松軟煤層巷幫變形特征及圍巖穩定性研究

陳 洋，臧傳偉，瞿晨明，朱洪漠

(山東科技大學能源與礦業工程學院，山東 青島 266590)

隨著我國煤炭開采的深度越來越深，大松動圈煤層松軟難以支護等各種問題也越來越多。很多情況下普通的錨桿支護已難以維持巷道穩定，軟巖巷道的返修率也非常高，因此，松軟煤層難以支護的問題一直是我國煤炭開采過程中的難題。對此，大量學者對圍巖變形進行了深入的研究。孫利輝等[1]通過分析幫部巷道變形機理，提出巷幫錨注加固技術使變形得到了有效控制；徐佑林等[2]提出再造承載拱，得出巷道有效注漿范圍；陳順滿等[3]提出了以“噴射混凝土+壁后注漿+錨桿+錨索”為核心的雙拱協同全斷面加固返修方案；黃慶享等[4]考慮“底板-兩幫-頂板”相互影響，給出了自穩平衡圈的橢圓曲線方程；唐建新等[5]認為軟巖在髙應力流變作用下破壞劇烈，提出以頂板多拱承載和圍巖協同加固為核心的優化方案；辛亞軍等[6]依據應力轉移與強抗承載的圍巖穩定思想，提出了巷道圍巖再造承載層機理；陳建功等[7]考慮巷道圍巖在開挖過程中的動靜力作用，提出了破碎區半徑的求解方法。

本文以義能煤礦1304工作面3號煤層回采巷道為工程背景，通過分析兩幫變形嚴重的影響因素，判斷圍巖松動圈的位置，研究兩幫煤層與承載層之間的關系。據此提出在兩幫補加強錨索使其與穩定巖層形成承載層整體的方案，合理調節長度及間排距增大承載層厚度，有效地降低了圍巖周圍的應力，維持巷道穩定。

1 地質條件

1.1 工程概況

義能煤礦1304皮帶順槽所對應的地面標高為+46～+47 m，巷道標高為-693.5～-735.0 m。 1304皮帶順槽沿3號煤層頂底板掘進。 施工范圍內煤層結構簡單，賦存穩定，為一單斜構造，煤層厚度3.6 m，傾角約3°。3號煤層直接頂為中砂巖，局部區域3號煤層頂板發育一層泥巖，基本頂為細砂巖和中砂巖，直接底為泥巖，基本底為粉砂巖和細砂巖。煤層頂底板具體巖性特征見表1。

表1 煤層頂底板巖性特征Table 1 Lithology characteristics of coal seam roof and floor

1.2 原支護方案分析

1304皮帶順槽斷面設計為矩形斷面。凈高為3 000 mm，凈寬為3 800 mm。原支護方案頂板錨索采用Φ17.8 mm×6 300 mm鋼絞線，錨索托盤采用專門加工的圓形托盤，直徑250 mm。頂板錨桿每排5根，頂板及兩幫均采用Φ20 mm×2 300 mm熱軋細牙等強度錨桿，間排距為800 mm×800 mm。按巷道居中鋪設鍍鋅鐵絲制作的4 000 mm×900 mm經緯金屬網，兩幫鋼筋梯垂直頂底板掛設，每排各4根，鋪設12#鍍鋅鐵絲制作的2 000 mm×900 mm雙抗網。圖1為原支護方案支護剖面圖。

圖1 原支護方案支護剖面圖Fig.1 Cross section of the original support scheme

據現場觀測，3號煤層頂板破碎，兩幫幫鼓，煤體松軟，受載荷的影響，兩幫煤壁內出現離層，從肩部至底部整體向內位移。主錨桿和錨索失效損毀嚴重，鋼筋梯嚴重扭曲變形，失去支護作用。表面變形表現出“兩幫移近量>頂板下沉量>底鼓量”的特點，嚴重影響了巷道穩定與正常工作。

2 變形原因分析

2.1 巖石力學試驗

考慮兩幫變形大于頂板變形，分別對1304工作面頂底板及兩幫取芯實驗。在實驗室內，將試件置于承壓班中心使其受力均勻，以每秒0.5～1 MPa的速度逐漸加載直至破壞，記錄破壞載荷，最終得到的3組煤樣抗壓強度見表2。

表2 單軸抗壓強度實驗結果Table 2 Uniaxial compressive strength test results

由表2可知，平均抗壓強度為7.17 MPa，煤體較軟弱。頂板以細砂巖和中砂巖為主，底板以粉砂巖為主，抗壓強度分別為20.18 MPa、32.24 MPa、18.64 MPa，均明顯高于3號煤層抗壓強度?，F場取芯時難以取得完整煤塊，安裝錨桿測力計時，兩幫片幫嚴重地段當預緊力達到50 kN時內部巖體破碎預緊力無法繼續增加。因此,煤層松軟、錨桿支護難以深入穩定巖層內部，是導致兩幫變形嚴重的主要原因。

