采空区影响下穿层巷道变形特征及支护技术研究

朱 磊，张 盛，贺 飞，王 峰，鲁义强，宁向可，陈 召，张旭龙

（1.河南理工大学能源科学与工程学院，河南焦作 454003；2.中铁工程装备集团有限公司，河南郑州 450016；3.新龙矿业有限责任公司，河南许昌 461670）

煤矿井下经常会遇到穿过多个不同岩层布置巷道的情况，当在采空区下布置掘进巷道时再遇到这种情况，将更不利于巷道的长期稳定[1]。由于巷道与采空区底板的垂直深度差异较大，巷道围岩岩性复杂多变，导致采空区下巷道受采动影响的程度不同，进而造成不同空间位置巷道围岩形成明显分区破坏特征。因此开展受采空区和多种岩性差异共同影响的巷道控制技术研究具有重要意义。

国内外学者对采空区下掘进巷道支护技术进行了大量的理论和实践研究，张百胜[2]研究表明采空区及煤柱下的岩体应力呈明显的非均匀分布特征，巷道应该布置在支承压力降低区位置；苏学贵等[3]、杨宗一等[4]、Xiao T 等[5]采用理论分析、数值模拟与工程应用的综合方法，研究了采空区下应力分布规律、巷道群的变形破坏机制及稳定性控制对策；蒋力帅等[6]、石占山等[7]通过工作面支承压力场演化特征的实例仿真分析，验证了采动应力场与采空区压实承栽耦合分析方法的可行性和正确性；白庆升等[8]、王猛等[9]、Yan H 等[10]基于采空区压实理论进行了FLAC3D反演分析，较精确地求得垮落带岩体的应力-应变关系，进而获得采空区及围岩对采动的真实响应；付玉凯等[11]、L Xinjie 等[12]采用理论计算的方法确定了巷道围岩4 个承载层的范围，并分析了锚杆（索）锚固系统失效的本质原因；余伟健等[13]、杨景贺等[14]、孙守义等[15]探讨了重复采动穿层巷道围岩变形破碎严重、锚固结构易失效等难题，提出了“支护弱结构部位加强支护”的不均匀加固技术；杨仁树[16]、张盛等[17]针对弱胶结层状岩层巷道在强烈采动影响下的非对称性变形失稳问题，提出基于破碎区修复、塑性区加固、弹性区承载的底板分区差异化支护技术。

目前，对于受形成于不同时期采空区及煤柱影响下的多个岩层中掘进巷道的研究相对较少。鉴于此，以梁北矿为研究背景，对2 个邻近且形成于不同时期的采空区下布置巷道围岩的破坏特征和稳定性进行研究，能够为类似条件巷道布置和围岩控制提供一定的指导和借鉴意义。

1 巷道地质条件与支护状况

1.1 巷道地质概况

梁北矿二1 煤层位于山西组底部，煤层厚度0.7～7.1 m，平均4.15 m，煤层结构简单，倾角9°～13°，平均埋深550 m。梁北矿东翼-550 m 水平开拓巷道位于11151 采空区下方，巷道布置在太原组上段岩层（L7～L9灰岩）内，顶板岩层主要为灰岩和泥岩，局部有粉砂岩和煤线；底板以灰岩和砂质泥岩为主。巷道顶底板岩性如图1。

图1 开拓巷道不同断面岩性素描图Fig.1 Sketch diagrams of lithology of different sections of roadway

开拓巷道位于二1 煤层之下，在11151 工作面和21101 工作面开采完成后进行掘进，11151 工作面、21101 工作面开采完成分别为10 年和0.5 年。两工作面采空区之间留设5 m 小煤柱，距离巷道最近35 m。巷道与工作面空间布置如图2。

