近距离煤层回采巷道底臌机理与防治技术研究

程辉，赵洪宝，张欢，秦逢缘，李金雨

(1. 煤炭开采水资源保护与利用国家重点实验室，北京，102200；2. 中国矿业大学(北京)能源与矿业学院，北京，100083；3. 太原理工大学安全与应急管理工程学院，山西太原，030024)

随着我国煤炭资源开采深度不断增大，井下巷道在高应力作用下的破坏变形也越严重。回采巷道对井下煤炭运输与通风有着至关重要的作用。回采巷道不仅承受着较大的地应力作用，同时还受到工作面的采动、煤柱应力集中等的影响，若巷道底板物理力学强度较差，则会发生底臌现象，不仅影响矿井正常生产，还需耗费大量人力、物力来治理底臌。因此，研究巷道底臌机理以及防治技术对于保障煤矿正常生产具有重要意义。

针对巷道底臌的发生机理与防治技术，学者们进行了较为深入的研究。姜耀东等[1]在大量现场研究、实验室模拟实验和数值计算的基础上，探讨了巷道底臌的基本特征，分析了4种类型底臌的机理及影响因素，并总结了我国近年来防治底臌的有关研究成果；柏建彪等[2]运用FLAC3D数值模拟软件确定了巷道底臌发生时底板存在着“两点三区”，其中“两点”即零位移点和零应变点，并基于这两点将采动巷道底板从上向下分为拉应变上升区、拉应变压缩区、压应变压缩区；孙利辉等[3]认为深部巷道底臌是由高地应力、岩石内黏土矿物遇水膨胀、支护结构不合理等综合因素影响造成的，并通过相似模拟试验确定了底板锚索束+底板浅部及深部注浆的综合底臌控制技术；刘泉声等[4]针对高地应力破碎软岩巷道底臌问题进行了深入研究，根据底板挤压剪切流变特性，提出了巷道底臌综合控制技术；杨仁树等[5]将巷道底板视作横观各向同性体，对底板应力分布规律进行了研究，并运用卸荷力学分析了底板损伤破坏特征；曹平等[6]将底板受水平应力挤压变形作用简化为受轴向力作用的板状材料力学模型，利用弹性力学分析底板应力状态；康红普等[7]运用弹性薄板理论对巷道底臌进行了分析，认为巷道发生底臌的主要原因是底板受到水平应力挤压而发生挠曲；谢卫红等[8]提出了挠曲褶皱性巷道底板失稳机理分析的突变模型，建立了判别巷道底板失稳的充要力学条件；初明祥等[9]通过理论分析、数值模拟、现场实验等方法对采空侧巷道底臌特征、形成原因以及防治技术进行了深入分析，并提出了中空锚杆注浆与高强锚杆锚注联合支护技术；江东海等[10]运用3DEC软件对复杂节理岩体中出现的非对称性底臌进行了模拟分析，并提出了混凝土反底拱+预应力锚索的控制对策；华心祝等[11-12]利用自行研制的四面加载装置对巷道受一次采动、二次采动时底板变形演化过程进行了相似模拟实验，得到了采动影响下底板位移的偏态特征，分析了底板裂隙分形维数与底臌量的关系；王卫军等[13]以综放沿空巷道为研究背景，分析了煤柱宽度对巷道底臌的影响等。

上述研究对实际的底臌防治工作具有一定的指导意义，然而，针对近距离煤层开采条件下回采巷道底臌机理与防治技术的研究较少。另外，巷道底臌往往可能是多种底臌类型组成的复合型底臌，其底臌机理往往较为复杂。为此，本文以山西焦煤回坡底煤矿回采巷道为工程背景，深入研究近距离煤层下回采巷道底臌机理与防治技术，以期为维护巷道底板稳定性、保证矿井安全生产提供参考。

1 工程背景

以山西焦煤回坡底煤矿主采的10 号和11 号煤层为研究对象，2层煤均近似呈水平分布，10号煤层平均厚度为2.65 m，11 号煤层平均厚度为3.2 m，两层煤之间平均间距为6.62 m，属于近距离煤层开采。本文所研究巷道为东一采区11-102工作面1021巷。1021巷沿11号煤层底板布置，巷道高度为3.3 m，宽度为4.6 m，埋深约为560 m，巷道所受垂直应力约为14 MPa，整条巷道平均侧压系数约为1.5，因此巷道所受水平应力约为21 MPa。同时，1021 巷上方为10-102 工作面，在现场观测时期，10-102 工作面已全部回采结束，为采空区，而与其相邻的10-103 工作面则处于回采阶段，10-102 与10-103 工作面之间留设了平均宽度为25 m 的保护煤柱，由于10-103 工作面的开采，原本的保护煤柱逐渐演化为孤岛煤柱。1021巷与孤岛煤柱错距为10 m，由于孤岛煤柱在底板形成应力集中，1021巷围岩出现一定程度的破坏。1021巷位置分布图如图1所示。

