擠壓明顯區域，可以看出底板兩側具有150 mm以上的位移分布區域，同樣頂板亦有100 mm以上的分布區域。由圖8(b)可以看出，巷道斷面頂底板移近明顯，底鼓與頂板下沉明顯。尤其底板下部3 m以內的區域底鼓量均在250 mm以上，底板表面底鼓量達到了500 mm以上；3 m內復合型的頂板下沉量在100 mm以上，頂板表面下沉量達到了280 mm。

圖8 210504回風巷位移分布云圖

2.3 巷道失穩原因及機理分析

現場調查分析得出，造成210504回風巷與變形和破壞程度嚴重的主要原因有以下4個方面。

(1)巷道頂板為典型的復合型頂板，圍巖自身條件差，穩定性低。地質資料表明210504回風巷煤層頂板依次為厚0.46 m的粉砂巖與厚0.23 m的煤線互層、厚5.42 m的粉砂巖細砂巖互層，這種巖石力學性質差異性明顯的頂板互層，是典型的復合型頂板，也稱為離層型頂板，容易因一層變形破壞而造成頂板整體破壞。幫部為5號煤，裂隙較為發育，整體性較差。底板留設有厚0.7 m左右的5號煤，5號煤下部為厚0.62 m的泥巖，是易造成底鼓的圍巖原因。

(2)巷道埋深較深，地應力水平較高。地質資料表明，5號煤平均埋深600 m左右。依據霍克—布朗準則，用回歸方法得到經驗公式100/H+0.3≤γ≤1 500/H+0.5(H為深度；γ為側壓系數)來估算，該處巷道圍巖垂直應力在15 MPa，水平應力為25 MPa左右，屬于中高應力水平。

(3)地質構造復雜，且受淋水影響。調查發現210504回風巷掘進過程中均有不同程度的斷層，例如210504的F236與F239正斷層，落差在2 m以內，容易造成煤巖層裂隙發育，易片幫冒頂。在調查中同時發現巷道中存在不同程度的淋水現象，淋水的存在導致巷道圍巖進一步弱化，在高應力的作用下更容易發生變形破壞。

(4)原設計支護形式、預緊力與錨固力水平不能適應圍巖變形要求。210504回風巷設計不僅沿用傳統的支護形式，而且支護參數均非常單一，限于噴錨網索，且護表構件不夠強。在現場試驗中發現，210504回風巷與110901運輸巷的實際錨桿預緊力水平均在25 kN左右，低于該類型錨桿52.6 kN的高預應力主動支護水平。設計的頂板預緊力扭矩為260 N·m與幫部的200 N·m均不能給錨桿施加滿足要求的預緊力。頂板錨索的預緊力實際為90 kN與50 kN，未達到150 kN的設計要求，這顯然是不能適應如此復雜的巷道圍巖變形特性。

根據現場調研和觀測，任家莊煤礦210504回風巷雖然采用“錨索網噴”的支護技術，但頂板下沉、兩幫內擠與底鼓現象在掘進期間依舊常見，后期回采時巷道圍巖穩定性依舊無法保障。

巷道圍巖的變形破壞機理可以簡單揭示為：當巖體被開挖后，由于巖體本身的力學性質較差，在深部高應力與采空區側支承壓力的作用下產生較為明顯的脹碎變形，裂隙發育充分，尤其是復合型頂板更容易從其中某一薄層處突破，從而發生變形破壞。

由于2條巷道的錨桿(索)預緊力不足且錨固基礎不太牢靠，導致錨桿(索)不能及時主動的發揮支護作用，導致淺部的不連續變形進一步增大，演變為容易看到的幫部網兜與底板鼓起等現象。加之淋水與地質構造的影響，隨著時間的推移，巷道圍巖將發生明顯的應力疊加及流變等現象，致使巷道圍巖變形進一步增加。

3 巷道圍巖穩定控制技術

3.1 巷道圍巖穩定性控制原理

任家莊煤礦巷道圍巖的變形破壞是高應力復合頂板下的低強度支護帶來的后果，所以人為干預就要提高支護強度來控制復合頂板及煤幫，只有這樣才能讓變形區域趨于穩定，巷道圍巖穩定控制得以實現。

(1)提高錨桿索支護系統的錨固剛度。主要通過選擇合適的錨固劑與錨固長度來實現，研究已經證明增強錨固剛度可以有效提高錨固力，這是提高錨桿索預緊力的基礎。尤其在破碎軟弱的煤巖體中，通過選擇合適的錨固劑與錨固長度，提高錨固剛度對于施加高水平的預緊力有著重要意義。

(2)提高支護應力場與其有效擴散度。主要通過3種途徑實現：①提高錨桿索的預緊力水平；②提高護表構件的面積與剛度；③調整錨桿索的支護角度。增強錨固剛度后的破碎圍巖體，依靠強有力的支護系統形成有效擴散的高預應力場對圍巖淺部的非連續變形進行控制，如裂隙、破碎擴容等變形，在初期防止圍巖變形進行主動及時的控制，充分發揮連續巖體自身的主動承載能力，進而抵抗應力重新分布過程中巷道圍巖的變形移動。

