陳 洋，臧傳偉，瞿晨明，朱洪漠

(山東科技大學(xué)能源與礦業(yè)工程學(xué)院，山東 青島 266590)

隨著我國(guó)煤炭開采的深度越來(lái)越深，大松動(dòng)圈煤層松軟難以支護(hù)等各種問(wèn)題也越來(lái)越多。很多情況下普通的錨桿支護(hù)已難以維持巷道穩(wěn)定，軟巖巷道的返修率也非常高，因此，松軟煤層難以支護(hù)的問(wèn)題一直是我國(guó)煤炭開采過(guò)程中的難題。對(duì)此，大量學(xué)者對(duì)圍巖變形進(jìn)行了深入的研究。孫利輝等[1]通過(guò)分析幫部巷道變形機(jī)理，提出巷幫錨注加固技術(shù)使變形得到了有效控制；徐佑林等[2]提出再造承載拱，得出巷道有效注漿范圍；陳順滿等[3]提出了以“噴射混凝土+壁后注漿+錨桿+錨索”為核心的雙拱協(xié)同全斷面加固返修方案；黃慶享等[4]考慮“底板-兩幫-頂板”相互影響，給出了自穩(wěn)平衡圈的橢圓曲線方程；唐建新等[5]認(rèn)為軟巖在髙應(yīng)力流變作用下破壞劇烈，提出以頂板多拱承載和圍巖協(xié)同加固為核心的優(yōu)化方案；辛亞軍等[6]依據(jù)應(yīng)力轉(zhuǎn)移與強(qiáng)抗承載的圍巖穩(wěn)定思想，提出了巷道圍巖再造承載層機(jī)理；陳建功等[7]考慮巷道圍巖在開挖過(guò)程中的動(dòng)靜力作用，提出了破碎區(qū)半徑的求解方法。

本文以義能煤礦1304工作面3號(hào)煤層回采巷道為工程背景，通過(guò)分析兩幫變形嚴(yán)重的影響因素，判斷圍巖松動(dòng)圈的位置，研究?jī)蓭兔簩优c承載層之間的關(guān)系。據(jù)此提出在兩幫補(bǔ)加強(qiáng)錨索使其與穩(wěn)定巖層形成承載層整體的方案，合理調(diào)節(jié)長(zhǎng)度及間排距增大承載層厚度，有效地降低了圍巖周圍的應(yīng)力，維持巷道穩(wěn)定。

1 地質(zhì)條件

1.1 工程概況

義能煤礦1304皮帶順槽所對(duì)應(yīng)的地面標(biāo)高為+46～+47 m，巷道標(biāo)高為-693.5～-735.0 m。 1304皮帶順槽沿3號(hào)煤層頂?shù)装寰蜻M(jìn)。 施工范圍內(nèi)煤層結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單，賦存穩(wěn)定，為一單斜構(gòu)造，煤層厚度3.6 m，傾角約3°。3號(hào)煤層直接頂為中砂巖，局部區(qū)域3號(hào)煤層頂板發(fā)育一層泥巖，基本頂為細(xì)砂巖和中砂巖，直接底為泥巖，基本底為粉砂巖和細(xì)砂巖。煤層頂?shù)装寰唧w巖性特征見表1。

表1 煤層頂?shù)装鍘r性特征Table 1 Lithology characteristics of coal seam roof and floor

1.2 原支護(hù)方案分析

1304皮帶順槽斷面設(shè)計(jì)為矩形斷面。凈高為3 000 mm，凈寬為3 800 mm。原支護(hù)方案頂板錨索采用Φ17.8 mm×6 300 mm鋼絞線，錨索托盤采用專門加工的圓形托盤，直徑250 mm。頂板錨桿每排5根，頂板及兩幫均采用Φ20 mm×2 300 mm熱軋細(xì)牙等強(qiáng)度錨桿，間排距為800 mm×800 mm。按巷道居中鋪設(shè)鍍鋅鐵絲制作的4 000 mm×900 mm經(jīng)緯金屬網(wǎng)，兩幫鋼筋梯垂直頂?shù)装鍜煸O(shè)，每排各4根，鋪設(shè)12#鍍鋅鐵絲制作的2 000 mm×900 mm雙抗網(wǎng)。圖1為原支護(hù)方案支護(hù)剖面圖。

