跨采影响下巷道围岩变形力学机制及其控制技术∗

刘洪涛镐 振，2吴祥业郭林峰刘 洋王建宗

（1.中国矿业大学（北京）资源与安全工程学院，北京市海淀区，100083；2.河南能源化工集团焦煤公司赵固二矿，河南省新乡市，453633）

★煤炭科技·开拓与开采★

跨采影响下巷道围岩变形力学机制及其控制技术∗

刘洪涛1镐 振1，2吴祥业1郭林峰1刘 洋1王建宗1

（1.中国矿业大学（北京）资源与安全工程学院，北京市海淀区，100083；2.河南能源化工集团焦煤公司赵固二矿，河南省新乡市，453633）

以河南能源化工集团某矿东总回风巷为工程背景，采用理论分析和数值模拟方法研究了跨采期间巷道围岩应力、位移和塑性区的变化特征。结果表明，跨巷采动导致巷道围岩垂直水平应力比值发生变化，应力比值最大为1.34，是巷道发生变形破坏的主因；巷道最大破坏部位位于顶板与底板部位，顶板破坏深度已超过锚杆锚固范围，底板破坏深度为3 m左右，并因缺乏支护导致底鼓。因此，必须在跨采工作面回采前，对顶底板进行加固，使塑性破坏区域位于锚固范围以内。

跨采工作面 巷道支护 锚注 U型钢支架 数值模拟 围岩变形

我国煤矿巷道多受到采动影响，表现为围岩变形量大、底鼓严重等特征。许多专家、学者对受采动影响巷道围岩变形破坏及其控制技术方面开展了大量研究，并取得了较为丰硕的研究成果。然而针对受采动影响的半封闭U型钢支架支护巷道的变形破坏特征还需进一步研究，本文以鹤煤公司九矿东总回风巷为工程背景，研究半封闭U型钢支架与锚网索联合支护巷道受上方工作面跨采影响下的围岩变形破坏力学机制及其控制技术，为类似条件下的巷道支护提供依据。

1　工程概况

河南能源化工集团某矿目前主采二1煤层，煤尘具有爆炸性，矿井正常涌水量为25 m3/h，煤层瓦斯绝对涌出量为11.8 m3/min。东总回风巷位于该矿井三一采区下部，连接新风井和-420回风暗斜井，为直墙半圆拱形巷道，巷道断面尺寸为5100 mm×4050 mm（宽×高），全长674.14 m，埋深607～707 m，巷道内布置有轨道，初期采用锚网索喷支护，后采用直腿拱形半封闭29U型钢支架进行二次支护，棚距600 mm。3102工作面布置在二1煤层中，与东总回风巷的最小垂距为20 m，在3102工作面回采过程中，将对东总回风巷围岩稳定产生影响。岩层及其力学参数见表1。

表1　岩层及其力学参数

2　巷道围岩变形破坏的力学机制分析

2.1 围岩变形破坏特征

在上方3102工作面采动影响下，采用锚网索喷+U型钢支架支护的东总回风巷围岩变形破坏特征主要表现为：

（1）巷道拱肩及直墙喷层部分出现裂缝、喷层脱落、U型钢支架变形等现象，且裂缝角度呈现不规则特征；

（2）巷道底鼓强烈，底板中部出现纵向的张拉裂缝，底板铺设的轨道翘起，无法正常使用；

（3）松动圈测试和声波测试时向钻孔中注入了很多水，但流出的水较少，表明水流通过岩体中的裂隙进入底板，预计底板岩层比较破碎。

2.2 巷道围岩变形破坏影响因素

（1）水影响。巷道开挖后，围岩体会产生裂隙，水通过微裂隙进入围岩内部，水的浸入降低了岩块间的摩擦力和岩层间的粘结力，促进了围岩裂隙的进一步发育，使得围岩体的完整性不断降低、围岩的力学特性不断恶化，松动圈范围扩大，原有的锚网索喷+U型钢支护能在一定程度上减缓巷道变形，并不能从根本上解决该巷道持续变形的问题。

