急倾斜煤岩互层巷道变形特征及机理研究

常 博，刘旭东，张传明，贾 冲，闫瑞兵，任 杰

(1.国家能源集团 新疆能源有限责任公司，新疆 乌鲁木齐 830027；2.新汶矿业集团物资供销有限责任公司，山东 泰安 271000；3.西安科技大学 能源学院，陕西 西安 710054)

0 引 言

巷道掘进与支护是井工开采的关键技术之一，是保证煤矿安全、高效建设与生产的必要基础[1]。现阶段，巷道掘进与综放开采过程中产生的巷道围岩大变形与失稳问题，严重制约了矿井的安全高效开采。

关于巷道大变形的产生机理，国内学者取得了许多成果。孙艺丹等[2]根据弹性理论和应力波理论，分析了高地应力状态巷道开采工程动力扰动导致巷道围岩失稳机理。李树刚等[3]运用UDEC数值计算软件，揭示了破碎围岩动压巷道变形破坏的渐近发展规律，得出其围岩局部关键部位的破坏，导致了巷道其他部位失稳。张官禹等[4]通过围岩变形监测与现场观察，得到软岩巷道底鼓的关键影响因素主要为底板岩性和结构状态、岩层应力、支护强度、水理作用。针对急倾斜煤层巷道及其围岩的变形破坏问题，诸多学者采用多种方法进行了深入研究，其中来兴平等[5]构建了急倾斜煤岩动态破坏特征模型，揭示了开采扰动诱发急斜煤岩体动力失稳时空演化特征。邹磊等[6]通过围岩松动范围监测分析，得到了急倾斜煤层巷道地质构造复杂而呈现出煤层错位、松散、破碎的分布特征。屠洪盛等[7]采用数值模拟和现场实测，得到了急倾斜工作面回采巷道受力和破坏具有明显的非对称性特征。黄庆享等[8]通过急倾斜煤层大范围开采过程的围岩运动，揭示了顶帮下挫和底帮下滑式的非对称变形机理。马振乾等[9]采用数值实验方法研究了急倾斜煤层巷道围岩应力和位移分布特征，得到了巷道顶部自然平衡拱逐渐沿煤层倾斜面向上扩展的规律。鞠文君等[10]提出了以“错峰调压+爆破切顶+强力支护”为核心的急倾斜特厚煤层分层同采巷道冲击地压控制技术。王宁波等[11]通过巷道围岩质量与离层区分布位置，得到急倾斜特厚煤层巷道围岩破碎呈分区分布特征。

煤岩互层巷道处于不同厚度、不同强度的煤岩体交互围岩之中，其所处环境较单一岩性的巷道更为复杂，各类岩性承载能力悬殊，常有围岩大变形发生。在煤岩互层巷道研究方面，杨帆等[12]基于互层巷道变形破坏特征，提出在锚-网-索耦合支护基础上，利用锚索、底角锚杆等对变形破坏关键部位进行加强支护的方法。种照辉[13-14]研究了斜梯形和直墙半圆拱形巷道断面对煤岩互层巷道的适应性，掌握了各影响因素敏感性排序，提出了煤岩互层顶板巷道失稳控制对策。

诸多学者[15-18]对急倾斜或巷道的变形问题进行了著有成效的分析，但对急倾斜煤岩互层巷道的研究相对较少，为此笔者针对乌东煤矿急倾斜煤岩互层巷道变形问题，采用现场监测与数值模拟实验方法，分析急倾斜煤岩互层巷道的变形规律及其变形机理，研究结果为急倾斜煤岩互层巷道的变形控制提供科学依据。

1 工程背景

乌东煤矿+400 m水平B8集中运输大巷为急倾斜的煤岩交互层巷道，巷道设计总长为3 939 m，其中南区段长786 m、陈兴远煤矿段长1 090 m、西区段长2 063 m。