(3)補強支護巷道圍巖。在已經變形破壞嚴重的地段，有必要進行補打錨桿、錨索，防止后續圍巖變形進一步增加。

3.2 巷道圍巖穩定性控制方案

依據控制原理與原則，結合現場工程地質條件，提出“高預應力強力錨錨桿錨索支護方案”的控制方案，先增強錨桿索的錨固剛度以獲得足夠的抗拉拔力，為施加足夠的預緊力奠定基礎，然后提高錨桿索的預應力以提高圍巖自身的承載能力，最后在變形破壞地段進行補強支護，從而實現整條巷道的圍巖穩定性控制。具體方案如圖9所示。

圖9 210504回風巷新支護方案

210504工作面回風巷掘進寬度為4 400 mm、高度為3 623 mm，沿煤層頂板掘進。由圖9可知，頂板布置5根錨桿、2根錨索，下幫為4根錨桿、2根錨索，上幫為4根錨桿、3根錨索。錨桿為φ22mm×2 500 mm、屈服強度不低于400 MPa左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，頂錨桿間排距900 mm×1 000 mm，幫錨桿間排距900 mm×800 mm。配套拱型高強度托盤，力學性能與錨桿匹配，鋼號不低于Q235，規格為150 mm×150 mm×10 mm，拱高不低于34 mm，配調心球墊和減阻尼龍墊圈。頂板配W鋼帶，長4 380 mm、寬280 mm、厚4 mm。每根錨桿安裝1支MSK2350和1支MSZ2370錨固劑，抗拔力大于120 kN，即張拉泵讀數大于30 MPa。錨桿預緊扭矩>400 N·m，利用扭矩倍增器(放大倍數5倍)擰緊螺母。垂直巖面打設，誤差±5°。

錨索為φ21.98 mm×6 300 mm、19股高強度低松弛預應力鋼絞線；頂錨索間排距1 800 mm×2 000 mm，幫部間排距1 800 mm×1 600 mm。配套托盤為300 mm×300 mm×16 mm高強度穹形可調心托板及配套鎖具，錨索托板高度不低于60 mm，厚度不小于16 mm。每根錨索1支MSK2350和2支MSZ2370樹脂藥卷，錨索張拉力不低于200 kN，最低不小于設計值90%。垂直巖面打設，誤差±5°。

φ6.5 mm鋼筋編織的鋼筋網；網孔規格為100 mm×100 mm，搭接不小于100 mm，聯網用14號鉛絲雙股扣相連。

4 現場試驗及效果分析

在新方案巷道中重新布置“十字監測點”對該段巷道的變形量進行觀測，并參照原變形數據，對比數據變形曲線如圖10所示。

圖10 試驗段巷道圍巖監測曲線

由圖10可知，通過增大護表面積、提高錨桿預緊力等高預應力錨桿支護理念的采納，巷道支護效果有明顯改善。采用新支護方案后掘進期間頂板下沉量在40 mm左右，兩幫移近量在262 mm左右，底鼓量在220 mm左右，分別比原錨桿支護巷道降低59.1%和40.2%左右，到監測的后期，隨著工作面遠離各測點各變形都趨于穩定，收斂速率均小于1 mm/d，210504膠運巷穩定性得到有效控制。

5 結論

(1)任家莊煤礦210504膠運巷屬于典型的高應力大變形巷道，由于巷道頂板為典型的復合型頂板，圍巖自身條件差，穩定性低、巷道地應力水平較高、地質構造復雜，且受淋水影響、原設計支護形式不合理等原因造成了該巷掘進15 d底鼓嚴重的困難局面，兩幫內擠明顯。

(2)210504膠運巷的變形破壞機理可以簡單揭示為：當巖體被開挖后，由于巖體本身的力學性質較差，在深部高應力與采空區側支撐壓力的作用下產生較為明顯的脹碎變形，使裂隙發育充分，尤其是復合型頂板更容易從其中某一薄層處突破發生變形破壞。

(3)依據巷道圍巖的變形破壞機理，提出提高錨桿索支護系統的錨固剛度、提高支護應力場與其有效擴散度、補強支護巷道圍巖等控制原理與原則。借助于工程類比、理論分析和支護原則，提出“高預應力強力錨錨桿錨索支護方案”的控制方案，并依據高水巷段與低水巷段分別調整對待。

(4)試驗段巷道監測數據表明，新支護方案后頂板下沉量在40 mm左右，兩幫移近量在262 mm左右，底鼓量在220 mm左右，分別比原錨桿支護巷道降低59.1%和40.2%左右，到監測的后期，隨著工作面遠離各測點各變形都趨于穩定，收斂速率均小于1 mm/d，210504膠運巷穩定性得到有效控制。