长平煤矿“三位一体”卸支耦合围岩控制技术研究

孙志勇

(中煤科工开采研究院有限公司，北京 100013)

井工开采巷道围岩赋存条件千变万化，随着开采深度和广度的不断加大，地质力学环境变化程度愈加复杂，出现了巷道冒顶、煤帮大变形、剧烈底鼓等一系列制约煤矿安全生产的问题。针对深部软弱煤层巷道围岩失稳及控制难题，诸多专家学者开展了大量研究，刘泉声[1]等人揭示了深部软弱围岩变形规律，并分析了矿井深部巷道围岩支护难点及支护机制。其他学者建立了多种围岩控制新理论和新方法，包括巷道围岩支护-卸压-改性协同控制技术[2]、巷道围岩流变和结构失稳理论[3]、松软煤体高压锚注-喷浆协同控制技术[4-6]等，对指导松软巷道围岩控制及工程应用具有重要意义。本文针对长平煤矿5308工作面围岩生产地质条件，分析了留巷围岩变形特征和失稳机理，提出了“切顶卸压+松软煤体扩孔锚固+顶板高强支护”三位一体围岩耦合控制方案[7-9]，开展了井下工业试验，并对围岩控制效果进行综合评价。

1 工程概况

长平煤矿5308工作面地面标高1016～1132m，工作面标高422～518m，盖山厚度556～709m。开采沁水煤田山西组3号煤，煤层平均厚度5.76m，倾角6°。工作面布置4条巷道，其中，53081、53082、53083巷均为沿顶沿底掘进的大断面本煤层巷道，53082巷作为留巷巷道继续为5309工作面服务，与53081巷与间净煤柱55m，底抽巷与煤层底板垂距约为11m，超前抽采掩护上覆煤巷掘进。

煤层顶底板岩层如图1所示，3号煤体结构松散，内部节理裂隙发育，属于松软难锚固岩体。3号煤层直接顶为泥岩，夹薄层砂质泥岩，厚度1.5m，结构松软，局部裂隙发育，遇水泥化，从而会降低顶板的稳定性。直接底以泥岩、砂质泥岩为主，黑灰色，泥质结构，裂隙发育，沿层理易开裂。

图1 煤层顶底板岩性

2 巷道围岩失稳机理

2.1 巷道变形特征

基于煤矿井下实际勘查，分析工作面回采强烈动压影响下留巷巷道变形特征：

1)顶板下沉。上覆顶板为多层复合型，岩层间夹杂软弱结构面，易发生剪切破坏与扩容变形。直接顶泥岩易风化呈“鳞片”状，高应力作用下发生弯曲、离层、断裂，形成明显坠包，支护承载系统完整性丧失。

2)巷帮严重收敛。瓦斯抽采后的巷帮煤体松散碎片化，再生裂隙发育，高应力驱动下煤帮向巷道内发生剧烈变形，在巷帮顶角和底角位置产生“抽拉”式变形破坏。

3)剧烈底鼓。直接底为层状泥岩，在两帮压膜效应下发生应力型底鼓，呈现为泥岩底板扩容、弯曲折断，并向巷道内隆起。

4)变形周期长。不稳定状态持续时间长，多次返修后仍未得到有效控制。剧烈底鼓引起两帮严重收缩，两帮收敛进一步加剧底鼓变形，反复循环两个过程，巷道断面严重收缩。

2.2 现场取样及测试

1)围岩力学参数测试。试样取自53082巷道顶板，埋深约为700m，顶板为泥岩、砂质泥岩和中砂岩，巷帮为3号煤体，对加工完好的试块进行单轴抗压强度测试。实验数据分析结果显示，巷道顶板泥岩抗压强度为21.93MPa，砂质泥岩抗压强度为28.45MPa，中粒砂岩抗压强度为34.42MPa。巷帮煤体强度偏低，平均抗压强度为12.5MPa。

