采动影响下弱胶结软岩巷道非对称变形特征与控制对策

范子儀，李永亮，孙 昊，陈小磊，黄海鹏

( 1. 北京科技大学 土木与资源工程学院，北京 100083；2. 中国矿业大学( 北京 ) 能源与矿业学院，北京 100083；3. 国家能源集团 宁夏煤业有限责任公司 梅花井煤矿，宁夏 银川 750409 )

近年来，煤炭资源开采重心逐渐向中西部转移。该地区工作面顶底板岩层多以弱胶结软岩为主，胶结程度差，遇水砂化泥化崩解显著。加之受“三高一扰动”影响，巷道围岩非对称变形问题突出。

我国学者针对上述问题做了大量研究工作：陈上元[1]等提出构造应力和采动应力改变了围岩应力场和方向，从而导致巷道非对称变形；王炯[2]等通过数值模拟提出高地应力，特别是水平构造应力的影响是巷道非对称变形的重要因素；丁国峰[3]基于下峪口煤矿地质条件采用现场调查、理论分析、数值模拟相结合的方法，得出巷道围岩弱结构体和支护承载结构的薄弱处剪胀变形强烈；袁越[4]等揭示了深部动压回采巷道的变形破坏机理；李季[5]等采用理论分析、数值模拟等方法得出主应力场方向变化造成了塑性区非对称分布；于洋[6]等揭示了软岩巷道变形破坏特征具有明显阶段性；乔卫国[7]等提出发生变形破坏的主要原因是巷道中含有强膨胀性和遇水软化强流变性矿物；纪洪广[8]等证实了弱胶结砂岩遇水后主要导致胶结物质破坏，发生破断的位置为矿物颗粒之间的接触界面或颗粒与胶结物质之间的界面；LI Q[9]等在软岩巷道支护的基础上，通过实验室试验量化了锚杆在软岩巷道支护中发挥的作用；蔡金龙[10]等提出高强度高预紧力“倒梯形”锚网索梁支护结构+直墙切拱形巷道断面+全断面喷浆耦合支护；黄庆享[11]等结合“自稳平衡圈理论”提出了全断面采用“锚杆锚索+钢筋梯子+金属网”喷浆支护；QIN D D[12]等运用数值模拟软件结合理论分析提出了多层次支护技术；刘二层[13]根据连续梁支护原理，采用大锚杆配合纵横向钢带交错联合支护方式；康红普[14]等针对大断面软岩巷道，提出了高预应力、长度较短的强力锚索全断面垂直岩面布置支护方式；黄鑫[15]等利用 ANSYS 有限元分析软件分析了软岩巷道中U型钢受力情况，并以此提出围岩加固措施；李永亮[16]系统研究了弱黏结顶板失稳机理，提出长锚索为主导、长锚杆和短锚索多层次顶板控制技术；孟庆彬[17-19]等在极软弱地层中采用优化巷道断面形状和双层锚固平衡拱结构解决巷道围岩稳定控制问题；刘泉声[20]等针对破碎软弱围岩，提出分步联合支护的设计理念。

上述研究虽然取得了丰硕的成果，但是主要侧重于煤柱垂直应力分布特征，针对煤柱留设尺寸造成巷道非对称变形方面的研究较少。本文基于煤柱尺寸效应，通过数值模拟研究采动巷道围岩塑性区分布形态及应力分布特征，探究弱胶结软岩巷道非对称变形的影响因素。同时，为满足巷道非对称变形破坏与局部变形量大的控制需求，提出以“提升支护层次、优化大变形区域支护”为核心的差异化支护方案。

1 工程背景

1.1 工程概况

宁夏梅花井煤矿232201工作面主采煤层为2煤，工作面长度320 m，巷道走向长度1 500 m，埋藏深度约为650 m，平均厚度5.56 m，为近水平煤层，煤层赋存稳定，结构简单。工作面基本顶为富水性较强的粗砂岩，平均厚度为7.69 m；直接顶为薄层状、钙泥质胶结的粉砂岩，平均厚度为4.12 m；直接底为钙质胶结、半坚硬粉砂岩，平均厚度为5.42 m；基本底为5.03 m的粉砂岩，地质柱状图如图1所示。

