泥質(zhì)巖體采動(dòng)巷道頂板破壞特征與控制對(duì)策

曾得國(guó)

（國(guó)家能源集團(tuán) 神東保德煤礦，山西 忻州 034000）

0 引 言

隨著煤炭資源開(kāi)采深度的不斷增加，開(kāi)采環(huán)境也逐漸變得復(fù)雜化，泥質(zhì)巖體作為煤礦巷道頂板常見(jiàn)圍巖條件，由于其自身強(qiáng)度低、遇水軟化等問(wèn)題，給巷道圍巖支護(hù)帶來(lái)了巨大影響[1]。尤其在工作面回采過(guò)程中，泥質(zhì)巖體巷道礦壓顯現(xiàn)尤為劇烈、持續(xù)周期長(zhǎng)，具體表現(xiàn)為巷道圍巖較為破碎、變形量大、圍巖體承載能力低等問(wèn)題，嚴(yán)重影響了巷道的正常施工以及礦井的安全生產(chǎn)[2-4]。

國(guó)內(nèi)外許多學(xué)者對(duì)泥質(zhì)圍巖巷道支護(hù)的研究，主要集中于通過(guò)適當(dāng)增加巷道錨桿（索）的支護(hù)密度來(lái)減小巷道圍巖的變形量，進(jìn)而有效的控制巷道圍巖的變形[5-8]；還有部分學(xué)者針對(duì)軟巖巷道支護(hù)困難、返修頻繁等問(wèn)題，提出了鋼管混凝土土組合支架的支護(hù)方式，有效的控制了巷道的變形[9-11]。本文以神東煤炭公司保德煤礦回采巷道為例，該巷道頂板主要以砂質(zhì)泥巖和泥巖為主，巷道變形嚴(yán)重，但為了有效解決此類(lèi)技術(shù)問(wèn)題，采用增加錨桿（索）的數(shù)量、增大錨桿（索）的直徑、增加錨桿（索）的長(zhǎng)度等方法來(lái)控制圍巖的變形量，但這種方法巷道支護(hù)成本較高、成巷速度較慢，嚴(yán)重影響了巷道的安全生產(chǎn)，這種方法雖然暫時(shí)的控制了巷道圍巖的變形，但效果并不明顯。另一方面，由于現(xiàn)代化礦井的安全、高效的生產(chǎn)需求以及巷道斷面、長(zhǎng)度的增加，決定了回采巷道不能像常規(guī)永久巷道那樣采用高強(qiáng)、多層次的支護(hù)方法[12-14]。

本文采用現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)、理論分析、現(xiàn)場(chǎng)工程試驗(yàn)相結(jié)合的方法對(duì)保德煤礦回采巷道受采動(dòng)影響時(shí)巷道圍巖的變形破壞特征進(jìn)行了研究，分析了巷道支護(hù)強(qiáng)度與圍巖強(qiáng)度的內(nèi)在關(guān)系，提出了以接長(zhǎng)錨桿為主的控制方法，進(jìn)行了現(xiàn)場(chǎng)工程試驗(yàn)，并取得了較好的效果，該技術(shù)對(duì)于同類(lèi)型的大變形巷道的圍巖控制具有一定的參考意義。

1 頂板巖層結(jié)構(gòu)探測(cè)與破裂深度實(shí)測(cè)

1.1 頂板巖層結(jié)構(gòu)探測(cè)

保德煤礦主采8號(hào)煤層，埋深約為420 m，煤層傾角為3°～6°，平均4°左右，煤種為氣煤，宏觀煤巖類(lèi)型以半亮—半暗煤為主。煤層平均厚度為6.4 m（4.5～7.9 m），煤層平均夾矸3層，單層夾矸最大厚度為0.8 m，回采巷道頂板上方留設(shè)有2～3 m厚度的頂煤，頂煤中含有0.2 m的夾矸，而頂煤上方主要以泥巖、砂質(zhì)泥巖以及粗粒砂巖為主。為了掌握回采巷道頂板巖性以及裂隙發(fā)育的變化情況，對(duì)其巷道進(jìn)行頂板巖層結(jié)構(gòu)窺視，窺視結(jié)果如圖1所示。通過(guò)分析對(duì)比得知，巷道頂板巖性變化較為明顯，頂板裂隙較為發(fā)育，造成頂板穩(wěn)定性較差。

圖1 8號(hào)煤層巷道頂板鉆孔窺視結(jié)果Fig.1 Borehole peeping results of roadway roof of No.8 Coal Seam