2)直接顶矿物成分分析。全岩成分分析结果显示，直接顶泥岩中粘土矿物在矿物总体成分中占比55.5%～66%，黏土矿物中高岭石占比达36%～45%，伊利石占比达24%～32%，伊蒙混层占比达30%～34%。粘土矿物具有强风化特性，遇水极易软化膨胀，这是巷道顶板揭露后易发生碎胀扩容的直接原因。

3)煤体锚固性能实测。开展锚索破坏性拉拔试验，测试锚索规格为SKP22-1/1720-4300，判定锚索、锚固剂、巷帮煤体三者之间的可锚性能。实测结果表明，锚索锚固力一般在150kN左右，为破断载荷的27.3%，松软破碎区域锚固力不足100kN。锚索锚固力不足导致巷帮支护效能降低，巷帮大变形严重削弱巷道整体支护能力，两帮收缩进一步导致顶板下沉和底鼓变形。

2.3 巷道围岩失稳力学机理

巷道变形特征表现为顶板形成大“网包”、顶板下沉、围岩离层、锚索破断、顶板冒落，其巷道失稳机理分析如下：

1)侧向支承应力以给定变形方式作用于采空区侧煤体，在边缘地带形成具有一定宽度的破碎区和塑性区；工作面超前形成高支承压力影响区，致使围岩发生剧烈变形。顶板泥岩风化破碎，原生裂隙扩展，岩层结构面(距巷道顶板1.5m处)发生剪切滑动破坏，浅部围岩发生塑性破坏，自稳能力减弱，顶板产生网包和支护体破断。

2)在风化作用下顶板裂隙持续扩展，1.5m范围内的泥岩发生碎胀变形，浅部承载结构消失，锚杆基本丧失承载作用，锚索由早期加固支护构件被动起到悬吊作用。失稳岩层仅靠支护体悬吊于上方岩层，水平应力引起的水平剪切变形引发支护体剪切破坏。离层围岩继续发生塑性破坏，垂向裂隙持续发育，支护体难以悬吊破碎围岩重量，支护系统彻底失效，离层的围岩在自重作用下将会发生冒落。

2.4 巷道围岩塑性区扩展力学分析

根据摩尔-库伦强度准则，推导软岩巷道围岩塑性区内应力条件[10]如下：

式中，σθ为塑性区内岩石切向应力，MPa；σr为塑性区内岩石径向应力，MPa；φ为塑性区岩石内摩擦角，(°)；c为塑性区岩石内聚力，MPa。

深井高应力软岩巷道失稳机理理论中的塑性区半径及径向位移如下：

式中，R为塑性区半径，m；μ为泊松比；p为初始应力，MPa；a为巷道半径，m；E为弹性模量，MPa；UR为塑性区边界的径向位移，m。

由文献调研[11]发现，塑性区内岩石内聚力c、内摩擦角φ、弹性模量E是影响巷道围岩破坏的主要影响因素。

3 留巷围岩协同控制

3.1 水力压裂切顶卸压

3.1.1 卸压目的及原理

受工作面一次采动影响，巷道临近采空区侧顶板在自重及侧向支承应力作用下发生破断，从而造成巷道变形程度大、难控制等难题，为了保持巷道顶板及帮部的完整性、减小因采动造成的应力集中影响，通过顶板水力压裂切顶技术实现围岩稳定性控制与留巷的目的，减小维护工程量的同时，降低成本，大大增加安全保障。水力压裂切顶卸压的原理是在护巷煤柱上覆岩层中通过加压注水增加裂隙发育程度，从而形成断裂面，切断应力的连续传递，减少侧向悬臂梁跨距[12，13]，缩短砌体梁回转下沉稳定时间，降低回采动压影响程度和范围。