图1 232201工作面地质柱状Fig. 1 Geological histogram of 232201 working face

梅花井煤矿目前主要采用30 m左右的煤柱护巷，辅助运输巷非均匀变形显著，底臌量大，严重影响工作面安全生产。232201工作面辅助运输巷开切眼位于23采区一煤组胶带运输巷内，北边以DF1正断层为界，南边为232204工作面，东边为实体煤，西边以设计终采线为界；工作面巷道布置如图2( a )所示。232201工作面辅助运输巷断面设计为直墙半圆拱形，掘进宽度5 400 mm，掘进高度4 000 mm。巷道拱部与帮部均使用φ20 mm×2 500 mm的螺纹钢锚杆，拱部和帮部锚杆均呈矩形布置，间排距分别为800 mm×800 mm，600 mm×800 mm。每根锚杆使用2节MSCK2370树脂药卷锚固，巷道拱部增设φ21.6 mm×7 300 mm钢绞线，排距1 800 mm，每排锚索压铺1条钢带，间距1 400 mm。巷道拱部铺设金属网、塑料网，帮部铺菱形网。巷道全断面喷射砂浆对锚、网、索支护进行封闭，喷射厚度50 mm，喷射砂浆强度M7.5。工作面原支护方案如图2( b )所示。

图2 工作面巷道布置和辅助运输巷原支护方案Fig. 2 Roadway layout of working face and original support scheme of auxiliary transport roadway

1.2 巷道变形破坏特征

工作面回采期间，出现非对称下沉、煤柱帮大变形和巷道底臌等问题，巷道变形破坏特征如图3所示。

图3 巷道变形破坏特征Fig. 3 Deformation and failure characteristics of roadway

通过现场调研和位移监测得出其典型破坏特征为

( 1 ) 巷道围岩整体变形量大，具有显著的区域性差异。巷道服务期间，受工作面采动影响，巷道整体变形量大，巷道围岩变形破坏具有显著的非对称性，煤柱侧巷道变形量明显大于实体煤侧，煤柱侧顶底板移近量约为1 700 mm，帮部累计变形量达到850 mm；实体煤侧顶底板移近量约为1 400 mm，帮部累计变形量达400 mm。实体煤侧肩角、煤柱侧巷帮及底板为大变形集中区域。

( 2 ) 顶板非对称挤压变形，巷道底臌量大。巷道顶板受采动影响，造成煤柱侧与实体煤侧非对称下沉破坏，实体煤侧顶板累计变形量通常超过煤柱侧800 mm左右。底板岩层具有显著的层状结构，巷道开挖后底板表层裸露，为应力释放和变形提供自由面，使巷道底板变形更为显著，煤柱侧底板累计变形量约为1 300 mm，实体煤侧约为300 mm，最大底臌量基本出现在近煤柱侧，实体煤侧相对变形量较小。

( 3 ) 围岩强度弱化，支护构件失效。23采区工作面上覆含水层通过裂隙与巷道导通，顶底板处于富水环境，围岩强度弱化严重。局部巷道围岩产生大变形，造成部分支护构件失效。

2 软岩巷道非均匀变形破坏机理

2.1 数值模拟

结合232201工作面实际地质情况及巷道布置方式，采用FLAC3D数值模拟软件建立数值模型，依据实际情况及理论分析结果，建立12种煤柱尺寸模型，两侧边界限制水平位移，底部边界限制垂直位移，上部为应力边界，侧压系数1.2，岩层选用摩尔库仑模型，围岩基本力学参数见表1。

表1 数值模型中岩体力学参数Table 1 Mechanical parameters of rock mass in numerical model

数值模拟共包含3个步骤，即地应力平衡模拟、巷道开挖模拟、工作面回采模拟。

笔者通过对模拟结果进行分析，研究采动影响下辅助运输巷围岩塑性区分布形态及应力分布特征。

2.2 塑性区分布形态

巷道围岩塑性区分布表征围岩发生不可恢复的变形破坏，其区域是衡量巷道围岩稳定性的重要指标，同时影响着工作面巷道布置及巷道支护方式的设计，不同煤柱尺寸塑性区分布形态如图4所示。

