双重采动影响下复采煤层巷道稳定性分析与维护方案设计*

张大明 孙贵洋 李 刚

(辽宁工程技术大学矿业学院， 阜新 123000， 中国)

0 引 言

人类一半以上建设工程为岩体工程活动(伍法权等， 2019)，矿山建设工程中，井工开采方式占比最大，露天开采方式只占小部分。井工开采避免不了掘进巷道，据不完全统计，国有大中型煤矿每年新掘进的巷道总长度高达8000km左右， 80%以上是开掘在煤层中的巷道，保持巷道畅通与围岩稳定对煤矿建设与安全生产具有重要意义(康红普等， 2010)。

随着锚杆(索)支护的普及与发展，国内外众多专家学者对巷道支护技术与掘进工艺在理论研究及现场应用方面进行了广泛的研究(李立华， 2020)。康红普等(2012)通过大量现场实测数据，分析巷道围岩变形与破坏的特性和机理，分析了存在的问题，并提出改进意见。孙广京等(2020)提出破碎顶板控制、增强煤体强度和通过隔水防止巷道底鼓的控制原理，并提出“控顶先固帮，固帮先护底”的支护原则。顾东东(2018)分析破坏深部破碎围岩稳定性的因素和深部巷道顶板破碎的形式，并提出了评估顶板破碎程度的方法。郝阳军等(2018)针对煤巷掘进过程中由于锚杆支护锚固力、预紧力无法达标，导致发生冒顶问题，介绍了注浆钻孔的施工参数和注浆工艺，在实际应用中取得了良好效果。李云鹏等(2020)分析研究得出在采动影响下，距离工作面越近，巷道变形量越大，巷道变形主要体现在巷道顶底板位移，巷道两帮位移次之。武越超等(2016)研究结果表明：工作面应力重分布受空巷影响，并且造成附近巷道垂直应力骤增，塑性区范围扩大。郑朋强等(2014)通过对新集三矿-700m巷道进行现场勘查与试验，提出了可缩性U型钢全断面封闭支护和非对称性预应力锚杆(索)支护的全新支护方案，通过大型有限元软件ABAQUS建立数值分析模型，与原支护方案进行了对比分析。单仁亮等(2020)采用FLAC3D数值模拟算法，分析了锚索协同支护的围岩变形及塑性区分布与传统联合支护的区别，结果表明：影响顶板支护效果的因素不单纯是增加锚索局部的支护密度，应注意顶板支护过程中锚杆与锚索的互相协同作用。隋旺华等(2019)基于覆岩采动响应及溃沙、底板采动响应及水害问题，提出了矿山水文地质结构概念。

虽然上述学者通过理论和现场工业性试验的方法对巷道支护进行了较为全面的探究，但对于复采煤层巷道支护技术研究较少。在一些资源整合矿井中常会有复采煤层的存在。这类煤层因其特殊的条件，矿井在实际生产过程中要面对很多困难。复采煤层的采空区或者是空巷是生产的重大安全问题，严重影响矿井生产安全和生产效率。目前在资源整合型的矿井当中，面临的一个重大问题就是如何在安全、经济的前提下对复采煤层进行回采，大大改善目前煤炭资源浪费的情况，逐步实现绿色开采。

本文以薛虎沟煤矿2-106A2巷道为工程背景，对复采煤层巷道受双重采动影响顶板破碎及补强支护问题进行研究，为后期进行补强支护控制破碎顶板技术提供依据。

1 工程背景

2#煤层为复采煤层，煤层底板标高666～684m，平均埋深180m。两个工作面呈“L”型布置(图 1)。工作面总体呈单斜构造，倾角1°～5°。2-106B工作面倾向长度470m， 2-106A工作面走向长度790m，工作面长度分别为230m、200m，采用综合机械化采煤工艺，长壁后退式开采。

图 1 工作面布置图Fig. 1 Working face layout

2#煤以暗淡型煤为主，可采高度平均3.40m，容重14.9kN； 直接顶为砂质泥岩，泥质结构，厚约5.75m，部分冒落，较为稳定； 基本顶为中粒砂岩，厚约3.60m，层理发育，稳定性较好； 底板为粉砂岩，厚约5.20m，厚层状构造，质软。

