煤矿巷道再造高强度承载结构快速支护技术及工程应用

徐佑林 ，吴旭坤 ，周 波 ，郑 伟 ，吴少康 ，周 泽 ，陈志松,5 ，张际涛

（1.贵州理工学院 矿业工程学院, 贵州 贵阳 550003；2.南京工业大学 安全科学与工程学院, 江苏 南京 211800；3.安徽理工大学 矿业学院,安徽 淮南 232002；4.中国矿业大学(北京) 能源与矿业学院, 北京 100083；5.贵州大学 矿业学院, 贵州 贵阳 550025）

0 引 言

随着煤矿开采深度的增加，越来越多矿井进入深部开采，深部围岩控制面临软岩、强动压及大变形等主要难题[1]。为此，我国巷道支护专家提出了多种理论与技术，何满朝院士[2]的关键部位耦合支护理论，康红普院士[3]的“三高一低”支护设计理念和支护-改性-卸压协同支护理念，侯朝炯教授[4]提出的蠕变控制支护原则等。在此基础上，众多学者开展相关理论及技术研究，并成功指导了现场工程实践，如在锚固承载结构方面，赵光明等[5]将围岩力学承载结构由浅入深依次划分为“弱-主-强”结构，左建平等[6]提出了围岩梯度支护分级控制原理，实现基于梯度破坏记录的巷道围岩分级三维承压壳控制，龙景奎[7]提出了巷道围岩协同锚固的研究思路，靖洪文等[8]以物理模拟试验探索深部巷道围岩锚固结构从开始承载至整体失稳全过程，王襄禹等[9]通过引入弹黏塑性本构模型，理论分析了锚注结构的承载特性以及巷道流变变形特性；在围岩改性方面，康红普等[10]介绍了水泥、化学注浆加固的应用条件、注浆加固设计及注浆效果评价，张庆松等[11]研究浆液扩散路径的多孔介质渗透注浆机理，设计一套多孔介质渗透注浆扩散模拟实验装置，张振峰等[12]开展了千米深井巷道高压劈裂注浆改性技术研究与实践，测试评价了注浆改性后的效果；在围岩卸压方面，康红普等[13]介绍了巷道卸压法分类及卸压机理、影响因素和适用条件，吴拥政等[14]提出了深部冲击地压巷道“卸压-支护-防护”协同防控原理及技术，徐佑林等[15]提出受强动压影响的“三软”煤层巷道“卸-转-固”围岩综合控制理论及技术。

上述研究基本都是围绕巷道围岩与支护结构的作用机理开展的，形成了围岩松动载荷[16]、控制围岩变形[17]、承载结构[18]、围岩改性[19]及应力控制理论[20]等众多围岩控制理论，并根据巷道围岩条件和控制理论提出了一系列的支护技术，并且在现场工程实践取得了较好的验证。然而，近年来，随着材料、施工机械设备的发展，深部复杂地质条件巷道围岩的支护方法却没有较大的变革与发展，现有的巷道支护理论与技术均有各自限制与适用条件，如强构造影响、“三软”煤层、破碎围岩及强动压影响的大变形巷道，围岩可锚性较差，无法形成有效的承载结构并发挥围岩自身承载能力，难以保证支护效果。

综上所述，现有的支护手段不能完全满足深部巷道围岩的支护要求，亟需通过新材料、新工艺优化现有支护技术与工艺。笔者提出高强度再造承载结构巷道支护技术，并以具体煤矿为例，通过对两帮松软煤体进行置换，让顶板、两帮充填墙和底板构成高强度承载结构，采用智能算法优化了承载结构支护参数与工艺并进行井下工业性试验，取得了良好的工业试验效果，同时为相似条件巷道支护提供了参考。

1 典型难支护巷道类型

在煤矿巷道支护领域，众多学者和工程技术人员开展了大量的研究，采用支护法、加固法、应力控制法和联合支护法等方法已经解决了大量的煤矿巷道支护难题。团队经过长时间的现场调研及分析，发现由于地质构造的复杂程度不同、开采深度和强度不同、开采布局不合理等多种原因，当前存在以下一些典型难支护巷道，亟需进行支护技术攻关。现将调研的部分煤矿支护难题列举如下。

1.1 受强构造影响的难支护巷道

贵州水城县格木底向斜边缘分布了大树脚、吉源、阿嘎、小牛等20 余个煤矿，受该向斜的影响，这些煤矿基本上都是急倾斜煤层，煤层最大倾角达到86°，煤层埋深大，基本在600～800 m，开采难度极大，巷道支护极为困难。主要原因是受构造影响的地区，特别是靠近向斜轴部等构造线的部位，构造运动形成的应力场在这些地区特别是深部岩层中个点的应力（包括大小和方向）将是自重应力场和构造应力场在该点的综合叠加。国外开采深度较大的矿井进行了井下应力实测，测量结果表明水平方向最大主应力可比垂直应力高出3～5 倍，最高可达8～10 倍。同时，受构造运动影响的原始应力场是一个应力分布很不均匀且在一定程度上受时间影响的应力场，在这样的原始应力场中进行采掘工作，必须考虑时间、地点和构造条件[20-24]。根据传统矿压理论推导，垂直应力为15～20 MPa 的构造水平应力最高可达200 MPa，巷道围岩难以抵抗。