B8巷道沿煤层走向布置，垂直地应力7.90 MPa，水平地应力24.3 MPa，地应力场中的水平主应力为最大主应力，约为垂直地应力的3.08倍，优势方向为近南北向。B8急倾斜煤岩互层巷道平面位置分布图如图1所示，巷道开口位于B13-14煤层区域附近的煤岩互层中，煤层总厚度约3.5 m，B13-14煤层东西两端厚中部略小于两端，煤层走向大致为N60°E，倾向330°，倾角83°～89°，平均倾角87°。

图1 B8急倾斜煤岩互层巷道平面位置分布Fig.1 Plane position distribution map of B8 steeply inclined coal-rock interbedded roadway

巷道支护设计图如图2所示，巷道断面形式为圆弧拱，自西向东坡度为1.4°，设计巷宽5.60 m，净宽5.40 m；掘高3.60 m，净高3.50 m，巷道采用锚杆+锚索+锚网+钢带+喷浆联合支护。巷道采用ø12 mm 钢筋焊接的梯型钢带，组合等强螺纹钢锚杆支护及喷浆联合支护。锚杆初始设计为ø20 mm×2 500 mm，每排14根，间排距为800 mm×800 mm，使用MSCKa2335型树脂药卷锚固，锚杆转矩不小于100 N·m，托板采用140 mm×140 mm×10 mm碟形托板。锚索规格为ø21.6 mm×8 000 mm型钢绞线锚索，间排距为2 000 mm×3 000 mm。

图2 巷道支护设计示意Fig.2 Initial roadway support drawing

2 巷道变形联合监测实验设备与方案

采用多参数物理力学测试仪器与装置，对矿井围岩稳定性进行现场监测评估，进行B8巷道钻孔窥视、锚杆无损检测与表面位移监测，分析巷道裂隙发育规律及变形特征，为后续巷道支护模拟研究奠定基础。

2.1 联合监测设备

互层巷道大变形的多参量联合监测设备如图3所示，图3a为CXK12(A)钻孔窥视仪设备，为掌握掘进扰动影响下其南帮与北帮的围岩破碎情况，选用钻孔窥视仪对围岩裂隙发育程度进行直接观测。

图3 互层大巷大变形多参量联合监测设备Fig.3 Multi-parameter joint monitoring equipment for large deformation of interlayer roadway

锚杆锚固质量无损检测采用的GD-RBT锚杆质量检测仪如图3b所示，通过对信号进行处理和分析，确定锚杆长度以及灌浆的整体质量。

2.2 联合监测方案

为详细掌握煤岩互层巷道的围岩裂隙发育特征，应用CXK12(A)钻孔窥视仪探测巷道掘进工作面附近的裂隙发育特征，并进行锚杆无损检测与变形检测，其急倾斜煤岩互层巷道联合监测示意如图4所示。巷道两帮钻孔窥视图如图4a所示，方案选取巷道掘进工作面后方80 m位置，在南、北两帮各布置一组钻孔，分别为1号,2号钻孔，两孔水平距离1 m，沿煤层走向方向布置，其1号,2号钻孔水平角分别为30°、50°，两钻孔的仰角均为10°，孔深均为40 m。

图4 急倾斜煤岩互层巷道联合监测示意Fig.4 Schematic diagram of joint monitoring of steep coal rock interbedded roadway

锚杆无损检测点示意如图4b所示，由于现场巷道主要为底鼓变形，因而本次监测的每个断面选取了靠近南帮的2根锚杆，进行已返修巷道及前后帮鼓较严重范围的锚杆质量检测，检测45个断面总计90根锚杆。同时采用十字布点法，在距B8-B13石门275.6、290.8 m的两帮中部水平方向位置设置2处两帮收敛观测点进行巷道断面监测分析。

3 煤岩互层巷道联合监测结果

3.1 煤岩互层巷道围岩内部裂隙分布特征

采用钻孔窥视仪分别对北帮1号孔、南帮2号孔的围岩裂隙发育程度进行监测，得到B8巷道北帮、南帮的钻孔窥视特征分别如图5、图6所示。

图5 B8集中运输大巷北帮不同深度钻孔窥视特征Fig.5 Snooping characteristics of boreholes on north side of B8 centralized transportation roadway