图4 不同煤柱尺寸巷道围岩塑性区分布Fig. 4 Distribution of plastic zone in surrounding rock of roadway with different pillar sizes

煤柱尺寸较小时，煤柱承载能力较弱，受工作面采动影响，煤柱内部结构破坏，塑性区贯穿整个煤柱，煤柱沿煤层层面方向完全破坏，煤柱内部不存在弹性区，强度急剧降低。煤柱尺寸15 m时，塑性区为1/2煤柱宽度，存在一定范围弹性核，随着煤柱尺寸增大，弹性核范围进一步扩大，仅巷道顶板塑性区与煤柱塑性区相连通；煤柱尺寸增大至25 m时，煤柱内部贯通塑性区完全分离，塑性区只在煤柱边缘附近，巷道围岩破坏范围呈现明显非对称性，顶板实体煤侧破坏深度大于采空区侧，最大破坏深度达到3 m，底板破坏深度4 m，且煤柱侧大于实体煤侧；煤柱尺寸继续增大，巷道围岩塑性区范围减小且不对称程度逐渐降低；煤柱尺寸40 m时巷道围岩塑性区非对称程度明显降低，煤柱尺寸继续增大，塑性区范围基本不变且呈明显对称分布，说明此时巷道围岩基本不受工作面采动影响。

2.3 应力分布特征

随着工作面推进，采空区顶板垮落，辅助运输巷受采动影响致使围岩应力重新分布，达到新平衡。

图5为不同煤柱尺寸巷道两侧垂直应力分布。煤柱尺寸为5，8 m时，煤柱侧垂直应力峰值分别为29.06，46.45 MPa，煤柱尺寸增大，垂直应力逐渐增大，应力分布呈现单峰值状态且峰值点位于煤柱中心位置。煤柱尺寸达到15 m时，随着煤柱尺寸继续增大，应力分布由单峰值向双峰值呈“马鞍形”分布。煤柱尺寸达到40 m后，辅助运输巷两侧应力峰值降幅明显减小，煤柱侧稳定在34 MPa，实体煤侧稳定在20 MPa，应力峰值点分别位于距采空区5～6 m处、距辅助运输巷实体煤帮4 m处，巷道围岩受采动影响程度基本不变。

图5 不同煤柱尺寸巷道两侧垂直应力分布Fig. 5 Vertical stress distribution on both sides of roadway with different pillar sizes

煤层开采后顶板破断，覆岩结构发生改变，造成岩层主应力矢量方向产生偏转，围岩主应力差非对称分布。图6为巷道围岩主应力差分布。图中的虚线为巷道围岩垂直应力峰值连线，与水平方向夹角为主应力偏转角。σ3和σ1分别为最大主应力和最小主应力。

图6 不同煤柱尺寸巷道围岩主应力差分布Fig. 6 Distribution of principal stress difference in roadway surrounding rock

煤柱尺寸5 m时，采空区顶板垮落，煤柱整体破坏，主应力矢量方向大幅偏转，主应力差峰值集中在巷道顶板及实体煤侧巷肩处；煤柱尺寸8～15 m时，煤柱破坏程度降低，承载能力提高，主应力偏转角减小，主应力差峰值区域集中分布于煤柱内部与实体煤侧肩部；煤柱尺寸增大至20 m时，主应力差峰值区域向煤柱侧底脚及实体煤侧肩部转移，应力差峰值范围明显减小，与巷道围岩塑性区非对称分布相对应；随着煤柱尺寸的增大，主应力偏转角及主应力差峰值减小，峰值区域向巷道顶底板中心位置转移，非对称分布程度降低；煤柱尺寸增大至40 m时，峰值区域进一步缩小且向巷道顶底板中心位置移动；煤柱尺寸增大至60 m后，主应力差峰值区域沿巷道顶底板中心线对称分布且范围基本不变，应力偏转角几乎为0，说明此时巷道基本不受工作面采动影响。