对该地区煤矿（吉源煤矿）进行调研发现基本都存在巷道修复困难的问题。以水城县吉源煤矿为例，吉源煤矿位于扬子准地台黔北台隆六盘水断陷或威宁北西向构造变形区的格目底向斜南翼东端仰起处，二采区轨道下山在1400 轨道石门开口往里702 m处以318°方位，-26°坡度至标高+1 333 m 落平。掘处以318°方位，-26°坡度至标高+1 333 m 落平，掘进全断面为直墙圆弧拱形，采用U 型棚+锚网索支护。目前巷道所采用的复合支护方式，效果不理想，矿压显现剧烈，局部严重地段维修周期在1～2 个月，浪费大量的人力和财力，严重影响矿井的正常生产。经过调研分析可知，主要有以下方面：矿井构造应力大，加上二采区埋深较深（660 m），巷道处于高应力状态。同时，由于岩层破碎，巷道压力大，导致反复维修，扩帮、拉底维修量大，巷道两帮最大变形量达1.5 m，底鼓达1.0 m，局部顶板下沉达1.0 m，如图1 所示。围岩主要为泥岩，强度低、遇风、水容易风化破碎，同时局部受到采区的采动影响，巷道维护难度大。

图1 受构造影响的难支护巷道现场调研Fig.1 Field investigation of difficult-to-support roadways affected by structure

1.2 近距离煤层群开采强动压影响巷道

课题组对汪家寨煤矿、土城矿、山角树煤矿、湾田煤矿、金河煤矿、打牛场煤矿、仲恒煤矿等30 余个煤矿进行调研发现，受井田范围限制，多数巷道布置在中部，采用两翼开采，加之近距离煤层群赋存条件，不断跳采，同时部分老矿井由于开采年限长，系统极其复杂，形成复合应力状态，在采动应力作用下，巷道围岩受多次动压影响，已经完全破碎，围岩对应力变得极为敏感，变形极为严重。出现支护构件严重破坏，顶板、两帮变形严重（图2）。

图2 受强动压影响的巷道变形情况Fig.2 Deformation of alley affected by strong dynamic pressure

汪家寨煤矿位于六盘水煤田大河边向斜中段，开采上二叠系宣威组煤层，可采及局部可采煤层11 层，属缓倾斜近距离煤层群，煤系地层主要由细砂岩、粉砂岩、黏土岩、泥岩等组成，软岩约占65%。井田地质条件复杂，属煤与瓦斯突出矿井。开拓、准备巷道一般采用锚网喷或U 型棚支护，采区巷道采用联合布置方式，各煤层采用区段石门联络，井筒、大巷、采区上、下山均布置于煤组底板，绝大部分处于软岩中。

1）由于巷道围岩受采动的原因，巷道矿压显现极其明显，造成巷道断面严重变形，出现顶板破碎、垮落、两帮及顶底板位移量大的现象，部分巷道断面收缩率达到60%以上甚至闭口，给通风、行人及安全造成重大影响。

2）平硐井区巷道失修严重，主干巷道尤为明显，巷道破坏表现具有显著的高应力软岩特性，围岩松散破碎，而且受历史条件及支护手段限制，造成支护方式与围岩条件不相适应。

3）采用锚网喷、U 型钢可缩性支架等支护形式对巷道进行多次翻修，均未达到理想效果。

现以2105 轨道石门为例进行简要介绍，该巷位于+1 547 m 水平，埋深153 m，长度约为520 m，岩性为泥质细粉砂岩，倾斜上方分别有210706 采空区、211106 回采工作面、2105 回风石门、2105 运输石门，受采动影响，矿压显现明显，巷道底鼓严重，由于水沟不畅局部地点巷道积水，受裂隙影响，2105 回风石门积水沿着围岩裂隙进入该巷，造成局部顶板淋水，如图3 所示。该巷目前采用断面积13.9 m2（29 kg/m）U 型棚进行支护，顶帮用钢筋网、铁丝网及铁背板穿严接实，棚距700 mm，施工方法采用风镐配合手镐进行施工，排矸方式为人工装矸上矿车进行出矸，每月进度20 m，施工缓慢。

图3 汪家寨煤矿2105 轨道石门巷道现状Fig.3 Current status of Shimen roadway of 2105 track in Wangjiazhai Coal Mine