3.1.2 卸压钻孔参数设计

工作面回采形成的采空区导致围岩应力重新分布，应力向深部的转移与再平衡是顶板岩层结构出现破断与回转的主要原因，顶板岩块B与岩块C形成铰接结构，两者的厚度与长度决定了作用在煤柱的应力集中程度，应力集中越大，煤柱变形越大，巷道越难维护，因此为了确定采用的水力切顶卸压设计参数，需对岩块B长度与上覆岩层垮落带高度进行理论计算，过程如下：

式中，LB为岩块B长度，m；mr为岩块B厚度，m；RT为岩块B抗拉强度，MPa；q为岩块B承受载荷，MPa；h为垮落带高度，m；M为采高，m；K为顶板岩层碎胀系数。

根据现场实际情况与53081巷工作面参数，确定压裂钻孔采取双侧深浅孔交错布置方式，浅孔(煤柱侧钻孔)在顶帮连接处打设，钻径56mm，钻孔深度为16m，垂直煤帮，仰角70°，钻孔间距为10m；深孔(工作面侧钻孔)在距煤柱侧巷帮1～2m的顶板开孔，孔径56mm，钻孔深度为60m，巷道轴线方向与钻孔夹角为5°，仰角85°，钻孔间距为10m。

3.1.3 卸压效果对比

在53081巷水力压裂切顶前，53082巷受5308综采工作面的回采影响，巷道上隅角处出现整体性垮落的同时，伴随有片帮，巷道内堆积大量浮煤，并且顶板W型钢带逐步垮落到底板。切顶后，53082巷围岩整体稳定性得到有效控制，巷道表面平整，未见片帮垮落情况。

3.2 松软煤体扩孔锚固

提高长平煤矿巷帮松软煤体支护效果的关键是提高锚固力，为此研发分段内部扩孔钻头，扩孔锚固结构如图2所示，钻头径向壁安装有可伸缩扩孔齿，当钻头顶入钻孔底部，在轴向推进力的作用下，扩孔齿伸出，旋转钻头进行扩孔，同时分段内部扩孔钻头前端连接普通钻头，可以实现边推进，边扩孔的功能，锚固剂搅拌锚固后在钻孔内形成“楔形”自然挡圈，可显著提高支护系统的锚固性能。

图2 松软煤体扩孔锚固结构

试验共施工4个钻孔，其中，2个钻孔深度4m，安装长度4.3m锚索，锚固力分别达到170kN、180kN；另外2个钻孔深度6m，安装长度6.3m锚索，锚固力分别达到180kN、200kN。采用扩孔钻头施工后，巷帮煤体的锚固性能增加84.6%～114.3%，可有效提高巷帮锚索的支护效果。

巷道常规锚固技术中锚杆对围岩提供承载力时对锚固段产生拉拔效应，锚固界面提供抗拉拔力以阻止锚杆被拔出。该锚固力主要由界面剪切抗力提供，包括界面黏结力、机械咬合力和摩擦力[14]，假设统一函数τ(x)表示界面剪切抗力沿锚杆锚固段长度L的分布公式如下[15]：

式中，P为锚杆锚固力，kN；R′为锚固段半径，m；L为锚杆锚固段长度，m。

端部扩孔锚固力学模型如图3所示。当采用端部扩孔锚固时，锚杆锚固既有界面剪切抗力作用，扩锚端面同时又提供挤压抗力，假设σ(ρ)为扩锚端面沿径向距中心点距离ρ的挤压应力分布函数，则：

图3 扩孔锚固结构力学模型

结合程良奎对锚杆扩孔提高锚固力构建的锚固力计算公式如下[16]：

πd(L1+L2+L3)τs

(8)

式中，R1为常规锚固段半径，m；R2为扩孔锚固段半径，m；L1为常规锚固段长度，m；L2为扩孔锚固段长度，m；L3为锚杆自由段长度，m；d为锚杆直径，m；τs为摩擦阻力，kN ；Cu为锚固段抗剪强度，MPa；Cub为扩孔锚固段抗剪强度，MPa；Nc为承载力系数，通常取Nc=9.0。

