倾斜煤岩层条件回采巷道支护控制技术

贾毅超，刘 萍,2，韩 森,2，吴少康，罗 畅，陈 镇，刘晓峰

(1.贵州大学 矿业学院，贵州 贵阳 550025；2.贵州省复杂地质矿山开采安全技术工程中心，贵州 贵阳 550025；3.冀中能源邯矿集团矿山管理分公司 新星煤业，河北 邯郸 056000)

回采巷道围岩的稳定性是工作面安全生产的前提，其受采动作用、赋存环境、煤岩体倾角、支护方式等因素的影响，但支护方式是可调控的关键因素。近年来，诸多学者对采动作用下软岩巷道的支护技术进行了研究，并取得了一系列的成果，康红普[1-2]等系统地总结了巷道围岩变形相关的破坏特征与破坏机制、围岩地质力学特性及其围岩控制理论及技术，并论述了其控制方法与原理；陈建强[3]、高林[4]、董永占[5]、张艳丽[6]等通过现场实测发现回采巷道受倾角影响，出现非对称变形的现象，通过数值模拟、理论分析对巷道非对称变形机理进行研究，提出“主动支护、关键部位加强控制”的支护原则；徐佑林[7-8]等针对某矿重复采动下造成巷道变形严重的问题，基于承载拱控制理论，提出“卸- 转-固”围岩控制技术，在工程应用中取得良好的支护效果。此外，其他学者也对工作面回采巷道围岩破坏特征、破坏机理、支护优化等做了一系列的研究与现场应用[9-19]。

由于贵州矿区地质条件较为特殊，开采巷道多数处于软岩层位，易受采动、倾角等因素影响，造成围岩破碎，巷道变形较大，支护效果较差，巷道呈大面积、非对称变形。笔者以贵州桐梓某矿20701运输巷为工程背景，通过现场实测、室内试验，对巷道变形机理进行分析，并结合压力承载拱理论，对支护方案进行优化，提出“锚杆/索+注浆+钢筋网+U型钢”的联合支护方案，将该支护结构视为一种双壳承载拱结构，结合数值模拟、理论分析对优化方案的支护效果进行分析，最终用于工程实践，研究结果可为类似地质条件的矿井提供借鉴。

1 工程概况

1.1 工程地质条件

贵州某矿20701工作面运输巷埋深200 m，巷道围岩为粉砂岩、煤，当前准备开采7号煤层，平均厚度为1.9 m，属稳定可采煤层，煤层平均倾角为30°。在开采初期，受承压水、裂隙水的影响，巷道变形剧烈。巷道层位示意如图1所示。

图1 20701回采巷道层位示意 Fig.1 20701 horizontal map of mining roadway

1.2 原支护方案

20701工作面运输巷断面呈直墙半圆拱形，其巷道净宽为5.0 m，两帮直墙高0.6 m，顶部拱高2.5 m，属半煤岩巷。采用“锚杆/索+钢筋网”联合支护，选取φ10 mm焊接规格为4 900 mm×1 100 mm的钢筋网；采用规格为φ22 mm×2 400 mm的左旋全螺纹钢等强度预拉力锚杆，间排距为900 mm× 900 mm；选用规格为φ22 mm×6 000 mm的锚索，间排距为1 600 mm×1 800 mm；沿巷道全断面喷射100 mm厚的水泥砂浆封闭围岩，支护方案如图2所示。

图2 原支护方案 Fig.2 Original support scheme

1.3 围岩矿物成分与力学性质测试

将现场取回的岩芯样本进行加工，分别制成粉末样品与标准试件，采用X射线衍射仪对围岩成分进行分析，岩石矿物成分与含量见表1。采用液压式万能材料试验机对巷道围岩进行力学性质试验，试验对干试件与饱和试件单轴抗压强度进行测定，测试结果见表2。