（2）围岩性质。通过对东总回风巷围岩性质的分析，发现巷道周围岩层多为泥砂岩、中粗砂岩、黑色泥岩、L8石灰岩，尤其是黑色泥岩遇水软化、膨胀，易造成巷道底鼓。

（3）地质构造。东总回风巷穿越DF3断层，部分地段围岩破碎，整体承载能力较低，并且附近布置有-420回风暗斜井、-420轨道暗斜井、-420带式输送机巷等辅助巷道，巷道间的围岩应力峰值区会相互叠加，同时上方3102工作面回采时产生的超前支承压力和侧向支承压力也会对东总回风巷造成影响。另外，巷道周围存在落差在0～40 m不等的断层，会使巷道受到较大的构造应力作用，这是造成巷道出现大变形的力源。

（4）支护结构。采用半封闭U型钢支架支护巷道的底板为无支护状态，尤其是当受采动影响垂直应力增大时，容易导致U型钢支架出现局部屈曲、大范围扭曲等现象，从而失去承载能力，围岩产生塑性变形并出现底鼓，进而影响巷道顶帮的稳定性。

（5）采动影响。处在复杂围岩应力环境中的巷道，其变形具有明显的时间性，并且这主要决定于被影响巷道与动压源的空间位置关系。当动压源（巷道上方的3102工作面）距离较远时，巷道基本稳定，变形量很小；随着动压源向巷道的移近，巷道围岩的变形速率会逐渐增大，顶底板产生大量的裂隙，并且中粗砂岩的胶结程度较差，导致围岩的整体性大幅降低。

已有研究成果表明，巷道围岩变形破坏实质是围岩塑性区的形成和发展，塑性区的几何形态和范围决定了围岩的破坏程度。

2.3 围岩变形破坏力学机制

由于巷道所处应力环境较为复杂，其围岩双向载荷比值一般不等于1，并且与埋深、构造应力等影响因素的相关性很大，尤其是在采动影响下，巷道围岩双向载荷的比值会发生改变。数值计算和实践都已证明，在非等压应力场条件下的巷道围岩塑性区不是圆形，而是呈现“星形”、“十字形”等不规则形状。根据弹性力学理论，非均匀应力场条件下圆形巷道围岩塑性区的边界方程，即：

式中：R0——圆形巷道半径；

θ——任一点的极角；

r——角度为θ处的塑性区深度；

H——巷道埋深；

γ——巷道围岩容重；

C——围岩粘聚力；

φ——围岩内摩擦角；

λ——侧压系数。

在巷道埋深、半径、巷道围岩容重、粘聚力、内摩擦角和侧压系数等煤岩层赋存条件给定的情况下，可以计算出围岩不同方位角的塑性区半径理论解，进而计算出巷道围岩塑性区边界位置。对于东总回风巷而言，其埋深、半径、巷道围岩容重、粘聚力和内摩擦角均已知，则该巷道围岩塑性区的尺寸与双向载荷的比值（侧压系数的倒数）有直接关系。

3　工作面回采对巷道围岩动态变形的破坏数值分析

3.1 模型建立

采用ANSYS软件建立模型、分配材料属性、划分网格，然后利用由Visual C++语言编写的ANSYS_TO_FLAC3D接口程序把复杂模型导入FLAC3D，采用FLAC3D进行巷道开挖及支护等运算。上覆煤层中3102工作面的回采对东总回风巷围岩稳定性的影响是一个动态的过程，为了明确巷道围岩应力、变形随工作面推进的动态变化特征，建立了东总回风巷的数值计算平面应变模型。模型尺寸300 m×120 m（宽×高），巷道埋深取700 m，侧压系数取1.2。模型左、右边界限制水平方向位移，下边界为固定约束，上边界和左右边界根据垂直应力和水平应力的实际大小进行加载，工作面的推进方向为自右向左。

在3102工作面回采过程中，工作面前方形成的超前支承压力会随着工作面的推进而不断推移，位于工作面下方的巷道围岩应力状态也会发生改变，并且超前支承压力的影响范围可达工作面前方90～100 m，其峰值可达原岩压力的2～4倍，超前支承压力峰值位置到工作面的距离为2～10 m，所以本文主要对工作面推进至距巷道中线10 m和5 m时的巷道围岩变形破坏特征进行分析。

为了准确分析巷道顶底板和两帮的应力分布特征，以巷道半圆拱的圆心为原点，沿x=0、y= -0.5 m布置两条测线。由于工作面推过后，巷道中心上方20 m处形成采空区，因此，在竖直方向上只取到+20 m。

