复杂应力下巷道底鼓控制关键技术研究

王 祥，谭维佳

(1.川藏铁路有限公司，四川 成都 610094； 2.长安大学 地质工程与测绘学院，陕西 西安 710054)

随着我国煤炭开采深度不断增加，深部地应力也越来越大，导致工作面开采环境恶化，受力复杂出现围岩难以维护的现象。尤其是巷道围岩为泥岩等软岩时，更容易出现大变形破坏现象[1-3]。在软岩巷道围岩变形破坏中，底鼓破坏占据了很大的比例[4]，底鼓现象影响因素众多，机理较为复杂，治理难度较大，巷道底鼓占顶底板移近量的一半以上[5]。巷道底鼓严重影响着巷道运输能力及工作面安全开采，成为迫在眉睫的问题[6]。

王炯[7]针对巷道围岩进行研究，得到巷道底角软岩在两帮应力传递下易产生剪切变形，提出了底板隔水、加固的治理原则；何满潮[8-10]采用了底脚锚杆控制底鼓，取得了良好的应用效果；陆士良[11]采用相似模拟实验研究了巷道底鼓的机理，将底鼓分为挠曲褶皱型、剪切错动型、挤压流动型、遇水膨胀型；常聚才[12-13]针对深部软岩巷道围岩变形进行了研究，采用了超挖锚注回填技术治理底鼓现象；李树清[14]研究了巷道围岩塑性区分布，提出采用全断面注浆、帮脚锚杆治理底鼓；张农[15]对巷道围岩受力的非对称性、不均匀性进行了研究，提出了以主动支护治理底鼓技术。以往针对巷道围岩控制方面多集中于巷道破坏特征及支护手段研究，而对受力状态的分布研究较少，因此需对巷道受力状态进一步深入分析。

本文针对复杂应力下巷道对巷道围岩应力分布进行了研究，揭示了非对称受力下巷道底鼓变形特征，提出了采用卸压+充填相结合的技术方案，通过现场应用，巷道底鼓现象得到了有效控制。

1 工程概况

回坡底煤矿位于山西省洪洞县，目前正在开采11号煤11-102综采工作面，平均煤层厚度为3.35 m，11号煤与上部10号煤层间距为7 m，直接顶为厚3.5 m的泥岩，基本顶为厚2.5 m的粉砂岩，直接底为厚0.6 m的泥岩，基本底为厚2.5 m的铝质泥岩，巷道沿煤层底板掘进，用锚网梁、锚索联合支护形式，尺寸为4.6 m×3.3 m。

目前，11-1021工作面运输巷上方的10-102工作面已全部回采结束，11-1021巷属于内错式10 m布置，具体位置如图1所示。巷道处于采空区的下方，处于卸压区状态，从理论上而言，11-1021巷道的顶底板或者两帮，应更容易维护，但根据目前现场的实际情况，11-1021工作面运输巷顶板破碎较为严重，两帮也存在一定的移近量，同时，在巷道的某些局部位置，存在着较为严重的底鼓现象，现场围岩破坏情况如图2所示。巷道顶底板均为泥岩亲水岩层，泥岩的物理力学性质较差，更容易发生大变形情况。早在11-1021巷的掘进期间，巷道就发生过较为严重的底鼓现象，该矿就曾采用卧底法进行底鼓治理，而目前11-102工作面已进入正常生产阶段，11-1021巷内已布置胶带输送机，但该巷底板仍以一定速度发生底鼓现象，该矿仍采用卧底法进行底鼓治理，不仅消耗大量人力，且卧底法治标不治本，需要频繁卧底，严重影响矿井的正常生产。因此研究11-1021工作面运输巷的围岩稳定性以及底鼓机理，对保证矿井正常生产具有重要意义。

图2 1021巷现场围岩破坏情况

2 巷道围岩受力非对称性研究

2.1 基于滑移场理论的巷道围岩稳定性分析

11-1021巷道存在上部10号煤10-102工作面孤岛遗留煤柱，采用经典的滑移线场理论分析煤柱受力，建模如图3所示。遗留煤柱承受的支承压力向底板岩层传递，使底板产生一定的破坏范围，在水平方向上可以分为3个区域：主动应力区、过渡应力区、被动应力区。由于煤柱传递应力随着水平距离的增大不断减弱，因此应力大小1区域>2区域>3区域。11-1021巷道距离孤岛煤柱越远，围岩稳定性越好，根据滑移线场理论[10]，可知滑移线场下方的底板破坏深度公式(1)为：

图3 孤岛煤柱引起的底板滑移线场

(1)