由以上分析可知，煤柱留设尺寸是影响巷道围岩塑性区分布形态和应力分布特征的重要因素。煤柱留设尺寸40 m时，巷道围岩塑性区基本呈对称分布，两侧应力峰值下降，主应力差峰值区域分布于顶底板，巷道基本不受采动影响。结合数值模拟和工程实际，认为煤柱最佳留设尺寸为40 m。

3 巷道支护优化方案

3.1 围岩控制思路

根据巷道围岩受力情况，结合巷道变形破坏特征现场监测结果，针对巷道受力薄弱位置、大变形区域进行重点控制，优化区域应力，增强煤柱承载能力，完善巷道围岩支护系统，提升围岩整体稳定性。主要体现在以下几个方面：

( 1 ) 保证煤柱自身承载能力，减小煤柱失稳破坏。增大煤柱尺寸，提升煤柱承载能力；采用差异化支护技术，巷道断面支护构件非对称布置，加强煤柱帮控制，减小主应力偏转，保证煤柱整体性，为顶板提供有效支撑，抑制底板松软煤体向巷道内挤压流动，调控围岩非对称变形。

( 2 ) 提升支护构件性能及支护系统层次性，提高围岩承载系统整体强度。选用高性能长短锚索、锚杆对巷道断面进行多层次支护，增加破碎岩块间摩擦力，提高层间抗滑移性能。长短锚索支护应力场叠加，在巷道围岩塑性区内形成连续承载拱结构，使结构范围内岩体强度提高，充分发挥巷道围岩承载能力。

3.2 支护应力场数值模拟

锚杆锚索通过对围岩施加主动作用力，在围岩内部形成压应力区，增加滑移面阻力，使层状岩体处于压紧状态，压应力区相互叠加形成有效的连续承载拱结构。巷道围岩稳定性取决于支护应力场的范围和强度。图7为不同锚索支护参数支护应力场分布规律。由图7可知，增大锚索间距，支护应力场叠加效应减弱，锚索支护转为单体支护，不能形成有效的连续承载拱结构，减弱了支护系统的整体性。增大锚索预紧力使承载拱结构范围增大且其范围内岩体强度提高，有利于发挥围岩自身承载能力。长短锚索联合布置，增大锚索预紧力，使围岩浅部和深部分别形成内外承载拱结构，浅部围岩应力场强度提高，将浅部不稳定岩体和深部稳定岩体锚固为协同承载体系。

图7 支护应力场分布规律Fig. 7 Distribution law of support stress field

3.3 差异化支护方案

基于上述分析，为保证弱胶结软岩巷道围岩稳定，笔者提出采用差异化支护方案，针对巷道围岩不同区域变形量不同的情况，通过改变巷道区域支护方式，增加支护密度等方法提高该区域支护应力场强度，加强对巷道局部区域大变形的控制，减少由局部大变形破坏造成的巷道整体破坏失稳。差异化支护方案使支护应力场叠加耦合，提高围岩承载拱结构范围及范围内岩体强度，充分发挥围岩自身承载能力，使巷道在服务期间做到稳定与安全。

3.3.1 拱部支护

为提高圆弧拱内围岩的整体稳定性，预应力短锚索采用φ21.8 mm×4 300 mm钢绞线对拱内围岩进行密集支护，间排距为1 000 mm×1 200 mm，每排短锚索压铺1 条钢带。每根短锚索采用3 节MSCK2370树脂药卷，锚索的预紧力为150 kN。为充分调动深部围岩的承载能力，并保证局部薄弱区域的稳定性，采用预应力长锚索进行二次差异化加强支护。沿巷道顶板中心线对称布置3根锚索，在此基础上，煤柱侧加设1 根锚索。长锚索采用φ21.8 mm×6 300 mm 钢 绞 线 ，间 排 距 为2 000 mm×2 400 mm，每排长锚索压铺1条钢带。每根长锚索采用3节MSCK2370树脂药卷，锚索的预紧力为200 kN。巷道拱部铺设金属网、塑料网。