保德礦2條回風(fēng)順槽事先采用已有的支護(hù)設(shè)計(jì)進(jìn)行支護(hù)時(shí)，在受到一次采動(dòng)影響后，發(fā)現(xiàn)已有的支護(hù)參數(shù)可以滿(mǎn)足巷道的支護(hù)要求，但在二次采動(dòng)影響期間，巷道礦壓顯現(xiàn)尤為顯著，且持續(xù)時(shí)間較長(zhǎng)，導(dǎo)致局部巷道圍巖較為破碎、頂板變形量較大（最大約為67.0 cm）、底臌現(xiàn)象明顯、圍巖體承載能力低下、支護(hù)體失效、錨桿（索）破斷等現(xiàn)象時(shí)有發(fā)生。在此之前保德煤礦最先采用的是通過(guò)增加錨桿（索）的數(shù)量、增大錨桿（索）的直徑以及增加錨桿（索）的長(zhǎng)度等方法來(lái)提高巷道的支護(hù)強(qiáng)度，試圖達(dá)到控制頂板變形的目的。但此種方法在巷道服務(wù)年限期間，需對(duì)回風(fēng)順槽進(jìn)行多次的錨桿（索）補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，使得巷道支護(hù)密度較大，支護(hù)成本增高。通過(guò)分析對(duì)比該礦工作面后方300 m位置處的回采巷道與原有的巷道斷面相比，變形破壞后的巷道斷面呈現(xiàn)出明顯的“非對(duì)稱(chēng)性”，如圖2所示。

圖2 回采巷道斷面前后對(duì)比Fig.2 Section comparison of mining roadway before and after deformation

由圖2可以看出，變形后的巷道斷面與原有設(shè)計(jì)斷面相比，頂板出現(xiàn)下沉現(xiàn)象，即靠近副幫（煤柱一側(cè)巷幫）側(cè)的頂板下沉量大于靠近正幫（采煤工作面一側(cè)巷幫）側(cè)的頂板下沉量；底板出現(xiàn)底臌現(xiàn)象，即正幫側(cè)底臌量大于副幫側(cè)底臌量；巷幫變形也較為嚴(yán)重，即副幫的變形量大于正幫的變形量。

1.2 頂板破裂深度實(shí)測(cè)

以往觀點(diǎn)認(rèn)為，巷道圍巖變形主要由彈性變形和塑性變形2部分組成，其中以塑性變形為主，而彈性變形只占很小一部分，由于保德礦巷道受采動(dòng)影響期間，其圍巖破碎且變形較大等問(wèn)題時(shí)有出現(xiàn)。因此，有必要了解保德礦巷道受采動(dòng)影響時(shí)頂板破裂深度與破壞形態(tài)間的關(guān)系[15]。

在工作面前方30 m位置處選擇測(cè)試斷面，在巷道頂板均勻布置6個(gè)測(cè)站。根據(jù)測(cè)站布置位置，在每個(gè)測(cè)站位置的巷道頂板采用φ32 mm鉆頭進(jìn)行打孔，每個(gè)鉆孔深度設(shè)計(jì)為10 m，如圖3所示。打孔結(jié)束后，采用鉆孔窺視儀對(duì)每個(gè)鉆孔進(jìn)行窺視記錄，后對(duì)其進(jìn)行相應(yīng)的分析。在對(duì)比分析每個(gè)鉆孔窺視結(jié)果的過(guò)程中，若出現(xiàn)鉆孔內(nèi)部不出現(xiàn)裂隙以及破碎圍巖體時(shí)，則認(rèn)為此時(shí)該位置圍巖穩(wěn)定。

圖3 采動(dòng)巷道頂板破裂深度實(shí)測(cè)結(jié)果Fig.3 The measured results of roof fracture depth of mining roadway

由圖3可以看出，沿?cái)嗝娣较蚋鱾€(gè)鉆孔頂板破裂深度分別為3 040、3 900、3 850、3 700、2 750及2 000 mm，靠近巷道兩側(cè)的頂板破裂深度相較于中部頂板破裂深度較小，而中部頂板破裂深度最大。將每個(gè)測(cè)站的破裂深度連接起來(lái)，可以看出其破裂邊界輪廓近似成冒落拱形狀，中間位置處頂板極不穩(wěn)定，容易發(fā)生冒頂事故。