表1 岩石矿物成分与含量 Table 1 Composition and content of rocks and minerals

表2 围岩力学性质测试 Table 2 Test of mechanical properties of surrounding rock

由表1可知，围岩成分中黏土矿物含量居多，黏土矿物中亲水性最强的蒙脱石含量占47%，易吸水膨胀、变形，对围岩产生膨胀压力，同时多数围岩遇水软化，加剧围岩松散破碎。

由表2可知，围岩试件加工为泥质粉砂岩、煤与粉砂岩互层、煤等3类，如图3所示。

图3 围岩试件示意 Fig.3 Schematic diagram of surrounding rock specimens

经单轴抗压试验发现，泥质粉砂岩试件承载能力最强，煤与粉砂岩互层试件与全煤试件的承载能力均小于泥质粉砂岩试件，且两者的承载能力相当，软化后二者承载能力均相对较弱，说明层状结构对试件承载能力有所影响。饱和水处理后，3类试件的承载能力急剧下降，软化系数为0.19～0.28，总体较小，说明围岩对水较为敏感。因此，巷道在开挖过程中，应及时喷浆封闭围岩，防止地下水、工程用水等渗透围岩，导致围岩强度降低。

2 巷道变形特征及原因分析

2.1 巷道变形情况

通过对井下现场调查，20701工作面在开采初期，巷道中部区域局部渗水，断面已产生剧烈变形，常出现顶板下沉、两帮收缩、底臌、锚网及锚杆等结构原件失效等，说明原有支护方式效果欠佳，喷浆效果较差，伴随着围岩中含有较多的黏土矿物，遇水产生较大的膨胀压力，导致围岩松散破碎，进一步破坏支护与围岩间的相互作用，支护效果差。井下实拍如图4所示。

图4 井下实拍 Fig.4 Downhole real picture

2.2 巷道围岩变形实测

基于现场调查发现巷道中部区域变形较大，距开切眼约250 m。为进一步确定巷道断面变形特征及支护效果，采用测杆和标枪对围岩收敛进行监测，选取中部区域的4个断面测点，各测点的两帮收敛变形与时间关系如图5所示。将变形量最大的测点断面作为特征断面，采用YJDM3.6矿用激光巷道断面检测仪对巷道变形较大区域的断面变形进行监测。

图5 两帮收敛量与时间变化曲线 Fig.5 Convergence of two sides and time curves

由图5可知，受开挖扰动影响，初期围岩变形速率较快，变形速率最高为8～18 mm/d，随后支护起到效果，围岩变形速率有所减弱，但围岩变形未呈现稳定收敛趋势，中部巷道变形严重，其中测点2和3处变形最严重，在施工阶段测点或许遭到破坏，因此监测被迫终止。监测结果发现采用“锚杆/索+钢筋网”联合支护无法有效控制巷道变形，未能形成良好的围岩封闭结构。

通过采用YJDM3.6矿用激光巷道断面检测仪对巷道变形较大区域的断面变形进行监测，发现断面呈非对称变形，其巷道断面右半部分整体变形较大，经检测仪自带分析软件量化，左帮位移242 mm，左肩位移280 mm，右帮位移334 mm，右肩位移390 mm，顶板位移372 mm，底板位移340 mm，断面平均收缩率约为42.07%。研究区与特征断面示意如图6所示。

图6 研究区与特征断面示意 Fig.6 Schematic diagram of study area and characteristic section

布置窥视观察点以进一步了解围岩内部破碎情况，为支护优化提供理论支撑。测试孔2和7靠近煤岩结构面区域，窥视钻孔布置及内部结构窥视结果如图7所示。通过钻孔窥视可知，围岩内部裂隙延伸到一定距离后，呈现较小的纵向裂隙与环形裂隙，超出部分的岩石完整性较好，未产生裂隙，测试 孔1～7内部围岩裂隙发育最大长度分别为4.22，5.33，4.08，4.01，4.33，3.01，4.16 m，7个测试孔的裂隙发育长度超过锚杆长度(2 200 mm)，且部分裂隙发育长度接近锚索长度(4 900 mm)，说明锚杆、索布置不合理，应调整锚杆、索的数量、间排距和型号等参数。从巷道内部围岩的破碎情况来看：右肩、底板左侧区域内部围岩破碎程度较高，结合室内试验，发现巷道煤与粉砂岩互层区域易受层状结构的影响，即倾角、煤岩体结构面等地质构造的影响，该区域为巷道支护关键区域。

