厚硬顶板缓倾斜软煤层巷道围岩变形机制及控制

2022-10-19马保平张俊兵李耀晖刘少伟廖微亮

煤炭工程 2022年10期

马保平，张俊兵，李耀晖，刘少伟，廖微亮，李军

(1.山西三元福达煤业有限公司，山西长治 046300；2.晋能控股煤业集团七一煤矿，山西晋城 048400；3.河南理工大学能源科学与工程学院，河南焦作 454000；4.山西焦煤西山煤电集团公司斜沟矿，山西吕梁 033600)

巷道掘进后，围岩应力受多种因素共同作用呈现出新的分布特点，不同影响因素条件下巷道围岩受力、变形及破坏特征存在差异，这就要求巷道围岩控制对策具有针对性，“一矿一策”“一面一策”的巷道围岩治理理念被广泛认知。

关于多种因素共同作用影响煤巷围岩稳定性的研究较多。文献[1]针对急倾斜软硬互层巷道围岩大变形控制难题，研究了巷道变形破坏机制，得出了产生非对称变形破坏的关键部位，提出了有效的控制方案；文献[2]以具体巷道为背景，分析了深部缓倾斜软岩巷道非对称变形的机理，指出了部分关键因素对巷道非对称变形的影响，并提出了非对称耦合支护对策；文献[3]通过推导上帮煤体稳定安全系数计算公式，分析了倾角作用下沿顶掘进回采巷道的上帮煤体稳定性，预测了上帮煤体失稳滑移区，提出了解决大倾角巷道煤帮滑移问题的方法；文献[4]针对急倾斜特厚煤层回采巷道的非对称变形破坏揭示了巷道非对称变形破坏机理，分析了巷道应力场及塑性区分布特征，提出了针对性的巷道支护加固方案；文献[5]通过掌握大倾角煤层巷道围岩破坏特征，建立不同煤层倾角巷道围岩变形破坏的数值模型，研究大倾角煤层巷道围岩非对称变形破坏机理，最终指出了围岩变形破坏的关键部位；文献[6]基于具体急倾斜煤层硬顶软煤巷道，揭示了煤岩巷掘进过程中围岩变化破坏特征，通过支护优化试验，得出了控制此类巷道围岩变形破坏的方法；文献[7]得出了深部倾斜岩层巷道围岩变形破坏的主要表现，在此基础上提出了针对性的控制对策；文献[8]建立了大倾角煤层软岩回采巷道围岩失稳状态方程，提出了大倾角煤层软岩回采巷道耦合支护方案，得出回采巷道顶板失稳呈弧形非对称破断；文献[9，10]研究了急倾斜煤层巷道围岩应力和位移分布特征，基于此特征指出了支护的关键部位，提出了针对此类巷道围岩的综合控制技术；文献[11]分析了倾斜巷道在自重应力场下的位移和应力情况，并对U 型钢支架支护机理与支护特性进行了详细分析，得出U 型钢支架与混凝土联合支护相结合的控制技术；文献[12]针对具体工程问题，对影响坚硬顶板巷道稳定性的主要因素及支护技术进行了研究。

目前，鲜有作者对厚硬顶板缓倾斜软煤层巷道围岩变形机制进行研究，若对此类巷道围岩稳定性估计不足，不仅易在巷道掘进时产生安全隐患，而且直接影响巷道围岩支护参数的设计。本文以石壕煤矿厚硬顶板缓倾斜软煤层巷道为对象进行研究，以掌握巷道围岩变形机制，并提出针对性治理方案，为类似条件的巷道围岩治理提供一定参考。

1 工程概况

1.1 地质条件

石壕煤矿主采二1煤层，煤层倾角11°～16°，平均约14°，煤层平均厚度为4.95m，煤的f值为0.2，属软弱煤层。二1煤层直接顶为大占砂岩，单轴抗压强度113.09MPa，抗拉强度10.97MPa，十分坚硬，直接顶厚度10.57～25.37m，平均厚度17.97m，厚度变化很大。直接底主要为炭质泥岩，平均厚度为6.03m，抗压、抗拉强度均不高，水平层理发育。在二1煤层布置的12162工作面埋深约360m，12162工作面进风巷道沿顶掘进，属典型的厚硬顶板缓倾斜软煤层巷道，其断面为直墙拱形，宽×高=4.8m×3.4m，采用U型棚+钢筋网+背木进行支护，12162工作面下邻12182工作面，巷道空间关系及顶底板岩性分布如图1所示。