图6 B8集中运输大巷南帮不同深度钻孔窥视特征Fig.6 Snooping characteristics of boreholes in south side of B8 centralized transportation roadway

由巷道北帮钻孔窥视特征可知，北帮围岩整体纵向裂隙发育明显，浅部孔内含水较少，中部泥沙较多。浅部钻孔壁层理发育，钻孔深度为9 m处孔壁出现纵向裂隙，随着探头推进，由岩层进入煤层的煤壁较为破碎，碎石落下泥沙也相应增多。钻孔深度为13～14 m泥沙增多，由此可知，孔壁裂隙发育导致孔内水流量减少。钻孔深度超过18 m之后，孔内碎石较多，孔壁发生剪切错动；钻孔深度为在24 m处时孔内充满碎石且钻孔难以推进。

由图6的B8集中运输大巷南帮钻孔窥视特征中可以看出，在钻孔深度为3 m处孔径缩小，孔壁碎石粒增多，孔壁较破碎；纵向裂缝逐渐变宽，裂隙沿孔壁两侧向前延伸。孔内水量在钻孔深度为22.6 m处突然增多，随后22.7 m处的涌水量增大，继续向前推进至25.2 m处煤岩交界处出现错动，发生卡钻现象。钻孔深度为28.4 m处水量减少，裂纹明显，孔壁有碎石落下；在29 m处出现煤岩互层，孔径缩小并且有碎石掉落，同时钻头也难以推进。

将斜孔观测结果换算为垂直于两帮的距离，通过对钻孔窥视观测到的各阶段煤岩特征分布及其破坏情况，得到了巷道左右两帮的煤岩分布特征，其巷道围岩的煤岩综合柱状图如图7所示，其巷道位置区域为“泥岩-煤层-砂岩-煤层-砂岩” 的煤岩互层分布状态，巷道左右的顶底板区域亦存在明显的急倾斜煤岩互层分布状态，根据现场测点的煤岩分布特征，为后续支护效果的数值模拟研究提供了基础参数。

图7 巷道周围煤岩综合柱状图Fig.7 Comprehensive histogram of coal and rock around roadway

3.2 煤岩互层巷道锚杆支护情况及巷道变形特征

为保证B8巷道安全掘进，在距石门272.0～308.0 m的范围内，展开B8巷道的锚杆支护情况及变形特征分析，继而为后续巷道变形机理提供基础数据支撑。以首次锚杆检测为例，锚杆分析软件分析界面如图8所示，该数据下共有7个波形图，其中现场实测6个，合成波形1个。对选取的波形图进行分析(红框区域)，分析类型选取相位分析(黄框区域)，1号点位于波形开始位置，5号点处于相位发生畸变的峰值位置，定为杆头；6号点位置处于相位为0点处，相位前后斜率发生微小变化，定为外露端；3号点处波形图发生明显畸变，定为锚固端；4号点位置波形图发生明显畸变且变化幅度较大，定为杆尾。

图8 锚杆分析软件分析界面Fig.8 Interface diagram of bolt analysis software

锚杆锚固质量监测统计结果见表1，其中3次检测过程中45处断面存在受损的14处锚杆。表中Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ分别为第1、第2、第3次的锚固质量监测，通过测试结果得到的锚杆其实测长度、外露段长度、孔内长度、锚固段长度、自由段长度，继而结合锚固密实度评判标准确定出各端面的锚杆锚固等级。

表1 锚杆锚固质量监测统计结果Table 1 Anchor bolt anchorage quality monitoring statistical results

锚杆外露端因环境影响而发生部分锈蚀，在地应力的长期作用下，锚杆有效锚固段长度发生变化。

第1次测试后，共5处锚杆的外露端部分锈蚀较重，锚固段占比降低，其锚杆支护质量较低；第2次测试后，288.0-02号新增1处锚杆的锚杆支护质量较低；第3次测试后，新增9处锚杆的锚固段占比降低，其锚杆支护质量较低。至巷道变形稳定相对后，90处锚杆中共15处存在锚杆质量较低的情况，占比达16.67%。

