李廣濤

(平頂山天安煤業(yè)股份有限公司十礦，河南省平頂山市，467000)

1 概述

隨著開采深度增加，回采巷道物理力學(xué)特性發(fā)生改變，在“三高一擾動”的影響下，造成深部巷道圍巖大變形、難支護(hù)、修復(fù)多等問題。同時，相對于近水平煤層，深部傾斜煤層巷道圍巖呈現(xiàn)出非對稱性變形的特征，松動破壞區(qū)向煤巖體深部發(fā)展，頂部自然平衡拱向斜面擴(kuò)展，兩幫應(yīng)力分布存在較大差異，上幫應(yīng)力峰值靠近底板，下幫應(yīng)力峰值靠近底板，礦壓顯現(xiàn)和支護(hù)體承載狀況較為復(fù)雜，巷道圍巖容易失穩(wěn)，維護(hù)困難。李澤荃等以木城澗煤礦為研究對象，通過相似實驗、現(xiàn)場監(jiān)測等研究方法，分析了傾斜煤層水平分層開采礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，并提出了支護(hù)設(shè)計優(yōu)化方案；孫慶潤等采用現(xiàn)場礦壓觀測方法，對傾斜煤層巷道變形破壞規(guī)律及沿空留巷礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進(jìn)行了研究；劉鵬等分析了巖層自重應(yīng)力傾斜方向分量和水平應(yīng)力對傾斜煤層巷道圍巖應(yīng)力分布規(guī)律的影響，并提出了相應(yīng)的支護(hù)措施；程士宜等基于大安山煤礦傾斜煤層賦存特征，針對巷道表現(xiàn)出左幫、頂板變形量大，軟巖上角應(yīng)力集中問題，提出了強(qiáng)化關(guān)鍵部位的錨網(wǎng)索加鋼帶聯(lián)合支護(hù)方案。本文針對平煤股份十礦己15,16-24070工作面大埋深傾斜煤層窄煤柱沿空巷道變形破壞特征，提出普通錨網(wǎng)索配合錨注支護(hù)的圍巖復(fù)合控制思路，構(gòu)建以“中空注漿錨索+高強(qiáng)注漿錨桿”為核心的圍巖控制技術(shù)，改善巷道圍巖內(nèi)部松散結(jié)構(gòu)，提高圍巖的強(qiáng)度和承載能力，并在現(xiàn)場進(jìn)行了工業(yè)性試驗，對平煤十礦解決傾斜煤層巷道圍巖控制難題具有可靠的參考價值。

2 煤層賦存及巷道位置概況

2.1 煤層賦存特征

己15,16-24070工作面煤層傾角為23°～26°，平均厚度為3.5 m，煤層堅固性系數(shù)f=2～3，部分區(qū)域煤層之間有夾矸，直接頂為平均厚度2.4 m的灰黑色泥巖夾砂質(zhì)泥巖含菱鐵礦結(jié)核，基本頂上部自下而上分布為平均厚度8.37 m的含細(xì)粒砂巖夾層的砂質(zhì)泥巖、平均厚度4.47 m的灰黑色泥巖和平均厚度16.84 m的灰白色中至粗粒砂巖，呈現(xiàn)出較為明顯的復(fù)合巖層頂板特征，偽底為平均厚度0.95 m的炭質(zhì)粘土頁巖，直接底為平均厚度14.4 m的灰白色中至粗粒砂巖，基本底為平均厚度6.14 m的灰色石灰?guī)r，底板巖層強(qiáng)度較高。戊組和己組煤層地質(zhì)賦存特征如圖1所示。

2.2 巷道布置

己15,16-24070風(fēng)巷沿己15煤層頂板掘進(jìn)施工，為己15,16-24070回采工作面回風(fēng)和運(yùn)輸使用，如圖2所示，設(shè)計長度899 m(平距)；上山平均傾角為4°。己15,16-24070風(fēng)巷西靠己四采區(qū)下山系統(tǒng)，東至十二礦井田邊界保護(hù)煤柱；南鄰己15,16-24060采空區(qū)；北距已回采結(jié)束的己15,16-24090采空區(qū)150 m(平距)。

