富水頂板大變形破壞特征及分區動態支護技術研究

任建慧，楊 森，李宣良，姚士茂，宋小飛，劉耀輝

（1.國家能源集團神東煤炭集團公司，陜西 神木 719315；2.中煤科工西安研究院（集團）有限公司，陜西 西安 710077）

0 引言

在煤礦采掘活動中，圍巖穩定性不僅與埋深、巖性、開采工藝等因素密切相關，還在很大程度上受孔隙水、頂底板水體賦存特征的影響[1-3]。通常來說，巖石遇水后會發生膨脹、軟化等劣化行為，巖石微觀結構形態的裂隙、孔隙由不規則邊界向整體成型結構發育[4]，從宏觀角度來看，富水條件下的巷道塑性區發育范圍較常規巷道更加廣泛，巷道變形量更大[5-6]。對此，相關專家學者從巖石的軟化特性及巷道支護技術的角度進行了大量研究，取得了諸多值得借鑒的有益成果[7-10]。竇子豪等[11]通過實驗室試驗明確了巖石長時間浸水后其彈性模量及內摩擦角均會降低，且破壞時塑性變形增大；齊學元等[12]、郭瑞等[13]通過不同含水率砂巖單軸壓縮試驗，進一步明確了砂巖抗壓強度及彈性模量均隨含水率增大呈負指數下降關系。在此基礎上，相關研究人員提出在采掘作業中應根據頂板淋水量判斷是否需要提前疏水以減小水對圍巖的軟化作用，并提出了相應的疏水措施[14-17]。同時，杜明啟等[18]通過鉆孔窺視及數值模擬相結合的方法明確了富水頂板的變形離層特點，并提出錨桿與長短錨索交叉支護方案，取得了較好的支護效果；張俊敏等[19]研究了頂板水體對錨桿錨固作用的影響，并提出了錨索注漿的方案進行巷道支護，有效控制了巷道變形。但現有研究成果對設計長度較長，且僅部分區段頂板含水的回采巷道研究較少，因此，以布爾臺煤礦22204 工作面輔助運輸巷道為研究對象，通過理論分析、現場測試、數值模擬、工業性實踐等綜合研究方法明確不同區段巷道塑性區發育特征，提出相應分區動態支護方案并進行工業性實踐，為相似條件礦井提供有益借鑒。

1 工程概況

神東布爾臺煤礦22204 工作面位于2-2 煤層二盤區，2-2 煤層平均埋深約300 m，平均厚度3.2 m，煤層傾角1°～3°，巷道采掘布置如圖1 所示。工作面回采巷道斷面形狀為矩形，寬×高為5.4 m×3.0 m。巷道頂底板巖性主要為砂質泥巖、泥質砂巖、中粒砂巖、粉砂巖等，整體強度較低，多為軟弱-半堅硬巖石。煤層頂板多個區段存在裂隙水、孔隙水，如700～750 m、850～900 m、920～960 m、980～1 050 m、1 200～1 250 m 等，該含水區域具有富水性差、補給條件差的特點。參考相鄰礦井地應力測量結果，該礦井處側壓系數約為1.2。該巷道為留巷布置，22204 工作面開采時作為輔助運輸巷道，22205 工作面開采時作為回風巷使用。

圖1 22204 工作面位置Fig.1 Position of 22204 working face

該回采巷道原支護方案為“錨桿+金屬網+鋼帶+錨索”聯合支護，其中，錨桿規格為Φ22 mm×2 200 mm，間排距為1 000 mm×1 000 mm；錨索規格為Φ22 mm×8 000 mm，間排距為2 000 mm×2 000 mm；鋼帶規格為4 600 mm×140 mm×8 mm 五孔π 型鋼帶。22204 工作面開采過程中巷道變形量較大，尤其是淋水區段，巷道變形量如圖2 所示。

圖2 地質綜合柱狀圖Fig.2 Comprehensive geological histogram

由圖2 可知，工作面超前130 m 至滯后工作面600 m 范圍內頂板移近量在400 mm 左右波動，兩幫移近量從工作面后方50 m 處開始增大，滯后工作面400 m 后較為明顯。其中，頂板富水區域巷道變形更為嚴重，960 m 處最小巷高僅2.05 m，1 200 m 處最小巷高約2.21 m，且多次發生錨索破斷、工字鋼變形等支護結構失效的現象。對此，礦方進行了多次補強支護，但仍無法有效控制巷道圍巖變形，頂板富水區段巷道大變形特征如圖3 所示。