1.3 “三软”煤层等软岩巷道

软岩支护是当前巷道支护的普遍性难题，“三软”煤层巷道支护尤其突出。据统计，在我国“三软”煤层开采中，每年因顶板事故死亡的人数占煤矿事故的45%左右，其中工作面顶板事故占70%～80%。课题组对火铺、金佳等该类条件的32 个煤矿相关巷道进行调研发现，各个矿区均对“三软”煤层综合机械化开采进行积极的尝试与探索，如盘江精煤股份有限公司火铺矿对其“三软”煤层-17号煤层工作面的ZY3800/15/33 支架进行改进，力图解决“三软”煤层液压支架埋头的问题；六盘水恒鼎实业有限公司积极总结洪兴煤矿111703 综采工作面的开采经验，改进“三软”煤层生产工艺，使得111703 工作面的月推进度显著提高。但是由于生产矿井长期以来缺乏对“三软”煤层围岩力学性状、矿压显现规律以及覆岩移动特征的探索，面临的主要技术难点在于：

1）该类巷道底板黏土矿物质量分数59%～85.69%，其中伊/蒙间层矿物（I/S）质量分数65%～92%，顶底板岩性为泥质粉砂岩和粉砂岩，部分为煤，遇水易软化、膨胀和泥化，围岩可锚性、稳定性差，常规锚杆（索）等主动支护方式在极软弱和破碎围岩条件下其可锚性较差，无法提供有效的约束力，如图4所示。2）采用架棚、液压支柱等被动支护措施，而由于

图4 钻孔受水及岩性的影响变化示意Fig.4 Variation diagram of borehole affect by water and lithology

“三软”煤层底板软弱，U 型棚以及液压支柱在支承压力作用下被压入软弱底板，不仅无法提供有效的支撑力，而且严重影响工作面的推进速度。因此，以目前的支护手段仍旧无法对“三软”煤层采动巷道围岩进行有效控制，亟需综合采用新的支护手段、工艺与材料方能以解决“三软”煤层采动巷道围岩控制困难问题。

3）“三软”煤层覆岩移动规律尚未完全掌握，其覆岩移动规律与非“三软”煤层覆岩移动规律存在一定差异；破碎围岩条件下支架-围岩关系不明确，“三软”煤层采场围岩力学性状较为特殊。

综合分析可知，采用架棚、单体液压支柱等被动支护措施，而由于“三软”煤层底板软弱，U 型棚以及液压支柱在支承压力作用下被压入软弱底板，不仅无法提供有效的支撑力，而且导致巷道两帮和顶板进一步变形破坏，易出现底鼓、顶底和两帮大变形，支架扭曲变形、“U”卡崩坏和出现尖顶等破坏变形情况（图5）。

图5 巷道围岩变形及围岩岩性情况Fig.5 Deformation of surrounding rock and lithology of surrounding rock

2 现有巷道围岩控制技术及原理

巷道在开挖后，原有的应力平衡状态被打破，围岩应力重新分布，受采动应力的影响，巷道围岩出现应力集中现象，超过围岩的承载能力，引起巷道围岩的变形破坏，形成了破碎区、塑性区及弹性区3 个较为明显的分区破坏[24-25]，同时巷道围岩变形具有流变与扩容特征，持续弱化围岩承载能力降低，围岩体变形加剧，严重影响深部巷道围岩的长期稳定。康红普院士按照围岩控制部位和原理将支护类型分为5 种，分别是巷道围岩表面支护型、巷道围岩锚固型、巷道围岩改性型、巷道围岩卸压型及联合控制型[26]。

从形式上，我国现有的支护主要划分为被动支护型和主动支护型2 种，被动支护型主要采用支架、喷射混凝土、砌碹等巷道表面支护方式，都是靠支护本身的强度、刚度来支撑围岩体；主动支护型主要采用锚固技术、围岩注浆改性及卸压技术等当中的一种或多种相互组合等巷道内部支护形式，通过对围岩体强度的改变，使围岩体自身对围岩进行支撑，强化围岩应力状态，提高围岩承载能力。从围岩控制原理划分为加固和应力控制2 大类，加固主要是给巷道表面提供约束，以及锚网、注浆加固等提高围岩强度、刚度、完整性和稳定性的支护加固法。应力控制主要是通过卸压等手段降低围岩应力、转移围岩高应力、均匀化围岩应力避免出现过高集中应力、降低围岩偏应力和应力梯度等。现分别简单总结如下：

2.1 巷道表面支护（被动支护）

对巷道表面施加约束力来控制围岩变形，主要有支架、砌碹及喷射混凝土等支护方式，如图6 所示。主要是依靠支护本身的强度、刚度来支撑围岩体，在开采阶段初期可以很好地解决支护难题，但没有最大程度地调动巷道围岩的自承载能力，随着时间的推移，破坏后难以修复进行二次利用，且支护成本较高、工人劳动强度较大，且架棚支护强度有限，无法完全控制巷道围岩变形。