圖1 煤層綜合柱狀圖

圖2 巷道平面布置圖

3 沿空巷道圍巖穩(wěn)定性分析

本文基于3DEC離散元數(shù)值模擬軟件，根據(jù)己15，16-24070回采巷道地質(zhì)賦存特點(diǎn)和巖層物理力學(xué)特性，對上覆巖層應(yīng)力分布、集中程度及變形特征等影響巷道圍巖穩(wěn)定性的因素進(jìn)行分析，為支護(hù)設(shè)計提供可靠的依據(jù)。

3.1 模型建立

3DEC是一種處理不連續(xù)介質(zhì)的三維離散元計算分析程序，用于模擬巖體中的節(jié)理裂隙等非連續(xù)介質(zhì)承受靜載或動載作用下的相應(yīng)。3DEC采用拉格朗日求解模式，根據(jù)牛頓第二定律及力-位移定律處理巖塊和節(jié)理面的力學(xué)行為。離散元數(shù)值模擬能較好地反映巷道頂板的楔形、巖層的錯動以及破斷冒落狀況。通過疊加節(jié)理和巖塊的變形得到巖體彈性性質(zhì)。

根據(jù)平煤股份十礦己15,16-24070風(fēng)巷生產(chǎn)地質(zhì)條件中煤層及頂?shù)装鍘r層賦存特征建立三維離散數(shù)值模型如圖3所示，模型煤層傾角設(shè)為26°，尺寸為300 m×70 m×180 m，模型X方向、Y方向及底板方向設(shè)置位移約束。

圖3 三維離散元計算模型

煤層埋深800 m，巖層平均密度2500 kg/m3。模型頂部施加初始垂直應(yīng)力p=20 MPa。在模擬計算過程中采用摩爾—庫倫屈服準(zhǔn)則。摩爾-庫倫屈服準(zhǔn)則能夠比較全面地反映巖石的強(qiáng)度特性，廣泛地應(yīng)用于地下工程中，巖層的物理力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 巖石物理力學(xué)參數(shù)

3.2 巖層變形及運(yùn)移特特征

隨著己15,16-24070沿空掘巷側(cè)向采空區(qū)上覆巖層的彎曲、斷裂、回轉(zhuǎn)和垮落，取垂直于工作面推進(jìn)方向的剖面，最終形成砌體梁結(jié)構(gòu)。不同掘進(jìn)距離和基本頂、直接頂、煤層，力學(xué)參數(shù)將會導(dǎo)致窄煤柱及巷道頂板巖層的運(yùn)移、斷裂機(jī)構(gòu)特征，24070風(fēng)巷圍巖垂直位移和水平位移云圖如圖4所示。

由圖4(a)可以看出，由于巷道側(cè)向應(yīng)力集中效應(yīng)，窄煤柱強(qiáng)度發(fā)生較大損失，基本頂在煤柱內(nèi)發(fā)生破斷，并擠壓巷道周圍巖體發(fā)生較大變形，窄煤柱正上方與巷道正上方之間的合位移為500～600 mm，巷道正上方與實體煤壁內(nèi)5 m之間合位移為200～500 mm。相對于近水平煤層開采，傾斜煤層中的服務(wù)巷道在上下巖層的夾持作用下容易發(fā)生側(cè)向滑移，容易誘發(fā)煤柱與頂?shù)装鍘r層剪切損傷破壞。由圖4(b)可以看出，巷道基本頂?shù)膹澢鲁猎斐烧褐鶅?nèi)劈裂破壞，導(dǎo)致其出現(xiàn)較大的側(cè)向滑移區(qū)域，上方與巷道正上方之間水平合位移為700～1000 mm，巷道正上方與實體煤壁內(nèi)2 m之間水平合位移為400～600 mm，巷道至窄煤柱之間圍巖受力不均勻，兩側(cè)受力不均勻?qū)е聡鷰r不能保持同步下沉，靠近采空區(qū)側(cè)圍巖因受力大，圍巖變形量較靠近實體煤壁側(cè)大。