当2-106B工作面回采接近尾声，待工作面回采至停采线时，留设23m护巷煤柱，再回采2-106A工作面。2-106A2巷上部已被小窑用房柱式或巷采采煤方法破坏。受其影响， 2-106A2巷后部230m巷道断面形状设计为梯形，原支护方式为12#矿用工字钢棚支护，棚间距600mm(图 2)。巷道净断面规格为：上宽×下宽×高=3200mm×4600mm×3200mm。

图 2 2-106A2巷道支护断面图(单位：mm)Fig. 2 Supporting section of roadway 2-106A2(unit: mm)

在未受到2-106B工作面超前支承应力影响前，巷道围岩状态良好，但考虑到2-106B工作面推到停采线后，其超前支承应力必然会对2-106A2巷造成一定的影响，另外，当2-106A工作面回采后，其超前支承应力也必然会对2-106A2巷造成一定影响，因此， 2-106A2巷后部230m面临着“复采煤层+双重采动影响”这个复杂问题，如何有效地对2-106A2巷进行补强支护设计这个问题亟待解决。

2 2-106A2巷道稳定性分析

在巷道断面形状对巷道破坏程度影响中，梯形巷道仅次于矩形巷道，矩形巷道和梯形巷道主要变形是顶板下沉(马鑫民等， 2017)。2-106A2巷受两工作面采动影响，围岩变形严重，巷道部分顶板受巷采或房柱式采煤方法破坏，出现漏顶情况，漏顶高度为1.5～3.0m，平均2.0m。受巷道形状影响，巷道底角容易出现应力集中。

2.1 巷道受力理论分析

2-106B工作面的回采导致围岩应力重新分布。图 3为采空区围岩应力重新分布图(钱鸣高等， 2010)，从图中可以看出，工作面开采后不仅会对前方形成超前支承压力，而且同时也会对侧向形成超前支承压力，结合图 1进行分析， 2-106A2巷道受开采扰动影响最为显著，一部分原因是2-106B工作面回采以后，工作面前方形成超前支承应力，由于停采线与2-106A2巷道之间仅有23m的煤柱，所以超前支承应力由煤柱和2-106A2巷道共同承担； 另一部分原因是当2-106A工作面进入回采阶段时，工作面超前支承应力再次对巷道的稳定产生影响，同时2-106A工作面的侧向残余支承应力作用在2-106A2巷道的一侧煤柱上，进一步加剧2-106A工作面端头的维护难度，因此，通过对2-106A2巷道受双重采动作用的分析，表明2-106A2巷道后部230m长度内巷道矿压显现非常严重，需要加固。

图 3 采空区围岩应力重新分布图(钱鸣高等， 2010)Fig. 3 Re-distribution diagram of surrounding rock stress in goaf(Qian et al.，2010) 1. 工作面前方超前支承应力； 2. 工作面倾斜或仰斜方向残余支承应力； 3. 工作面倾斜或仰斜方向残余支承应力；4. 工作面后方采空区支承应力

图 4 巷道顶部空巷塑性区图Fig. 4 Plastic zone diagram of empty roadway at the top of roadway

2.2 巷道受力数值模拟分析

通过数值模拟软件FLAC3D建立数值模型，模型尺寸： 50m×40m×50m，模型底部固定，四周施加水平约束，顶部不设限制，施加垂直应力4.50MPa，煤岩物理力学参数见表 1。

表 1 煤岩物理力学参数Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock

模拟巷采或房柱式采煤方法对围岩扰动情况，如图 4所示。据现场观测结果看，巷道上方的破坏对巷道的掘进和维护产生严重影响。对巷道顶部围岩塑性区进行分析，结果表明由于受巷采扰动影响，开采区两帮塑性区宽度1.0m左右，顶板破碎区较小，顶板塑性区在0.8m左右，加上空巷高度，回采巷道垮落带高度约为2.8m。底板塑性区范围较大，最大范围达到1.8m左右，直接影响到下部待开采煤层和回采巷道，使其掘进、支护难度增大。两帮应力集中情况严重，应力最大值达到7.53MPa，如图 5所示。

图 5 巷道顶部空巷应力图Fig. 5 Stress diagram of empty roadway at the top of roadway

巷道开挖后围岩表面受卸载差应力作用发生快速破坏(张德飞等， 2021)，在使用原有支护方式过程中， 2-106A2巷由于掘进断面较大，两个工作面超前支承应力、回采扰动共同作用在巷道和空巷上，出现严重变形。破碎的围岩对下部巷道生产造成严重生产隐患，所以在原有支护方式中：采用梯形棚+木垛方式支护。

