含有软泥入侵的多溶洞型顶板巷道稳定控制研究

李本奎 苏学贵 李浩春 原鸿鹄 杜献杰

(太原理工大学矿业工程学院，山西 太原 030024)

含有软泥入侵的多溶洞型顶板巷道稳定控制研究

李本奎 苏学贵 李浩春 原鸿鹄 杜献杰

(太原理工大学矿业工程学院，山西 太原 030024)

针对有软弱黄泥入侵的多溶洞型复杂顶板，受多溶洞影响，顶板受压时会出现多处无规律的应力集中，易使围岩松动破裂、滑移冒落，承载能力大幅降低。本研究以永聚煤业10#煤轨道大巷为实例，通过实验测定煤、岩样的物理力学参数；采用FLAC3D模拟不同断面形状和支护方式对巷道稳定性的影响，包括巷道围岩塑性区分布规律和围岩应力分布、变形等特征；工程应用与监测，对比不同断面形状与支护方式时巷道围岩稳定性。结果表明：拱形巷道断面及合理的支护方式可改善巷道围岩的应力状态，较好地控制了围岩塑性区破坏范围，有效降低了围岩的变形量，能够更好地维护岩溶入侵溶洞型顶板巷道的稳定性。

多溶洞型顶板 断面形状 支护方式 数值模拟 稳定性控制

软弱黄泥入侵的多溶洞型复杂顶板受多溶洞影响，使得顶板岩层受力不均，顶板受压时会出现多处无规律的应力集中，易使围岩松动破裂、滑移冒落，承载强度大幅降低，导致顶板极其破碎与松散。由于这些溶洞介质的存在，使锚杆(索)施工极为困难[1-2]。永聚煤业10#煤大巷属于这种软泥入侵多溶洞型顶板巷道，原设计方案为梯形断面及工字钢架棚支护，采用原支护方案时，巷道顶板来压剧烈，对支护棚架冲击力异常大，工字钢棚及钢带弯曲变形严重，巷道掘进施工及维护面临了巨大困难。基于此，本研究以永聚煤业10#煤层轨道大巷支护研究为工程实例，采用实验研究、FLAC3D数值模拟分析不同巷道断面形状与锚杆(索)支护参数对围岩应力、巷道围岩收敛及巷道稳定性的影响，并结合工程实践对巷道支护方案进行优化决策。

1 工程地质概况

1.1 巷道围岩特性

永聚煤业10#煤层及顶底具有如下特点：

(1)井田构造总体为一单斜，煤层走向北西—南东，倾向南西，10#煤层倾角一般3°～8°之间，平均厚度4.18 m，发育0～4层夹矸，结构复杂，该煤层硬度为2～3，距上部6#煤层29.35～35 m。

(2)10#煤层直接顶为深灰色灰岩(L1)，裂隙较为发育，老顶为深灰色厚层状泥岩，底板为易脆、吸水性泥岩。通过现场取样、实验室测定，测定出岩样的抗压强度、弹性模量等特性，其顶底板岩性详见表1。

表1 顶底板围岩物理力学参数

(3)煤层位于太原组灰岩岩溶裂隙含水层组，直接顶中含有若干大小不一的裂隙溶洞，距煤层顶板3～7 m不等。这些孔洞被软弱黄泥及块状岩石硬核充斥着，导致顶板围岩强度较低。对顶板孔洞充填物做X射线衍射实验[3]，实验表明，孔洞充填物主要由高岭石、绿脱石、伊利石、石英等其他矿物组成，表2为充填物各成分含量，可见孔洞中黏土类矿物成分含量较多，高达78.5%，致使顶板围岩强度较低，极易破碎垮落。

表2 顶板孔洞充填物试样的矿物成分

1.2 原巷道破坏情况

该矿10#煤轨道大巷设计全长约1 107 m，原设计为梯形断面，支护方式为工字钢架棚支护。采用原设计形式进行巷道施工时，由于顶板石灰岩中含有软泥入侵的岩石孔洞，顶板极不稳定，而且两帮围岩较深范围内应力分布复杂、稳定性差，巷道断面收缩严重，顶板压力异常大，顶板极其破碎，通过工程监测[4]，顶板最大下沉量高达90～100 mm，这给巷道围岩管理带来了极大困难。