联立式(7)、式(8)得到扩孔锚固区域几何尺寸L2与R2。

3.3 风化碎胀顶板高强支护

针对此类松软复合顶板条件，提出留巷巷道三个支护原则：一是增大加固结构主动承载能力，采用高强度、高延伸率的全锚索支护方式，配套面积较大且整体强度较高的组合构件；二是提高支护体构件刚度，铺设高刚度且联结紧密的焊接钢筋网，施加高预紧力通过各类支护构件在锚索锚固区内部实现有效扩散并有效作用于顶板；三是有效维持承载结构整体完整性，协调顶帮支护强度，对易风化泥岩顶板进行喷浆封闭，防止局部风化碎胀破坏，实现各类组合构件与主要支护体之间的有效联结。

顶板锚索规格为SKP22-1/1720-7300(5300)，排距1m，间距1.2m，采用两支MSZ2360和一支MSK2335树脂药卷加长锚固，锁定损失后预紧力水平要求不低于250kN，配套使用尺寸300mm×300mm×16mm高强度拱形托板，铺设焊接钢筋网护顶。巷帮锚索规格为SKP22-1/1720-5300，每帮每排4根，排距1m，间距1.1m，锚索均垂直巷帮打设。采用两支MSZ2360和一支MSK2335树脂药卷加长锚固，锁定损失后预紧力水平要求不低于150kN，铺设双层金属网护帮，巷道支护断面如图4所示。

图4 巷道高强支护(mm)

4 围岩控制效果评价

卸支耦合控制方案在井下进行了现场应用，在53081巷完成了“高强支护+扩孔锚固+水力切顶卸压”综合控制技术，拟通过53082巷卸支耦合控制区域前后的围岩变形量对比验证卸支耦合控制方案的有效性。在53082巷超前工作面100m处每隔200m布置一组测站，共两组，在53081巷超前工作面300m处布置一组测站，监测布置如图5所示。

图5 巷道围岩移进量测站布置

在5308综采工作面前方，监测53081巷切顶前53082巷围岩变形量，为了检验切顶效果，当测站位于5308综采工作面回采后方时，53081巷与53083巷已被采空区冒落顶板充填，因此只监测53081巷切顶后53082巷围岩变形量，监测结果如图6所示。

图6 切顶前后巷道表面移近量(mm)

由图7可知，红色虚线为53082巷在53081巷切顶前超前工作面的巷道表面位移变化情况，顶板最大下沉量411mm，底板最大底鼓量992mm，两帮最大移进量1500mm，此时巷道受顶板岩性条件、工作面一次采动的超前及大埋深强动压影响，出现较大围岩变形；蓝色虚线为53082巷在53081巷切顶后滞后工作面的巷道表面位移变化情况，顶板最大下沉量249mm，底板最大底鼓量422mm，两帮最大移进量216mm，此时巷道在卸支耦合围岩协同控制技术实施的条件下，大大降低了巷道围岩变形，围岩保持了较好的完整性与稳定性，能够满足安全生产的要求。工业试验证明，切顶卸压和高强支护耦合是适合松软破碎留巷巷道安全、有效的围岩控制方式。

5 结 论

1)通过动压影响松软破碎巷道围岩变形特征分析，揭示了巷道浅部与深部不同区域破坏失稳规律，提出了“切顶卸压+松软煤体有效锚固+顶板高强支护”三位一体围岩耦合控制技术，并在53082巷开展了井下工业试验。

2)针对长平煤矿3号煤层松软难锚固的问题，开发了孔底扩孔锚固力增大工艺与装置，采用扩孔钻头施工后，巷帮煤体的锚固性能增加84.6%～114.3%，可有效提高巷帮锚索的支护效果。

3)现场工业试验表明，研究成果能够实现松软煤层的有效锚固，控制动压影响下留巷巷道的强烈变形，可显著降低巷道的返修工程量，进而取得良好的经济社会效益。