采空区下泥质软岩巷道底鼓机理与联合支护技术研究

赵 帅

(山西省能源发展中心，山西 太原 030006)

软岩是软弱、破碎、松散、膨胀、流变、强风化蚀变及高地应力岩体的总称。随着我国煤矿资源的不断减少，我国煤矿开采深度不断增加，开采范围不断扩大，开采遇到的软岩情况越来越多，软岩问题成为了我国煤矿开采过程中不得不面临的一个难点问题，特别是煤矿软岩巷道的支护一直是困扰煤矿生产和建设的重大难题之一[1-3]。长期以来，国内外专家、学者对软岩巷道的支护技术开展了大量的研究工作，取得了一大批理论和技术应用成果。何满潮等通过对高应力软岩巷道变形原理进行研究，认为巷道围岩强度低和膨胀性强是导致高应力软岩巷道变形破坏的主要原因[4，5]；黄炳香等认为软岩巷道围岩裂隙扩展、破裂岩体长时扩容、软岩流变与结构性变形是软岩巷道围岩变形的主要原因[6]；李学华等从巷道的布置层位、保护煤柱设计、支护方案及受采动影响状况等方面入手进行研究，提出了“以锚注加固为基础，关键部位进行加强支护”的“非均匀支护”新技术[7]；孙利辉等提出了巷道底板“锚索束+浅深孔注浆”的底鼓治理方案[8]；王卫军等[9-11]通过现场测试和数值模拟，提出了采用高强度锚杆、强力锚索、注浆加固围岩的高阻让压和高强度支护技术，并根据现场监测数据和耦合支护原理，确定了合理的各支护环节的支护时间。上述研究为我国煤矿软岩巷道治理体系提供了有力的技术支撑，但由于巷道围岩性质、应力环境及地质环境的复杂性，已有的理论不能全部解决底鼓机理认识上的问题，现有的技术也难以从根本上控制底鼓。因此，本文基于上述研究采用现场调查、理论分析以及数值模拟相结合的方法，探讨采空区下近距离泥质软岩巷道底鼓机理并提出优化支护方案，以期为类似矿井巷道的理论研究和实践提供帮助。

1 工程概况

1.1 煤层地质条件

试验煤矿主采煤层自上而下依次为6煤、5煤和1煤，各煤层层位稳定，厚度和分布面积均较大。目前，矿井5煤和6煤层已开采完毕，其采掘平面图如图1所示。1号煤层埋深约400m，平均煤厚3.2m，煤层倾角4°。本文以1煤集中大巷为对象展开研究，集中大巷位于1号煤层中；沿煤层底板掘进，直接顶为0.6m厚的粉砂岩，基本顶为4.6m厚的泥岩，直接底为9.3m厚的鲕状泥岩，老底为4.7m厚的含鲕粒泥岩白云质灰岩。巷道顶板围岩完整性较好，底板极为破碎。

图1 矿井采掘布置

1.2 原支护形式

1煤集中大巷为矩形断面，巷道顶板和帮部采用锚网对称支护，底板无支护；顶部每排打设6根顶锚杆及一片4.4m的W型钢带，锚杆采用∅20mm×2200mm右旋等强螺纹钢锚杆支护；帮部采用锚网支护，锚杆采用∅16mm×2000mm等强螺纹钢锚杆，每排每帮打设4根。1煤集中大巷支护方式如图2所示。

图2 1煤集中大巷支护方式(mm)

1.3 巷道围岩变形破坏特征

采用原支护方案，1煤集中大巷两帮和底板变形量较大。两帮局部变形量在0.4～1.5m，而底板底鼓范围区域较大，一般底鼓量在1m左右，局部最大底鼓量可达到1.2m，变形严重。底板经过一次挖底，十余天后底鼓变形量又达到1m左右，并且底板岩石带有一定的膨胀性，属于软岩巷道底鼓问题。若此状况不断延续，将严重影响正常的煤矿生产。

2 巷道围岩失稳因素分析

巷道围岩破坏受到自然因素和技术因素的影响。自然因素包括围岩性质、地应力场、岩石强度、地质构造、岩体的完整性等；技术因素包括支护结构、巷道尺寸、巷道断面形状、煤柱留设等，而自然因素是导致巷道围岩破坏的最直接原因。

2.1 围岩物理力学性质

根据现场开采情况和岩性的观察以及井田地质柱状图，查表获得H-B准则中煤、岩体的经验强度σci、完整系数mi值、地质强度指标GSI值，结合开挖扰动因子D，输入RocData软件中得到H-B强度参数mb，s[12]。除了得到H-B准则岩石参数外，还得到了等效的M-C准则参数，包括内聚力c，内摩擦角φ。结合弹性模量E和岩体泊松比v，利用式(1)和式(2)计算出体积模量K和切变模量G，由此可以得到数值模拟所需完整的岩石材料参数，见表1。

表1 岩体力学强度参数

(1)

(2)