图2 巷道与工作面空间布置图Fig.2 Layout diagrams of roadway and working face

1.2 巷道原支护情况与围岩结构

1.2.1 巷道原支护情况

2 条巷道原来均采用锚网喷+锚索支护，锚杆采用ϕ20 mm×2 600 mm 钢左旋无纵筋HRB350#螺纹钢，屈服强度为350 MPa，间排距700 mm×700 mm，托盘规格140 mm×140 mm×10 mm，初始预紧扭矩不低于200 N·m，锚固力不低于150 kN；拱顶沿中线均匀布置7 根ϕ19.6 mm×8 000 mm 锚索，锚索间排距1 400 mm×1 400 mm，张拉力不低于200 kN；锚索托盘规格300 mm×300 mm×20 mm；钢筋梯子梁沿巷道顶板横向布置；全断面挂ϕ6 mm 钢筋网，规格840 mm×1 540 mm；喷C15 混凝土，喷厚100 mm。原方案支护设计如图3，该方案应用后，2 条开拓巷道掘进3 个月后，总变形量均超过原断面的20%，局部巷道段锚杆锚索发生破断，轨道大巷破坏情况更加严重，巷道仍持续产生变形，难以稳定。

图3 原巷道支护方案Fig.3 Original roadway support scheme

1.2.2 巷道围岩内部岩层结构探测

采用钻孔窥视法对巷道破坏严重处岩体内部进行探测，运输巷围岩裂隙探测结果如图4，轨道巷围岩裂隙探测结果如图5。

图4 运输巷围岩裂隙探测结果Fig.4 Results of crack detection in the surrounding rock of the haulage roadway

图5 轨道巷围岩裂隙探测结果Fig.5 Results of crack detection in the surrounding rock of the track roadway

运输巷顶板、左帮、右帮的松动圈范围分别为2.3、2.2、3.1 m；轨道巷顶板、左帮、右帮的松动圈范围分别为2.7、2.0、3.4 m。结合巷道围岩表面变形监测情况可以得出主要破坏形式为非对称性破坏，其表现形式为顶板破碎、肩角处开裂和帮部臌出。巷道非对称变形形式如图6。

图6 巷道非对称变形形式Fig.6 Asymmetric deformation form of roadway

2 采空区垮落矸石承载特性及数值模拟参数

采空区内垮落矸石在上覆岩层的沉降作用下，由充满孔隙的松散状态逐渐被压实，随着时间的推移，最终形成具有一定支撑力的岩石承载体。采空区岩石承载体的力学特性体现出的应力恢复和分布规律，对采动应力和支承压力分布有着显著影响。SALMON 基于岩石力学基本理论，得出了采空区垮落矸石加载过程的应力应变曲线，为数值计算采空区模型的建立提供了依据[8]。

2.1 采空区垮落矸石承载特性

采空区内垮落岩体存在压实演变过程，SALMON[9]提出的破碎岩体压缩过程的应力-应变关系如式（1）：

式中：σ 为采空区岩体应力；E0为岩体初始正切模量；ε 为采空区岩体应变；εm为采空区岩体最大应变；σc为岩石最大抗压强度；b 为岩石碎胀系数。

式（4）反映了采空区垮落岩体渐进压实-支撑过程的力学特性。

2.2 采空区垮落矸石应力应变关系

采用FLAC3D进行模拟分析，选用内置双屈服模型分析垮落岩体压实过程中的力学特性[10]。将岩石力学试验所得到的岩石力学参数和现场相关实测数据代入式（1）～式（4），得到二1 煤层工作面采空区垮落带岩体碎胀后的最大应变εm为0.21，碎胀系数b为1.38，经过反演计算得到的SALMON 理论模型下采空区材料应力应变关系见表1。

表1 采空区模型材料应力应变关系表Table 1 Stress-strain relationship of the goaf model material

3 采空区下巷道围岩应力分布和变形数值模拟

基于时间效应的影响，模拟过程对2 个采空区采取不同的处理方式。11151 采空区用Double-Yield模型处理，采用双屈服模型能较真实地反应已稳定采空区垮落承载岩体的真实应力-应变情况。21101采空区为近期形成，采空区内垮落岩石还未完全稳定，因此选择摩尔库伦Null 模型进行处理。