3.2 数值模拟结果分析

3.2.1 围岩双向载荷比值

图1为工作面到巷道中线的距离分别为50 m、10 m、5 m、0 m和-50 m（工作面推进到巷道另一侧50 m）时，双向载荷比值曲线图。从图中可以看出，在工作面推进过程中，在巷道底板随着深度的增加双向载荷比值在增大到0.85左右时趋于稳定。随着工作面到巷道距离的减小，顶板双向载荷比值逐渐增大，当距离为5～10 m时靠近采空区处比值最大，达到1.34。工作面推进到巷道正上方（即到巷道中线的距离为0 m）时，双向载荷比值最大为1.16。工作面推进到巷道另一侧50 m（即-50 m）处时，顶板双向载荷比值由浅部到深部呈现先增大后减小的趋势，在距离巷道中心15 m处的比值最大，为1.22。这表明在工作面回采产生的超前支承压力的作用下，巷道顶板垂直应力的增大更为明显，并会造成围岩双向载荷比值发生较大变化，从而导致塑性区范围的扩展。

图1　采动影响巷道围岩双向载荷比值曲线

3.2.2 塑性区

图2为工作面推进至巷道中线的距离为10 m 和5 m时，在观测周期内的巷道围岩塑性区数值模拟结果。从图2可以看出，在跨采影响剧烈阶段，巷道围岩塑性区范围较大，尤其是顶板和底板，并且破坏深度已经超出锚杆的支护范围。因此，在工作面回采过程中产生的集中应力的作用下，锚网索喷+半封闭U型钢支架支护巷道将会出现底鼓、顶板严重破坏等变形特征。

图2　采动影响巷道围岩塑性区

该矿跨采条件下巷道的变形破坏特征，明确地标示了可能出现破坏的部位以及破坏影响范围。为控制类似条件下的围岩变形，其支护方案应能够改善围岩的承载结构，提高其整体承载能力，从而保持围岩稳定或使围岩处于稳定蠕变阶段，并为后续的工程提供借鉴。

4　跨采影响下巷道围岩变形控制技术

4.1 支护方案设计

通过对东总回风巷工程地质条件及围岩变形破坏机理的分析，应从以下几个方面进行支护方案设计：

（1）采用锚网索喷支护提高支护体的强度，充分发挥围岩的自承能力，并对顶板采用锚索进行补强支护，以控制采动影响下产生的大变形。

（2）对混凝土喷层开裂、脱落地段进行复喷，封闭围岩，防止水的浸入及浆液流出。

（3）选用端锚内注浆锚杆对巷道围岩进行全断面注浆固结强化，不仅可以改善围岩的力学性能，还能为锚杆提供较为可靠的着力基础，端锚内注浆锚杆结构见图3。

（4）底板铺设混凝土，形成的反底拱能够阻碍底板塑性区发展，并与围岩支护体形成可靠的锚注支护结构，提高支护效果，可以满足不稳定巷道的支护需要。

图3　端锚内注浆锚杆结构

因此，为控制东总回风巷围岩的变形破坏，确定“锚网索喷+注浆+反底拱”锚注支护技术方案。具体支护参数如下：

（1）锚杆配用拱形托盘、高强螺母和2卷CK2345型树脂锚固剂；锚索配用单孔MX锚具、1卷CK2345和3卷Z2345型树脂锚固剂，托盘选用规格为120 mm×120 mm×10 mm钢板；金属网选用ø4 mm的点焊网，网片规格为1500 mm× 800 mm，网孔80 mm×80 mm，每隔200 mm用16#铁丝固紧。

（2）端锚内注浆锚杆间排距为2100 mm× 2100 mm，注浆浆液为425#普通硅酸盐水泥-水玻璃单液浆，水灰比为0.8∶1，选用浓度为45 Be的水玻璃作为速凝剂，用量为水泥重量的3%～5%，以提高浆液初凝时间和初期强度，注浆压力达到1.5～2.0 MPa时方可停止注浆，并且当围岩极其破碎时注浆压力小于1 MPa。