圖1 原支護(hù)方案支護(hù)剖面圖Fig.1 Cross section of the original support scheme

據(jù)現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)，3號(hào)煤層頂板破碎，兩幫幫鼓，煤體松軟，受載荷的影響，兩幫煤壁內(nèi)出現(xiàn)離層，從肩部至底部整體向內(nèi)位移。主錨桿和錨索失效損毀嚴(yán)重，鋼筋梯嚴(yán)重扭曲變形，失去支護(hù)作用。表面變形表現(xiàn)出“兩幫移近量>頂板下沉量>底鼓量”的特點(diǎn)，嚴(yán)重影響了巷道穩(wěn)定與正常工作。

2 變形原因分析

2.1 巖石力學(xué)試驗(yàn)

考慮兩幫變形大于頂板變形，分別對(duì)1304工作面頂?shù)装寮皟蓭腿⌒緦?shí)驗(yàn)。在實(shí)驗(yàn)室內(nèi)，將試件置于承壓班中心使其受力均勻，以每秒0.5～1 MPa的速度逐漸加載直至破壞，記錄破壞載荷，最終得到的3組煤樣抗壓強(qiáng)度見表2。

表2 單軸抗壓強(qiáng)度實(shí)驗(yàn)結(jié)果Table 2 Uniaxial compressive strength test results

由表2可知，平均抗壓強(qiáng)度為7.17 MPa，煤體較軟弱。頂板以細(xì)砂巖和中砂巖為主，底板以粉砂巖為主，抗壓強(qiáng)度分別為20.18 MPa、32.24 MPa、18.64 MPa，均明顯高于3號(hào)煤層抗壓強(qiáng)度。現(xiàn)場(chǎng)取芯時(shí)難以取得完整煤塊，安裝錨桿測(cè)力計(jì)時(shí)，兩幫片幫嚴(yán)重地段當(dāng)預(yù)緊力達(dá)到50 kN時(shí)內(nèi)部巖體破碎預(yù)緊力無(wú)法繼續(xù)增加。因此,煤層松軟、錨桿支護(hù)難以深入穩(wěn)定巖層內(nèi)部，是導(dǎo)致兩幫變形嚴(yán)重的主要原因。

2.2 圍巖內(nèi)部窺探

針對(duì)巷道的實(shí)際情況，應(yīng)用YTJ20型巖層探測(cè)記錄儀探測(cè)圍巖內(nèi)部破壞情況。在巷道斷面中央位置，垂直巷道打直徑不小于32 mm鉆孔1個(gè)，孔深10 m，兩幫探測(cè)深度為8 m。在鉆進(jìn)的過(guò)程記錄單根鉆桿的鉆進(jìn)時(shí)間和速率，可以間接反映出巷道圍巖的強(qiáng)度和完整性。最后通過(guò)觀測(cè)不同深處巖層破裂情況，確定巷道松動(dòng)圈的大致范圍及破裂狀況。得到鉆孔窺視結(jié)果如圖2所示。

圖2 鉆孔窺視結(jié)果Fig.2 Borehole peep results

圖2(a)和圖2(b)分別為頂板窺探情況。 在孔口0.5 m位置圍巖較完整，最深6.2 m位置已達(dá)深部穩(wěn)定巖層，節(jié)理發(fā)育良好未出現(xiàn)較大破碎。 圖2(c)和圖2(d)分別為左幫內(nèi)部窺探情況。1.4 m位置開始出現(xiàn)破碎直到3 m左右?guī)r體開始相對(duì)完整。圖2(e)和圖2(f)分別為右?guī)蛢?nèi)部窺探情況。2.1 m位置鉆孔鏡頭開始模糊，煤層內(nèi)部涌出一定水量，2.4 m出現(xiàn)較大破碎。