圖3 頂板富水區段巷道大變形特征Fig.3 Large deformation characteristics of roadway in water-rich section in roof

2 含水巷道塑性區發育機理

結合彈塑性理論及巖石滲流基本理論分析含水巷道塑性區分布特征，并做出如下假設：①巷道斷面為圓形，且可作為平面應變問題處理；②巖體為均質、各向同性的連續滲透介質；③水體流動復合Darcy 定律。建立的力學模型如圖4 所示，其中，R0為圓形巷道半徑，Rd為外水影響半徑，Pd為原始滲透場水壓。

圖4 含水巷道彈塑性分析力學模型Fig.4 Elastoplastic analysis mechanical model of water bearing roadway

根據滲流理論，巷道滲流場水壓pw計算見式（1）。

設含水圍巖為兩相介質體，則滿足式（2）。

式中，α為有效水壓力系數[20]。

假設巖體破壞服從Mohr-Coulomb 準則，則在滲流場影響下得式（3）。

將式（1）和式（3）帶入式（2），當R0≤r≤Rd時可得式（4）。

假設巷道開挖后支護強度為Pi，且將支護強度簡化為分布在巷道表面的均布載荷，即邊界條件為r=R0，σr=Pi，帶入式（3）和式（4）得式（5）。

當r=Rp時，可得塑性區半徑Rp，見式（6）。

式中，P0為該處未受開采擾動的地應力大小。

將該巷道的工程地質條件帶入式（6），取原巖應力P0=7.5 MPa、Pd=1.0 MPa、α=0.3，取巖石力學特性測試結果的平均值，內摩擦角φ=30°、內聚力C=5.6 MPa，則支護強度與塑性區發育半徑關系如圖5 所示，其中，令滲透場水壓pw等水理參數均為0即可得不含水時的塑性區半徑。由圖5 可知，支護強度為0 MPa 時，含水巷道和不含水巷道塑性區半徑分別為5.05 m 和2.96 m；隨著支護強度的增大，含水巷道塑性區半徑減小幅度大于不含水巷道，說明通過提高支護強度可顯著控制含水巷道塑性區半徑。

圖5 巷道塑性區半徑與支護強度的關系Fig.5 Relationship between the radius of plastic zone and support strength

上述計算結果是對現場進行抽象簡化并建立在一定假設基礎上得到的，當現場存在不均勻地質條件或存在局部裂隙時，理論計算結果可能不同程度存在一定差異，但計算結果對現場生產仍具有重要指導意義。

3 回采巷道破壞特征

3.1 巷道破壞特征探測

為明確巷道大變形的原因，采用鉆孔可視化探測的方法掌握采動影響下頂板結構及破壞規律。第一測站布置在回采巷道810 m 處，此處距停采線500 m，相隔290 m 布置第二測站，由此再相隔60 m布置第三測站，每個測站布置一個窺視孔。為保證探測效果，頂板鉆孔均垂直設計，深度均為8 m。巷道可視化探測結果如圖6 所示。

由圖6 可知，距停采線500～850 m 范圍內頂板以頂煤、砂質泥巖及中粒砂巖為主，其中，頂板整體較為破碎，頂煤上方的砂質泥巖厚度變化范圍較大，達2～4 m，該層存在較多裂隙，局部較為破碎；頂板上方5～8 m 范圍內巖性較為復雜，包括夾煤、砂質泥巖、細粒砂巖及中粒砂巖等，該層局部含發育程度不一的煤線，整體裂隙發育較少。此外，由圖6 還可知，正常區段巷道頂板裂隙發育范圍約3.50 m，頂板富水區段巷道頂板裂隙發育范圍為4.42～6.05 m。

3.2 回采巷道塑性區分布形態

結合22204 工作面工程地質條件建立FLAC3D數值模型，明確含水區段巷道頂板變形破壞特征，為巷道支護技術研發提供基礎。數值模型長×寬×高為600 m×600 m×200 m，工作面兩側各預留50 m 保護煤柱，同時加密巷道附近網格精度至0.5 m 以保證計算精度及計算速度。限制模型前、后、左、右和下等五個表面的位移，同時底面為固定約束。