B8巷道两帮收敛变化趋势特征如图9所示，距石门275.6 m处的巷道两帮在前5 d的监测过程中收敛趋势明显，“趋于稳定期”的时间约9 d，监测进行14 d后进入稳定期，距石门290.8 m处的巷道两帮“收敛期”、“趋于稳定期”、“稳定期”的时长与距石门275.6 m处的巷道两帮相同，断面变形稳定后，距石门275.6、290.8 m处的巷道宽分别为5.01、5.16 m，其变形量分别为1.19,0.95 m。由此可知，巷道“收敛期”存在5 d左右的蠕变特征，为此施工作业应避开巷道的收敛期。

图9 B8巷道两帮收敛变化趋势特征Fig.9 Characteristics of convergence trend of the two sides of B8 roadway

B8巷道两帮变化呈现明显的阶段性趋势，主要为“收敛期-趋于稳定期-稳定期”的变化过程。其巷道“收敛期”的单日变形量位于0.10～0.20 m、“趋于稳定期”的单日变形量位于0.02～0.08 m、“稳定期”的单日变形量基本为0。

通过巷道两帮移近量、顶板下沉监测以及现场巷道变形规律可知：巷道底鼓0.75～0.80 m远大于顶部下沉的0.03～0.05 m，巷道宽度变化0.95～1.40 m，其南帮帮鼓0.60～1.00 m，北帮帮鼓0.20～0.40 m；经现场拉拔力实验，北帮锚杆错固力大于60 kN，锚杆合格；南帮锚杆锚固力30 kN时被拉出，锚固质量较低。南帮50～75 m施工帮一根帮锚索，现场测得锚索周围500 m左右巷道的帮鼓为0.40 m左右，超出锚索控制范围。由此判断巷道南帮5 m左右煤岩体整体向巷道侧鼓出，且锚杆控制范围帮鼓大于锚索控制范围帮鼓。

4 急倾斜煤岩互层巷道变形机理

以乌东煤矿地质条件为原型开展数值模拟实验分析，通过现场调研及采样获取研究区域地质条件，得到模拟实验原型及其相关参数(表2)，据此开展数值模拟实验，分析+400水平B8集中运输大巷巷道变形与应力分布特征。采用具有大变形特征的离散元3DEC数值计算模拟软件，分析集中运输大巷巷道变形；采用具有渐变特征的有限元FLAC3D数值计算模拟软件，分析集中运输大巷巷道变形，综合研究集中运输大巷掘进的巷道变形与应力分布特征。

表2 急倾斜煤岩互层巷道物理力学参数Table 2 Physical and mechanical parameters of steeply inclined coal-rock interbedded roadway

4.1 3DEC模型设计与巷道围岩变形分布特征

基于离散元3DEC(3 Dimension Distinct Element Code)数值模拟技术，结合综合柱状图中的煤岩层平均高度构建B8集中运输大巷掘进模型，完成覆岩位移场演化规律分析，从而得出掘进影响下的煤岩互层巷道围岩位移变化特征。3DEC数值模拟的模型构建如图10所示，模型采用的外形尺寸(长×宽×高)为=40 m×6 m×35 m，其巷道尺寸与实际尺寸保持一致，即巷道宽5.6 m、高3.5 m，巷道埋深为400 m，其巷道内部煤层交错分布的厚度分别为2.15,0.50 m。因3DEC运行限制较高，模型宽度设计为6 m。

图10 3DEC数值计算巷道模型与支护构建Fig.10 3DEC numerical calculation roadway model and support construction