綜上所述，頂板巖性相對(duì)良好，圍巖破碎不明顯。兩幫均在2～3 m位置出現(xiàn)了較大破碎，猜測(cè)圍巖松動(dòng)圈范圍大概在2.5 m左右。裂隙水無(wú)法排出長(zhǎng)時(shí)間在煤層內(nèi)部浸泡造成幫部煤層松軟。針對(duì)大松動(dòng)圈，由于破碎區(qū)與塑性區(qū)范圍增大，普通錨桿支護(hù)無(wú)法深入到穩(wěn)定巖層，此時(shí)形成的承載層將整個(gè)在松動(dòng)圈范圍之內(nèi)，錨桿錨索打入兩幫松軟煤層，未進(jìn)入更深層的穩(wěn)定巖體，也無(wú)法與頂板形成完整承載整體。自承能力幾乎喪失，承載層厚度有限，難以減少巷道淺部圍巖的受力狀態(tài)。此時(shí)需要通過(guò)錨桿錨索共同作用來(lái)轉(zhuǎn)移巷道中承載層的位置從而擴(kuò)大承載層厚度。因此松動(dòng)圈范圍較大也是造成兩幫變形較大的原因之一。

2.3 采動(dòng)應(yīng)力影響

巷道掘進(jìn)、二次回采均對(duì)回采巷道產(chǎn)生較大采動(dòng)影響?，F(xiàn)場(chǎng)采用十字測(cè)點(diǎn)法，在同一平面上分別在兩幫及頂板布置3個(gè)錨桿測(cè)力計(jì)。記錄測(cè)力計(jì)受力變化距工作面距離曲線如圖3所示。

圖3 受力變化與距工作面距離的關(guān)系Fig.3 Relationship between the force change andthe distance from the working surface

在0～20 m范圍內(nèi)，錨桿受力迅速增大，之后逐漸趨于穩(wěn)定。錨桿受力出現(xiàn)如此變化一方面由于松動(dòng)圈范圍變大，巷道內(nèi)部圍巖破碎；另一方面受采動(dòng)的影響，前方巷道掘進(jìn)會(huì)對(duì)后方造成強(qiáng)烈的擾動(dòng)[13]。在距工作面0～50 m范圍為強(qiáng)烈擾動(dòng)區(qū)，此時(shí)應(yīng)力會(huì)發(fā)生巨大變化，距離工作面越近應(yīng)力變化越大，這也是造成巷道變形的最主要原因。現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)發(fā)現(xiàn)在距工作面20 m范圍以內(nèi)兩幫發(fā)生較大變形，表面位移量為原破壞變形的1.5倍左右。50 m范圍之后，受力變化逐漸平穩(wěn)，兩幫變形相對(duì)也逐漸變小。 由此可見采動(dòng)應(yīng)力對(duì)巷道變形有極大的影響。

3 巷道力學(xué)模型分析

巷道頂板及兩幫會(huì)形成一定固定的承載層，它主要承受上覆巖層的重量保證巷道不破壞產(chǎn)生變形。對(duì)于承載層厚度不夠的情況下，頂板破碎巖體垮落下沉均會(huì)對(duì)兩幫巖層產(chǎn)生額外的擠壓力導(dǎo)致幫部圍巖錯(cuò)位運(yùn)動(dòng)。由此研究頂板承載層厚度與巷道兩幫最大跨度的關(guān)系，找出兩幫所能達(dá)到的最大承載層厚度。通過(guò)改變巷道的掘進(jìn)寬度以及增加承載層厚度來(lái)抑制兩幫及頂板的變形。

3.1 頂板巖層厚度與兩幫跨度的關(guān)系

根據(jù)彈塑性理論，巷道開挖之后，開挖應(yīng)力擾動(dòng)范圍通常為巷道半徑的3～5倍。巷道頂板受力情況通過(guò)分析可以把模型簡(jiǎn)化如圖4所示。

圖4 載荷受力圖Fig.4 Load diagram

巷道頂板上覆巖層通常有很多不同類巖層，工程實(shí)踐表明，頂板彎曲下沉通常是由巷道下一層巖層自下而上逐層破壞。因此要首先考慮第一層巖層破壞的極限載荷。通過(guò)逐層判斷巷道穩(wěn)定時(shí)巖層跨度是否大于巷道寬度，找出穩(wěn)定巖層。取巷道沿軸向?qū)挾葹橐粋€(gè)單位，巖層厚度為h，第一層巖層失穩(wěn)時(shí)的臨界載荷由歐拉公式得到式(1)。