1021 巷直接底为铝质泥岩，平均厚度为0.8 m；基本底为泥岩，平均厚度为3.0 m。两层泥岩均呈灰黑色，较软、表面润滑，普氏硬度为2～3。由于底板较软，同时巷道受到煤柱产生的应力集中作用，巷道底板出现较为严重的底臌现象，巷道最大底臌量达到1 m，严重影响矿井的正常生产。此前，矿方多采用卧底法治理底臌，但该方法治标不治本，浪费了大量人力、物力。因此，探究近距离煤层开采下1021 巷底臌机理与防治技术研究，对提高矿井生产安全、经济效益具有重要意义。

2 巷道底臌机理分析

2.1 巷道底板破坏机理研究

巷道两帮支承压力分布对巷道底臌具有重要影响[14]，因此，探究1021 巷两帮支承压力分布对研究巷道底板破坏具有重要意义。

1021 巷两帮支承压力由巷道开挖引起的围岩应力与孤岛煤柱引起的集中应力叠加而成。巷道开挖引起的围岩应力计算公式如下[15-17]：

式中：R1为巷道半径；r为围岩距巷道中心的距离；θ为围岩单元与水平方向应力的夹角；σx和σy分别为直角坐标系下的水平应力与垂直应力；σr，σθ和τrθ分别为极坐标下巷道围岩单元所受到的径向应力、切向应力和剪应力。

由于10 号煤层孤岛煤柱留设较宽，平均宽度约为25 m，因此，煤柱支承压力将呈马鞍形分布，为计算得到煤柱引起的集中应力，取应力增量计算10 号煤层底板应力增量，其力学模型如图2 所示。图2 中，γ为岩层容重；K和K1均为应力集中系数；H为埋深；f，j，g，l，e，m和n均为应力作用范围。

孤岛煤柱对底板的集中应力可采用半无限平面体理论进行求解计算，煤柱引起的应力增量计算公式如下[18-21]：

式中：x和y分别为底板任意一点的水平坐标值与垂直坐标值；Δσx，Δσy和Δτx y分别为水平应力、垂直应力、切应力增量；a和b为应力增量作用范围；q(ξ)为应力分布函数。叠加原岩应力即可得到巷道底板任意一点的应力状态。

结合图2 可知，各阶段应力分布函数Fi(i=1,2,…,7)的表达式为

为了更准确地分析煤柱支承压力分布，采用FLAC3D模拟10号煤层孤岛煤柱的支承压力分布情况，数值模拟模型如图3 所示。102 与103 工作面面宽均为200 m，煤柱平均宽度为25 m。为了消除模型计算过程中的边界效应，模型两侧均预留25 m，因此将模型长×宽×高设置为474 m×100 m×135 m。根据模型上边界埋深并基于上覆岩层平均容重，在模型顶部施加12.25 MPa的补偿应力；根据地应力测试结果，按1.5倍侧压系数在模型四周边界施加渐变的水平应力，底部边界施加垂直方向的位移约束，模型采用莫尔-库仑模型。各岩层物理力学参数如表1所示。

基于数值模拟结果，得到煤柱支承压力，如图4所示。

由图4 可获得式(3)中计算所需参数值，即j=2.5 m；g=2.5 m；l=15.0 m；e=2.5 m；m=2.5 m；K=4.3；K1=7.2。根据现场经验假设从煤柱边缘至采空区内部10 m 范围内应力达到原岩应力状态，即f=10 m，n=10 m。联立式(1)～(3)即可得到1021巷两帮支承压力分布，如图5所示。

从图5 可以看出，当1021 巷不受孤岛煤柱的应力集中作用影响时，两帮支承压力呈对称性分布；而当1021 巷受到孤岛煤柱应力集中影响时，巷道两帮支承压力均有一定程度增大，远离孤岛煤柱一侧巷帮支承压力的增量较小，最大应力增量不到1 MPa，而在靠近孤岛煤柱一侧巷帮支承压力的增量较大，且随着离巷帮的距离越远，支承压力逐渐保持水平。两帮非对称性的支承压力分布对巷道底板破坏特征具有一定程度的影响。