图7 钻孔内部结构窥视 Fig.7 Peep view of borehole internal structure

2.3 巷道围岩变形原因分析

依据室内试验、现场调查和理论分析，得出围岩变形的主要原因为

(1) 地下水对围岩力学性质的影响。经室内试验，围岩矿物组分中含大量黏土矿物，易吸水产生膨胀应力，使得围岩更易松散破碎。围岩吸水软化后进一步降低了其承载能力。现场调查发现混凝土层遭到破坏，巷道表面及围岩内部渗水，迫使围岩软化、膨胀，使得围岩的力学性质急剧下降[20-21]。

(2) 支护方式不佳。结合现场调查与实测发现，巷道从开挖初期进行监测，两帮收敛位移并未呈稳定收敛趋势，变形量逐步增加，初期变形速率最高达18 mm/d。巷道出现底臌、顶板下沉等现象，且多处锚杆/索结构单元失效，局部区域出现渗水情况，导致围岩-支护的相互作用效果较差，进一步增大了围岩的变形。

(3) 倾角、煤岩体结构面等地质构造的影响。经室内试验发现，煤与粉砂岩互层试件的承载能力小于全泥质粉砂岩试件，与全煤试件的承载能力相当。结合钻孔窥视结果分析，靠近煤与粉砂岩互层区域的内部围岩破碎程度较高，同时受结构面区域小节理的影响，也是造成工作面非对称变形的主要原因之一[22]。

3 优化方案设计及数值模拟

3.1 优化方案设计

针对20701运输巷道断面变形与围岩内部破碎情况，提出“锚杆/索+注浆+钢筋网+U型钢”联合支护方案，即预注浆加固+初次锚网加固+二次锚(索)注加固+U型钢支架+喷浆封闭围岩，优化支护方案如图8所示。

图8 优化支护方案 Fig.8 Optimized support scheme

选取φ10 mm焊接规格为 4 900 mm×1 100 mm的钢筋网；采用φ22 mm×2 400 mm的左旋全螺纹钢等强度预拉力锚杆，间排距为800 mm×800 mm；采用φ22 mm×6 000 mm的高强注浆锚索，间排距为 1 200 mm×1 400 mm；锚杆/索结构单元固定采用K2350树脂药卷；沿巷道全断面喷射200 mm厚的水泥砂浆，搭配29号U型钢支架，封闭围岩；除对高强注浆锚索注浆外，对巷道两帮、底板进行注浆，注浆材料选用硫铝酸盐水泥，水灰比为1.25∶1至0.8∶1，注浆压力不小于3.0 MPa。

优化方案考虑地下水的影响，预先进行注浆，改善围岩的力学性质，加厚混凝土墙厚度，防止围岩被软化。考虑地质构造的影响，预先注浆改善围岩的力学性质，以降低结构面的影响，巷道关键区域合理增设锚杆/索，将煤层锚固在粉砂岩层中，进一步改善围岩的承载能力。在此基础上，加入U型钢支架，对支护对称设计进行了优化，各种支护优势协同互补，组成一种双层承载拱结构[23-25]，如图9所示。

图9 双层承载拱结构示意 Fig.9 Schematic diagram of double-layer bearing arch structure

(1) 增加注浆环节，按实际情况设计注浆孔的间排距，注浆对围岩裂隙及煤、岩体中软弱面进行填充，降低水与巷道围岩的接触面积，防止膨胀变形与结构变形，改善破碎围岩的完整性，进而改变其力学特性，黏聚力与内摩擦角得到提高。

(2) 调整锚杆/索的间排距，搭配加粗后的钢筋网，组成高预应力锚网/索结构，此结构及时主动支护围岩，保持围岩的完整性，降低应力梯度和集中系数，防止破碎围岩及软弱夹层裂隙进一步扩展，有利于形成压力拱承载结构，进一步控制巷道出现非对称变形。

(3) U型钢支架采用可伸缩性支架，弥补了锚杆/索刚性不足的缺点，同时锚网/索结构降低了围岩对U型钢支架的挤压作用，U型钢支架与锚网/索结构相互协调互补，加强了承载拱结构的稳定性。