2 頂板變形破壞可控性理論分析

目前研究還不能通過(guò)理論分析定量計(jì)算出矩形巷道的支護(hù)強(qiáng)度與圍巖變形破壞之間的關(guān)系，但可以通過(guò)尺寸大小相當(dāng)?shù)膱A形巷道來(lái)類(lèi)比模擬計(jì)算結(jié)果[16]，其力學(xué)模型如圖4所示。

圖4 巷道圍巖變形破壞力學(xué)模型Fig.4 Mechanical model of roadway surrounding rock deformation and failure

假設(shè)無(wú)窮遠(yuǎn)處圓形巷道所受到的垂直及側(cè)向壓力相等，記為P0，巷道塑性區(qū)半徑R為[16]：

式中：P0為原巖應(yīng)力；Pi為支護(hù)阻力；r為巷道半徑；φ為圍巖的內(nèi)摩擦角；C為圍巖的粘聚力；μ為泊松比；E為彈性模量；Rc為單軸抗壓強(qiáng)度。

在計(jì)算巷道圍巖變形中，由于圍巖破壞后有擴(kuò)容現(xiàn)象，所以不能采用塑性區(qū)巖體體積不變的假定，這樣會(huì)與現(xiàn)場(chǎng)結(jié)果相差甚遠(yuǎn)，設(shè)圍巖產(chǎn)生塑性擴(kuò)容后的位移為um，巖體擴(kuò)容梯度為η，兩者關(guān)系可表示為：

圍巖彈塑性交界處的徑向應(yīng)力σR為：

在平面應(yīng)變條件下，由于巷道開(kāi)挖引起的徑向位移為：

由于巷道圍巖彈塑性交界處的徑向位移是連續(xù)的，當(dāng)r=R時(shí)，式（2）和式（4）計(jì)算的位移應(yīng)相等，即u=um，從而可得：

將式（3）代入式（5）可求得：

由式（1）、式（6）可以得出，應(yīng)力環(huán)境和圍巖條件不同時(shí)支護(hù)強(qiáng)度與圍巖變形破壞之間的關(guān)系。通過(guò)相應(yīng)取值可的其關(guān)系如圖5所示。

由圖5可以看出，當(dāng)支護(hù)強(qiáng)度從0增加到0.8 MPa時(shí)，在其他條件不變的情況下，只改變?cè)瓗r應(yīng)力大小時(shí)，若原巖應(yīng)力為60 MPa，則圍巖變形量降低了19.96%，塑性破壞深度降低了5.64%；若原巖應(yīng)力為40 MPa，則圍巖變形量降低了16.27%，塑性破壞深度降低了6.09%；若原巖應(yīng)力為20 MPa，則圍巖變形量降低了20%，塑性破壞深度降低了8.35%?？梢钥闯?，在其他條件不變的情況下，若只改變?cè)瓗r應(yīng)力的大小，其巷道圍巖變形量與塑性破壞深度也將發(fā)生改變，而當(dāng)圍巖所處周?chē)h(huán)境相同時(shí)，只改變支護(hù)強(qiáng)度的大小，隨著支護(hù)強(qiáng)度的增大，圍巖變形量以及塑性破壞深度減小非常小。這一結(jié)果與前文實(shí)測(cè)結(jié)果基本保持一致，也說(shuō)明試圖采用一次支護(hù)控制巷道頂板圍巖變形是較難實(shí)現(xiàn)的，尤其對(duì)于采動(dòng)影響強(qiáng)烈的泥質(zhì)巖體頂板，更需要采取合理的措施進(jìn)行二次支護(hù)。

圖5 支護(hù)強(qiáng)度與圍巖變形破壞的關(guān)系曲線Fig.5 Relationship between support strength and deformation of surrounding rock

3 巷道圍巖控制對(duì)策

對(duì)于這種大變形回采巷道頂板的控制，采用高強(qiáng)支護(hù)來(lái)阻止頂板下沉將花費(fèi)巨大代價(jià)，不符合實(shí)際工程情況，也不能有效的控制巷道圍巖塑性區(qū)的發(fā)展。為了有效控制泥質(zhì)巖體巷道頂板變形等情況，針對(duì)控制冒頂提出了可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)技術(shù)。這種可接長(zhǎng)錨桿在圍巖變形后不易破斷失效，也可與圍巖相互協(xié)調(diào)變形，并能連續(xù)提供其支護(hù)阻力。

