二次采动影响下回采巷道围岩控制技术研究

程 佳

(内蒙古鄂尔多斯永煤矿业有限公司，内蒙古 鄂尔多斯 017212)

我国目前煤矿以井工开采为主，据统计全国每年井下巷道掘进量约为12000km。因此保障巷道在掘进与回采阶段的稳定性是保障煤矿安全、高效生产的先决条件。软弱岩层、应力条件复杂等环境是我国煤矿巷道围岩主要特征。针对以上特点，我国巷道由早前被动刚性支护转为主动柔性支护，从低强度、被动支护到高强力、高预应力、主动支护转变，巷道围岩控制技术经过几十年的发展与实践，已证明锚杆支护是最经济有效的巷道支护技术[1-5]，我国学者针对采动影响和软岩环境下巷道变形破坏机制以及支护技术进行了大量理论和实践研究，均取得了优秀成果[6-10]。但由于我国煤矿众多，各矿地质生产条件也不相同，支护设计方案合理与否需要根据现场实际情况具体分析，不可生搬硬套[11-16]。以马泰壕煤矿110工作面回风巷道为工程背景，依据该矿以往生产实践表明，在复合软岩地质条件及高应力作用下，其支护难度大，如不根据实际情况改进支护方案将导致返修量和返修次数明显增加，无法保证矿井开采安全，给生产接续带来极大困难。因此基于以往经验以及110回风巷道现场实际情况，分析了原有支护方案存在的问题及巷道稳定性，提出了高强高预应力让压锚网索耦合支护优化方案，利用数值模拟和现场工业试验相结合手段对比分析两种支护方案对巷道围岩控制效果，建立了适合于马泰壕煤矿110回风巷道锚网索耦合支护体系，保证巷道一次支护，避免多次返修，可为相同类型巷道支护提供参考。

1 工程背景

1.1 工程概况

马泰壕煤矿生产采区目前已经进入中深部开采，其中110工作面，位于3-1煤层中，煤层平均厚度6.2m，煤层结构简单，平均倾角2°。108与110工作面之间留设35m煤柱，如图1所示。110回风巷道服务期间，主要受自身巷道掘进、108工作面回采的一次采动影响以及110工作面回采的二次采动影响，应力环境复杂。

图1 110回风巷道布置

1.2 围岩特性分析

针对马泰壕煤矿3-1煤层顶底板岩石工程地质特征分析可知，煤层顶底板岩石主要以砂质泥岩、细粒砂岩、粉砂岩为主，其次是中粗砂岩，岩层赋存情况如图2所示。岩石抗压强度自然状态7.4～70.7MPa，平均28.6MPa；吸水状态4.5～43.6MPa，平均16.8MPa。泥岩类岩石吸水状态的抗压强度显著降低，多数岩石遇水后软化易变形，甚至崩解破坏。通过现场调查和钻孔窥视技术对110工作面巷道顶底板进行了分析，可知煤层顶板为泥岩和砂岩互层分布，为典型的复合弱结构顶板，若支护系统设计不合理，易发生顶板整体破坏变形。煤层底板为高岭土膨胀性软岩，受采动应力影响，易发生巷道底鼓、弱面滑移等现象。综上所述，3-1煤层顶底板多为泥岩、泥质砂岩为主，强度较低且遇水易软化变形，为巷道支护加大难度。

1.3 原支护方案设计及问题

该回风巷为矩形断面，巷宽×巷高：5500mm×4000mm，巷道顶板留顶煤500mm，留底煤1500mm。原有支护方案采用传统锚网索支护设计。顶板及煤柱帮锚杆为∅22mm×2200mm普强锚杆，间排距1000mm×1000mm，每根锚杆配MSCK2335+MSK2335树脂锚固剂锚固；回采帮采用∅22mm×2400mm玻璃钢锚杆。补强支护采用∅32mm×2200mm玻璃钢锚杆。顶板锚索规格为∅21.6mm×8000mm/21.8mm×10300mm矿用普通锚索，间排距1500mm×2000mm，煤柱帮采用∅21.8mm×5300mm矿用普通锚索，间排距1500mm×2000mm。顶板及煤柱帮采用锚索托盘、钢带，锚杆托盘和焊接网进行表面支护，回采帮则采用玻璃钢锚杆和塑编网进行护表。