(1)

式中：μ為長(zhǎng)度系數(shù)反映了桿端約束對(duì)臨界載荷的影響,對(duì)于兩端固定的巖梁，其值為0.5；E為彈性模量；c為巷道寬度。在假設(shè)巖層是連續(xù)介質(zhì)前提下，按簡(jiǎn)支梁[11]進(jìn)行計(jì)算，在最中間位置發(fā)生最大彎矩與最大拉應(yīng)力。若要使巖梁失穩(wěn)，則計(jì)算公式為式(2)。

(2)

式中：σmax為最大拉應(yīng)力；Mmax為最大彎矩；[σ]為巖梁失穩(wěn)的極限應(yīng)力。此時(shí)巷道的極限跨距計(jì)算公式為(3)。

(3)

式中，σt為巖層的單軸抗拉強(qiáng)度。

以上僅考慮了第一層巖層穩(wěn)定的情況。實(shí)際上第一層巖層為關(guān)鍵性巖層，若不穩(wěn)定巷道則逐層向上發(fā)生破壞直到第n層巖層為穩(wěn)定巖層。通過(guò)計(jì)算其上位巖層第1層至第n-1層巖層載荷qn和下位不穩(wěn)定巖層載荷Qn。得到穩(wěn)定巖層的跨度應(yīng)滿足式(4)。

(4)

由式(1)可以看出，當(dāng)厚度h一定時(shí)，巷道寬度越大越容易發(fā)生彎曲；同時(shí)當(dāng)巷道寬度一定時(shí)，巖層厚度越厚則巷道越穩(wěn)定。由式(4)可以看出，巷道跨度與頂板厚度并不是越大越好；隨著厚度與跨度的增加，相應(yīng)的應(yīng)力則會(huì)減少。

因此，針對(duì)義能煤礦1304工作面兩幫變形嚴(yán)重的情況，可以適當(dāng)改變巷道的掘進(jìn)寬度，減少斷面面積。當(dāng)施工巷道寬度一定時(shí)則需要考慮增加穩(wěn)定巖層的厚度。通過(guò)錨桿錨索主動(dòng)支護(hù)方式可以使圍巖和穩(wěn)定巖層產(chǎn)生足夠的承載能力從而保證巖層穩(wěn)定，即承載層厚度越大時(shí)，周圍承受的應(yīng)力分布越均勻，巷道整體則越穩(wěn)定。同時(shí)，巷道兩幫最大跨距不能大于其穩(wěn)定跨距。

3.2 考慮兩幫承載層力學(xué)分析

由于1304工作面處于高應(yīng)力的影響，同時(shí)兩幫煤層松軟，巖石抗拉強(qiáng)度顯著降低，巖隙水、軟煤層直接造成兩幫圍巖松動(dòng)圈的擴(kuò)大導(dǎo)致片幫?？紤]在兩幫補(bǔ)加長(zhǎng)錨索，與頂板錨桿錨索形成穩(wěn)定的承載層。降低圍巖的切向應(yīng)力同時(shí)增加了徑向應(yīng)力[13]。增加最小主應(yīng)力的同時(shí)減小最大主應(yīng)力，兩者之間差距越小則變化越小，有效控制兩幫內(nèi)移。

設(shè)巷道原巖垂直應(yīng)力為q，側(cè)壓系數(shù)為λ，巷道最大跨度為2a，巖石堅(jiān)固性系數(shù)為f。巷道周圍應(yīng)力均勻分布，且拱腳處水平切力為fqa。建立巷道受自然平衡拱力學(xué)模型如圖5所示。對(duì)于承載拱假設(shè)巷道兩幫應(yīng)力均勻分布，淺部圍巖為破碎區(qū)，承載層位于巷道兩幫連接深部穩(wěn)定圍巖。

圖5 力學(xué)模型分析Fig.5 Mechanical model analysis

取右半拱進(jìn)行分析，根據(jù)力系平衡得式(5)和式(6)。

(5)

T-fqa-λqb=0

(6)

式中：L1為承載層的厚度；T為圍巖水平壓力；F為平衡拱底支承力。聯(lián)立式(5)和式(6)得式(7)。

(7)