锚索梁长度为10 m，间隔3 m交错分布。锚杆与锚索的构建长度与步距均与实际相同。巷道南北两帮为锚杆，巷道顶板为锚杆与锚梁的混合支护结构，锚杆抗拉强度设置为500 MPa。数值模型初始条件设置的重力加速度为9.8 m/s2，模型表面施加的初始应力与地应力测试结果保持一致，即模型施加的垂直应力为7.90 MPa，水平应力为24.3 MPa，模型前后、左右、下共5个表面设置的变形限制为0.1 m。

3DEC模拟计算的B8巷道位移场分布特征如图11所示，在对称性的支护条件作用下，急倾斜煤岩互层巷道在复杂的地质环境影响下，呈现出明显的非对称性变化特征。巷道南帮在上下部岩层空间的联合挤压作用下，而发生南帮围岩的“三角形”集中区域大范围变形的现象，而巷道北帮的变形区域范围较小，同时在巷道顶底板存在一定的飞矸效应。其中，巷道开挖结束后的巷道底臌量基本位于550 mm、顶板下沉量大多处于300 mm内，巷道顶板下次量明显大于巷道底臌。同时，南帮变形量达到600 mm，明显大于巷道北帮变形量的250 mm，模拟计算所得巷道变形呈现出底臌量明显大于顶板下沉、南帮变形量明显大于北帮的特点。模拟结果的变形量与变形特征与现场实测结果高度一致，具有较好的模拟效果。

图11 3DEC模拟计算的B8巷道位移场分布特征Fig.11 Distribution characteristics of displacement field in B8 roadway simulated by 3DEC

3DEC模拟巷道围岩变形与锚杆位移分布特征如图12所示，其中如图12a为巷道围岩变形特征，巷道开挖集中表现为巷道南帮的泥岩大范围的集中破坏与变形，且B12煤的上部区域存在明显的鼓起，形成较大的变形，南帮内部的中间夹矸岩层以内的岩层区域相对较为完整。锚杆位移分布特征如图12b所示，巷道开挖结束时北帮锚杆状态相对良好，南帮与靠近南帮顶板的锚杆位移变形量较大，南帮锚杆变形量普遍为52.5 mm，靠近南帮的顶板局部受南帮鼓起与顶板下沉的双重影响使得拉伸变形量达到111.5 mm。受急倾斜煤岩互层巷道的变形影响，其锚杆与巷道变形呈现出相同的位移分布特征，即巷道顶板的锚杆变形量明显大于底板，巷道南帮的锚杆变形量明显大于北帮，且巷道锚杆的大变形区域集中分布在巷道南帮与顶板的交界位置，锚杆变形亦呈现出明显的非对称变形特征。

图12 3DEC模拟的巷道变形与锚杆位移分布特征Fig.12 Distribution characteristics of roadway deformation and bolt displacement simulated by 3DEC

4.2 FLAC模型设计与巷道围岩应力分布特征

基于有限元FLAC3D(Fast Lagrangian Analysis of Continua)数值模拟技术，进行的FLAC3D数值计算巷道模型与支护构建如图13所示，模型采用外形尺寸(长×宽×高)为=40 m×25 m×35 m。因FLAC3D运行限制较小，模型的宽度设计为25 m。巷道支护的锚索梁长度为10 m，间隔3 m交错分布，锚杆与锚索的构建长度与步距均与实际相同。数值模型的重力与应力初始条件与3DEC模型一致，同时模型的前后、左右、下共5个表面设置的变形限制为0.1 m。

图13 FLAC3D数值计算巷道模型与支护构建Fig.13 FLAC3D numerical calculation roadway Model and support Construction

FLAC3D模拟的巷道围岩与锚杆应力分布特征如图14所示，其中图14a为巷道围岩应力分布特征，巷道开挖运行后，两帮内部岩层出现明显方的应力集中，其中南帮内侧2号夹矸应力集中效应略低于北帮内测粉砂岩的应力集中效应，运行过程中两帮内的应力集中效应逐渐增强，至运行结束，北帮内与南帮内的集中应力分别达到了40.78 MPa与22.50 MPa，由于巷道南帮的集中大范围破断，其集中能量有效释放，而北帮的巷道岩层相对稳定，因而北帮巷道承载了上部覆岩的集中作用，使得巷道北帮的岩层集中应力明显大于南帮。