图6 巷道表面支护方式Fig.6 Roadway surface support mode

2.2 巷道围岩内部支护（主动支护）

注浆加固主要是通过注浆管将浆液扩散到加固区域，经过渗透→充填胶结→压密充实→凝结固化的过程，从而恢复围岩完整性，使锚杆锚索施加的预应力能有效传导和扩散，形成有效的支护应力场，起到支护作用。锚杆锚索支护主要是通过打设锚杆（索）压紧锚固区围岩，改善巷道围岩的黏聚力、内摩擦角等物理力学参数，在浅部围岩形成一个“加固拱”，发挥围岩自身承载能力，保证巷道围岩稳定，如图7 所示。但若巷道覆岩中含有大量易膨胀的黏土矿物的松、散、软、弱岩层，锚杆、锚索的可锚性大大降低，无法有效调动巷道围岩深部自身强度，从而限制了锚杆、锚索等主动支护手段在松软破碎围岩巷道的应用。

图7 锚注加固示意Fig.7 Schematic of anchor reinforcement

2.3 卸压支护（应力控制）

主要采用卸压（爆破、切顶、钻孔、水力压裂等）来改善围岩应力状态，降低或转移应力集中区域，如图8a 所示。通过卸压技术，巷道围岩应力重新分布，使应力集中的弹性区转移到围岩更深处，降低浅部围岩应力集中区域，起到了较好的控制作用，如图8b 所示。

图8 卸压方式及原理示意Fig.8 Schematic of pressure relief mode and principle

2.4 联合支护（主动+被动）

针对难支护巷道，目前大部分矿井巷道治理基本上采取联合控制方式，主要是主动支护方式结合被动支护方式，如U 型钢棚＋喷浆、锚网索等联合支护方式，锚杆、锚网索及注浆不适应现场地质条件的情况下，采取U 型钢棚支护，弥补了锚杆、锚网索及注浆支护的缺点，一定程度上保证现场的安全生产需要，延长了巷道变形破坏周期，但在后期维修时影响较大。

3 再造高强度承载结构支护技术思路

3.1 研究思路的提出

根据上述分析，部分难支护巷道采用现有的支护理论及技术不能彻底解决巷道围岩大变形的问题。现有支护技术原理不论是主动支护还是被动支护，其目的都是为了给开挖造成的应力环境变化提供一个抵抗变形的约束力，挤压锚固区内围岩，提高其物理力学性能，在围岩表面或者浅部形成一个具有自身承载能力的“加固拱”结构，让这个结构具备抵抗变形的能力，从而保证巷道围岩稳定。但U 型钢等支护形式存在的缺点是单点受力，没有整体承载，虽然其材料强度足够高，但是受力条件不好，容易变形；而锚网索支护等经过多年的研究和工程实践证明具有较好的支护作用，但锚网索等主动支护施工质量是关键，由于锚网索支护是“隐蔽工程”，加上工人素质参差不齐，无法确保其施工质量，因而无法保证支护强度和支护效果。笔者正是基于这个观点和现实工程问题，结合主被动支护特征，提出系列再造承载结构快速支护成巷技术和工艺，重新构建的“加固拱”结构，依靠再造承载结构实现整体承载，整体抵抗变形，从根本上实现对围岩“彻底改性”，达到再造承载结构与围岩体强度、刚度的可适性，提高巷道整体稳定性。主要从以下3 个方面进行研究。

1）基础理论研究：研究煤层开采后采动空间围岩应力分布、承载结构、岩体损伤的突变特征；建立巷道高强度再造承载结构拱力学模型，揭示巷道围岩-支护结构的耦合效应，形成巷道再造承载体围岩结构失效判别的新方法，确定受采动影响下高强度承载结构厚度、强度及结构。

2）工艺和技术：针对煤矿巷道掘进和返修过程效率低，安全性不高等问题，研究煤矿巷道快速成巷（掘进和支护）关键技术和工艺。

3）材料和装备：研发轻质高强新材料，高效快速的施工机具和装备。通过上述研究，形成集理论、技术、工艺、材料和自动化装备于一体的成套技术。

通过再造承载结构将整条巷道构建成一个具有高强度承载能力的结构体，承载结构整体受力，发挥再造岩体自身承载能力和围岩整体抗变形能力，保证巷道正常使用，为煤矿巷道支护提供参考。

3.2 巷道高强度承载结构再造方法

1）模板台车浇筑成型（图9）。借鉴隧道支护方法，针对煤矿巷道支护特点和空间特征，研究煤矿巷道模板台车，研发高韧性高强度的支护材料进行壁后充填，在围岩表面形成高强度可让压的再造承载结构，根据矿压大小考虑是否需要结合锚杆（索）支护，实现安全高效支护。

图9 研发的煤矿井下用模板台车Fig.9 Developed formwork trolley for underground coal mines

2）装配式预制件快速支护。在研发高强度高韧性支护材料的基础上，借鉴建筑上的装配式建筑思路，将支护材料做成预制结构（图10），在井下进行安装，利用传统的榫卯结构和自锁原理，形成具有高强承载能力的承载结构，结合锚杆（索）支护，实现快速支护。