（3）开挖掉底板破碎岩层后，对底板进行注浆并铺设强度为C20的混凝土底拱，拱中高可根据具体情况进行调整。锚注支护示意图如图4所示。

图4　锚注支护示意图

4.2 支护效果分析

图5（a）、（b）分别为工作面到巷道中线的距离为10 m和5 m时，在观测周期内锚注支护巷道垂直和水平位移曲线。从图5（a）中可以看出，底板最大位移19 mm，顶板浅表围岩最大位移68.9 m。从图5（b）中可以看出，巷道左右两帮浅表围岩最大位移分别为63.1 mm和55.3 mm。与锚网索喷+U型钢支架支护相比，锚注支护巷道垂直和水平位移量均大幅降低。

图5　采动影响下锚注支护巷道围岩位移曲线图

图6为工作面推进至巷道中线的距离为10 m和5 m时，在观测周期内锚注支护巷道围岩塑性区分布特征。从图中可以看出，随着跨采工作面的推进，锚注支护巷道围岩塑性区分布较为均匀，并且均在锚杆的锚固范围内。与锚网索喷+U型钢支架支护相比，锚注支护巷道底板破坏深度和范围大幅降低，底板注浆锚杆锚固范围内的围岩没有发生破坏。

图6　采动影响下锚注支护巷道围岩塑性区

5　工程应用

该矿-530辅助水平变电所位于尚未回采的3105工作面的下方，巷道与工作面的最小垂直距离为47 m，最小水平距离为13 m。为避免类似于东总回风巷围岩破坏情况的发生，在3105工作面回采前，采用锚注支护对-530辅助水平变电所围岩进行加固，铺设混凝土底拱时可根据需要进行配筋，以增强底板稳定性，并且使主动支护的锚固端位于塑性区范围以外。

对-530辅助水平变电所加固完成后，建立矿压观测站，观测在3105工作面回采期间，该巷道围岩的变形情况，并在工作面推过后，持续观测30 d。矿压观测结果显示，在观测周期内试验巷道两帮和顶底板的最大移近量分别为144 mm和105 mm，并且没有发生类似东总回风巷的变形破坏，保障了安全生产工作的顺利实施。

6　结论

（1）超前支承压力对巷道的影响较大，应力比值变化导致围岩变形具有非对称性，肩部最大破坏深度超过了锚杆的控制范围而产生大变形，半封闭支架使底板暴露而产生底鼓。

（2）采用锚网索喷+U型钢支架支护巷道，围岩载荷比值随工作面推进发生较大变化，最大比值达到1.34。

（3）为控制类似条件下巷道围岩的变形，提出了锚注支护技术，在工作面回采前对巷道围岩进行壁后注浆、底板铺设混凝土等，确保了采动影响下巷道围岩稳定。

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（责任编辑 张毅玲）

Surrounding rock deformation mechanism and control technology of roadway influenced by working across over roadway

Liu Hongtao1，Hao Zhen1，2，Wu Xiangye1，Guo Linfeng1，Liu Yang1，Wang Jianzong1
（1.College of Resources＆Safety Engineering，China University of Mining and Technology，Beijing，Haidian，Beijing 100083，China；2.Zhaogu No.2 Coal Mine，Jiaozuo Coal Industry Co.，Ltd.，Henan Energy and Chemical Industry Group Co.，Ltd.，Xinxiang，Henan 453633，China）

Taking eastern main return airway in a mine of Henan Energy and Chemical Industry Group Co.，Ltd.as the engineering background，change characteristics of surrounding rock stresses，displacement and plastic zone of roadway during working across over roadway were studied by methods of theoretical analysis and numerical simulation.The results showed that the ratio of vertical stress and horizontal stress was changed during working across over roadway，and the maximum value of the ratio was 1.34，which was the main reason of deformation.The largest deformation of roadway generated in the roof and floor，the failure depth in roof was beyond the rock bolting and the floor failure depth was nearly 3 m which resulted in floor heave.So before working across over roadway，the roof and floor needed to be strengthened to make sure that the plastic zone was within the range of rock bolting.

working face across over roadway，roadway supporting，bolt-grouting，U-steel support，numerical simulation，surrounding rock deformation

TD353

A

国家自然科学基金资助项目（51234005，51434006）

刘洪涛（1981-），男，吉林怀德人，副教授，博士生导师，主要从事矿山压力及巷道围岩控制方面的教学和研究工作。