3.3 覆巖應(yīng)力分布特征分析

巷道進(jìn)行錨注支護(hù)后，在上覆巖層彎曲下沉的作用下，迫使下位軟弱巖層發(fā)生被動垮落，并自下而上迅速發(fā)展到厚層的每個巖層組。在沿空巷道周圍巖體中，存在由工作面采動支承壓力引起的沿巷道側(cè)偏向?qū)嶓w煤壁分布的動態(tài)承載拱，該承載拱的范圍、應(yīng)力峰值及演化過程是影響沿空留巷巖體周期性損傷、斷裂垮落運(yùn)動的重要因素。沿空掘巷系統(tǒng)中窄煤柱作為巷道圍巖重要組成部分，在巷道開挖過程中基本頂周圍垂直應(yīng)力分布曲線如圖5所示。

圖4 沿空掘巷圍巖位移云圖

圖5 基本頂垂直應(yīng)力分布

由圖5可以看出，窄煤柱和巷道周圍垂直壓應(yīng)力增速較快，應(yīng)力集中系數(shù)較大。煤柱受到較大應(yīng)力集中的影響后達(dá)到煤柱極限載荷，煤柱發(fā)生破壞，窄煤柱表現(xiàn)強(qiáng)烈的蠕變變形，應(yīng)力峰值向巷道及實體煤壁內(nèi)轉(zhuǎn)移，應(yīng)力峰值達(dá)到30.26 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)達(dá)到1.83，最終導(dǎo)致巷道后期維護(hù)困難。在傾斜煤層中，巷道頂?shù)装寮懊褐鶄?cè)向滑移變形破壞嚴(yán)重，因此剪切破壞顯著，錨桿及錨索沒有較為堅實的著力基礎(chǔ)，煤柱處于加速蠕變變形狀態(tài)，如圖6所示。

由數(shù)值模擬計算中反映出的傾斜煤層中位移及應(yīng)力分布規(guī)律及現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果可知，基本頂在煤柱外側(cè)7 m處斷裂后重新咬合，同時在實體煤壁內(nèi)2 m處發(fā)生剪切應(yīng)力集中，窄煤柱正上方與巷道正上方剪切應(yīng)力0.26 MPa，由于巖石抗剪切能力低，造成頂板巖層產(chǎn)生多處張裂切口，產(chǎn)生協(xié)調(diào)變形，破壞巷道圍巖的自承能力。

圖6 基本頂剪切應(yīng)力分布曲線

綜合上述分析可知，基本頂應(yīng)力集中位置及應(yīng)力集中系數(shù)與巷道圍巖整體穩(wěn)定性關(guān)系密切，在己15,16-24070風(fēng)巷側(cè)向垂直和剪切應(yīng)力集中的共同作用下，窄煤柱內(nèi)部容易發(fā)生側(cè)向滑移和劈裂破壞。因此，采取錨注支護(hù)對窄煤柱及頂板巖層進(jìn)行加固支護(hù)，可提高圍巖的自承能力，縮小側(cè)向滑移區(qū)域，阻止窄煤柱沿空掘巷系統(tǒng)的側(cè)向變形，在巷道掘進(jìn)及工作面回采期間，其整體性和自承能力得到很大提高。