巷道頂板下沉嚴重區段與其他區段地質概況不同，主要體現在該區段頂板含水弱化了砂質泥巖、泥質砂巖等巖石，同時頂板含水導致巖石碎漲釋放一定碎漲壓力以載荷形式作用于頂板，所以可將巷道分為正常區段及含水區段。需要說明的是，數值模型中未考慮水對巖石的侵蝕及搬運作用，僅考慮了水對巖石強度的弱化作用，因此正常區段及含水區段的模擬是采用同一模型進行了兩次不同參數的計算。采用Mohr-Coulomb 描述各巖層破壞特征，結合鉆孔柱狀圖及巖石力學特性測試結果獲取巖石力學參數，見表1。其中，進行軟化系數試驗時需將巖石試件浸泡在水中讓其自然吸水至飽和，含水段巖石強度按軟化系數進行相應折減。

表1 巖石力學參數Table 1 Parameters of rock mechanical

按上述方案進行模擬計算至平衡時，正常區段及含水區段巷道破壞特征如圖7 所示。由圖7 可知，巷道處于22204 工作面開挖造成的應力增高區，正常區段巷道垂直應力可達20 MPa，含水區段巷道垂直應力達到17 MPa，應力增高系數分別為2.67 和2.37；巷道的掘進使得該處卸載方向不一致，應力方向發生一定偏轉，最直觀的顯示是巷道頂板塑性區分布狀態不同，巷道右側上方塑性區發育高度明顯大于左側，其中，正常區段巷道左側頂板塑性區和右側頂板塑性區發育高度分別為0.5 m 和2.0 m，左幫塑性區范圍和右幫塑性區范圍分別為3.0 m 和2.5 m；含水區段巷道則分別為1.5 m 和5.5 m。即含水區段塑性區發育高度明顯大于正常區段，且均呈現明顯非對稱分布形態。

圖7 巷道礦壓顯現特征Fig.7 Mine strata pressure behave features of roadway

4 巷道分區動態支護技術

4.1 巷道分區動態支護方案

根據巷道頂板結構可視化探測結果及塑性區分布特征，提出巷道分區動態支護技術：正常區段巷道仍采用原支護方案進行支護，但將幫部錨桿間排距縮小為800 mm×800 mm；在正常區段巷道支護方案的基礎上，頂板含水區段巷道采用“錨索+鋼帶”對頂板進行補強支護，其中，錨索規格為Φ22 mm×8 000 mm，間排距為2 000 mm×2 000 mm，鋼帶規格為4 600 mm×140 mm×8 mm 五孔π 型鋼帶。巷道支護示意如圖8 所示。

圖8 巷道支護示意圖Fig.8 Schematic diagram of roadway support

4.2 巷道分區動態支護效果

按上述加固支護方案進行施工，并監測巷道頂板下沉量及頂板離層特征，結果如圖9 所示。由圖9可知，實施分區動態支護方案后，頂板含水區段巷道頂底板移近量為250～300 mm，正常區段巷道頂底板移近量最小約100 mm；頂板在前7 d 內發生小幅度離層，之后逐漸趨于平穩，頂板離層量最大8 mm，其中，頂板0～4 m 離層量明顯大于4～8 m 離層量，這與鉆孔可視化探測所得的頂板破碎范圍較為一致。由此說明錨索補強支護可有效控制破碎圍巖體垮落，減小頂板下沉量，保障工作面安全高效開采。

圖9 分區動態支護效果Fig.9 Effect of zoning dynamic support

5 結論

1）22204 工作面回采巷道不同區段變形特征不同，頂板富水區段具有頂板劇烈下沉、支護結構失效等大變形破壞特征。

2）建立了含水巷道塑性區發育力學模型，明確了無支護條件下含水區段巷道塑性區發育范圍約5 m，正常區段巷道塑性區范圍約3 m，且提高支護強度可顯著控制含水巷道塑性區半徑。

3）通過鉆孔窺視實測了巷道破壞特征，認為頂板圍巖離層破壞主要發生在巷道5 m 范圍內；結合數值模擬，進一步明確了巷道塑性區呈非對稱的分布形態。

4）提出了頂板富水區段巷道采用“錨索+鋼帶”補強支護的分區動態支護方案，經現場實踐頂底板移近量最小約100 mm，頂板離層量最大8 mm，圍巖控制效果顯著。