依据1021 巷两帮支承压力分布特点，以巷道为中心建立直角坐标系，取应力增量计算巷道底板应力分布，并计算巷道底板破坏深度hf，力学计算模型如图6所示。图6中，K2，K3，K4和K5均为应力集中系数；f1，j1，g1，l1和e1均为应力作用范围。不同阶段应力分布函数F′i(x)(i= 1, 2,…, 5)表达式为

假定巷道底板破坏遵守莫尔-库仑准则，则底板破坏主要由抗剪强度决定，因此，巷道破坏的判据[22-23]如下：

式中：φ为底板岩层内摩擦角。F(x,y)为底板岩体单元抗剪强度与最大剪应力之间的差值，若F(x，y)≤0，则代表底板发生破坏。

结合图5可确定式(4)中各参数值：f1=7 m，j1=13 m，g1=2.75 m，l1=4.6 m，e1=10.25 m，K2=4，K3=1.43，K4=1.64，K5=1.64。联立式(2)和(4)，叠加原岩应力并代入式(5)中，最终得到1021 巷底板破坏云图，如图7所示。

从图7 可以看出，在两帮支承压力作用下，1021巷底板最大破坏深度可以达到4.3 m，该计算结果与回坡底煤矿底板钻孔窥视结果较为吻合，在一定程度上证明了理论解算的正确性。针对底板在不同的内摩擦角φ、黏聚力c情况下的破坏深度进行计算，结果如图8 所示。由图8 可以看出，增大底板岩层黏聚力与内摩擦角可使底板破坏深度减小，且内摩擦角对底板破坏深度有较大影响，而黏聚力对底板破坏深度影响较小，通过注浆等工程技术手段改变底板岩性可减少巷道底臌现象的发生。

在理论计算结果中，巷道底板破坏呈对称性分布，但在实际工程中，1021 巷所产生的底臌现象具有明显的非对称性特征，巷道底板在靠近孤岛一侧底臌量较小，远离孤岛煤柱一侧底臌量较大。这可能是因为回坡底1021 巷非对称性底臌现象与巷道底板速度场分布有关，因此，在确定底板速度场分布之前，需要确定底板最大主应力分布情况。将式(2)和式(4)联立求解的结果代入式(6)，可以得到底板最大主应力方向矢量图，如图9所示。

式中：α为最大主应力与水平方向夹角；τx y为剪应力；σ1和σ3分别为最大与最小主应力。

从图9可以看出，在孤岛煤柱产生的应力集中作用下，巷道底板主应力方向产生一定角度的偏转，形成主应力偏转区，最大主应力方向朝向孤岛煤柱，最小主应力方向朝向10 号煤层102 工作面采空区；而在1021 巷底板下方部分区域，由于巷道开挖影响，主应力偏转角度较小，最小主应力方向朝向巷道，最大主应力近似保持水平。

基于图9计算结果，采用岩土塑性力学中的滑移线场理论对巷道底板速度场进行分析。

已知单元在最大、最小主应力作用下，破坏面法线方向与最大主应力方向夹角β= π/4 +ψ/2，而在滑移线场理论中，将单元破坏面连接形成的迹线称为滑移线，滑移线上任意一定速度方向与滑移线的夹角为ψ，如图10所示。经过角度换算，最终得出滑移线速度方向与最大主应力方向夹角β′= π/4 +ψ/2。另一方面，根据巷道底板滑移线场理论，巷道底板在两帮支承压力作用下会形成滑移区，且支承压力越大，底板滑移线场范围越广，速度场也就占据“主导”优势[24]。从1021 巷两帮支承压力分布情况来看，靠近孤岛煤柱一侧支承压力远大于另一侧支承压力，若考虑应力增量在巷道底板引起的滑移线场，则远离煤柱一侧巷帮支承压力对底板滑移线场的影响可以忽略。基于以上分析，最终得到1021 巷底板速度场分布，如图11所示。

从图11 可以看出，在孤岛煤柱应力集中影响下，巷道底板速度场方向与竖直方向呈现一定的夹角，且夹角会因与煤柱水平距离和底板深度位置而发生渐变，但1021 巷道下方底板速度场方向整体上均指向远离孤岛煤柱一侧巷帮，导致巷道在远离孤岛煤柱一侧底臌量更大，底臌呈非对称性分布特征。由此可见，理论结果与数值模拟结果较吻合。