2.2 圍巖內部窺探

針對巷道的實際情況，應用YTJ20型巖層探測記錄儀探測圍巖內部破壞情況。在巷道斷面中央位置，垂直巷道打直徑不小于32 mm鉆孔1個，孔深10 m，兩幫探測深度為8 m。在鉆進的過程記錄單根鉆桿的鉆進時間和速率，可以間接反映出巷道圍巖的強度和完整性。最后通過觀測不同深處巖層破裂情況，確定巷道松動圈的大致范圍及破裂狀況。得到鉆孔窺視結果如圖2所示。

圖2 鉆孔窺視結果Fig.2 Borehole peep results

圖2(a)和圖2(b)分別為頂板窺探情況。 在孔口0.5 m位置圍巖較完整，最深6.2 m位置已達深部穩定巖層，節理發育良好未出現較大破碎。 圖2(c)和圖2(d)分別為左幫內部窺探情況。1.4 m位置開始出現破碎直到3 m左右巖體開始相對完整。圖2(e)和圖2(f)分別為右幫內部窺探情況。2.1 m位置鉆孔鏡頭開始模糊，煤層內部涌出一定水量，2.4 m出現較大破碎。

綜上所述，頂板巖性相對良好，圍巖破碎不明顯。兩幫均在2～3 m位置出現了較大破碎，猜測圍巖松動圈范圍大概在2.5 m左右。裂隙水無法排出長時間在煤層內部浸泡造成幫部煤層松軟。針對大松動圈，由于破碎區與塑性區范圍增大，普通錨桿支護無法深入到穩定巖層，此時形成的承載層將整個在松動圈范圍之內，錨桿錨索打入兩幫松軟煤層，未進入更深層的穩定巖體，也無法與頂板形成完整承載整體。自承能力幾乎喪失，承載層厚度有限，難以減少巷道淺部圍巖的受力狀態。此時需要通過錨桿錨索共同作用來轉移巷道中承載層的位置從而擴大承載層厚度。因此松動圈范圍較大也是造成兩幫變形較大的原因之一。

2.3 采動應力影響

巷道掘進、二次回采均對回采巷道產生較大采動影響?，F場采用十字測點法，在同一平面上分別在兩幫及頂板布置3個錨桿測力計。記錄測力計受力變化距工作面距離曲線如圖3所示。

圖3 受力變化與距工作面距離的關系Fig.3 Relationship between the force change andthe distance from the working surface

在0～20 m范圍內，錨桿受力迅速增大，之后逐漸趨于穩定。錨桿受力出現如此變化一方面由于松動圈范圍變大，巷道內部圍巖破碎；另一方面受采動的影響，前方巷道掘進會對后方造成強烈的擾動[13]。在距工作面0～50 m范圍為強烈擾動區，此時應力會發生巨大變化，距離工作面越近應力變化越大，這也是造成巷道變形的最主要原因。現場實測發現在距工作面20 m范圍以內兩幫發生較大變形，表面位移量為原破壞變形的1.5倍左右。50 m范圍之后，受力變化逐漸平穩，兩幫變形相對也逐漸變小。 由此可見采動應力對巷道變形有極大的影響。

3 巷道力學模型分析

巷道頂板及兩幫會形成一定固定的承載層，它主要承受上覆巖層的重量保證巷道不破壞產生變形。對于承載層厚度不夠的情況下，頂板破碎巖體垮落下沉均會對兩幫巖層產生額外的擠壓力導致幫部圍巖錯位運動。由此研究頂板承載層厚度與巷道兩幫最大跨度的關系，找出兩幫所能達到的最大承載層厚度。通過改變巷道的掘進寬度以及增加承載層厚度來抑制兩幫及頂板的變形。

3.1 頂板巖層厚度與兩幫跨度的關系

根據彈塑性理論，巷道開挖之后，開挖應力擾動范圍通常為巷道半徑的3～5倍。巷道頂板受力情況通過分析可以把模型簡化如圖4所示。

圖4 載荷受力圖Fig.4 Load diagram

巷道頂板上覆巖層通常有很多不同類巖層，工程實踐表明，頂板彎曲下沉通常是由巷道下一層巖層自下而上逐層破壞。因此要首先考慮第一層巖層破壞的極限載荷。通過逐層判斷巷道穩定時巖層跨度是否大于巷道寬度，找出穩定巖層。取巷道沿軸向寬度為一個單位，巖層厚度為h，第一層巖層失穩時的臨界載荷由歐拉公式得到式(1)。

