含软泥夹层灰岩顶板巷道“锚-架-喷”协同控制技术

王俊红，焦建康

（1.晋城蓝焰煤业股份有限公司 成庄矿，山西 晋城 048000；2.中煤科工开采研究院有限公司，北京 100013；3.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013）

我国西北、西南、华北、东北、华东等区域的中石炭系、奥陶系、二叠系、三叠系地层中普遍覆存有灰岩岩层[1]。一般情况下，灰岩岩层强度大、承载能力强，对于完整性好、厚度大的灰岩顶板甚至可以不支护[2]。但是由于煤层赋存条件所限，我国许多矿区都不同程度地分布有含软泥夹层灰岩岩层[3-4]。这些灰岩顶板在原生裂隙发育阶段会有软泥入侵，软泥流变性强、强度低，导致巷道支护时锚杆、锚索黏结力低或无法有效锚固[5]。当仅采用被动架棚支护时，围岩和支架难以形成有效的承载体，巷道在掘进或回采阶段经常出现大面积垮落现象[6]。因此，如何有效提升含软泥夹层灰岩顶板巷道的稳定性是目前迫切需要解决的技术难题。

李本奎等[6-7]提出采用锚杆锚索和29U型钢及高强度钢纤混凝土联合支护，能够有效的控制含有软泥入侵的多溶洞型顶板巷道围岩的变形与破坏。针对极弱胶结地层煤巷围岩，孟庆彬等[8]提出切圆拱形断面煤巷成型较好、受力均匀，有利于巷道围岩的整体稳定。为解决弱胶结砂岩巷道变形量大的难题，范明建等[9]提出了强力承压拱、全断面及时支护、全长预应力锚固、强力护表及预应力有效扩散等巷道支护措施。李廷春等[10]提出在我国西部矿区泥化弱胶结软岩地层，应当从改善围岩应力状态和提高整个支护体系的整体性和封闭性2方面着手，以实现泥化弱胶结软岩地层中矩形巷道的长久稳定。我国学者针对复杂地质条件巷道断面形状[11-12]的选择及支护难题[13-15]进行了一定的理论探索和工程实践，解决了一些工程难题。但是，总的来说，目前对含软泥夹层灰岩顶板巷道煤巷支护理论与技术相关研究较少，基本处于探索阶段。

以山西某矿含软泥夹层灰岩顶板巷道支护工程为研究背景，通过现场地质力学实测、物理力学参数实验室测试分析，揭示含软泥夹层灰岩顶板巷道的围岩结构特性；以现场巷道围岩条件为地质原型，建立数值模型，理论分析含软泥夹层灰岩顶板巷道变形破坏的内在原因，提出合理的加固原理及控制技术，以期为类似地质条件巷道围岩稳定性控制提供借鉴。

1 工程概况

1.1 地质概况

山西某矿15102回风巷位于15#煤一采区，巷道埋深88.02～123.40 m，沿15#顶板掘进，设计掘进长度1 548 m，矩形断面，净宽4.2 m，净高4.0 m，净断面积16.8 m2。15#煤层平均厚度4.03 m，直接顶为8.0 m左右的K2灰岩，往上依次为泥岩、石灰岩和砂质泥岩，直接底为4.5 m左右的铝质泥岩。含黄泥夹层灰岩顶板示意图如图1。

根据相邻巷道掘进揭露的围岩情况，15102回风巷掘进期间会穿越地质异常区，顶板灰岩破碎，黄泥入侵岩溶裂隙，顶板岩层含软泥夹层，同时两帮煤体变软。巷道在掘进期间就发生明显变形，具体表现为两帮收缩，其中工作面侧帮玻璃钢锚杆托盘大面积破坏，个别玻璃钢锚杆杆体破断，失去对煤帮支护作用，局部地段煤体片帮，两帮移近量最大处达930 mm。顶板岩层破碎，形成坠包，底板局部地段发生轻微底鼓及开裂，最大顶底板移近量达550 mm。

1.2 地质力学特性测试

1）地应力测试。水压致裂地应力测试结果显示，测点处水平主应力σH量值为3.23 MPa，最小水平应力σh量值为1.95 MPa，垂直应力σV为3.08 MPa。测试区域应力场类型为σH＞σV＞σh型应力场。

2）围岩结构。软泥充填段顶板钻孔窥视图如图2。与正常段相比，软泥充填段顶板完整性下降，其中2.2～2.6 m段围岩较为破碎，3.1 m处有横向裂隙发育，3.9～4.4 m段围岩较为破碎，且在1.1～1.2 m、1.5～1.6 m、2.2～2.3 m、2.7～2.8 m、3.8～3.9 m等处有黄泥夹层。

图2 含黄泥夹层段顶板窥视图Fig.2 View of the roof of the section with yellow mud interlayer

3）围岩强度。巷帮煤体现场原位强度测试结果如图3。其中工作面帮煤体强度平均值为13.82 MPa，实体煤帮煤体强度平均值为15.45 MPa，局部地段两帮煤体含有夹矸和黄泥，强度降低，锚杆、锚索托盘随着预紧力的施加不断陷入后方煤体，导致锚杆索预紧力不足甚至难以施加。