3.3.2 直墙部分支护

巷帮上部采用短锚索，其锚固方式与弧顶短锚索相同。在两侧巷帮底脚布置锚杆，锚杆采用φ20 mm×2 500 mm的高强度螺纹钢，间排距为1 000 mm×1 200 mm。每根锚杆使用2节MSCK2370树脂药卷锚固，底角锚杆安装时保证15°左右的偏转角。巷道支护完成后，全断面喷射30 mm的M7.5的砂浆对巷道断面进行封闭，避免顶板淋水造成底板岩体强度劣化。

具体支护方案如图8( a )所示。

图8 差异化支护方案Fig. 8 Differential support scheme

图8( b )为差异化支护应力场分布，分析图8( b )可得沿巷道周边布置的短锚索和锚杆在浅部围岩形成内承载拱结构，保证了浅部岩体的整体稳定性。长锚索在深部围岩形成外承载拱结构，该结构一方面进一步加固了浅部围岩，另一方面可将浅部不稳定岩体悬吊至深部稳定岩体，使围岩与支护结构达到耦合状态，充分发挥围岩自承载性能。煤柱侧巷帮采取加强支护，煤柱帮支护应力场的强度及其作用范围要大于实体煤帮。非对称锚杆索结构布置形成非对称支护应力场，对局部薄弱区域进行加强支护，提高了围岩对非对称应力环境的适应性。

3.4 现场监测

为验证差异化支护方案的可靠性，选择232201工作面辅助运输巷为试验巷道进行现场工业性试验，巷道支护严格按照差异化支护设计方案布置，在工作面前方200 m布置F1测站，间隔50 m布置F2测站进行表面位移监测，监测工作面推进过程中巷道顶底板及两帮收敛变形量。测站测点布置方案和巷道收敛变形曲线分别如图9～10所示。

图9 巷道测站测点布置Fig. 9 Roadway station layout

由图10可知，工作面推进至测站前方100 m左右时，巷道受采动影响产生变形；工作面推进至测站前方50 m处，巷道进入剧烈变形阶段，巷道顶底板及两帮移近量明显增大；工作面推进至测站后方130 m左右时，采空区压实，受覆岩运移影响巷道变形量增大；工作面推进至测站后方180 m左右处，巷道再次恢复稳定。2F 测站巷道变形量较大，顶板、底板、巷帮最大变形量分别为41.7，51.9，36.1 mm，巷道变形非对称性明显降低且底臌得到了有效控制。因此，“提升支护层次、优化大变形区域支护”差异化支护方案有效地提高了煤柱承载能力，减小了巷道底臌量，保证了巷道在服务期间的安全正常使用。

图10 巷道收敛变形曲线Fig. 10 Convergence deformation curves

4 结 论

( 1 ) 煤柱尺寸是影响巷道围岩塑性区和应力分布的关键因素。受采动影响，煤柱尺寸留设过小，自身承载能力不足，造成围岩应力方向偏转，塑性区非对称分布；弱胶结软岩巷道非对称变形、巷道底臌量大是巷道围岩稳定性控制的难点。

( 2 ) 通过数值模拟，分析得出不同煤柱尺寸留设情况下采动巷道围岩塑性区分布形态和应力分布特征，结合工程实际确定煤柱留设尺寸40 m时，巷道围岩塑性区基本呈对称分布，煤柱处于稳定状态，有利于巷道维护和使用。

( 3 ) 提出以“提升支护层次、优化大变形区域支护”为核心的差异化支护技术，长短锚索相结合，长锚索采用非对称布置在围岩内部形成内外承载拱结构，提高煤柱稳定性，增强巷道围岩自身承载能力。现场试验表明，差异化支护方案可改善巷道非均匀变形，煤柱侧与实体煤侧顶底板移近量相差5 mm，巷道顶底板及帮部最大变形量分别为41.7，51.9，36.1 mm，有效地减少了巷道底臌量，保证了巷道在服务期间的安全使用。

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