图14 FLAC3D模拟的巷道围岩与锚杆应力分布特征Fig.14 Stress distribution characteristics of roadway surrounding rock and bolt simulated by FLAC3D

锚杆应力分布特征如图14b所示，巷道开挖后，巷道北帮的锚杆状态相对良好，巷道南帮与靠近南帮顶板的锚杆承受拉应力较大，南帮锚杆承受拉应力局部达到75 MPa，巷道顶板因锚杆/锚索的支护效果较好，使得位移变形量小，同时锚杆与锚索本身承受的应力较大。在巷道北帮与顶板的交接区域位置，围岩变形量较小，其锚杆所受的拉应力较强。

4.3 急倾斜煤岩互层巷道变形机理

B8巷道具有两帮松软(煤与泥岩)、上下错位(近直立煤岩)、岩性多样(泥岩、煤、夹矸间隔交错)等复杂地质影响的特点，其巷道北帮的变化区域范围较小，仅有北帮内侧0.74 m的泥岩与夹煤的变化较为明显；而巷道南帮的变化区域范围较大，南帮内侧泥岩与B12煤上部区域共1.82 m的区域范围变化明显，夹矸相对较为完整；顶底板的变化范围较广，靠近南帮的顶底板变形量较大。

急倾斜煤岩互层巷道变形示意如图15所示，急倾斜煤岩互层巷道北帮变形量较小，相对较为完整，使得北帮岩层承受覆岩作用较大，集中应力明显，而巷道顶底与南帮变形范围较大，使得岩层挤压作用部分释放，应力较小，而距离南帮约4 m处的夹矸相对无明显变化，其应力集中的效应较弱。

图15 急倾斜煤岩互层巷道变形示意Fig.15 Schematic diagram of deformation of steeply inclined coal-rock interbedded roadway

由于急倾斜煤岩层地质因素的影响，巷道围岩的垂向裂隙较为发育，结构面容易弱化形成强度较低的软弱夹层，在水平应力的作用下，软弱夹层极易发生结构面间的错动变形，加之岩层内部的挤压力作用，继而产生岩层的离层变形，最终导致巷道南帮帮鼓大变形现象；水平应力影响下南帮粉砂岩、泥岩均表现出向下运动趋势，因而巷道南帮帮鼓明显大于北帮，两帮呈现巷道底臌南高北低的不对称变形特征，南帮变形失稳后，使得巷道北帮岩层承受覆岩作用较大，应力集中效应较强。

5 结 论

1)急倾斜煤岩互层的B8巷道帮孔水平主应力为最大主应力，平均值为24.3 MPa，约为垂直地应力的3.08倍，其优势方向为近南北向。由岩层进入煤层临界区域后的煤壁较为破碎，碎石落下泥沙相应增多，其孔壁逐渐发生剪切错动。

2)急倾斜煤岩互层巷道明显的非对称变形特征，巷道两帮呈现出“收敛期-趋于稳定期-稳定期”的阶段性趋势，其巷道“收敛期”的单日变形量为0.10～0.20 m，为此施工作业应避开巷道的5 d左右的收敛期。返修阶段巷道变形对锚杆造成破坏，至巷道变形稳定相对后，90处锚杆中共有15处存在锚杆质量较低的情况，占比达到16.67%。

3)急倾斜煤岩层受复杂地质因素影响，巷道围岩垂向裂隙较为发育，在水平应力影响下，结构面容易弱化形成软弱夹层，从而易发生结构面的错动变形，加之岩层内部的挤压作用，使得南帮粉砂岩、泥岩均表现出向下运动趋势，因而巷道南帮帮鼓明显大于北帮，巷道底鼓呈现南高北低的不对称变形特征，南帮变形失稳后，使得巷道北帮岩层承受覆岩作用较大，应力集中效应较强。