3.1 巷道围岩应力分布和变形数值模拟

FLAC3D模型模拟时，岩层采用Mohr-Coulomb本构模型，11151 采空区采用双屈服模型（Double-Yield），21101 工作面推进后的采空区采用空模型（Null）模拟。模型范围长×宽=400 m×140 m，模型的2 个侧面为位移边界，底部为固定边界，限制水平位移和垂直位移，模型上覆岩层的重力，以每100 m增加2.5 MPa，上覆岩层按照均布荷载施加在模型的上部边界，计算模型示意图如图7。各岩层物理力学参数见表2。

图7 计算模型示意图Fig.7 The schematic diagram of the calculation model

表2 岩层物理力学参数Table 2 Physical and mechanical parameters of rock strata

3.2 采空区下底板破坏范围模拟分析

11151 工作面回采结束10 年后掘进-550 m 水平开拓巷道。模拟时首先考虑11151 工作面的回采，11151 工作面不同推进距离时采空区围岩应力和塑性区分布如图8。

图8 11151 工作面推进过程中底板模拟结果Fig.8 Simulation results of floor during advancing process of 11151 working face

由图8 看出：随着工作面的推进，采空区内部应力逐渐恢复，当工作面推进至100 m 时，采空区应力恢复开始显现；工作面推进至200 m 时，采空区中间位置应力恢复至原岩应力。采空区下底板逐渐恢复至原岩应力状态，说明当采空区恢复至原岩应力状态时，其上覆岩层的应力通过采空区内已垮落压实的矸石，传递至煤层底板；随着工作面的继续推进，采空区及其下部底板内原岩应力区域，沿着工作面推进方向逐渐扩大。

同时，由图8 看出：11151 工作面开采后围岩的塑性破坏带首先出现在采空区两侧，并随着工作面的推进，范围逐渐增大并向下部扩展延伸；中部破坏范围达到9.24 m，两侧达到12.4 m，最终底板塑性区形成“倒马鞍”状。

3.3 采空区下巷道及煤柱应力分布特征

对21101 工作面回采和巷道掘进进一步进行模拟，围岩及煤柱应力分布如图9。

图9 巷道围岩及煤柱应力分布情况Fig.9 Stress distribution of the surrounding rock of the roadway and coal pillar

由图9 可知：21101 工作面回采对已经稳定的11151 采空区产生扰动影响，受扰动后11151 采空区底板岩层应力升高至20～25 MPa，应力集中程度约为原岩应力的1.8 倍；21101 采空区影响范围覆盖了11151 采空区底板巷道位置，形成应力叠加效应，距离采空区边缘50 m 以后，由于采空区卸压作用，底板岩层承受垂直应力减弱。

煤柱下岩体垂直应力呈扩散状分布，距离煤柱越远，受其集中应力影响越小，煤柱集中应力达到65 MPa，扩散到巷道位置减小至25 MPa；因为煤柱位于巷道右上方，所以会导致煤柱集中应力以一定角度向巷道处传递，就会使巷道承受非对称的应力。由图9 巷道围岩应力放大图可见：巷道两帮围岩应力呈现非对称特征分布，右帮明显大于左帮，进而导致巷道产生非对称性形变。

采空区下底板巷道围岩应力分布曲线如图10。由图10 可知：采空区距煤柱200 m 中部位置会恢复至原岩应力水平；从运输巷到煤柱位置，垂直应力持续升高，21101 采空区的扰动影响有50～80 m 的范围比较剧烈，越靠近煤柱围岩应力值越高，巷道的稳定性越难控制。

图10 采空区下底板巷道围岩应力分布曲线Fig.10 Stress distribution curve of surrounding rock of lower floor roadway under goaf

3.4 采空区下穿层巷道塑性区分布特征

巷道处于采空区下不同位置时围岩塑性区分布图如图11。

图11 采空区下不同层位巷道围岩塑性区分布Fig.11 Distribution of plastic zone of roadway surrounding rock in different layers under goaf