4 中空注漿錨索+高強(qiáng)注漿錨桿支護(hù)方案

4.1 支護(hù)方案設(shè)計

己15,16-24070風(fēng)巷初次支護(hù)為錨網(wǎng)支護(hù)，使用高強(qiáng)左旋預(yù)應(yīng)力滾絲錨桿和錨索對巷道圍巖進(jìn)行支護(hù)，錨網(wǎng)采用2.9 m×0.9 m的冷拔絲金屬網(wǎng)。注漿錨索采用K22注漿錨索，錨索直徑22 mm，頂板注漿錨索長度7300 mm，幫部注漿錨索長5000 mm，錨索鉆孔直徑32 mm，采用Z2835樹脂錨固劑2支(中速)，頂板錨索預(yù)應(yīng)力不小于8 t，幫部注漿錨索預(yù)應(yīng)力不小于6 t。錨索外露長度在保障正漲拉的情況下盡可能小，注漿錨索間排距為1400 mm×4000 mm，分別與頂板呈25°夾角。由于煤柱側(cè)煤體強(qiáng)度損失嚴(yán)重，局部普通注漿塞難以達(dá)到較好的注漿效果，本工業(yè)試驗中采用外封管的注漿錨索，如圖7所示。

由圖7可知，漿液通過中心的注漿管，首先到達(dá)鉆孔底部，然后沿鉆孔向外流至孔口處，被止?jié){塞擋住無法流出，此時鉆孔內(nèi)漿液的壓力開始升高，漿液在高壓下，向鉆孔周圍巖體內(nèi)的裂隙中擴(kuò)散，實現(xiàn)全長錨固。在幫部采用厚壁無縫鋼管滾絲預(yù)應(yīng)力注漿錨桿。材質(zhì)為45#鋼，外徑為25 mm，壁厚7 mm，長度2600 mm，破斷力不小于150 kN，錨桿鉆孔直徑32 mm，采用Z285(中速)樹脂錨固劑1支。注漿錨桿錨固端長度為800 mm，錨桿外露長度50 mm，注漿錨桿間排距為2400 mm×1800 mm，與煤壁呈25°夾角。

圖7 帶外封孔管注漿錨索

采用長2600 mm的U型鋼作為桁架支護(hù)結(jié)構(gòu)的鏈接裝置，并對U型鋼兩端進(jìn)行打孔包鋼加工，將頂板的注漿錨索與注漿錨桿進(jìn)行鏈接，形成桁架結(jié)構(gòu)的注漿錨索(桿)，增強(qiáng)巷道頂板及煤柱的穩(wěn)定性，注漿時間滯后初次支護(hù)8 d，巷道斷面支護(hù)設(shè)計如圖8所示。

注漿漿液根據(jù)一次注漿孔的數(shù)量確定水量，按水灰比0.5∶1加入水泥，同時，加入水泥量8%的預(yù)應(yīng)力注漿復(fù)合材料添加劑，采用水泥水玻璃單液漿，水玻璃濃度45 Be′，用量為水泥重量的3%～5%。注漿孔口壓力為8～10 MPa，注漿泵出口壓力一般為12～15 MPa，從注漿開始直到漿液住不進(jìn)去或從周邊錨桿孔出漿為止，然后待壓力穩(wěn)定30 s左右，注漿持續(xù)時間一般為5 min左右，每孔注漿量為0.1～0.4 m3，其中水泥量為100～400 kg。

4.2 注漿后表面位移監(jiān)測

巷道表面位移采用十字交叉法，每50 m布置1個測站，在巷道的頂板、底板、窄煤柱幫和實體煤幫的中部布置測點(diǎn)，使用卷尺進(jìn)行測量，每3 d監(jiān)測一次數(shù)據(jù)監(jiān)測內(nèi)容包括頂板下沉量及其下沉速率，底鼓量及其速率，窄煤柱幫移近量及其移近速率，實體煤幫移近量及其移近速率，監(jiān)測點(diǎn)布置如圖9所示。