可接長(zhǎng)錨桿桿體由兩段、三段，乃至多段錨桿組成，每段錨桿的端部都設(shè)有連接頭，連接頭內(nèi)部設(shè)有內(nèi)螺紋，錨桿與錨桿間通過(guò)一具有與連接頭內(nèi)螺紋相匹配的外螺紋連接螺栓進(jìn)行固定連接，從而形成一個(gè)完整的接長(zhǎng)錨桿，其錨桿示意圖如圖6所示。其中連接頭、連接螺栓應(yīng)與錨桿桿體支護(hù)強(qiáng)度相同，若兩者強(qiáng)度與錨桿桿體強(qiáng)度不同時(shí)，則容易在連接位置處發(fā)生破斷現(xiàn)象。因此，為了防止此類(lèi)現(xiàn)象的發(fā)生，將每段錨桿端部的連接頭以及連接每段錨桿所用的連接螺栓都對(duì)其進(jìn)行特殊的熱處理，使其兩者的強(qiáng)度可以與錨桿桿體的強(qiáng)度相互匹配。在安裝接長(zhǎng)錨桿時(shí)，事先將每段錨桿以及連接螺栓放入鉆孔內(nèi)，利用錨桿鉆機(jī)的轉(zhuǎn)動(dòng)將每段錨桿與連接螺栓緊密連接，而可接長(zhǎng)錨桿的長(zhǎng)度可根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際情況進(jìn)行任意的選擇，且安裝接長(zhǎng)錨桿時(shí)不受巷道斷面形狀的限制。

圖6 可接長(zhǎng)錨桿示意Fig.6 The indication of lengthenable bolt

支護(hù)材料的承載力和延伸率是反映錨索性能的兩個(gè)重要指標(biāo)。根據(jù)圖3所示的保德礦采動(dòng)巷道頂板破裂深度實(shí)測(cè)結(jié)果可知，其頂板最大破裂深度約為3 900 mm。因此將支護(hù)材料長(zhǎng)度設(shè)計(jì)為5 000 mm，接長(zhǎng)錨桿設(shè)計(jì)成長(zhǎng)度2 500 mm、直徑為20 mm的兩段，同時(shí)選取了長(zhǎng)5 000 mm、直徑17.8 mm的錨索作為對(duì)比，進(jìn)行實(shí)驗(yàn)室和井下巷道的拉伸試驗(yàn)，如圖7所示。

圖7（a）為錨索與接長(zhǎng)錨桿實(shí)驗(yàn)室延伸試驗(yàn)結(jié)果，試驗(yàn)結(jié)果顯示，直徑17.8 mm，長(zhǎng)度5 000 mm的錨索最大延伸長(zhǎng)度約為180 mm，相對(duì)應(yīng)的最大拉拔力約為376 kN；直徑20 mm，長(zhǎng)度5 000 mm的接長(zhǎng)錨桿最大延伸長(zhǎng)度約為800 mm，相對(duì)應(yīng)的最大拉拔力約為184.0 kN。從圖7（a）也可看出，同一長(zhǎng)度不同的桿體材料，其接長(zhǎng)錨桿的延伸長(zhǎng)度是錨索延伸長(zhǎng)度的4.44倍，且接長(zhǎng)錨桿拉拔力相較于錨索，其數(shù)值一直持續(xù)穩(wěn)定在一定范圍內(nèi)。

圖7（b）為直徑20 mm，長(zhǎng)度5 000 mm的接長(zhǎng)錨桿在井下巷道的拉拔試驗(yàn)結(jié)果，由試驗(yàn)結(jié)果可以看出，延伸長(zhǎng)度為40 mm時(shí)，錨桿拉拔力為22 kN；當(dāng)延伸長(zhǎng)度在50～90 mm時(shí)，隨著延伸長(zhǎng)度的增加，錨桿拉拔力近似成直線增加，其錨桿拉拔力分布在35～155 kN；當(dāng)延伸長(zhǎng)度大于90 mm左右時(shí)，錨桿拉拔力變化范圍不明顯，其拉拔力穩(wěn)定在153～165 kN。同樣也可看出，現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)中接長(zhǎng)錨桿拉拔力也一直穩(wěn)定在一定范圍內(nèi)，這與實(shí)驗(yàn)室拉拔結(jié)果基本相同。為此，可以得出，當(dāng)頂板出現(xiàn)下沉?xí)r，同樣長(zhǎng)度的接長(zhǎng)錨桿與錨索相比，接長(zhǎng)錨桿可以很好的適應(yīng)圍巖的變形。

圖7 錨索與接長(zhǎng)錨桿延伸試驗(yàn)曲線Fig.7 Extension test curve of anchor cable and lengthening bolt