根据2-106A2巷道与两个工作面空间位置关系，建立FLAC3D数值模型的尺寸为： 150m×360m×80m，模型底部固定，四周施加水平约束，顶部不设限制，见图 6，顶部施加垂直应力4.50MPa，水平应力1.11MPa。力学参数如表 1所示。

图 6 数值计算模型三维模型示意图Fig. 6 Diagram of 3D model of numerical calculation model

2-106A工作面回采过程中， 2-106A2巷道顶板存在两种情况，即顶板为实体煤和空巷。由图 7巷道应力局部放大图可知，当2-106B工作面回采至停采线时，由于巷道断面形状的影响，巷道底角容易出现应力集中现象，巷道右帮(2-106B采空区侧)垂直应力值为8.56MPa，左帮增加至7.36MPa，顶板0.54MPa； 由图 8受双重采动影响下巷道应力局部放大图可知，当2-106A工作面回采时，巷道右帮垂直应力最大值为12.50MPa，左帮增加至11.29MPa，顶板0.97MPa。

图 7 2-106B工作面停采时巷道应力局部放大图Fig. 7 Local enlarged view of roadway stress at 2-106B working face when mining stopped

图 8 受双重采动影响下巷道应力局部放大图Fig. 8 Local enlarged view of roadway stress under the influence of dual mining

受2-106A2回采巷道重复掘进的影响，对巷道上方采空区产生扰动。由于空巷开掘年代久远，煤体易风化变酥，煤壁表面刚度严重下降，主要表现为非均匀性变形。当巷道顶部为空巷时，巷道高度增加，且空巷大小不同，当受到采动影响时矿压显现剧烈。如图 9所示，空顶区左侧和巷道右侧(2-106B采空区侧)底角垂直应力分别为8.39MPa、7.92MPa。受双重采动影响时，左侧应力最大值为12.27MPa，位于距巷道中轴线水平距离6.13m，距离底板高度3.40m，右侧应力最大为11.18MPa，如图 10所示。因此，巷道右帮(2-106B采空区侧)需要进行加强支护。

图 9 2-106B工作面停采时巷道顶部空巷应力局部放大图Fig. 9 2-106B enlargement of local stress of empty roadway at the top of roadway when mining stopped at working face

图 10 双重采动影响下巷道顶部空巷应力局部放大图Fig. 10 Enlargement of local stress of empty roadway at the top of roadway under the influence of dual mining

在双重采动影响和超前支承应力的作用下，围岩破坏的关键部位是巷道上方的边角和底角。在掘进2-106A2巷道过程中，再次扰动空巷。局部剪切破坏带在空巷顶、底板和两帮中产生，之后空巷和巷道围岩内部的局部剪切破坏带互相连通，巷道整体塑性区增大，逐渐产生大面积的塑性破坏带。

2.3 原支护方式强度校验

支护强度验算应考虑上下重复开采后冒落带高度。在不考虑下沉量前提下，垮落带的最大高度Hm为(张文平， 2021)：

式中：Hm为垮落带的最大高度(m)；M为采高(m)，取3.40m；α为煤层的倾角(°)，取1°；KP为岩层的碎胀系数，不同的岩石碎胀系数KP值见表 2。

表 2 岩石碎胀系数Table 2 Rock breaking expansion coefficient

根据岩石力学参数测试结果，并结合表 2，取Kp=1.2，计算Hm=17m； 取KP=1.3，计算Hm=11.30m。2-106A2巷的垮落带的最大高度为： 11.30～17m。由图 4可知，数值模拟方法得到2-106A2巷垮落带高度2.8m，取最大值为顶板垮落带高度，即17m。

图 11 2-106A2巷道顶板锚索施工示意图(单位： mm)Fig. 11 Anchor cable plan for construction on top of roadway 2-106A2(unit: mm)

(1)顶压力计算。利用垮落带高度代替直接顶厚度，支护强度至少应当大于或等于直接顶的岩重，工字钢梁应控制并贴紧巷道基本顶，为：

qt=∑hzγzfz

式中：qt为巷内工字钢梁支护强度(kN·m-2)；hz为直接顶厚度(m)，取17m；γz为围岩密度与当地自由落体加速度之积(kN·m-3)，取2.5×9.8kN·m-3；fz为悬顶系数，fz=1。计算得qt=17.0×2.5×9.8=416.50kN·m-2。