頂板下沉量及其下沉速率、底鼓量及其速率、窄煤柱幫移近量及其移近速率、實體煤幫移近量及其移近速率變化曲線如圖10和圖11所示。

圖8 錨注支護(hù)設(shè)計圖

由圖10和圖11可以看出，在掘后巷道穩(wěn)定過程中，兩幫移近速率大于頂?shù)滓平俾?。掘進(jìn)影響期間，頂板最大下沉量最大為121.2 mm，頂板最大下沉速率為8.1 mm/d，最小下沉速率為0.3 mm/d，平均下沉速率為4.6 mm/d；兩幫移近量最大為155.7 mm，窄煤柱幫最大移近速率為8.8 mm/d，最小移近速率為0.6 mm/d，平均移近速率為5.7 mm/d。巷道開挖15 d期間，巷道圍巖變形速率波動范圍大，變形量大，變形量占圍巖穩(wěn)定后總變形量的80%，巷道開挖23 d后，巷道進(jìn)入穩(wěn)定期，最大變形速率0.6 mm/d，在注漿支護(hù)結(jié)構(gòu)與圍巖相互作用下，巷道圍巖變形速率明顯減小直至穩(wěn)定。 巷道在掘進(jìn)期間，最終巷道頂板下沉量為122.2 mm，兩幫移近量為156.6 mm，圍巖變形比較小，巷道錨注支護(hù)對圍巖控制效果較好。

圖9 巷道表面位移監(jiān)測布置圖

圖10 巷道圍巖變形曲線

圖11 巷道圍巖變形速率曲線

5 結(jié)論

(1)根據(jù)平煤十礦己15,16-24070風(fēng)巷傾斜煤層沿空巷道巖層賦存特征建立三維離散元計算模型，通過分析沿空巷道圍巖應(yīng)力分布演化過程及變形規(guī)律可知：由于巷道側(cè)向應(yīng)力集中效應(yīng)，窄煤柱強(qiáng)度發(fā)生較大損失，并擠壓巷道周圍巖體發(fā)生較大變形；傾斜煤層中的巷道至窄煤柱之間圍巖受力不均勻，容易發(fā)生側(cè)向滑移，誘發(fā)煤柱與頂?shù)装鍘r層剪切損傷破壞，導(dǎo)致其出現(xiàn)較大的側(cè)向滑移區(qū)域；窄煤柱和巷道周圍垂直壓應(yīng)力增速較快，應(yīng)力集中系數(shù)較大，造成頂板巖層產(chǎn)生多處張裂切口，產(chǎn)生協(xié)調(diào)變形，破壞巷道圍巖的自承能力。

(2)針對平煤十礦“窄煤柱+頂板斜跨梁結(jié)構(gòu)+實體煤”傾斜煤層沿空巷道結(jié)構(gòu)的變形破壞特征，提出普通錨網(wǎng)索配合錨注支護(hù)的圍巖復(fù)合控制支護(hù)優(yōu)化方案，構(gòu)建以“中空注漿錨索+高強(qiáng)注漿錨桿”為核心的圍巖控制技術(shù)，提高圍巖的自承能力，縮小側(cè)向滑移區(qū)域，阻止窄煤柱沿空掘巷系統(tǒng)的側(cè)向變形，在巷道掘進(jìn)期間其整體性和自承能力得到較大提高。

(3)在平煤股份十礦己15,16-24070傾斜煤層窄煤柱沿空掘巷進(jìn)行錨注支護(hù)工業(yè)性試驗，實現(xiàn)錨注一體化，將松散破碎圍巖膠結(jié)成整體，工程實踐表明：有效地提高了深部傾斜煤層巷道支護(hù)結(jié)構(gòu)的整體性和承載力，控制了圍巖變形，保證了在高應(yīng)力作用下巷道的穩(wěn)定性；巷道采用重新優(yōu)化設(shè)計后巷道在掘進(jìn)期間，最終巷道頂板下沉量為122.2 mm，兩幫移近量為156.6 mm，圍巖變形比較小，巷道錨注支護(hù)對圍巖控制效果較好。