2 溶洞型顶板巷道稳定性数值模拟研究

2.1 模型的建立

模拟轨道大巷上覆岩层顶板34.56 m，其中分布有不规律的岩层溶洞，位于煤层上方3～7 m范围内，用以圆孔近似替代，底板15.75 m，模拟宽度90 m，如图1所示。模型的4个侧面为位移边界，限制水平移动；底部为固定边界，限制水平移动和垂直移动。为了保证仿真的真实性与计算效率，采用FLAC3D大型软件建立有限元模型，整个模型共划分为55 800个单元，76 300个结点。网格大小的变化使用Attach语句联接。模型上覆岩层的重力，按均布荷载施加在模型的上部边界。

图1 数值模拟立体模型

2.2 数值模拟计算方案设计

由于采用原设计的梯形巷道断面加工字钢架棚支护，巷道顶板极不稳定，而且两帮围岩较深范围内应力分布复杂、稳定性差，巷道断面收缩严重，顶板极其破碎，巷道几乎处于不可控制状态，返修率高且维护极其困难。根据10#煤顶底板物理力学性质，课题组结合顶板的特殊性，提出了2种优化方案。针对2种不同断面及其支护参数进行计算模拟对比分析[5-7]，如图2所示。

(a)方案1 (b)方案2

(1)方案1。巷道采用梯形断面，顶板及两帮均采用φ20 mm×2 200 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距均为800 mm，顶板锚索布置2根φ17.8 mm×8 000 mm，间排距均为2 400 mm，帮部棚腿采用长3.7 m的11#矿用工字钢，棚距800 mm。

(2)方案2。巷道采用拱形断面，顶部锚杆采用φ20 mm×2 200 mm的左旋螺纹钢树脂锚杆，圆拱径向布置，间排距均为800mm。顶部锚索采用φ17.8×8 000 mm，间排距为1 600 mm×2 400 mm。两帮采用φ20 mm×2 000 mm的左旋螺纹钢树脂锚杆，间排距均为800 mm。架棚采用29U型钢支护，棚距为800 mm，巷道表层喷射高强钢纤维混凝土。

2.3 数值计算结果分析

2.3.1 不同断面形状对巷道屈服破坏的影响

2种巷道断面形状围岩塑性区破坏范围见图3。梯形断面采用11#工字钢支护时，巷道顶板破坏1.8～2.5 m，巷道两帮破坏2.2 m，底板破坏1.6 m；拱形断面以锚杆锚索及29U型钢联合支护后，顶板破坏1.4 m，两帮破坏1.3 m，底板破坏1.6 m。由于巷道顶板情况较为特殊，含有软弱黄泥入侵及岩层溶洞的存在，顶板呈破碎态，导致巷道顶板极不稳定，且承载能力差。采用梯形巷道断面时，顶板破碎范围(1.8～2.5 m)已基本超过了顶板锚杆的锚固范围，使得顶锚杆支护能力大幅减低甚至消失，断面形状改进后，采用拱形巷道，顶板破坏区在锚杆锚固范围以内，巷道围岩处于可控状态。

(a)方案1

(a)方案2

2.3.2 不同断面形状对巷道围岩应力分布的影响

2种巷道断面形状围岩垂直应力及水平应力分布见图4、图5。梯形巷道断面与拱形巷道断面相比，围岩中两帮应力基本都呈对称分布，由于巷道断面形状的变化，巷道围岩垂直应力的分布有了明显的改善，最大垂直应力由17.5 MPa减小至11.9 MPa，最大水平应力由24 MPa减小至15.7 MPa。拱形断面整体垂直应力小于梯形断面，拱形断面整体水平应力远小于梯形断面。而且采用梯形断面时，巷道两肩角、两底角处均产生极大的应力集中现象，最大集中应力约为18.6 MPa，断面优化后，拱形断面在巷道两底角处产生了不太明显的应力集中，最大集中应力约为12 MPa。