(1)

式中：μ為長度系數反映了桿端約束對臨界載荷的影響,對于兩端固定的巖梁，其值為0.5；E為彈性模量；c為巷道寬度。在假設巖層是連續介質前提下，按簡支梁[11]進行計算，在最中間位置發生最大彎矩與最大拉應力。若要使巖梁失穩，則計算公式為式(2)。

(2)

式中：σmax為最大拉應力；Mmax為最大彎矩；[σ]為巖梁失穩的極限應力。此時巷道的極限跨距計算公式為(3)。

(3)

式中，σt為巖層的單軸抗拉強度。

以上僅考慮了第一層巖層穩定的情況。實際上第一層巖層為關鍵性巖層，若不穩定巷道則逐層向上發生破壞直到第n層巖層為穩定巖層。通過計算其上位巖層第1層至第n-1層巖層載荷qn和下位不穩定巖層載荷Qn。得到穩定巖層的跨度應滿足式(4)。

(4)

由式(1)可以看出，當厚度h一定時，巷道寬度越大越容易發生彎曲；同時當巷道寬度一定時，巖層厚度越厚則巷道越穩定。由式(4)可以看出，巷道跨度與頂板厚度并不是越大越好；隨著厚度與跨度的增加，相應的應力則會減少。

因此，針對義能煤礦1304工作面兩幫變形嚴重的情況，可以適當改變巷道的掘進寬度，減少斷面面積。當施工巷道寬度一定時則需要考慮增加穩定巖層的厚度。通過錨桿錨索主動支護方式可以使圍巖和穩定巖層產生足夠的承載能力從而保證巖層穩定，即承載層厚度越大時，周圍承受的應力分布越均勻，巷道整體則越穩定。同時，巷道兩幫最大跨距不能大于其穩定跨距。

3.2 考慮兩幫承載層力學分析

由于1304工作面處于高應力的影響，同時兩幫煤層松軟，巖石抗拉強度顯著降低，巖隙水、軟煤層直接造成兩幫圍巖松動圈的擴大導致片幫?？紤]在兩幫補加長錨索，與頂板錨桿錨索形成穩定的承載層。降低圍巖的切向應力同時增加了徑向應力[13]。增加最小主應力的同時減小最大主應力，兩者之間差距越小則變化越小，有效控制兩幫內移。

設巷道原巖垂直應力為q，側壓系數為λ，巷道最大跨度為2a，巖石堅固性系數為f。巷道周圍應力均勻分布，且拱腳處水平切力為fqa。建立巷道受自然平衡拱力學模型如圖5所示。對于承載拱假設巷道兩幫應力均勻分布，淺部圍巖為破碎區，承載層位于巷道兩幫連接深部穩定圍巖。

圖5 力學模型分析Fig.5 Mechanical model analysis

取右半拱進行分析，根據力系平衡得式(5)和式(6)。

(5)

T-fqa-λqb=0

(6)

式中：L1為承載層的厚度；T為圍巖水平壓力；F為平衡拱底支承力。聯立式(5)和式(6)得式(7)。

(7)

從而求得極限平衡拱的最大高度為式(8)。

(8)

設巷道高度為h，內摩擦角為φ，當φ取45°時可以得到兩幫最大破壞深度為a1=h/2f=1.55 m。此時巷道等效最大跨度一半為a=c+a1=3.65 m，同時平衡拱的等效半徑應滿足r≥b+h。計算得到b的值為2.13 m，此時r應大于5.23 m，即此時錨索長度需要大于5.23 m。

通過計算平衡拱的最大高度與最大跨度可以有效得到承載層的厚度。在圍巖淺部先形成一個完整的巖體，再與深部穩定巖層相連接得到一個更穩定的圍巖整體，有效控制巷道上覆及兩幫巖層的錯動，降低了錨固區承載層之外的采動應力，減少巷道破壞保證了巷道穩定。

4 方案確認和效果驗證

在巷道施工過程中安裝單根錨索后，在錨桿錨索影響范圍內會形成類似桃形的壓應力分布區域。當多根錨桿錨索同時安裝時，彼此壓應力區域之間相互結合，共同組成了一片新的更堅固的壓應力結構。通過調整錨桿錨索的間排距及長度，可以使得兩塊承載層之間相互疊加[14]，形成一片更穩定的承載層。