12162进风巷道顶板稳定性强、节理裂隙发育程度低，巷道围岩的变形破坏主要由两帮及底板造成，以型钢支架为基础的被动支护作用效果差，主要表现为型钢支架多处发生扭曲破断及型钢支架非对称变形。

1.2 巷道围岩变形破坏特征

在12162进风巷道布置观测区域，通过钻孔窥视试验、巷道围岩表面位移监测及巷道断面形状观测的方法探测巷道围岩的变形破坏特征，现场调研结果表明：

1)巷道帮部破坏范围较顶部明显大，且顶板右侧破坏范围大于顶板左侧，巷道右帮破坏范围大于巷道左帮。

2)巷道围岩两帮移近量>顶底板移近量，围岩位移量由大到小依次为底板>右帮>左帮>顶板；巷道围岩历经快速变形—缓慢变形—流变变形3个阶段，如图2所示。

3)巷道顶板右侧较左侧、右帮下部较上部、左帮上部较下部及底板右侧较左侧变形更为明显。巷道围岩变形后轮廓如图3所示。

2 厚硬顶板缓倾斜软煤层巷道围岩变形机制

基于12162进风巷道地质条件，建立厚硬顶板缓倾斜软煤层巷道围岩力学模型，分析巷道围岩变形机制。

2.1 厚硬顶板缓倾斜软煤层巷道顶部变形机制

12162进风巷道顶部变形主要与顶板厚硬岩层的变形程度以及厚硬岩层下部软弱煤体的变形程度有关。一般情况下巷道埋深及巷道长度远大于巷道断面跨度，因此可以把巷道围岩变形当作均匀载荷应力场的平面问题来处理[13]，基于力学知识所建立的厚硬顶板岩梁力学模型如图4所示。

厚硬顶板岩梁的弯矩方程为：

则有：

将qc与Fc看作常数，由式(6)可知，随着倾角增大，巷道厚硬顶板的最大下沉量逐渐减小，最大下沉量减小的速率随煤层倾角增大逐渐增大。

由上述分析可知，由于厚硬顶板岩层的弹性模量E及厚度h均比较大，且受煤层倾角的影响，致使最大弯矩值较小，即巷道顶板厚硬岩层的下沉量较小。当顶板厚硬岩层弹性模量E及厚度h值均增大到某一值时，顶板厚硬岩层下部软弱煤岩体的变形程度对此类巷道顶部变形起主导作用，此时巷道顶部右侧变形量大于左侧；当顶板厚硬岩层弹性模量E及厚度h值相对较小时，顶板厚硬岩层的变形程度对顶部变形起主导作用时，此时顶部左侧变形量大于右侧。

2.2 厚硬顶板缓倾斜软煤层巷道帮部变形机制

巷道掘出后围岩应力重新分布，两帮形成沿其表面的水平应力τ和垂直应力σ，将厚硬顶板缓倾斜软煤层巷道两帮所受的垂直应力和水平应力依据煤层倾角分解为平行于煤层倾斜方向和垂直于煤层倾斜方向的力，巷道两帮受力如图5所示。

根据图5的力学模型，力的方向以指向巷道内部为正，指向巷道外部为负，巷道右帮垂直煤层倾斜方向的应力分量f1为：

f1=τz-σz=τsinθ-σcosθ

(7)

右帮平行煤层倾斜方向的应力分量f2为：

f2=τx+σx=τcosθ+σsinθ

(8)

巷道左帮垂直煤层倾斜方向的应力分量f3为：

f3=σz+τz=σcosθ+τsinθ

(9)

左帮平行煤层倾斜方向的应力分量f4为：

f4=τx-σx=τcosθ-σsinθ

(10)