由图11 可以看出：采空区下10～15 m 层位巷道塑性区破坏范围大，轨道巷顶板和两帮塑性区范围分别达到6 m 和5 m，运输巷塑性破坏范围较小；采空区下15～20 m 层位巷道塑性破坏范围小，轨道巷肩角处塑性破坏范围达到7 m，并且整体表现出明显非对称性分布特征。总之，距离上覆采空区和邻近工作面越近，巷道围岩变形破坏越严重。

4 巷道围岩的控制对策

4.1 多层次耦合承载结构支护原理

针对受采动应力影响穿层巷道开挖时大变形或持续变形难控制的特点，通过多种支护体之间、支护体与围岩之间在时间和空间上的相互协同来构建内外承载结构，最大程度控制围岩变形，充分发挥围岩自承能力，对于围岩软弱破碎、地质条件复杂的巷道有着显著效果[18-20]。巷道支护原理如图12。

图12 多层次耦合承载结构的支护原理示意图Fig.12 Schematic diagram of support principle of multi-level coupling bearing structure

锚杆（索）注支护技术在控制巷道围岩时，能将破碎区、塑性区和弹性区联系起来，提高围岩整体承载能力[21-22]。长短锚索采用组合支护的形式，可在一定程度上将长锚索和短锚索有机结合起来，阻止塑性区范围不断发育；注浆作为1 种有效增强软弱结构面强度的手段，能弱化围岩非均匀变形，保证围岩的长期稳定。在此基础上结合多层次耦合承载结构支护原理，在现场应用了“高强锚网索+浅深部围岩分次注浆加喷浆”多层次耦合控制技术。

4.2 巷道支护参数

给出了巷道在单一软岩层巷道掘进和穿多岩层巷道掘进2 种典型情况巷道支护参数，考虑巷道受工作面采动和煤柱应力集中的影响，对不同区域巷道进行支护方案差异化设计。支护强调在“一次主动高强支护”快速提升巷道浅部围岩承载能力的基础上进行“二次补强支护”。对于穿单一软岩层巷道，采用“长短锚索+浅深部注浆+复喷”支护技术；对于穿多岩层巷道，采用“补强锚索+浅深部注浆+复喷”支护技术，进而对巷道整体控制。

4.2.1 一次主动高强支护

一次主动高强支护采用“高强锚杆（索）+钢筋网+喷混凝土”，巷道一次支护断面图如图13。

图13 巷道一次支护断面图Fig.13 Sectional view of the primary support of the roadway

一次主动高强支护具体参数如下：

1）高强锚杆。锚杆均采用型号BHRB 500 左旋无纵筋螺纹钢高强锚杆，屈服强度为500 MPa，锚杆直径ϕ22 mm，长度L2 600 mm，间排距700 mm×700 mm；预紧力矩不低300 N·m，锚固力不低于150 kN。

2）锚索。直径ϕ22 mm，长度L8 000 mm，间排距1 400 mm×1 400 mm；一次张紧拉力不低于150 kN，注浆后，二次预紧拉力不低于250 kN。

3）梯子梁采用ϕ12 mm 圆钢制作（80 mm 宽）。

4）金属网。100 mm×100 mm，钢筋直径6 mm，全断面挂网。

4.2.2 二次浅深部注浆喷支护

二次浅深部注浆喷支护采用“锚索+注浆锚杆（索）+复喷”，穿单一软岩层巷道二次支护断面设计图如图14。穿多岩层巷道二次支护断面设计图如图15。

图14 穿单一软岩层巷道二次支护断面设计图Fig.14 Secondary support parameters of roadway through a single rock layer

图15 穿多岩层巷道二次支护断面设计图Fig.15 Secondary support parameters of roadway through multiple rock layers

二次浅深部注浆喷支护具体参数如下：

1）锚索。顶板长锚索和短锚索间隔打设，间排距1 400 mm×1 400 mm，短锚索：直径ϕ22 mm，长度L4 500 mm；长锚索：ϕ22 mm，长度L7 000 mm 和长度L8 000 mm2 种，一次张紧拉力不低于200 kN。