图10 支护材料预制结构Fig.10 Prefabricated structure of supporting material

3）堆喷快速支护。研发高强度、高韧性和高黏结能力的新型材料，采用喷射混凝土的方式进行堆喷，如图11 所示，在巷道围岩表面形成一层高性能的承载结构，具备高承载能力，再根据矿压大小和巷道变形破坏因素，结合锚杆（索）支护和注浆加固等实现快速、安全和有效支护。

图11 实验室堆喷试验Fig.11 Laboratory reactor spray test

4 井下工业性试验及效果分析

4.1 工程背景

龙宝煤矿11205 运输下山布置在C12 煤层中，平均厚度2.18 m，巷道顶板为粉砂岩，底板为粉砂质泥岩，由于巷道布置在煤层中，在水平应力作用下，两帮巷道变形大，每个月的巷道两帮移近量达到600 mm。

1）巷道原支护方案与状况。 11205 运输下山巷原设计断面为矩形，巷道断面净宽4 200 mm，中高2 700 mm。巷道原支护采用锚杆（索）+铁丝网+钢带联合支护，支护设计如图12 所示。锚杆间排距800 mm×800 mm，顶锚杆使用ø20 mm×2 500 mm 的螺纹钢筋锚杆，两帮采用ø20 mm×2 000 mm 的树脂锚杆，锚杆托盘规格为：150 mm×150 mm×10 mm（厚）；锚索间排距1 600 mm×1 600 mm，每向前掘进1.6 m 打2 根锚索加强支护，锚索规格为ø17.8 mm×7 200 mm，锚索托盘采用300 mm×300 mm×15 mm（厚）的托盘。采用上述支护后，巷道仍出现剧烈变形，主要表现为巷帮大变形，两帮每月收缩400～600 mm。

图12 原巷道支护布置Fig.12 Original roadway support arrangement

2）巷道变形破坏原因分析。①巷道沿煤层布置，煤坚固性系数为0.6，稳定性差，巷道水平应力占主导，受到强烈水平应力挤压而产生变形破坏。②巷道顶板较好，但是巷道布置在煤层中，煤层软弱，没有较好的承载能力，在水平应力和垂直应力作用下，巷道两帮破碎区扩大锚杆锚索难以发挥有效支护作用。③巷道围岩锚固力低及注浆加固效果有限。由于围岩松软破碎，造成钻孔塌孔严重，导致锚杆预紧力不能得到有效扩散、锚杆锚固力较低，支护强度不够，严重影响巷道支护效果。

4.2 围岩控制方法确定

针对11205 运输下山巷道变形严重问题，采用现有型钢和锚网索等支护手段难以取得较好的支护效果。采用井下实测、理论计算和数值计算等研究方法，结合加固拱、卸压支护等理论和技术，研究巷道整体结构受力特征及破坏规律，研发出充填新材料，提出墙体置换再造承载结构快速支护技术，即对两帮软弱煤体进行一定厚度的置换，如图13 所示，在巷道两帮置换掉原来的软弱岩体，再造一定厚度的高强度充填墙，使顶板、两帮和底板形成一个闭合的完整结构，充分发挥承载结构的自身承载能力，抵抗围岩压力，同时，根据现场地质情况，结合理论分析在再造结构与围岩之间预留一定宽度作为卸压区，来达到减缓水平应力作用。

图13 巷帮置换支护结构示意Fig.13 Schematic of roadway gang replacement support structure

4.3 巷旁充填墙承载力学模型建立

为便于实际工程应用中计算巷旁充填墙承载能力，开展理论分析，如图14a 所示，x为充填墙到围岩的距离，H为矩形巷道埋深， γ为上覆岩层容重，在巷道两侧建立巷旁充填墙，l1为墙体厚度，h为高度，l2为巷旁充填墙与巷帮距离。

图14 巷旁充填墙承载力学简化模型Fig.14 Simplified model of bearing mechanics of roadside backfill wall

如图14a 所示，该模型为对称模型，选取图14a中模型左边一半作为研究对象，进行受力分析，将该模型简化为梁模型，以巷道左上角为梁的支点，梁受垂直向下的力，为上覆岩层重力 γH，而施工的巷旁充填墙提供向上的支撑力，如图14b 所示。

根据力矩平衡可得，上覆岩层产生的力矩与巷旁充填墙产生的力矩平衡，从而使整体保证力学平衡。根据图14b，由上覆岩层产生向下的力矩MM可表示为

根据图14c，墙体的支撑力q所形成向上力矩MZ可表示为

可得巷旁充填墙所须提供的支撑力q为

根据巷旁充填墙、巷道的几何参数及上覆岩层容重，结合式（5）可快速得到巷旁充填墙的最小强度q。根据煤和岩石物理力学性质测定方法(GB/T 23561.2—2009)，在现场取芯、切割、打磨至光滑，然后在实验室进行单轴压缩试验得到相关力学参数，见表1，由上述计算公式，得到q值为39.78 MPa。因此，根据理论分析结果当巷旁充填墙体支撑能力达到39.78 MPa，能够控制巷道围岩变形，并保证巷旁充填墙体不被破坏。