式中，φ为底板岩层内摩擦角。

根据11-1021巷道所处具体地质条件各项物理参数，由式(1)可计算得到底板破坏最大深度为14.4 m，大于10号煤与11号煤的层间距7 m，因此，巷道处于上层煤开采的底板破坏深度之内，且大范围处于2区域中，巷道围岩稳定性差，过渡应力区中滑移线切线方向与速度方向存在一个φ的角度，如图4所示。巷道产生非对称底鼓现象，远离煤柱的一侧位移速度更快。

图4 11-1021巷底板速度场

2.2 巷道围岩稳定性现场监测

(1)围岩变形量监测。此次监测在1021巷道中布置2排各4个钻孔，1号、2号、3号、4号钻孔设置于煤柱侧底板，5号、6号、7号、8号钻孔设置于巷道中线处，钻孔间距2 m，深2 m，直径为32 mm。在钻孔深0.4、1.1、1.8 m处放置3个监测装置，进而研究巷道底板围岩水平方向变形。采用便携式应力应变仪收集现场测点数据，处理可以得到如下规律：①钻孔变形。开挖钻孔后，钻孔周围围岩卸荷，挤压力导致钻孔断面缩小，随时间增加，钻孔累计变形量增加。②近煤柱侧和近巷道中线侧钻孔数据。靠近煤柱侧巷道围岩水平变形量普遍大于靠近巷道中心侧的钻孔，最大是其的1.5倍。这是由于巷道受上部煤柱影响，近煤柱侧产生应力集中。

(2)底板围岩钻孔窥视结果。根据钻孔监测数据可知，由于上部采空区遗留煤柱的影响，近巷道中心侧钻孔变形量小于煤柱侧。为进一步探查清楚巷道底板围岩的实际情况，对巷道底板围岩进行钻孔窥视，如图5所示。

图5 1021巷道底板围岩窥视

由图5可知，近煤柱侧巷道底板围岩完整性较差，近胶带侧巷道底板围岩完整性较好，与钻孔监测数据一致，表明靠近煤柱侧巷道围岩变形量普遍大于靠近巷道中心侧。

由上述现场实测数据分析可知，由于上部采空区存在遗留煤柱，应力传递到底板岩层，使得下部1021巷道靠近煤柱侧围岩水平应力较大，底鼓呈现非对称现象。

2.3 巷道围岩稳定性数值模拟计算

采用FLAC3D建立了工作面的地层模型，模型尺寸(长×宽×高)为280 m×200 m×133 m。针对工作面开挖过程中下部巷道围岩受力及变形情况进行检测。分别对底板不同位置及深度的垂直、水平方向位移量进行监测分析。

由图6(a)可知，1021巷道底鼓量从煤柱侧至胶带侧近似线性增长，巷道底鼓量在近胶带侧变形量最大，约为煤柱侧的1.5倍，呈现出非对称底鼓现象，和滑移线场理论分析结果较为一致。随着深度增大，底鼓量随之减小，说明巷道底板稳定性主要受浅部围岩影响较大。

由图6(b)可知，1021巷道水平变形量从煤柱侧至胶带侧近似线性增长，近煤柱侧水平变形量最大，约是胶带侧的1.2倍，结果与第二节现场实测一致。由数值模拟结果可知，巷道表面围岩变形量在不同位置差别较大，而在巷道较深部的围岩变形量差别较小，可知巷道的非对称变形主要表现在巷道浅部围岩中。

图6 巷道底板不同位置变形量

由以上现场实测和数值模拟结果可知，巷道底板围岩水平变形量近胶带侧小，近煤柱侧大，但是垂直变形量近胶带侧大，近煤柱侧小。这是由于总变形量一致时，水平方向变形量较大时，则垂直方向变形量较小。巷道围岩的总变形量如图7所示，箭头方向代表总位移量方向，大小代表总位移量大小，可知巷道底板表面箭头大小相近，而箭头方向不同，越靠近煤柱侧，箭头方向与水平夹角越小，因此水平位移越大，垂直位移越小。

图7 巷道围岩位移矢量

3 底鼓治理技术研究

3.1 底鼓治理技术方案

1021巷道底鼓受到残留煤柱影响，巷道两帮围岩中的应力大小差异较大。基于1021巷道底板变形特征，制定如下初步方案：靠近煤柱侧由于应力传递影响受力较大，采用卸压法改善应力环境，近胶带侧采用加固法控制围岩变形，如图8所示。