该回风巷按传统标准判断属于大断面巷道，开挖空间大，应力环境复杂且煤层顶底板为软弱岩层遇水弱化严重。故原有支护方案设计主要存在以下问题：

1)原支护系统与围岩不耦合且支护效率低。巷道开挖后，巷道围岩应力分布也必将重新分布，围岩浅部将产生应力张拉区，岩体力学参数均有不同程度下降。预应力锚杆作用是使围岩产生压应力，并形成压应力区，控制围岩的变形。原支护锚杆预应力施加普遍较低，初期支护系统效率低下，无法对巷道围岩起主动支护作用。当围岩发生一定程度变形后才开始被动受力，经过一段时间后容易造成支护系统失效，导致巷道出现整体变形。

2)锚杆索与支护配件不匹配。锚杆未安装减摩垫片，螺母与托盘直接接触，预应力施加困难，大幅降低主动支护效果，造成锚杆初期支护效率低下。锚索托盘强度不符合设计要求，受高采动应力扰动影响后，托盘压平或翻盘现象明显，导致锚索支护失效。各支护构件之间无法协调匹配，支护系统的承载能力较弱。

3)支护方案不合理。马泰壕煤矿110回风巷道支护系统沿用传统支护设计方案，未根据巷道大断面特点以及二次动压影响等特征设计支护方案，缺乏针对性的支护方案和施工措施。

2 110回风巷道稳定性分析

2.1 数值模型建立

为研究分析110回风巷道未受采动影响，108工作面回采第一次采动以及110工作面回采第二次采动影响对110回风巷道应力和塑性区分布情况，利用FLAC3D数值模拟软件对其影响效果进行模拟分析，建立了相应数值模型 模型尺寸长×宽×高：335m×200m×110m，单元网格数为496000，节点数为515514。模型采用的煤岩物理层力学参数见表1。在模型X轴两端施加位移约束，即两端边界位移为0；同理给模型Y轴两端施加位移约束；模型底部边界固定，模型上部设置为应力边界，施加10MPa荷载，侧压系数为1.2。

表1 岩层物理力学参数

2.2 邻近工作面回采对回风巷道影响分析

110回风巷道围岩应力因受108工作面采动影响，相较于未受工作面采动影响前有升高明显，如图3所示。108采空区右侧与回风巷道左侧之间形成高应力集中区，垂直应力峰值达22.5MPa，应力集中系数约为2.25，相较于原岩应力增加了125%。由图4可知，108工作面回采后，110回风巷道受到108采空区侧向支承应力以及自身垂直应力影响，巷道两侧塑性区发育呈现不对称形式，靠近108采空区一侧塑性区宽度约为3m，巷道另一侧塑性区宽度约为2m。因此108工作面采动应力对110回风巷具有一定影响，对巷道围岩破坏程度不高，但仍可能会导致煤层表面发生劈裂破坏，表面破碎等现象。

图3 108工作面回采垂直应力分布

图4 108工作面回采塑性区分布

2.3 本工作面回采对回风巷道稳定性分析

分别研究110工作面回采80m、90m以及100m时的应力分布状态，如图5所示。工作面回采后，巷道主要受超前支承应力和垂直应力影响，其超前支承应力峰值位于工作面前方12m处，超前回采工作面60m范围内，回风巷道仍受本工作面超前支承压力的影响。回风巷道受110工作面采动影响后，垂直应力峰值升高至27.65MPa，应力集中系数约为2.75，对比108工作面第一次采动影响，110回风巷道垂直应力升高了约22.8%。超前110工作面回采10m处其回风巷道应力状态如图6所示。

图5 110工作面超前垂直应力分布

图6 110工作面回采超前10m垂直应力分布

3 回采巷道支护优化方案设计

3.1 回采巷道支护方案

综合考虑110回风巷道稳定性分析结果和原支护设计方案缺陷，顶板采用高强高预应力让压锚网索支护系统+焊接钢筋网+W钢带表面支护；非工作面侧采用高强高预应力让压锚杆+底角高强抗剪切让压锚杆+焊接钢筋网+W钢带托盘表面支护；工作面侧采用玻璃钢锚杆+木托盘+塑编网表面支护。具体支护参数如下：