表1 岩土体和巷旁充填墙的力学参数Table 1 Mechanical parameters of rock and soil mass and roadside backfill wall

4.4 数值模拟分析

4.4.1 数值模拟计算模型建立

选取龙宝煤矿11205 运输下山作为研究对象，11205 运输下山上覆岩层厚度H为418 m，巷道高度h为2.8 m。边宽l2、巷旁充填墙厚度l1及巷道一半W/2 的总和为3.7 m。工程应用中需要确定合理巷旁充填墙的厚度l1，墙体越厚，则其提供的支护强度越大，而经济上不合理；如果巷旁充填墙厚度l1偏小，则巷道有可能会坍塌（数值模拟表现为计算结果不收敛）。因此确定满足工程稳定的巷旁充填墙的最小厚度是本次数值模拟计算的目标。根据工程实际要求，该数值模拟计算优化目标函数及约束条件可表示为

为确定合理的巷旁充填墙、边宽几何参数，本文采用FLAC3D数值模拟软件开展数值模拟计算，根据工程实践，建立FLAC3D数值模拟计算模型，图15 给出了FLAC3D数值模拟计算模型建立过程，选取模型一半（图15a）开展数值模拟计算，数值模拟计算边界条件如图15b 所示。

图15 FLAC3D 数值模拟计算模型Fig.15 FLAC3D numerical simulation model

数值模拟计算采用的模型为Mohr-Coloumb 模型，岩土体和巷旁充填墙的力学参数见表1。

为实现巷道稳定前提条件下（FLAC3D中认为数值模拟计算模型的最大不平衡比率小于10-5时，则认为该模型稳定），满足约束条件（式（1）），求得巷旁充填墙最小厚度l1，采用Python 编程语言结合优化算法与FLAC3D数组模拟计算软件，根据数值模拟计算模型收敛状态及目标函数，基于优化算法不断调整巷旁充填墙几何参数。数值模拟计算过程中计算模型的最大不平衡比率小于10-5时，则巷旁充填墙对巷道进行了有效支护，巷道将处于稳定状态，否则认为巷旁充填墙支护失败，巷道垮塌。数值模拟计算过程中运行步数为70 000 步，确保数值模拟充分计算。采用飞蛾火焰优化算法确定合理巷旁充填墙厚度，该算法具有超参数少，计算收敛快的特点。

4.4.2 飞蛾火焰优化算法

飞蛾火焰优化算法（moth-flame optimization algorithm, MFO）[27-28]是 由Seyedali Mirjalili 在2015年提出，是一种新颖的群体智能算法，该算法由飞蛾和火焰2 部分构成，通过定位导航机制来解决探索和寻优之间的平衡问题。飞蛾火焰优化算法具有参数简单、容易实现、鲁棒性好等优点，因此该算法自提出以来，便收到国内外学者的广泛关注，在各领域中得到广泛的应用。

在飞蛾火焰算法中，每一个飞蛾有一组最优的参数，而飞蛾的位置是由最优参数确定的，同时飞蛾的位置根据其相应的适应值进行排序，最优的位置则求解问题的最优解。

在飞蛾火焰优化算法中，飞蛾的位置是由优化参数确定，求解问题的维数就是变量的个数，其中飞蛾的位置矩阵可表示为

式中：n为飞蛾的数量（种群大小）；d为变量的数量。飞蛾对应位置的适应度可根据目标函数计算得到，飞蛾位置适应度矩阵可表示为：

在飞蛾火焰算法中，每一个飞蛾对应一个火焰位置，飞蛾最新的位置会根据火焰的位置更新，一旦最新最合适的火焰位置发现时，此时最新的火焰位置可表示为

飞蛾火焰算法的具体流程可描述为

步骤1：初始化飞蛾种群个数及最大迭代次数，本文中飞蛾的数量为50，最大迭代次数为100。

步骤2：确定变量的上限及下限，基于变量上限及下限，产生初始解。

步骤3：计算飞蛾对应位置的适应度，作为初始火焰的适应值。

步骤4：根据式（22）更新飞蛾的位置，计算飞蛾位置的适应度，当找到更好的位置时，将该位置作为火焰的位置。

步骤5：根据下式减少火焰的数量，有助于提高飞蛾火焰算法局部搜索能力：

式中：N为火焰位置数量的最大值；I为当前的迭代次数；T为最大的迭代次数。

步骤6：当终止条件达到时，则停止计算，进入步骤7；否则进入步骤4。

步骤7：结束。

飞蛾优化算法具有超参数少、收敛速度较快的特点，因此本文中采用飞蛾火焰优化算法确定巷道巷旁充填墙的最优几何参数。

为便于实现飞蛾火焰优化算法实现巷旁充填墙几何参数优化，给出了具体的实现过程，如图16所示。

图16 飞蛾火焰优化算法实现巷旁充填墙几何参数优化流程Fig.16 Flow chart of moth flame optimization algorithm to optimize geometric parameters of roadside filling wall