從而求得極限平衡拱的最大高度為式(8)。

(8)

設(shè)巷道高度為h，內(nèi)摩擦角為φ，當(dāng)φ取45°時(shí)可以得到兩幫最大破壞深度為a1=h/2f=1.55 m。此時(shí)巷道等效最大跨度一半為a=c+a1=3.65 m，同時(shí)平衡拱的等效半徑應(yīng)滿足r≥b+h。計(jì)算得到b的值為2.13 m，此時(shí)r應(yīng)大于5.23 m，即此時(shí)錨索長(zhǎng)度需要大于5.23 m。

通過(guò)計(jì)算平衡拱的最大高度與最大跨度可以有效得到承載層的厚度。在圍巖淺部先形成一個(gè)完整的巖體，再與深部穩(wěn)定巖層相連接得到一個(gè)更穩(wěn)定的圍巖整體，有效控制巷道上覆及兩幫巖層的錯(cuò)動(dòng)，降低了錨固區(qū)承載層之外的采動(dòng)應(yīng)力，減少巷道破壞保證了巷道穩(wěn)定。

4 方案確認(rèn)和效果驗(yàn)證

在巷道施工過(guò)程中安裝單根錨索后，在錨桿錨索影響范圍內(nèi)會(huì)形成類似桃形的壓應(yīng)力分布區(qū)域。當(dāng)多根錨桿錨索同時(shí)安裝時(shí)，彼此壓應(yīng)力區(qū)域之間相互結(jié)合，共同組成了一片新的更堅(jiān)固的壓應(yīng)力結(jié)構(gòu)。通過(guò)調(diào)整錨桿錨索的間排距及長(zhǎng)度，可以使得兩塊承載層之間相互疊加[14]，形成一片更穩(wěn)定的承載層。

4.1 支護(hù)方案

根據(jù)1304工作面兩幫變形特點(diǎn)，加固煤幫可以有效減小松動(dòng)圈厚度降低應(yīng)力分布，最終確定如下支護(hù)優(yōu)化方案。

1) 頂板支護(hù)。 頂板錨桿采用Φ22 mm×2 400 mm高強(qiáng)錨桿，屈服強(qiáng)度大于500 MPa，間排距為750 mm×800 mm。錨桿托盤規(guī)格為150 mm×150 mm×10 mm。配套使用M22阻尼螺母、減磨墊圈和球形墊圈，讓壓管一個(gè)，每根錨桿采用2支K2545樹脂錨固劑端頭錨固，預(yù)緊力不小于80 kN。

2) 兩幫支護(hù)。兩幫采用Φ22 mm×2 400 mm高強(qiáng)度左旋無(wú)縱肋螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×800 mm。鋼筋梯垂直頂?shù)装鍜煸O(shè)。在幫部變形大的位置，加兩根長(zhǎng)錨索，采用Φ21.8 mm×6 000 mm鋼絞絲，間排距1 600 mm×2 400 mm，預(yù)緊力不小于240 kN，兩根錨索用槽鋼相連。錨索托盤選用300 mm×300 mm×20 mm，錨索讓壓管兩個(gè)，每根錨索使用3支K2545藥卷錨固端頭錨固。

3) 加強(qiáng)支護(hù)。兩幫鋪設(shè)12#鍍鋅鐵絲制作的50 mm×50 mm經(jīng)緯金屬網(wǎng)，網(wǎng)片對(duì)接，每隔200 mm聯(lián)接一扣，確保不撕網(wǎng)竄矸，由肩部向下豎向鋪設(shè)，兩幫鋪設(shè)到最下部一根錨桿位置。同時(shí)選用規(guī)格為WD280/3.0的W形鋼帶，長(zhǎng)度為4.2 m。

4.2 數(shù)值模擬

通過(guò)FLAC3D模擬軟件建立新支護(hù)方案下數(shù)值分析模型如圖6所示。對(duì)模型前后左右及底部邊界分別設(shè)置位移約束，施加垂直應(yīng)力15 MPa作用于模型上邊界。原支護(hù)方案兩幫煤層松軟，塑性區(qū)范圍在2.5 m左右，嚴(yán)重地段塑性區(qū)范圍甚至達(dá)到3 m，與實(shí)際巷道變形基本符合。新支護(hù)方案后塑性區(qū)分布如圖7所示。由圖7可知，支護(hù)后巷道頂?shù)装寮皟蓭退苄詤^(qū)范圍較小，最大范圍僅在1.5 m左右，一定程度上限制了巷道變形。