2.2 非对称挠曲褶皱性底臌机理研究

1021巷直接底是厚度为0.8 m的铝质泥岩，在水平应力作用下，其底臌类型属于挠曲褶皱性底臌，针对一般岩层产生的挠曲褶皱性底臌，其受力模型如图12所示，其中L为巷道宽度；t为岩层厚度；q1(x)为下覆岩层底臌时对铝质泥岩单位面积作用力。

将1021 巷底板铝质泥岩简化为板模型，在图12所示，受力状态下，底板弹性曲面微分方程[7]为

式中：D为岩层抗弯刚度；E为岩层弹性模量；μ为泊松比；w为底板挠度。假定底板在x=0 与x=L处为简支条件，则底板挠度表达式为

式中：Q为正整数。

联立式(7)和式(8)，并令系数I=1，可得到底板临界压曲方程：

简化式(9)，最终得到底板发生压曲时临界应力σc为

若岩层所受水平应力大于等于临界应力，则底板发生底臌现象。从式(10)可以看出，底板岩层厚度t、跨度L、弹性模量E、泊松比μ与所受荷载q1(x)对临界应力均有一定影响，因此，通过控制变量法计算得出临界应力与各影响因素之间的关系，如图13所示。

从图13 可知，临界应力σc随岩层跨度L与所受荷载q1(x)的增大而减小，两者均呈一次线性反比关系，说明底板岩层跨度越大，所受向上荷载越大，越容易发生压曲失稳；而临界应力σc随岩层厚度t、弹性模量E、泊松比μ的增大而增大，且σc与岩层厚度t、泊松比μ呈二次函数型正比关系，与弹性模量E呈一次函数型正比关系，说明该类影响因素可减少底板压曲现象的发生。

当1021 巷直接底(厚度为0.8 m 的铝质泥岩)产生底臌现象时，具有较为明显的非对称性特征，在远离孤岛煤柱一侧的底臌量较大，同时，在该侧的底板钻孔窥视结果显示，在铝质泥岩的局部位置出现了离层现象，如图14所示。

由于底板产生了离层现象，因此，在远离孤岛煤柱一侧，下覆岩层对铝质泥岩向上的荷载q1(x)较小，因此，基于图12 可以得到受线性荷载q1(x)作用的底板岩层受力模型，如图15 所示。图15中，λ为线性载荷系数。

由图5 可知巷道两帮支承压力呈非对称性分布，因此，将支承压力较大一侧即x=0处简化为固支边界条件，支承压力较小一侧即x=L处简化为简支边界条件。

采用弹性力学有限差分法[25]计算图15 所示底板压曲时的挠度分布。根据有限差分基本公式，结合式(7)，可以得到基点(M，N)处挠曲方程差分[25]表达式：

巷道底板边界条件方程为

取网格宽度h=0.92 m，根据底板物理参数联立式(11)和(12)，最终得到挠度系数，其分布可以反映巷道底臌形态，如图16所示。

从图16 可以看出，巷道最大底臌量位置会随着λ增大而发生转移，当λ=1.0和1.5时，巷道最大底臌量出现在远离孤岛煤柱一侧的位置，从而形成非对称性底臌，该现象与回坡底实际情况吻合；当λ＞1.5 时，随着λ持续增大，巷道底臌将会转化为对称性分布，然后再转化为非对称性分布，其最大底臌量位置逐渐向靠近孤岛煤柱一侧转移。由底板抗弯刚度计算公式[26-27]和图13 可知，增大底板厚度可以减小巷道底臌量。因此，根据回坡底底板产生的挠曲褶皱性底臌，可采用底板锚杆索支护等方法，减少岩层离层的发生，提高底板岩层等效厚度，减小底臌量[28]。

3 底板岩性试验分析

11-102工作面与上覆奥灰峰峰组含水层平均距离为25.4 m，经现场调查发现，在11-1021 巷局部位置，顶板有淋水现象，水量约为2 m³/h。考虑到1021 巷底板铝质泥岩中伊利石及高岭石等黏土含量高，底板遇水易发生软化、膨胀和崩解现象，因此，针对1021 巷道局部区域的遇水膨胀性底臌进行试验分析。

3.1 岩石遇水崩解特性试验

试验岩样均取自山西汾河焦煤股份有限公司回坡底煤矿11号煤层1021巷道，根据回坡底1021巷底板受到的淋水情况，试验过程中考虑以下2种条件：1)纯净水浸泡；2)纯净水浸泡→烘干→纯净水再浸泡的干-湿反复循环状态。其中，干-湿反复循环试验每10 d 进行一次循环。每种类型试验分别选取3个岩样，均为铝质泥岩，浸泡过程均在恒温箱中进行，部分试验结果分别如图17 和图18所示。