图8 1021巷底鼓控制初步方案

3.2 卸压法参数设计

回坡底煤矿1021巷道靠近煤柱侧帮部围岩受到应力较大且完整性较差，若将卸压孔布置在围岩完整性较差的帮部位置，则钻孔稳定性会受到较大影响，不能完全发挥卸压的作用。因此，将卸压孔布置于底板近煤柱侧。根据相似工程经验，卸压孔长度取值应大于巷道宽度的一半，取2.5 m，孔径100 mm，间距500 mm。

3.3 加固法参数设计

对于钻孔充填加固深度的确定，理论上该深度应达到塑性区最大半径，根据煤柱半平面无限体理论可知，11-1021巷处于双向不等压的应力环境中，即存在一定的侧压系数，根据现行弹性力学可知，在双向不等压环境中，某点的应力状态应满足式(2)：

(2)

在摩尔—库仑假设条件下，由极限状态下的摩尔—库伦圆，塑性条件为式(3)：

(3)

结合式(2)、式(3)可得双向不等压塑性区边界隐性方程，即式(4)：

f(r，θ)=

(4)

根据弹性半平面无限理论可以计算得11-1021巷最大主应力、最小主应力。根据现场实际参数，在式(2)中，P=11.19 MPa，k=σ1/σ3=1.9，对于巷道半径R0的取值，可近似取11-1021巷外接圆半径，因此R0=2.8 m；对于θ角取值，由于最大主应力偏转角度为20°，因此，在计算远离煤柱一侧底板塑性区最大深度时取15°，即θ=15°；岩层内摩擦角系数取值为11号煤顶底板岩层平均值，因此φ=30°；岩层黏聚力同样也取为11号煤顶底板岩层平均值4 MPa。

将上述各参数取值代入(4)式可计算得到远离煤柱一侧底板的塑性半径r=5.23 m，该深度减去在1/2的巷道高度，得到底板钻孔充填加固深度，即2.98 m，理论上可取充填加固深度为3 m。

加固孔参数：①加固孔直径。基于加强底板物理力学强度的考虑，加固孔越大，加固效果越好。根据回坡底煤矿机械设备情况，确定加固孔直径75 mm。②加固孔深度。根据上述理论分析得到加固孔深度为3 m，保留0.5 m富余空间，将加固孔垂直深度定为3.5 m。③加固孔排距。由理论分析可知加固效果随排距减小而增大，考虑成本效应，将加固孔排距与锚杆支护排距保持一致，设为1 m。因此，巷道底板加固孔与卸压孔布置方案如图9所示。

图9 卸压孔和充填加固孔布设方案

4 现场应用

4.1 巷道支护及加固方案

1021巷道顶锚索采用φ18.9 mm、长5.5 m的预应力锚索，间排距为2 400 mm×1 600 mm；顶锚杆采用长2 m、直径φ20 mm的左旋螺纹钢锚杆，间排距为800mm×900mm，帮锚杆采用同型号的锚杆，间排距为900 mm×900 mm，金属网尺寸为φ10 mm×3 050 mm×950 mm。由上文分析可知，1021巷道底板采用卸压加固孔结合方案。由于现场巷道加固孔受胶带影响原位置无法施工，现将加固孔改为巷道中线处，角度为45°方向朝着胶带侧，由于垂直深度3.5 m，45°角孔深度为5 m。

4.2 应用效果分析

为验证此技术方案能否取得良好的底鼓防治效果，在井下1021巷道部分区域进行实践研究，观测比较防治段与未防治段的底鼓量。结果如图10所示。防治段底板变形量与未防治段相比大幅减小，并在20 d后变形趋于稳定，而未防治段底板变形量还在继续增大。

图10 底鼓防治效果对比

5 结论

(1)通过滑移线场理论分析得到，11-1021巷道处于底板破坏范围内，围岩稳定性及完整性较差，在水平应力的影响下巷道极易产生底鼓现象。根据滑移线场速度场关系，距离煤柱远的一侧位移速度更快，位移量更大，会产生非对称性底鼓现象。

(2)现场监测和数值模拟揭示了巷道底板围岩受力的非对称性，导致巷道底板围岩的非对称变形，其中，巷道底板两侧的垂直变形量相差1.5倍(靠胶带侧底板变形量大于煤柱侧底板)，巷道底板两侧的水平变形量相差1.2倍(靠煤柱侧底板变形量大于胶带侧底板)。

(3)根据巷道底板受力变形状态，采用卸压孔和加固孔相结合的技术方案，并确定了相关技术参数，现场应用分析认为，巷道防治段与未防治段相比底板变形量较小，底鼓得到了控制。