(a)方案1

(a)方案2

(a)方案1

(b)方案2

综合2种断面形状及支护参数可知，针对这种复杂特殊的巷道顶板，采用拱形巷道时，围岩应力有了很大的改善，且减小甚至消除了巷道肩角部位的应力集中现象。

2.3.3 不同断面形状对巷道围岩位移分布的影响

2种巷道断面形状围岩垂直位移分布见图6，梯形巷道断面与拱形巷道断面相比，梯形断面顶板最大下沉量为147.8 mm，下沉范围位于巷道顶板中央，处于锚杆锚固范围内，拱形断面顶板最大下沉量为55.3 mm，下沉范围主要位于半圆拱右半部分，下沉范围也处于锚杆锚固范围内，2种断面形状顶锚杆均起到了有效的支护作用。

(a)方案1

(b)方案2

2种巷道断面形状围岩水平位移分布见图7，梯形断面巷道右帮移近量明显大于左帮，两帮最大收缩量为31.7 mm，超过了帮锚杆的锚固支护范围，拱形断面巷道右帮移近量略大于左帮，两帮最大收缩量为21.5 mm，两帮围岩移动范围几乎接近了锚杆锚固端。

(a)方案1

(b)方案2

综合2种断面形状及支护参数可知，采用拱形断面，巷道顶底板及两帮移近量均小于梯形断面，且围岩移动的范围远小于梯形断面，使得帮锚杆发挥了支护作用。

2.3.4 2种方案综合对比分析

由数值计算软件FLAC3D模拟可知，采用梯形巷道断面时，由于顶板强度较低，加之梯形断面巷道肩角部位形成了很大的应力集中区，使得巷道顶板更破碎，下沉量大，两帮收缩极其明显，帮锚杆支护失效，巷道帮角部位岩层间软弱面易发生剪切滑移变形[8]。对巷道断面形状改进后，采用拱形断面，减小甚至消除了巷道帮角处的应力集中现象，控制了顶板破碎范围及围岩大范围的移动、变形等，在一定程度上使得围岩处于可控状态，有利于巷道的后期维护。

3 工程应用

将优化后的拱形断面巷道应用于永聚煤业10#煤轨道大巷。为了评价断面选择的合理性及巷道支护的稳定性，课题组人员对巷道进行了为期1个多月的监测，观测内容包括锚索的工作载荷和巷道顶底板的移近量，主要监测结果如图8所示。图8显示原方案梯形巷道断面顶底板收敛在0～17 d内急剧上涨，17～30 d内增长速度变缓并持续上升，30 d以后也未达到稳定，而拱形巷道断面顶底板收敛在0～15 d内持续增长，其增长速率是原方案梯形断面的38.3%，增长速率明显小于梯形断面，15～30 d内增长极为缓慢，增长速率仅为原方案梯形断面的10.2%，在30 d以后基本达到了稳定状态。

图8 1#测点巷道收敛与时间曲线

图9为拱形巷道断面锚索工作载荷与时间曲线，从总体来看，顶板右部锚索受力大于顶板左侧，巷道顶板左部锚索受力总均值29.5 kN，右部为41.1 kN，右部高出左部47.6%，总均值为35.5 kN。现场观测表明，锚索钢绞线在整个支护过程中经历了让压、逐步承载受力、稳定承载3个阶段，最终保持稳定状态。

图9 1#测站锚索工作载荷与时间曲线

工程实践研究表明，针对永聚煤业10#煤轨道大巷多溶洞复杂巷道顶板支护，采用拱形巷道断面及锚杆锚索加29U型钢和高强度钢纤混凝土喷层联合支护，对巷道围岩起到了有效的控制作用，解决了采掘过程中巷道维护的困难。

4 结 论

(1)由于巷道顶板富含岩溶溶洞，且溶洞充填物主要由黏土类矿物组成，性质较软，因而顶板很难形成稳定的、整体的力学承载结构，导致了顶板承载能力低、易破碎，巷道顶板支护及后期维护困难。

(2)针对此类复杂的多溶洞巷道顶板，顶板来压无规律且顶板承载能力弱，巷道肩角部位易滑移变形，采用被动支护难以控制巷道变形。

(3)由于煤层顶板围岩复杂，原方案的梯形巷道断面不利于对巷道围岩的控制，采用拱形断面巷道，改善了顶板围岩的受力状态，有效的控制了围岩的急剧变形与破坏，保证巷道的稳定性。

(4)针对这种围岩地质条件，研究表明，采用锚杆锚索和29U型钢及高强度钢纤混凝土联合支护，能够有效的控制围岩的变形与破坏，使得后期维护工程量小，实现了煤矿生产的安全、高效、经济等。

[1] 黎 斌，范秋雁，秦风荣.岩溶地区溶洞顶板稳定性分析[J].岩石力学与工程学报，2002，21(4)：532-536. Li Bin，Fan Qiuyan，Qin Fengrong.Analysis of roof stability of karst cave in karst area [J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2002，21(4)：532-536.