4 現(xiàn)場(chǎng)工程應(yīng)用

根據(jù)保德煤礦的生產(chǎn)技術(shù)現(xiàn)狀，現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)性試驗(yàn)選在超前81308工作面1 000 m左右的1號(hào)、2號(hào)回風(fēng)順槽，在該位置處分別進(jìn)行長(zhǎng)度約為400 m井下工業(yè)性試驗(yàn)，而試驗(yàn)巷道頂板所用錨桿（索）使用礦上原有的，即2根直徑17.8 mm，長(zhǎng)度6 500 mm的錨索和4根直徑20 mm，長(zhǎng)度2 200 mm的錨桿，二次補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)參數(shù)分別為每米巷道頂板補(bǔ)打4根直徑20 mm，長(zhǎng)度5 000 mm的接長(zhǎng)錨桿。同時(shí)在2條試驗(yàn)巷道區(qū)域均勻布置有6組測(cè)站（測(cè)站A、測(cè)站B、測(cè)站C、測(cè)站D、測(cè)站E、測(cè)站F），監(jiān)測(cè)巷道采動(dòng)影響期間的圍巖變形情況和接長(zhǎng)錨桿支護(hù)力情況，其中1號(hào)回風(fēng)順槽每個(gè)測(cè)站分別布置1個(gè)深部位移監(jiān)測(cè)點(diǎn)和3個(gè)接長(zhǎng)錨桿支護(hù)力監(jiān)測(cè)點(diǎn)；2號(hào)回風(fēng)順槽每個(gè)測(cè)站分別布置1個(gè)頂板深部位移監(jiān)測(cè)點(diǎn)。其81308工作面2條回風(fēng)順槽頂板深部位移與接長(zhǎng)錨桿支護(hù)力監(jiān)測(cè)統(tǒng)計(jì)結(jié)果，如圖8所示。

由圖8（a）深部位移監(jiān)測(cè)結(jié)果可知，采動(dòng)影響期間，1號(hào)回風(fēng)順槽0～8 m的頂板變形量為388～618 mm；0～4 m的頂板變形量為274～450 mm；2號(hào)回風(fēng)順槽0～8 m的頂板變形量為315～545 mm；0～4 m的頂板變形量為239～393 mm。圖8（b）為接長(zhǎng)錨桿支護(hù)力監(jiān)測(cè)結(jié)果，由圖可知，采動(dòng)影響期間，1號(hào)回風(fēng)順槽頂板中部可接長(zhǎng)錨桿的支護(hù)力大于靠左幫與右?guī)偷腻^桿支護(hù)力，且中部錨桿支護(hù)力基本穩(wěn)定在92～156 kN；而頂板靠左幫錨桿支護(hù)力基本穩(wěn)定在88～117 kN；頂板靠右?guī)湾^桿支護(hù)力基本穩(wěn)定在78～147 kN，且相較于普通錨桿，接長(zhǎng)錨桿破斷現(xiàn)象極少出現(xiàn)。這也可說(shuō)明，接長(zhǎng)錨桿能持續(xù)的提供較高的工作阻力，當(dāng)巷道圍巖發(fā)生變形破壞時(shí)，能夠保障錨桿不發(fā)生破斷現(xiàn)象，從而維護(hù)了巷道圍巖的穩(wěn)定性，保證了支護(hù)系統(tǒng)的可靠性。

圖8 81 308工作面回風(fēng)順槽頂板深部位移與接長(zhǎng)錨桿支護(hù)力監(jiān)測(cè)統(tǒng)計(jì)Fig.8 Monitoring statistics of roof deep displacement and lengthening bolt supporting force in air-return crossheading of No.81308 Face

5 結(jié) 論

（1）保德煤礦采動(dòng)巷道局部頂板下沉量較大，頂板破裂深度最大約4.0 m，在已有的支護(hù)條件下，難以通過(guò)增加錨桿（索）的支護(hù)密度來(lái)控制頂板圍巖的變形破壞，需采用能夠提供持續(xù)較高的支護(hù)力且能適應(yīng)圍巖變形破壞的柔性支護(hù)方式，以達(dá)到控制冒頂風(fēng)險(xiǎn)的目的。

（2）接長(zhǎng)錨桿的延伸性能優(yōu)于錨索的延伸性能，其井下工業(yè)性試驗(yàn)結(jié)果也表明，接長(zhǎng)錨桿能持續(xù)提供較高的工作阻力，而支護(hù)阻力得到了有效的保證，在很大程度上可有效預(yù)防巷道冒頂?shù)陌l(fā)生。