式中，θ为煤层倾角，(°)；τx、σx、τz、σz分别为巷道左右两帮平行于煤层倾斜方向的应力分量与垂直于煤层倾斜方向的应力分量，MPa。

上述结果表明，巷道左右两帮的受力形式有明显差异，右帮受到垂直于煤层倾斜方向指向巷道外部的力和平行于煤层倾斜方向指向巷道内部的力，与巷道左帮受力情况相比，巷道右帮显然更容易破坏，同时平行煤层方向的应力易造成滑移挤压，相比于垂直煤层方向的应力更容易使帮部煤体变形破坏，图5中平行于煤层倾斜方向的应力分量指向表明右帮下部及左帮上部变形更明显。

此外由式(8)与式(10)可知，随着煤层倾角的增大，巷道右帮平行于岩层倾斜方向的应力分量值逐渐增大，巷道左帮平行于岩层倾斜方向的应力分量值逐渐减小，因此煤层倾角越大，巷道右帮变形量与左帮变形量的差值越大。

2.3 厚硬顶板缓倾斜软煤层巷道底板变形机制

不考虑底板遇水软化、膨胀等自身因素引起的底板变形，可以认为巷道底板是易发生变形破坏的松散体，运用朗肯土压力理论，假定巷道底板左侧受均布载荷p、右侧受均布载荷qm，巷道底板左右两侧受力如图6所示[14]。

以巷道底板右侧作为研究对象，把BC作为挡土墙，BC左侧区域在均布载荷qm的作用下处于主动塑性压力状态，右侧处于被动塑性压力状态，右侧达到被动塑性压力状态时，底板将受到向上的力，底板岩体达到极限强度时，底板被破坏，产生底鼓。底板受力破坏计算如图7所示。

式中，σa为主动压力强度，MPa；σp为被动压力强度，MPa；γ为上覆岩层的平均容重，kN/m3；φ为底板煤岩体的内摩擦角，(°)；σc为岩石的单轴抗压强度，MPa；qm为底板右侧所受均布载荷，MPa；y为底板右侧的破坏深度，m。

在BC范围内，σa>σp时，这段区域的底板煤岩体处于破坏状态，在C点以下的底板岩层处于弹性状态。在C点处，σa=σp，底板围岩处于极限平衡状态。则底板右侧的极限破坏深度：

同理，可得到底板左侧的极限破坏深度，由于煤层倾角的影响，巷道底板左右两侧受力不同，即均布载荷p和qm大小不相等，直接导致巷道内底鼓呈不对称分布，可根据巷道底板左右两侧实际底鼓量判断底板左右两侧的受力大小，受力大的一侧底鼓量也比较大，当p大于qm时，左侧底鼓严重，当q大于qm时，右侧底鼓严重。

式(14)可表明底板极限破坏深度跟底板所受均布载荷p(qm)、上覆岩层的平均容重γ及底板煤岩体的内摩擦角φ有关，p(qm)及γ不变时，底板极限破坏深度随着内摩擦角的增大而减小。

3 厚硬顶板缓倾斜软煤层巷道围岩变形影响因素研究

依托12162进风巷道地质力学条件，对厚硬顶板缓倾斜软煤层巷道围岩变形影响因素展开数值模拟分析。

3.1 数值模型建立与模拟方案制定

建立数值计算模型，模型x×y×z=72m×10m×78m，对模型进行边界约束，模型上表面施加σz=γH=9MPa的垂直方向应力，水平方向施加σx=σy=10.8MPa的应力(侧压系数取1.2)。顶底板层位分布及数值计算模型建立如图8所示。