(2)单架梯形棚强度校验。单架梯形棚承受的顶板压力： 416.5kN·m-2×3.2m×0.6m=799.68kN。

由表 3可知，梯形棚梁跨度越大，其承载能力越差。当跨度取3.2m时，使用荷载QS小于106kN，破坏载荷小于235.10kN。

表 3 矿用工字钢梁的计算承载能力表Table 3 Calculated bearing capacityTable of mine I-beam

实际单架棚梁承受的顶板压力235.10kN<799.68kN。所以目前仅使用工字钢梁，不能完全控制顶板，要使其稳定，需要进行补强支护。

3 巷道补强支护方案设计

根据模拟和现场观测结果，在顶部受破坏的松散破碎煤体中开掘巷道，锚杆长度较短，无法锚固在稳定岩层中，锚固效果差，不能充分发挥其性能(康红普等， 2010)，故不使用锚杆。因此现场采用“锚索+单体支柱”的支护形式，使用直径φ为17.8mm的锚索和DW35-200/110单体液压支柱。在原有支护基础上对巷道进行加强支护。若因顶板破碎无法施工锚索以及对于巷道应力升高区部分巷道长度，另外采用单体支护进行临时补强支护。

3.1 巷道锚索支护参数确定

(1)锚索长度计算

锚索的长度应满足：

L=La+Lb+Lc+Ld

式中：L为锚索的总长度(m)；La为锚索深入到较稳定岩层的锚固长度(m)。

式中：K为安全系数，取2；fa为锚索抗拉强度(N·mm-2)，取1770N·mm-2；d1为锚索直径(mm)，取17.80mm；fc为锚索与锚固剂的黏结强度(N·mm-2)， 取10.00N·mm-2；Lb为需要悬吊的不稳定岩层厚度(m)，取7.35m；Lc为托板及锚具的厚度(m)，取0.10m；Ld为外露张拉长度(m)，取0.25m。L=9.275m，得锚索长度9.30m。

(2)锚索间、排距a应满足：

式中：a为锚索间、排距(m)；G为锚索设计锚固力(kN/根)，取170kN/根；k为安全系数，一般取2； (松散系数)L2为有效长度(取b)。γ为岩体容重(kg·m-3)，取2500kg·m-3。

L2=b

式中：B为巷道掘宽(m)，取3.40m；H为巷道掘高(m)，取3.40m；f顶为顶板岩石普氏系数，取实测值3.4；ω为两帮围岩的似内摩擦角(°)，ω=arctan(f顶)=73.61°。算得b=L2=0.64m。计算得a<2.29m

巷道顶板净宽度为3.20m，即2排锚索，排距2.0m，在靠巷道中间位置对称布置，间距为2.0m。同理，巷道右帮(2-106B采空区侧)采用直径φ17.8mm×5300mm锚索，间距2000mm，距离巷道底板1300mm处垂直巷帮布置。

3.2 巷道支护形式

(1)巷道顶板采用9300mm长锚索配合12#矿用工字钢梁联合支护，每2根长锚索为一组，每组锚索悬吊5架工字钢梁，每组锚索间距为2000mm。组合锚索距2-106B回采侧工字钢梁梁口600mm处进行施工。若锚索无法锚固顶板破碎段和空巷，则采用DW-32型单体支柱配合12#工字钢梁进行支护：单体支柱柱头支护在工字钢梁上，紧靠煤帮侧布置，并使用木楔子楔牢。为了增加支护安全系数，采用每架梯形棚安装2根初撑力200kN单体液压支柱，即每5架棚安装10根DW35-200/110单体液压支柱，确保巷道安全。如图 11所示。

(2)巷帮(靠近2-106B回采侧)支护措施采用组合锚索配合12#工字钢梁联合支护，锚索长度5300mm。每2根长锚索为一组，每组锚索固定5架棚腿。组合锚索高度为距巷道底板1300mm，与底板呈15°布置，锚索间距为2000mm。如图 12所示。

图 12 巷道支护断面示意图(单位： mm)Fig. 12 Schematic diagram of roadway support section(unit: mm)