根据上述数值模拟计算流程，编写Python 程序，实现FLAC3D数值模拟计算机飞蛾火焰优化算法结合。

4.4.3 数值模拟计算结果分析

通过飞蛾火焰优化算法100 次迭代后，得到边宽l2为0.49 m，巷旁充填墙厚度l1为1.45 m。得到的最优巷旁充填墙几何参数满足约束条件，同时图17 给出了巷旁充填墙垂直方向的应力分布。

图17 巷旁充填墙应力分布情况（l2=0.49 m，l1=1.45 m）Fig.17 Stress distribution of roadside backfill wall(L2=0.49 m, l1=1.45 m)

分析图18 可知，在巷旁充填墙右上端出现较为明显的应力集中现象，且巷旁充填墙的承载应力为30～36.098 MPa。为进一步确定巷旁充填墙最大压应力，编写FISH 语言，获取巷旁充填墙最大压应力为36.098 MPa，数值模拟计算结果（36.098 MPa）与理论计算结果（39.78 MPa）吻合较好，且两者之间的误差为9.25%，该误差在可接受的范围之内。

图18 巷旁充填墙位移Fig.18 Displacement of roadside filling wall

为了进一步监测巷旁充填墙支护后，巷道顶底板变形量，在巷道布置了4 个监测点，如图19a 所示。其中p1、p2 点与巷道边界距离为0.245 m（巷旁充填墙左边界与巷道边界中间），p3、p4 则布置在巷道中间位置。

图19 数值模拟监测点布置Fig.19 Numerical simulation of arrangement of monitoring points

通过计算得到监测点p1、p2、p3 及p4 位移，如图19 所示，其中p1 和p3 点变形较为接近，均为25 mm 左右，其中p3 点位移稍大。而底板监测点p2和p4 变形量较小，其中又以p4 点位移量较大，最大位移为10 mm 左右，而p2 点最大位移为5 mm 左右。通过数值模拟试验可得，采用该巷旁充填墙几何参数，巷道顶底板变形较小，且变形范围在工程实践中是可以接受的。因此，说明当巷旁充填墙承载能力达到36.098 MPa 时，通过采用巷旁充填墙体置换破碎围岩巷帮，能够有效控制破碎围岩巷道的变形。

4.5 充填材料研发

巷道处于高应力下且围岩较为松软，易造成巷道墙体大变形且围岩破碎严重，故团队研发了一种低成本、凝结时间短、塑性较好且承载强度较高的新材料，在破碎围岩巷道巷旁构建再造高强承载结构为充填墙。

材料主要以硫铝酸盐水泥、石膏及石灰为主，主要有A 料、B 料2 部分，分别加入1.5∶1 的水料比进行混合搅拌，如图20 所示，分别对A 料、B 料进行单浆搅拌不凝固，两者混合后，A 料和B 料迅速发生反应并凝固，分别进行1 d、3 d、7 d 及15 d 的标准养护，进行单轴抗压强度测试，发现充填墙材料在标准养护7 d 后，强度达到12 MPa 左右，呈现出明显的塑性变形特征，可以维持较高的残余强度，可以从根本上满足巷道巷旁充填墙承载结构支护的要求。

4.6 巷旁充填墙支护工艺

根据数值模拟和理论计算分析，得到充填后方卸压区预留宽度490 mm，充填体宽度1 450 mm，再造承载结构支护如图21 所示。

图21 巷道支护断面Fig.21 Section of entry support

1）施工顶板锚杆，确保巷道扩刷安全。顶板采用锚杆支护，锚杆使用ø20 mm×2 500 mm 螺纹钢锚杆，托盘规格为150 mm×150 mm×10 mm，间排距800 mm×800 mm。锚索规格为ø17.8 mm×7 200 mm，锚索托盘规格300 mm×300 mm×15 mm，间排距1 600 mm×1 600 mm。

2）将两帮松软围岩扩刷到设计范围，预留出充填和卸压位置。

3）立模进行充填。将充填袋吊挂在设计充填位置，以钢筋网连接并穿上对拉锚杆，打牢单体液压支柱进行约束。

4）充填材料按设计比例加水进行搅拌，利用管道输送到充填袋，浆液反应完后形成墙体，与巷道顶板和底板重新形成一个完整的承载结构。

4.7 现场控制效果分析

11205 运输下山充填支护承载结构工程于2021年1 月实施，至今已经将近3 年时间（图22）。为验证再造承载结构设计的合理性，对该再造承载结构工程进行了相关的监测工作，采用了常规的监测方式对围岩的收敛进行定期测量。根据现场情况，一共进行了4 个测点（p1，p2，p3，p4）的监测，求其平均值得到最终的监测数据，如图23 所示。