模拟采用Mohr-Coulomb模型，根据室内岩石力学测定及相关折减计算，综合确定了本次数值模拟所用的煤岩体物理力学参数，各岩层的物理力学参数见表1。

表1 煤岩体物理力学参数

依据12162进风巷道生产地质条件，对影响厚硬顶板缓倾斜软煤层巷道变形的主要因素进行数值模拟。具体模拟方案：

1)坚硬顶板厚度对此类巷道围岩变形破坏的影响。模拟中坚硬顶板厚度取3m、6m、12m、25m。

2)在坚硬顶板厚度L为25m时，巷帮煤体粘聚力(C)、内摩擦角(φ)对此类巷道围岩变形破坏的影响。模拟中C、φ取值见表2。

表2 不同C、φ取值

3.2 模拟结果分析

3.2.1 坚硬顶板厚度对围岩变形破坏的影响

巷道开挖后无支护时，不同坚硬顶板厚度时，各模型巷道围岩塑性区分布如图9所示。

对于厚硬顶板倾斜软煤层巷道，在煤层倾角不变的情况下，仅改变巷道直接顶的厚度，由图9可知，随着直接顶厚度的增加，巷道围岩最大破坏深度明显减小，在直接顶厚度为3m时，巷道围岩最大破坏深度为4m，在直接顶厚度为6m时，巷道围岩破坏范围无明显变化，在直接顶厚度为12m、25m时，塑性最大破坏深度逐渐减小。此外，随着直接顶厚度的增加，顶板破坏范围无明显变化，底板破坏深度逐渐减小，两帮破坏深度逐渐增大。就整体破坏范围来讲，随着直接顶厚度的增加，巷道围岩塑性区范围逐渐减小，在直接顶厚度较小时，两帮破坏深度之和小于顶底板破坏深度之和，随着直接顶厚度继续增大，两帮破坏深度之和大于顶底板破坏深度之和。

3.2.2 煤体C、φ值对围岩变形破坏的影响

巷道开挖后无支护时，不同煤体C、φ值时，各模型巷道围岩塑性区分布如图10所示。

在煤层倾角14°、直接顶厚度25m条件下，由图10可知，随着煤帮C、φ值增大，巷道围岩的破坏区域明显减小，巷道塑性最大破坏深度由方案1计算所得的3m逐渐减小为方案2计算所得的2.5m，直到方案3中，塑性破坏深度为1.5m，且方案3中塑性破坏范围基本趋于0.5～1m。可见增大煤帮C、φ值，可有效控制两帮及顶底板塑性区的分布范围，从而达到控制巷道围岩变形的目的。

综合上述多因素影响下此类巷道围岩变形破坏数值模拟结果可知，增大坚硬顶板厚度、增大煤帮C(φ)值可有效减小巷道围岩不对称变形破坏范围。

4 厚硬顶板缓倾斜软煤层巷道围岩控制对策

4.1 控制思路

研究结果表明，此类巷道围岩变形量由大到小依次为底板>右帮>左帮>顶板，且顶底板及两帮各侧均存在不对称变形现象。基于上述结果，首先明确此类巷道围岩重点治理区域，并依据治帮先治底及不对称支护的基本方略，结合增大坚硬顶板厚度与增大煤体C、φ值可有效减小此类巷道围岩变形破坏范围的规律，参考U型钢为主的被动支护被动支撑上覆岩层施加的载荷，而主动支护可有效增强顶板岩层的自承载能力且主动支护须有较好的力学承载环境的实际情况，最终提出“底板锚杆孔扩孔灌浆+帮部注浆+非对称锚网索支护”的联合支护方案。“底板锚杆孔扩孔灌浆”就是根据底板变形破坏实际情况，在巷道底板布置不对称正楔形孔，之后往所布置的孔里灌浆；“帮部注浆”即在巷帮布置不对称注浆孔，对其进行注浆加固。可根据现场探测情况调整联合支护强度，如顶板坚硬岩层厚度及地质应力异常区域。12162进风巷道围岩治理区域结构规划如图11所示。

浆液扩散加固煤岩体的实质就是通过提高煤岩体的C、φ值来实现巷道围岩改性。底板正楔形孔灌浆不但能提高煤岩体的C、φ值，而且孔中浆体凝结后形成的正楔形柱体可有效阻止底板滑移破坏。不对称支护参数设计可改善支护与围岩之间变形协调性。

4.2 装置设计

底板正楔形孔布置采用课题组自行研发的锚杆孔钻扩机具[15]，煤体注浆加固采用课题组自行研发的可重复使用的新型封孔注浆装置[16，17]。锚杆孔钻扩机具及可重复使用的新型封孔注浆装置如图12所示。