图3 煤体强度测试曲线图Fig.3 Curves of coal strength test

4）矿物成分。利用X射线衍射分析方法，对顶板和煤层黄泥矿物成分进行测试分析，矿物X射线衍射分析结果见表1。顶板和煤层黄泥夹层段黏土矿物分别占63.1%和58.2%。由于黏土矿物颗粒细小（<0.01 mm），比表面积大，对水分的侵入极为敏感，当与水体相接触时，黏土矿物往往会发生膨胀，从而使岩层产生裂隙，甚至崩解，降低岩层的承载力。

表1 矿物X射线衍射分析结果Table 1 Analysis results of mineral X-ray diffraction

2 含软泥充填岩溶裂隙巷道围岩变形破坏原因

2.1 数值模型

以该矿15102回风巷为地质原型，建立的平面应变数值模型方案如图4。模型左右侧面为位移边界，底部为固定边界。根据现场地应力测试结果，模型上部边界施加初始自重应力3 MPa，初始水平应力3.2 MPa。

图4 模拟方案Fig.4 Simulation scheme

共模拟2种方案：方案1顶板为完整的石灰岩；方案2为含黄泥夹层顶板，主要表现为灰岩顶板裂隙发育，且含软泥夹层。根据实验室测定，选取的煤岩体物理力学参数见表2。

表2 模型物理力学参数取值Table 2 Values of physical and mechanical parameters of the model

2.2 模拟结果

2.2.1 应力场分布特征

不同地质条件下的巷道围岩垂直应力、巷道围水平水平应力和巷道围岩最大主应力分布如图5～图7。

图5 垂直应力分布云图Fig.5 Vertical stress distribution nephogram

图6 水平应力云图Fig.6 Horizontal stress distribution nephogram

图7 最大主应力云图Fig.7 Maximum principal stress nephogram

由图7可以看出，由于巷道埋深较浅，在巷道掘进过程中，2种地质条件下的巷帮支承压力峰值分别为4.1 MPa和4.2 MPa，两者差别不大。但水平应力和最大主应力分布却明显不同，主要表现在应力量值和分布特征上。对于完整顶板，顶底板水平应力核区呈对称分布，最大水平应力量值为4.5 MPa，最大主应力在巷道肩角处产生明显的应力集中，最大主应力量值为5.6 MPa。对于含黄泥夹层顶板，由于裂隙的扰动，使得顶板应力分布极其复杂，局部应力集中，最大水平应力量值为7.1 MPa，最大主应力量值为7.6 MPa，且在巷道肩角处最为明显。

2.2.2 塑性区分布特征

2种地质条件下巷道围岩塑性区分布如图8。

图8 塑性区分布Fig.8 Plastic zone distribution

由图8可以看出，对于完整顶板，由于巷道埋深较小，巷道顶板强度高，原有支护方式下，巷道破坏区范围较小，范围在0.5～1.5 m之间，最大破坏范围处在巷道肩角，破坏区范围在锚杆（索）锚固范围内，巷道稳定性较好。对于含黄泥夹层顶板，由于巷道顶板岩层裂隙发育，含黄泥夹层，承载能力低，顶板破碎范围已超过了顶板锚杆的锚固范围，使得锚杆支护能力大幅减低甚至脱黏失效，巷道围岩破坏形式主要为拉、剪破坏，巷道顶板破坏深度2.5～4.5 m，巷道两帮破坏深度3.0 m，底板破坏深度2.5 m。

2.3 巷道变形破坏原因

经前述地质力学测试、实验室试验和现场调研，结合数值模拟分析，含软泥夹层灰岩顶板巷道围岩变形破坏的主要原因为：

1）含软泥夹层灰岩顶板巷道围岩裂隙分布杂乱无章，无规律性可言，裂隙性顶板围岩受地质构造作用的影响严重，结构面纵横交错，结构较为松散，黏聚力低，开挖后围岩松动早、来压快、易出现大面积垮落。

2）顶板富含软弱黄泥，黄泥强度较低，黏土矿物含量高，遇水易发生膨胀，从而使岩层产生裂隙，甚至崩解，降低了锚杆（索）锚固力和岩层的承载力。

3）两帮煤体强度低，局部含有夹矸和黄泥，锚杆（索）托盘随着预紧力的施加不断陷入后方煤体，导致锚杆索预紧力不足甚至难以施加。

4）巷道断面不合理。巷道采用矩形断面，巷道受力不均衡，顶板应力集中相互叠加，受剪切拉伸破坏严重；两帮煤体压力大，造成大面积凸出，两帮明显收缩，巷道肩角部位易出现剪切滑移变形。

3 “锚-架-喷”协同控制技术

3.1“双层承载拱”加固机理

针对含软泥夹层灰岩顶板巷道承载能力弱、自稳时间短、围岩变形剧烈的特点，提出“双层承载拱”加固机理。首先在掘进煤巷时，将矩形断面巷道优化为拱形断面，采用高预应力锚杆支护，形成组合拱结构，配合使用锚索加固巷道顶板、帮部，并通过锚杆与锚索在刚度、强度上的耦合，将锚杆浅部组合拱与锚索深部承组合拱有效地组合在一起，形成“深部承载拱”结构[16-18]；其次是在巷道中架设U型钢可缩性支架，在U型钢支架之间安设拉杆充分发挥了支架的整体效应，然后在巷道表面进行混凝土喷层，使其在巷道表面形成“浅部承载拱”结构。“双层承载拱”结构示意图如图9。