1)锚杆参数。顶板，煤柱帮上部三根采用∅20mm×2600mm高强让压蛇形锚杆，最大让压距离为26mm，让压点为120kN～150kN；煤柱帮下部第四根采用∅20mm×2600mm高强蛇形锚杆；底角采用∅20mm×2600mm高强抗剪蛇形锚杆；回采帮采用∅20mm×2600mm玻璃钢锚杆。每根锚杆均至少施加60kN预应力，其中蛇形锚杆配备MSK2370树脂锚固剂，玻璃钢锚杆配备MSK3570树脂锚固剂，顶板锚杆间排距1000mm×1000mm，两帮锚杆间排距900mm×1000mm。

2)锚索参数。顶板采用三根∅21.6mm×8000mm矿用普通锚索(让压)，让压点为250～310kN，每根锚索施加180kN预应力，配备MSK2370和MSZ2370树脂锚固剂，间排距2000mm×2000mm。

3)护表措施优化。顶板网片采用1.2m×3m钢筋网，100mm×100mm ∅6mm圆钢焊接，150mm×150mm×10mm高强弧形托盘，3300mm×280mm×2.75mmW形钢带以及300mm×300mm×3.75mm四棱钢带托盘；煤柱帮网片采用1.2m×3.0m钢筋网，100mm×100mm ∅6mm圆钢焊接，150mm×150mm×10mm高强弧形托盘以及300mm×300mm×3.75mm四棱钢带托盘；回采帮网片采用1.3m×3.9m塑编网和250mm×350mm×50mm木托盘。

3.2 优化支护方案效果分析

3.2.1 预应力锚杆支护应力场分析

无原岩应力场下原支护方案与优化支护方案在垂直巷道轴线界面的锚杆预应力等值线和分布如图7所示。由于锚杆安装扭矩与预应力转化效率低，故施加的预应力偏小，导致锚杆支护后产生的应力值较小，形成的压应力范围也偏小。其压应力大于0.02MPa的区域几乎相互孤立分布，无法连成一个整体，且锚杆中上部形成的近零应力范围大，即锚杆在此区域无法起任何支护效果，对围岩几乎没有加固作用。图8为采用优化方案中高强高预应力锚杆在巷道顶板所形成的预应力场，由于施加了合理的预应力，锚杆在尾部周围形成了较大的应力集中，最大压应力达0.36MPa。随着远离锚杆端部并深入顶板过程中，压应力逐渐减小，至锚杆2/3处压应力降至0.04MPa。此方案相较于原支护方案形成了更大的范围压应力区，近零区大幅度缩小，有效压应力区范围也显著扩大。

原支护方案中对锚杆施加了预应力，但由于施加的预应力偏低，无法达到对围岩起加固作用，不能充分体现支护的主动性，本质上仍属于被动支护。而优化方案中提高了安装扭矩与预应力的转化效率，因而相当于提高了施加的预应力，使巷道掘进后由二向受力状态转变为三向受力状态，将围岩拉应力转变为压应力状态，一定程度上增强了巷道围岩力学参数，增加了巷道稳定性，体现出预应力锚杆群的主动支护效用，显著提高了巷道初期支护效率。

图7 原支护方案与高强锚杆支护预应力(kPa)

3.2.2 支护方案位移控制对比分析

图8 原支护方案数值模拟结果

原支护方案与优化支护方案数值模拟位移对比如图8、图9所示。由图8可知，由于原支护系统采用普强锚杆且施加的预应力过小，无法有效控制围岩离层，巷道初期支护系统效率低下，无法对其起主动支护作用。110工作面回风巷道顶板最大位移为120mm，由于受邻近工作面侧向支承应力以及本工作面超前支承应力影响，巷道两帮位移量呈现明显不对称变形，煤柱帮位移量最大为220mm，而回采帮最大位移变形为240mm。如图10可知，采用优化支护方案后巷道顶板位移由120mm降至86mm，其位移量相比原支护方案降低了28.4%，煤柱帮位移量由220mm降至120mm，降低了45.4%，回采帮位移量由240mm降至150mm，降低了37.5%。