圖6 數(shù)值分析模型Fig.6 Numerical analysis model

圖7 塑性區(qū)分布Fig.7 Distribution of plastic zone

通過(guò)數(shù)值模擬可以分布得到原支護(hù)與新支護(hù)的水平位移分布、垂直位移分布如圖8所示。比較圖8(a)和圖8(c)可知，兩幫移近量減少35.58%，比較圖8(b)和圖8(d)可知，頂?shù)装逡平繙p少25.74%。由此可見采用新的支護(hù)方式效果明顯比原支護(hù)方案更好。

圖8 位移分布Fig.8 Displacement distribution

4.3 施工效果驗(yàn)證

為驗(yàn)證新支護(hù)方式下巷道變形情況，在1304工作面中間斷選取100 m具有代表性的巷道進(jìn)行監(jiān)測(cè)。在巷道中央位置布設(shè)一組頂板、底板移近量監(jiān)測(cè)基點(diǎn)A、監(jiān)測(cè)基點(diǎn)B和一組兩幫移近量監(jiān)測(cè)基點(diǎn)C、監(jiān)測(cè)基點(diǎn)D，分別監(jiān)測(cè)巷道的頂?shù)装迮c兩幫移近變形。由圖9可知，在60 d的監(jiān)測(cè)時(shí)間內(nèi)，巷道變形最終趨于平穩(wěn)。 頂板位移量達(dá)到84.21 mm，底鼓量為54.2 mm，兩幫變化比頂板變化略大，左幫移近量達(dá)到148.4 mm，右?guī)鸵平窟_(dá)到184.2 mm。巷道變形基本穩(wěn)定，工人可以安全施工，由此可見巷道變形得到了有效的控制。新的支護(hù)方式使得原本破碎的區(qū)域共同形成穩(wěn)定的整體，錨桿錨索共同作用形成的疊加承載層結(jié)構(gòu)得到了強(qiáng)化，頂?shù)装寮皟蓭臀灰泼黠@減小，避免應(yīng)力擴(kuò)大的同時(shí)塑性區(qū)范圍也顯著減少。

圖9 巷道圍巖移近量Fig.9 Displacement of roadway wall rock

5 結(jié) 論

1) 通過(guò)室內(nèi)實(shí)驗(yàn)、圍巖窺探、松動(dòng)圈預(yù)估判斷兩幫變形嚴(yán)重的原因主要有兩幫受裂隙水的影響煤層松軟、煤塊單軸抗壓強(qiáng)度較低；松動(dòng)圈范圍較大使得錨桿無(wú)法深入穩(wěn)定巖層內(nèi)部；圍巖破碎存在明顯的裂隙，主動(dòng)支護(hù)無(wú)法形成穩(wěn)定的承載層整體，錨桿錨索施加的應(yīng)力無(wú)法向更深層傳遞。

2) 針對(duì)義能煤礦巷道斷面及破壞情況，提出承載層概念，分析巷道頂板巖層厚度與最大跨度的關(guān)系找出破壞變形的最大跨距，建立力學(xué)模型計(jì)算平衡拱的最大高度，提出“兩幫加強(qiáng)錨索+鋼筋網(wǎng)+W鋼帶”的支護(hù)方案，適當(dāng)改變巷道的掘進(jìn)寬度，減少斷面面積。當(dāng)施工巷道寬度一定時(shí)增加承載層厚度，降低煤幫應(yīng)力分布減小變形。

3) 采用基于錨固承載層機(jī)理的新支護(hù)方案，對(duì)新舊方案分別進(jìn)行數(shù)值模擬，新支護(hù)方式下塑性區(qū)分布明顯減小。數(shù)值模擬及現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)結(jié)果表明，巷道兩幫及頂板位移顯著減小，此方案能有效控制巷道變形，滿足安全生產(chǎn)。