4.1 支護方案

根據1304工作面兩幫變形特點，加固煤幫可以有效減小松動圈厚度降低應力分布，最終確定如下支護優化方案。

1) 頂板支護。 頂板錨桿采用Φ22 mm×2 400 mm高強錨桿，屈服強度大于500 MPa，間排距為750 mm×800 mm。錨桿托盤規格為150 mm×150 mm×10 mm。配套使用M22阻尼螺母、減磨墊圈和球形墊圈，讓壓管一個，每根錨桿采用2支K2545樹脂錨固劑端頭錨固，預緊力不小于80 kN。

2) 兩幫支護。兩幫采用Φ22 mm×2 400 mm高強度左旋無縱肋螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×800 mm。鋼筋梯垂直頂底板掛設。在幫部變形大的位置，加兩根長錨索，采用Φ21.8 mm×6 000 mm鋼絞絲，間排距1 600 mm×2 400 mm，預緊力不小于240 kN，兩根錨索用槽鋼相連。錨索托盤選用300 mm×300 mm×20 mm，錨索讓壓管兩個，每根錨索使用3支K2545藥卷錨固端頭錨固。

3) 加強支護。兩幫鋪設12#鍍鋅鐵絲制作的50 mm×50 mm經緯金屬網，網片對接，每隔200 mm聯接一扣，確保不撕網竄矸，由肩部向下豎向鋪設，兩幫鋪設到最下部一根錨桿位置。同時選用規格為WD280/3.0的W形鋼帶，長度為4.2 m。

4.2 數值模擬

通過FLAC3D模擬軟件建立新支護方案下數值分析模型如圖6所示。對模型前后左右及底部邊界分別設置位移約束，施加垂直應力15 MPa作用于模型上邊界。原支護方案兩幫煤層松軟，塑性區范圍在2.5 m左右，嚴重地段塑性區范圍甚至達到3 m，與實際巷道變形基本符合。新支護方案后塑性區分布如圖7所示。由圖7可知，支護后巷道頂底板及兩幫塑性區范圍較小，最大范圍僅在1.5 m左右，一定程度上限制了巷道變形。

圖6 數值分析模型Fig.6 Numerical analysis model

圖7 塑性區分布Fig.7 Distribution of plastic zone

通過數值模擬可以分布得到原支護與新支護的水平位移分布、垂直位移分布如圖8所示。比較圖8(a)和圖8(c)可知，兩幫移近量減少35.58%，比較圖8(b)和圖8(d)可知，頂底板移近量減少25.74%。由此可見采用新的支護方式效果明顯比原支護方案更好。

圖8 位移分布Fig.8 Displacement distribution

4.3 施工效果驗證

為驗證新支護方式下巷道變形情況，在1304工作面中間斷選取100 m具有代表性的巷道進行監測。在巷道中央位置布設一組頂板、底板移近量監測基點A、監測基點B和一組兩幫移近量監測基點C、監測基點D，分別監測巷道的頂底板與兩幫移近變形。由圖9可知，在60 d的監測時間內，巷道變形最終趨于平穩。 頂板位移量達到84.21 mm，底鼓量為54.2 mm，兩幫變化比頂板變化略大，左幫移近量達到148.4 mm，右幫移近量達到184.2 mm。巷道變形基本穩定，工人可以安全施工，由此可見巷道變形得到了有效的控制。新的支護方式使得原本破碎的區域共同形成穩定的整體，錨桿錨索共同作用形成的疊加承載層結構得到了強化，頂底板及兩幫位移明顯減小，避免應力擴大的同時塑性區范圍也顯著減少。

圖9 巷道圍巖移近量Fig.9 Displacement of roadway wall rock

5 結 論

1) 通過室內實驗、圍巖窺探、松動圈預估判斷兩幫變形嚴重的原因主要有兩幫受裂隙水的影響煤層松軟、煤塊單軸抗壓強度較低；松動圈范圍較大使得錨桿無法深入穩定巖層內部；圍巖破碎存在明顯的裂隙，主動支護無法形成穩定的承載層整體，錨桿錨索施加的應力無法向更深層傳遞。

2) 針對義能煤礦巷道斷面及破壞情況，提出承載層概念，分析巷道頂板巖層厚度與最大跨度的關系找出破壞變形的最大跨距，建立力學模型計算平衡拱的最大高度，提出“兩幫加強錨索+鋼筋網+W鋼帶”的支護方案，適當改變巷道的掘進寬度，減少斷面面積。當施工巷道寬度一定時增加承載層厚度，降低煤幫應力分布減小變形。

3) 采用基于錨固承載層機理的新支護方案，對新舊方案分別進行數值模擬，新支護方式下塑性區分布明顯減小。數值模擬及現場監測結果表明，巷道兩幫及頂板位移顯著減小，此方案能有效控制巷道變形，滿足安全生產。