(4) 加厚的混凝土喷层能更好地封闭巷道表面，防止其风化、软化，充分承载拱结构的优势保持了巷道的长期稳定。

3.2 数值模拟效果分析

3.2.1 数值模拟模型的建立

通过FLAC3D对20701工作面运输巷支护方案进行模拟对比，模型规格为50 m×30 m×75 m，如图10所示。顶部施加5 MPa的局部应力，侧压系数取1.25，为消除边界对巷道的影响，巷道左、右两侧宽度均为巷道半径的10倍。煤岩层力学参数见表3。

图10 模拟模型示意 Fig.10 Schematic diagram of simulation model

表3 煤岩层力学参数 Table 3 Mechanical parameters of coal and rock strata

3.2.2 模拟结果分析

数值模拟位移对比云图如图11所示。

由图11可知，优化支护前、后，运输巷断面呈非对称变形，主要位于顶、底板与右肩部分，与现场情况相符。优化支护后，巷道变形得到明显改善，顶、底板最大位移量由289 mm降低至59 mm，顶、底板最大移近量由369 mm降至67 mm；左、右两帮最大位移量由318 mm降低至52 mm，左、右两帮的最大移近量由387 mm降至68 mm；最大主应力由10 MPa提升至17 MPa。注浆提高了破碎围岩的物理力学性质，提 高了围岩的黏聚力，搭配合理间排距的锚杆/索结构，使得围岩-支护协同作用充分发挥，改善了20701运输巷大面积、非对称变形。

图11 数值模拟云图 Fig.11 Numerical simulation cloud map

4 工程实践

现场采用“锚杆/索+注浆+钢筋网+U型钢”联合支护方式，为了解优化支护后巷道的变形情况，验证优化支护方案对巷道控制的效果，利用YJDM3.6矿用激光巷道断面检测仪对中部分析区测点(原测点2和3)断面两帮及顶、底板的变形情况进行为期60 d的再次监测，并对中部断面监测情况进行分析。巷道断面位移及位移速率曲线如图12所示。

由图12可知，20701运输巷采用优化支护方案后，初期的巷道顶、底板及两帮变形速率普遍较快，待35～45 d后巷道断面各点位移趋于稳定，此后变 形速率不断降低，等于0或接近0。测点2和3的顶、底板的平均移近量为141 mm，左、右两帮的平均移近量为116 mm，测点2和3的顶、底板及两帮在变形期间最大移近速度分别为6.2，3.6 mm/d和7.0，4.8 mm/d。巷道断面变形监测情况如图13所示。

图12 巷道断面位移及位移速率变化曲线 Fig.12 Deformation and deformation rate curves of roadway section

由图13可知，优化支护后，巷道断面变形较小，且未出现非对称的大面积变形，30 d时断面平均收缩率为9.23%，60 d时断面平均收缩率仅为11.49%，之后断面收缩率几乎未发生改变。巷道断面平均收缩率较原支护而言，降低了30.58%。监测结果表明：采用“锚杆/索+注浆+网喷”联合支护方案后，能较好地将巷道变形控制在合理的范围内，且未影响工作面的正常生产。

图13 巷道断面监测对比 Fig.13 Comparison diagram of detection of roadway section

5 结 论

(1) 20701工作面运输巷的原支护方式不合理，围岩表面及内部渗水，使内部围岩膨胀、软化，且局部区域存在软弱结构面，进一步破坏了围岩-支护结构，导致结构单元失效，造成巷道断面呈大面积、非对称变形。

(2) 根据原支护条件下运输巷断面变形特征及其原因，提出“锚杆/索+注浆+钢筋网+U型钢”联合支护方案。通过数值模拟验证了优化后支护方案的可行性，其极大地降低了巷道围岩的变形量，顶、底板最大位移量降低了230 mm，左、右两帮最大位移量降低了266 mm；通过注浆改善了破碎围岩的力学条件，联合锚网索、U型钢等组成双壳承载拱结构，控制了巷道断面的非对称变形。

(3) 工程实践表明，采用优化支护方案后，巷道断面各点的位移量、收敛率大幅降低，顶、底板平均移近量为141 mm，左、右两帮平均移近量为116 mm，巷道断面平均收缩率由42.07%降至11.49%，降低了30.58%，使得巷道变形控制在合理的范围内，优化效果显著。