图9 优化支护方案数值模拟结果

4 工业性试验

在110回风巷道掘进过程中，于优化方案试验段巷道设置了1组观测站，该测站位于110回风巷道830m处。主要监测内容包括：锚杆安装预紧力、锚杆索受力状态以及巷道表面移近量。

在井下现场进行试验，便于井下对优化支护系统效率与质量监测，对比分析原支护采用的MSGLW335/22mm×2200mm普强锚杆与优化方案采用的MSGLW-500/22mm×2600mm高强锚杆安装扭矩转化预应力的效率，如图10所示。由图10可知，优化支护方案中为高强锚杆施加60kN预应力需要275N·m安装扭矩，而相比于原支护方案施加相同预应力，其扭矩减少了102N·m，转化率提高了27.2%，大大提高了井下锚杆施工效率以及系统的初期支护效率。

图10 锚杆安装扭矩与预应力转换关系

采用优化支护方案后110回风巷道受108工作面及110工作面回采期间锚杆、锚索受力如图11所示。由图11可知，在108工作面回采期间，回风巷道锚杆、锚索受力均稳定在一定数值，其中顶板锚杆稳定在140kN，顶板锚索以及帮部锚杆稳定在100kN。而在110工作面回采时，优化方案中锚杆、锚索受力受力均达到120kN以上，能够充分发挥锚杆所支护作用。超前工作面60m处顶板锚索在受力迅速增长，顶板及帮部锚杆受力增长明显；超前工作面10m处锚杆受力迅速下降而锚索仍保持较高受力。通过现场观察可知，大部分锚杆、锚索的让压装置均出现了不同程度变形，体现出锚杆、锚索让压装置的良好性，发挥了其应有作用。

图11 锚杆索受力曲线

110回风巷道试验段巷道移近量监测如图12所示。通过对回风巷道表面移近量观测可知，108工作面开始采动时，巷道掘进后所形成的应力平衡状态被打破，支护系统与围岩开始相互耦合，巷道表面变形随时间推移逐渐稳定并达到新平衡状态，该阶段两帮最大移近量为125mm，顶板最大下沉量为22mm。110工作面回采期间，由于受108工作面侧向支承应力以及110工作面超前采动应力影响，巷道表面持续发生变形。回采超前5m范围内时，巷道顶底最大位移移近量为60mm，煤柱帮最大移近量为180mm，回采帮最大移近量为260mm，巷道整体变形量满足回采期间安全高效生产的需求。

图12 巷道移近量变化曲线

优化方案锚网索支护系统有效发挥了其主动支护作用，提高了支护效率，保障了巷道受邻近工作面和本工作面回采期间的稳定性。

5 结 论

1)通过现场调研、工程地质分析以及钻孔窥视等方法，分析马泰壕煤矿110工作面回风巷道为复合软岩回采巷道且受二次采动影响，支护难度大，分析了原有支护系统与围岩无法良好耦合而导致支护效率低下，锚杆索支护配件不匹配以及支护方案缺乏针对性等问题。

2)模拟研究邻近工作面以及本工作面回采期间对110回风巷道稳定性影响，针对其应力变化状态以及塑性区分布设计了优化支护方案；对比研究了原支护方案与优化支护方案锚杆预应力场分布特点。模拟结果表明，相较原支护方案，优化支护方案中顶板位移下降28.4%，帮部位移最大下降了45.4%，巷道表面移近量降幅明显，对巷道围岩控制效果更好。

3)设立井下监测站点对优化方案锚杆安装扭矩转化、锚杆索受力状态以及巷道表面移近量进行监测。高强锚杆安装扭矩转化率相较于原支护普强锚杆提高了27.2%；锚杆、锚索受力均大于100kN，能够充分发挥其主动支护作用并维持在较高的支护效率；巷道顶板最大位移量为60mm，帮部最大位移量为260mm，巷道变形量均在可控范围内，符合回采期间安全高效生产的需求。