[2] 李仁江，盛 谦，张勇慧，等.溶洞顶板极限承载力研究 [J].岩土力学，2007，28(8)：1622-1629. Li Renjiang，Sheng Qian，Zhang Yonghui，et al.Study on ultimate bearing capacity of upper rock plate of karst cave[J].Rock and Soil Mechanics，2007，28(8)：1622-1629.

[3] 杨永康.大厚度泥岩顶板煤巷破坏机制及控制对策研究 [J].岩石力学与工程学报，2011，30(1)：59-66. Yang Yongkang.Damage mechanics of mudstone roof with great-thick in coal roadway and its controlling countermeasures[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2011，30(1)：59-66.

[4] 苏学贵，李彦斌，田万寿.煤矿巷道支护与矿压观测研究 [J].太原理工大学学报 ，2008，39(5)：527-529. Su Xuegui，Li Yanbin，Tian Wanshou.Mine roadway support and mine pressure observation[J].Journal of Taiyuan University of Technology.，2008，39(5)：527-529.

[5] 钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社，2003. Qian Minggao，Shi Pingwu.Mining Pressure and Strata Control[M].Xuzhou：China University of Mining and Technology Press，2003.

[6] 卞恩林，王利民，田春光.巷道断面最佳设计 [J].煤炭技术 ，1999，18(2)：14-28. Bian Enlin，Wang Limin，Tian Chunguang.Best design of the heading section[J].Coal Technology，1999，18(2)：14-28.

[7] 吴 忠，罗运军，秦本东.断面形状对巷道稳定性影响的研究 [J].矿山压力与顶板管理 ，2004，4(4)：41-43. Wu Zhong，Luo Yunjun，Qin Bendong.Study on the effects of cross-section shape of roadway stability[J].Mining Pressure and Roof Administration，2004，4(4)：41-43.

[8] 殷展眉，李 霞，金宝宏.煤矿巷道断面形状及锚杆支护围岩变形的数值分析[J].宁夏工程技术，2012，11(1)：49-53. Yin Zhanmei，Li Xia，Jin Baohong.Analysis of coal mine roadway section shape and deformation of support surrounding rock bolt numerical[J].Ningxia Engineering Technology，2012，11(1)：49-53.

(责任编辑 石海林)

Research on Roadway Stability Control of More Karst Cave Roof with Weak Mud Invasion

Li Benkui Su Xuegui Li Haochun Yuan Honghu Du Xianjie

(CollegeofMiningTechnology，TaiyuanUniversityofTechnology，Taiyuan030027，China)

More karst cave roofs with weak mud invasion are affected by karst caves.More irregular stress concentration occurs when the roofs are under pressure，thus easily resulting in loose cracking，sliding and caving of surrounding rocks and dramatically reducing its bearing strength.Taking No.10 rail roadway of Yongju Coal Industry for instance，the physical and mechanics parameters of coal and rock samples are measured through experiments.The FLAC3Dis adopted to simulate the influences of different cross-section shape and support way on the roadway stability，including the plastic zone distribution regularity and the stress distribution and deformation of surrounding rocks.Through the engineering applications and monitoring，the stability of surrounding rocks around roadway under different cross-section shape and support way is contrasted.The results indicate that the arched section jointed with rational support can improve the stress status of tunnel surrounding rocks，better control the failure area of plastic zone，and effectively lower the rock deformation.Also，it can better maintain the stability of the karst cave roof with rocks invasion.

More karst cave roof，Cross section shape，Supporting method，Numerical simulation，Stability control

2014-04-09

国家自然科学基金项目(编号：51274145)。

李本奎(1990—)，男，硕士研究生。通讯作者 苏学贵(1963—)，男，副教授，博士。

TD322

A

1001-1250(2014)-08-143-05