浸泡试验结果表明，在正常情况下，纯净水浸泡的岩样崩解程度较低，而经过干-湿反复循环处理过的岩样崩解程度较高。在干-湿交替循环条件下，岩样因失水内外收缩不一而产生拉应力，当拉应力大于岩体的抗拉强度时，岩体表面将出现拉裂破坏，即岩样有表面裂隙产生；当再对岩样进行饱水浸泡时，水沿着表面裂隙侵入，吸水压力使表面裂隙向深部发展，裂隙连通时，岩样便发生较高程度的崩解。30 d时，2种实验条件下岩样崩解程度较低，60 d时岩样崩解程度较高，因此，回坡底煤矿应在30 d 内做好疏水防水工作，否则将加剧底板岩层破坏。

3.2 岩石遇水膨胀软化特性试验

试验仪器采用型号为FCY-20100的分离式液压千斤顶，加载的同时记录单轴压缩条件下岩样破坏时的力学强度。在短时间纯净水浸泡条件下，岩石膨胀软化特性如图19所示。

从图19 可以看出，岩石在遇水之后会发生一定程度的膨胀变形。在试验初期时，岩石膨胀变形速度快，膨胀率高，之后膨胀率增长速度逐渐放缓。另外，在岩石吸水膨胀以后，岩石力学强度降低，浸泡时间越长，强度越低，但强度降低速率减缓。因此，回坡底煤矿1021 巷底板在遇水之后，通过一段时间的浸泡，强度减弱，在水平应力作用下发生破坏，从而形成挠曲褶皱+遇水膨胀的复合型底臌。回坡底应采取一定的技术措施防止顶板淋水，避免底板软化。

4 试验现场

针对1021 巷道局部区域产生遇水膨胀性底臌的现象，可在巷道局部顶板位置搭建简易雨棚，对顶板水进行引流，并及时做好疏水工作，减少水对底板的软化作用。

对于巷道支护，在原支护方案中，回坡底煤矿对1021 巷底板未采取任何支护措施，为裸露状态。由本文2.2节可知采用底板锚杆索支护等方法可减少岩层离层量，提高底板岩层等效厚度，减小底臌量。为对巷道进行底臌防治，在对底板起底后，针对1021 巷非对称性底臌特征，将巷道底板支护方案调整为单体锚索平行布置的非对称支护技术[29]。锚索采用该矿原先使用的直径×长度为18.9 mm×6000.0 mm 锚索，由2.1 节中底板破坏深度可知，该锚索支护具有较好的着力点，同时，锚索主要在巷道底鼓臌量较大一侧进行支护，锚索间距×排距为1 200 mm×1 800 mm，巷道中心线处锚索垂直于底板支护，而远离巷道中心线处的锚索与垂直方向之间的夹角约为20°，断面支护设计如图20所示。

在回坡底煤矿1021 巷划分一定长度巷道作为试验区，对图20 所示支护方案进行工业性试验，根据实际情况调整支护参数，并对巷道表面位移进行监测，监测结果如图21 所示。由图21 可见：巷道在15 d 内围岩变形剧烈，之后逐渐平稳，最大底臌量约为90 mm，未出现较为明显的底臌现象。同时，该支护方案为回坡底其余11 号煤层回采巷道底板的支护设计提供了参考。

5 结论

1)孤岛煤柱的存在导致1021 巷两帮支承压力呈非对称性分布，靠近孤岛煤柱一侧巷帮支承压力大，远离孤岛煤柱一侧支承压力小。底板最大破坏深度达到4.3 m，速度场方向指向远离孤岛煤柱一侧巷帮，导致1021巷出现非对称性底臌。

2)底板铝质泥岩(厚度为0.8 m)发生挠曲褶皱性底臌时的临界应力与岩层跨度L及所受荷载q1(x)呈反比关系，与岩层厚度t、弹性模量E、泊松比μ呈正比关系，且底板出现最大底臌量的位置随λ的改变而发生转移。

3)回坡底底板岩样经过干-湿反复循环处理后的崩解程度比纯净水浸泡的岩样崩解程度高；且在短时间浸泡条件下，底板岩样力学强度随浸泡时间延长而降低。

4)采用本文所提单体锚索平行布置的非对称支护技术可取得较好的支护效果。