3.2“锚-架-喷”协同控制技术

基于“双层承载拱”加固机理，提出“锚-架-喷”协同控制技术。即在高预应力锚网索支护的基础上，架设U型钢可缩性支架，配合混凝土喷层，各种支护优势协同互补。

1）高预应力锚网索一次支护到位。掘进巷道后，为确保围岩的完整性，及时安装高预应力锚杆（锚索）。高预应力锚杆及时主动支护可降低围岩的应力梯度、差应力及集中系数，改善围岩受力状态，利于形成压力拱承载结构[19]。有效的锚固承载结构可以防止软泥夹层离层的进一步扩展。

2）U型钢可缩性支架防护巷道空间。将具有较高强度的拉杆安装于2个U型钢可缩性支架之间，能够提升支护体系的整体承载能力[20]。可缩式U型钢支架的支护刚度较为明显，在U型钢可缩支架的配合下，锚杆、锚索支护能克服刚度不足的缺陷，实现主动支护。同时，在锚网喷支护作用下，有效地缓解了围岩对U型钢支架的挤压作用。通过围岩、U型钢支架之间的相互协调，形成具有较强承载能力的整体。

3）混凝土喷层防止围岩风化和遇水软化。采用混凝土喷层，封闭巷道表面，避免巷道围岩与空气、水的接触，防止含软泥围岩的风化和和遇水的软化，充分发挥“双层承载拱”结构的承载能力，实现含软泥巷道围岩的长期稳定。

4 现场实践

4.1“锚-架-喷”支护技术参数

根据前述“双层承载拱”加固机理以及“锚-架-喷”协同控制技术，对该矿15102回风巷控制技术进行优化。总体思路为：将巷道断面由矩形改为拱形，大幅提高锚杆索的初始预紧力，缩减顶板锚杆索排距，增加支护强度。同时，为了使帮部锚杆托盘后陷，预紧力不强等问题能有效解决，选用W钢护板作为组合构件。在锚杆支护的基础上架设29U型钢可缩性支架，最后对围岩进行混凝土喷层封闭。巷道支护断面图如图10。

图10 巷道支护断面图Fig.10 Cross section of roadway support

1）锚杆支护参数。顶板锚杆采用MSGLW-400、直径准20 mm左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.4 m，排距1.2 m，锚杆间距1.2 m，预紧力矩300～500 N·m，树脂加长锚固。顶板锚索索体采用直径17.8 mm、长度为5 300 mm钢绞线，排距2.4 m，间距2.0 m，树脂加长锚固，初始预紧力不低于200 kN。巷帮锚杆采用MSGLW400、直径准20 mm左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.2 m，锚杆排距1.2 m，间距1.0 m。煤柱侧采用锚索加强支护，索体直径为17.8 mm，长度为4.3 m，每排打设两根，排距为1.2 m，间距2.2 m。

2）架棚支护参数。29U型钢可缩性支架，架棚距为1 000 mm，支架之间安设拉杆，拉杆长1 000 mm。

3）喷浆参数。采用强度C25的混凝土进行喷浆，喷浆厚度100 mm，所用水泥标号不低于425。

4.2 矿压监测

巷道掘进期间，在15102回风巷350 m处安装了2组位移测站，巷道掘进期间表面位移监测曲线如图11。从巷道掘进期间表面位移监测曲线可以看出：巷道位移在巷道掘进期间逐渐升高，大约在工作面后方40～50 m趋于平缓，巷道变形趋于稳定，巷道变形以两帮变形为主，顶底板变形较小，这与两帮较为软弱有关；总体来看，巷帮最大移近量92 mm，顶底最大移近量39 mm，与原方案相比巷道围岩变形量量降低90%以上。

图11 巷道表面位移监测曲线Fig.11 Monitoring curves of surface displacement

5 结语

1）受裂隙弱化及黏土类软泥充填的影响，含软泥夹层灰岩顶板巷道黏结强度降低、整体强度减小、自稳能力变差，加上巷道断面形状不合理，引起局部应力集中，巷道围岩无稳定的承载结构。

2）将矩形断面巷道优化为拱形断面，通过提高锚杆（索）的强度和刚度、施加高预紧力，在围岩体内部形成“深部承载拱”结构；同时在巷道中架设U型钢可缩性支架，在支架之间安设拉杆，充分发挥支架的整体效应，使其在巷道表面形成“浅部承载拱”结构；最后采用混凝土喷层，封闭巷道表面，防止围岩风化和和遇水软化，充分发挥“双层承载拱”结构的承载能力，实现巷道围岩的长期稳定。

3）现场实践表明，采用以“锚-架-喷”为基础的协同控制技术，巷道围岩变形量降低90%以上，显著提高了含软泥夹层灰岩顶板巷道的可靠性。