锚杆孔钻扩机具主要由推刀杆、弹簧和刀具等部分组成，该机具可成正楔形钻孔，如图12(a)所示。

锚杆孔钻扩机具使用方法：钻打锚杆孔到设计深度，退出钻头；将安装有单翼扩孔装置的钻杆推入孔底，连接钻机进行扩孔，在钻进旋转推进过程中，扩孔装置内的推杆将刀具逐渐推开，刀具将切削孔底煤岩，直至推杆完全被推入；停止推进，推杆在内部弹簧作用下被弹出，刀具进入刀具槽内退出孔外，完成孔底扩孔。

新型封注装置主要由快速注浆部位(中空注浆管)、推力传动部位(由扭矩增效扳手、钢套管、螺母组成)、膨胀封孔部位(由橡胶套与钢垫片组成)及防止倒流部位(鸭嘴阀)组成，如图12(b)所示。新型封注装置使用方法：将装置塞进已打好的注浆钻孔中；通过扭矩增效扳手转动螺母推动套管向注浆管尾端方向旋进，此时橡胶套受到挤压向外凸起并与孔壁紧密接触，实现封孔；连接注浆泵开始注浆，待注浆结束后尾端鸭嘴阀会在内部压力的作用下自动关闭，防止浆液上返；一定时长后，打开阀门，卸下预紧螺母，解除封孔状态，取下注浆装置。

4.3 支护参数设计

根据上述控制思路，以12162进风巷道为例进行支护参数设计。

4.3.1 钻孔布置

底板灌浆孔用∅42mm钻头打孔，再用扩孔机具钻扩正楔形孔，钻孔深度2.5m，垂直于底板布置，底板钻孔布置如图13(b)所示，最右侧钻孔距离巷道右帮0.8m，最左侧钻孔距离巷道左帮1.5m；右帮注浆孔用∅42mm钻头打孔，钻孔深度3m，垂直于帮部，间距为1m，钻孔距离巷道底板0.8m，右帮钻孔布置如图13(c)所示；左帮注浆孔用∅42mm钻头打孔，钻孔深度2.5m，垂直于帮部，间距为1.2m，钻孔距离巷道底板1.2m，左帮钻孔布置如图13(d)所示。

4.3.2 浆液配制

因12162进风巷道底帮煤岩体强度均较低，浅部破坏严重，裂隙高度发育，因此须用粘度大、凝结时间短的水灰比。综合底板锚杆孔扩孔灌浆浆液既有较大的扩散范围，且能形成正楔形结石体，选用水灰比为0.3∶1；两帮注浆浆液选用水灰比为0.7∶1，配合注浆压力1MPa。

4.3.3 锚网索支护参数设计

根据12162进风巷道围岩变形破坏特征，进行锚杆(索)不对称支护设计，如图14所示。

锚网索支护参数为：锚杆采用左旋螺纹钢锚杆，尺寸∅22mm×2400mm，巷道右帮锚杆间距600mm，左帮锚杆间距800mm，右侧顶板锚杆间距700mm，左侧顶板锚杆间距800mm。锚索钢绞线∅17.8mm×6300mm，间距1200mm。在地质异常区域，可辅以型钢支护。

4.4 新掘巷道应用效果分析

12182工作面回风巷道与12162工作面进风巷道地质条件及设计巷道断面大致相同，在12182回风巷道掘进时采用上述针对12162进风巷道设计的“底板锚杆孔扩孔灌浆+帮部注浆+非对称锚网索支护”的联合支护参数，待试验段巷道支护完成后，在该试验段布置2个监测断面，监测巷道围岩的表面位移，监测周期为120d，巷道围岩表面位移随时间变化曲线如图15所示。

由图15可知，1#监测断面与2#监测断面监测结果大致相同，在观测的120d内，两帮位移量的最大值为164mm，顶底板位移量的最大值为133mm，巷道围岩变形仍以两帮变形为主，但与12162进风巷道原支护围岩变形量相比，巷道表面位移量大幅减小。可见，该联合支护方案有效控制了厚硬顶板缓倾斜软煤层巷道的变形，具有现实工程意义。