2）注浆锚索。注浆锚索直径ϕ22 mm，长度L7 000 mm 和长度L8 000 mm 2 种，间排距为1 400 mm×1 400 mm，一次张紧拉力不低于150 kN，注浆后，二次预紧拉力不低于250 kN。

3）注浆锚杆。注浆锚杆直径ϕ25 mm，长度L2 600 mm，间排距为700 mm×700 mm。初始预紧力不小于300 N·m，注浆后，锚固力不低于250 kN。

4）复喷。与初次支护参数相同。

5）支护构件参数。托盘：高强锚杆和注浆锚杆使用150 mm×150 mm×8 mm 蝶型托盘，锚索和注浆锚索使用300 mm×300 mm×18 mm 蝶形托盘；梯子梁：ϕ12 mm 圆钢、80 mm 宽；钢筋网格规格：100 mm×100 mm，钢筋直径6 mm。

6）注浆液。使用ACZ-I 型水泥注浆添加剂，水泥采用标号P.O42.5 普通硅酸盐水泥，注浆锚杆注浆压力采用低压2 MPa，不超过3 MPa。注浆锚索的注浆压力采用高压5～7 MPa，不超过8 MPa。

5 现场应用效果

在梁北矿-550 m水平开拓巷道开展相应的现场应用，在巷道不同区段设置了巷道表面位移和顶板离层测站，并采用钻孔窥视的方法探测了围岩的完整情况。巷道围岩注浆效果如图16，巷道变形位移监测曲线如图17。

图16 巷道围岩注浆效果图Fig.16 Grouting effect diagrams of surrounding rock of roadway

图17 巷道变形位移监测曲线Fig.17 Monitoring curves of roadway deformation and displacement

由图16 可以看出：注浆后，围岩裂隙被灰白色浆液充填，并且浆液充填率可达到90%以上，说明浆液具有良好的流动性和扩散性。现场测试试验表明，破碎岩层的锚杆和锚索的拉拔力分别可达到150 kN 和180 kN，比原支护方案分别提高了70%和80%，锚固情况得到改善，围岩完整性和承载能力得到提高。

由图17 可以看出：巷道断面变形位移量在掘进和支护后40 d 左右趋于稳定，其中左帮在最大变形量为183 mm，右帮最大变形量为105 mm，顶底板移进量不超过60 mm；深部离层最大值为4 mm，浅部离层最大值为6 mm，深部离层量小于浅部离层量，说明顶板深部整体性较好，仅浅部存在少量裂隙。

与原支护方案相比，巷道围岩顶板下沉量减小78.2%，两帮移进量减小75%。同时，巷道顶底板和两帮变形基本趋于稳定，说明巷道支护体系对围岩起到了合理有效的控制作用，支护效果良好。

6 结 语

1）采空区应力恢复发生在工作面推进200 m 后由中部向四周恢复原岩应力，工作面超前和两侧会形成应力集中；对应的采空区底板塑性区中部破坏范围为9.24 m，两侧为12.4 m，呈“倒马鞍”状分布。

2）巷道围岩主要受邻近采空区垮落岩层并逐步压实扰动过程产生的应力和煤柱应力集中产生的叠加应力的影响，使得巷道围岩两帮应力非对称分布；靠近煤柱侧巷道围岩形成明显应力集中区，该区域内巷道围岩塑性区发育、破坏变形量大。

3）巷道穿软硬交互多种岩层时，不同部位围岩岩性差异大，软硬岩交界面以剪切变形破坏为主，塑性破坏区域主要分布在强度较低的软岩处，极易造成巷道变形破坏的非对称性及支护构件与围岩的不耦合性，影响巷道整体稳定性。

4）基于“多层次耦合承载结构支护原理”，结合巷道的非对称变形特征提出“高强锚网索+浅深部围岩分次注浆+喷浆”多层次耦合协同控制技术。工程应用后表明，支护优化后巷道稳定性明显改善，顶板下沉量减少78.2%，两帮移进量减少75%，有效保证了采空区影响下穿层巷道的稳定。