(3)超前支护问题的解决方法：在巷道中间偏右侧、两架梯形棚中间的两帮增加单体支柱，各补打一个即可。

4 巷道补强支护后围岩稳定性分析

在最原始状态下，采用巷采或房柱式采煤法开采后，上覆岩层在自重应力的影响下，将采空区内冒落的矸石与周围煤体压实、固结形成新的平衡状态的再生岩体(孙广京等， 2020)，但是回采巷道掘进打破了平衡，造成顶板下沉变形、网兜和漏顶，部分棚架顶梁弯曲。上覆岩层重量作用在空顶区周围煤体，进而传递到下方巷道，巷道同时受采动影响下应力分布复杂。

从加强支护前后的应力分布图和支护效果看，围岩应力集中情况较加强支护前得到改善，垂直应力向巷道一侧回采中的2-106A工作面煤壁内转移，同时巷道断面形状起到了减轻上部采动影响的作用。梯形巷道顶板跨度小于底板，使得巷道围岩的应力有所降低，起到了部分释放压力的效果。

图 13 巷道上方垂直应力分布水平切面云图Fig. 13 Horizontal section cloud map of vertical stress distribution above the roadway

图 14 巷道截面应力分布云图Fig. 14 Stress distribution diagram of roadway section

图 15 巷道垂直位移分布图Fig. 15 Vertical displacement distribution diagram of roadway

受双重采动影响后，采用FLAC3D数值模拟软件对2-106A工作面超前应力峰值点进行提取研究，峰值点大约在工作面煤壁前方5m左右，如图 13所示，巷道受超前支承应力影响，顶板最大主应力0.42MPa。经过加强支护后，在锚索锚固力、单体支柱初撑力和棚梁承载力共同作用下，由应力分布图 14可知，应力集中现象得到缓解，巷道右侧最大应力为10.46MPa，位于距底板600mm处，左帮最大应力为11.13MPa，位于距离底板700mm。巷道左帮较原有支护方式降低15%，右帮降低6%。护巷煤柱承担了两个工作面主要压力，巷道右帮(2-106B工作面侧)损伤比左帮严重，锚索和棚梁的组合抑制了巷帮的变形与破坏。

巷道支护效果重点体现在围岩的变形量。截取顶底板位移最大处进行比较分析，如图 15所示。根据支护方案数值模拟计算结果分析，最大下沉量为165mm，顶板位移降低了28%。锚索起到了锚固深部围岩的作用，单体支柱和棚梁起到巷道浅部围岩的维护作用。

图 16 2-106A2巷道实拍图Fig. 16 Real photo of 2-106A2 roadway

综上所述，巷道在补强支护作用下其围岩稳定性得到提升，巷道变形均在允许范围内。因此，按照上述支护参数，顶板采用“9300mm长锚索+DW35-200/110单体支柱”，巷道右帮采用“组合锚索(5300mm)配合12#工字钢梁联合支护”的支护形式对巷道进行补强支护。

5 现场应用情况

在2-106A工作面回采前230m的过程中，采用十字布点法对230m长度巷道围岩变形量进行全程监测。经测得，回采过程中顶板位移最大为195mm，底板位移最大为140mm，左帮最大位移124mm，右帮265mm。230m长巷道状态良好，能够满足工作面回采需要，巷道状态如图 16所示。

6 结 论

针对薛虎沟煤矿双重采动影响下巷道加固支护问题，采用了现场调研、现场实测、理论计算、数值计算及效果监测等手段开展了研究，得出如下结论：

(1)根据数值模拟研究结果，得出在受双重采动影响时， 2-106A2巷顶板为空巷时，顶板应力0.97MPa，底板应力1.71MPa，左帮应力12.27MPa，右帮(2-106B采空区侧)应力11.78MPa，经计算目前采用梯形棚支护方案不能够控制巷道围岩稳定。

(2)双重采动影响下巷道围岩加固方式进行了设计。经计算，巷道需采用9300mm长锚索配合工字钢梁+2根初撑力200kN单体支柱和2-106A2巷右帮(2-106B工作面侧)采用“组合锚索(5300mm)配合12#工字钢梁联合支护”的支护方式。经现场实测数据表明，采用的补强方案对巷道稳定产生良好的效果，实现了两个工作面的安全回采。