图22 充填支护效果Fig.22 Effect of backfill support

从图23 中可以看到，巷旁充填墙再造承载结构支护后的巷道经过120 d 的监测后，总体变形经历了加速期、减速期及稳定期，其监测断面的收敛速率基本都小于0.2 mm/d，表面围岩变形进入了减速阶段，且各收敛速率具有随着监测时间的增长而减小的趋势并趋于稳定，有利于巷道的较长时期的稳定。对比数值模拟实验发现，监测点p1、p3 出均出现较大的变形，且数值模拟试验结果（25 mm）与工程实践监测（20 mm）结果较为吻合，其次p2 点位移较大，而p4点位移最小。数值模拟实验结果与工程实践监测变形在同一数量级，且最大变形量值较为接近，变化趋势两者均吻合，表明数值模拟实验的合理性及有效性。

5 结 论

1）在复杂地质条件下，传统支护理论与技术难以根本克服巷道围岩大变形问题。针对巷道多样变形破坏机制，深入分析现有技术原理，创新提出系列再造承载结构拱支护技术与工艺体系，结合主被动支护原理，利用再造承载结构拱技术，构建具有高强承载能力的结构体，从整体上调动围岩体的自身承载能力与围岩整体抗变形能力，发挥整体承载和整体抵抗变形的能力，保证巷道正常使用，为复杂条件下煤矿巷道支护提供参考。

2）以龙宝煤矿为研究对象，通过调研分析了巷道围岩大变形、支护构件失效的原因，采用Python脚本编程语言实现对FLAC3D数值模拟计算软件的控制，结合飞蛾火焰优化算法、巷旁充填墙优化目标函数及FLAC3D数值模拟计算，确定巷旁充填墙几何最优参数（边宽0.49 m，巷旁充填墙厚度1.45 m），在确保巷道稳定的前提下，获取最优的巷旁充填墙位置及巷旁充填墙厚度。

3）推导了巷旁充填墙承重强度公式，结合龙宝煤矿11205 运输下山施工，计算得到巷旁充填墙承载强度q值为39.78 MPa，这与数值模拟计算结果（36.098 MPa）吻合较好，且两者之间的误差为9.25%，该误差在可接受的范围之内。

4）基于研究成果确定对龙宝煤矿软弱围岩通过再造高强度墙体进行置换，井下工业实验表明，充填墙再造承载结构支护后的巷道经 过120 d 的监测发现，总体变形经历了加速期、减速期及稳定期，其监测断面的收敛速率基本都小于0.2 mm/d，无明显变形，验证了支护的有效性及合理性。

6 展 望

在工程实际中，应根据不同巷道围岩破坏特征，结合高强度高韧性充填新材料开发不同形式的再造承载结构快速成巷技术还需继续深入研究和验证。其中充填材料及设备还有提高的空间，再造承载结构与围岩体强度、刚度的可适性及有效性还需进一步优化，同时需不断补充高精度、多源化的矿压监测，从而形成巷道再造承载体围岩结构失效判别的新方法，为形成一套集技术、工艺、材料到装备制造的全产业链技术体系进一步丰富和完善，则有望解决深部煤矿巷道松软岩层的稳定控制技术难题，提高煤矿巷道整体稳定性，主要包括以下方面：

1）多次冲击荷载作用下巷道围岩变形破坏机理研究。基于围岩基本物理力学性质基础上，研究多次冲击荷载的特点，包括冲击荷载的大小、频率、冲击形式等因素，研究多次冲击荷载下巷道围岩的变形规律以及不同冲击荷载作用下围岩的变形特征。

2）多次冲击荷载下巷道稳定性评价及预测方法研究。通过基本物理力学试验、现场实测以及数值模拟的分析，在探究围岩变形规律的基础上，进一步评价多次冲击荷载下巷道的稳定性。主要是对巷道变形和破坏的临界条件进行研究，考虑不同冲击荷载条件下的巷道稳定性，研究巷道围岩、支护结构等因素对巷道围岩稳定性的影响，通过稳定性评价，提出预测模型及方法，与现场实测进行对比分析，验证预测模型的准确性。

3）巷道再造承载结构与围岩、注浆加固、锚网索支护等组合条件下的耦合机理和协同支护效果还需进一步研究。进一步研究再造承载结构力学模型与搭建实验室模拟试验平台，开展等比例再造承载结构相似模拟试验，分析巷道围岩-支护结构的耦合效应，形成巷道再造承载结构围岩结构失效判别的新方法；研究再造承载拱强度和刚度随时间变化规律、再造承载拱与围岩体刚度的可适性及有效性。

4）进一步研发低成本、更加高强轻质的新型支护材料。同时考虑到井下巷道空间狭小、机械设备较多的现实情况，研发喷射等更加简单的施工工艺，研制更加实用的施工装备。解决再造结构在边界不变化的规则几何截面下的快速、高效率的施工，提高施工经济性和安全性，实现各个工序之间的平行问题，实现快速成巷。本文只提出了一些思路，所做工作也还需进一步加强，因此难免有考虑不全和不妥之处，还请大家多多包含并给予批评指正为谢！