式中，E为弹性模量，GPa；K为体积模量，GPa；v为泊松比；G为切变模量，GPa。

根据岩体力学强度参数可知，1煤集中大巷底板物理力学强度较低，岩性软弱，这也是巷道底板极为破碎的直接原因，另外，底板遇水膨胀，强度进一步降低。

2.2 地应力场分析

巷道大变形治理的前提条件是要掌握地应力分布情况，按照地应力测试要求，需要在未受工程扰动影响的掘进头进行测试，但是该矿井5煤已经回采结束，巷道并未出现大变形的情况，且开采完毕实现了对下伏1煤的卸载，但是1煤两条垂直的巷道均出现较大变形，因此，利用区域地质动力规划方法可推断该矿周边存在异常地质构造[13]，因此，在现场实测大变形与破坏的基础上，可利用计算机对地应力进行反演计算。

根据1煤层空间位置关系，利用有限元软件ANSYS建立模型，模型的长×宽×高为100m×10m×68.4m，共223440个单元和248039个节点。网格大小从集中大巷向外逐步增加，模拟采用摩尔-库伦准则进行计算，集中大巷位于煤层正中，根据矿上实际尺寸4.6m×3.2m进行开挖。为了确定1煤的地应力环境，保持Z方向应力10MPa不变，X方向正应力梯度设定为10MPa、12MPa、14MPa、16MPa、18MPa、20MPa，Y方向正应力梯度设定为10MPa、12MPa、14MPa、16MPa、18MPa、20MPa，两两交叉，由此设计出36组数值模拟实验。通过数据分析可以得到1煤集中大巷地应力条件为σz=10MPa、σx=18MPa、σy=12MPa。该区域的应力场不仅受到自重应力的影响，还受到水平应力的影响，这对巷道支护设计的影响具有明显的方向性。

其中，pG代表政府设定的目标价格。农户按照目标价格和市场价格之间的差额获得差价补贴T。即pG=pd+T。

2.3 巷道扰动分析

巷道围岩稳定性往往受到其他巷道、采煤工作面等的影响，并且地下岩体处在复杂和强烈的自重应力和构造应力场中，巷道开挖和煤层开采会引起应力的重新分布，地下赋存的煤层或岩层在应力作用下，体积和形状发生变化而产生变形。假设围岩为均质，各向同性，线弹性，无蠕变，原岩应力为各向等压，采用研究平面应变问题的方法，得到支承压力的影响半径约为5r(r为巷道半径)[14]。

1煤集中大巷宽4.6m，高3.2m，用半径为2.8m的外接圆代替矩形断面，可得支承压力的影响范围为14m，1煤集中大巷与4煤层之间的距离为26.6m，其远大于扰动距离，因此可以忽略煤层开采对1煤集中大巷的扰动影响。

3 巷道底鼓机理

矿井1煤集中大巷底板为9.3m厚的鲕状泥岩，且底板敞开无支护，破坏范围较大，围岩遇水膨胀，强度进一步降低，这是巷道发生底鼓的主要原因之一。其次，文献[15]研究了水平应力对巷道底鼓的影响，认为侧压系数大于1时巷道底鼓量较大，由前述分析可明确得到1煤集中大巷的应力场特征，说明此特征也是巷道发生底鼓的另一主要原因。

3.1 遇水膨胀型底鼓

岩石遇水膨胀的主要原因在于含有粘土矿物，与底板岩石的成分有关，巷道底板岩石含蒙脱石、伊利石或其混层等膨胀性软岩成分时，则表现为遇水膨胀型底鼓形式。文献[16]对遇水膨胀型底鼓的底鼓量进行估算，其底鼓量为：

(3)

式中，h1为底板遇水膨胀底鼓量，m；M为底板岩层自由膨胀率，%；L为底板围岩松动圈厚度，m；q为原岩应力，MPa；σc为巷道围岩单轴抗压强度，MPa。

3.2 应力型底鼓

巷道开挖后会引起应力的重新分布，其简化后的力学模型如图3所示，巷道围岩处于高应力状态，1煤集中大巷地应力特征明显，这些应力造成底板发生破坏，从而出现应力型底鼓。

图3 巷道开挖后围岩力学分析模型

文献[17]以弹性力学为基础，将此问题看作以楔形体演变的半平面问题，得到应力型底鼓量为：

(4)

3.3 总底鼓量计算

将1煤集中大巷底板岩层参数代入式(3)和式(4)，利用Mathcad进行计算，其中M取30%，b取8m，c取17m，得到h1、h2分别为0.39m和0.53m，该结果也充分说明1煤集中大巷主要为遇水膨胀型底鼓和应力型底鼓。

4 联合支护技术

4.1 支护方式选择

1)断面形状不同，巷道围岩的破坏形式和破坏类型会有明显的不同[18]。矩形巷道容易形成应力集中，实际考虑矿方经济、运输和开挖难度，将巷道断面形状改为拱形，同时缩小巷道断面尺寸。

2)高地应力作用下，需要充分发挥围岩的自承能力，尤其对于软岩巷道，需要进行全断面支护，对底板为泥岩的1煤集中大巷应考虑注浆措施，使破碎围岩胶着成整体[19]。

3)增强关键部位的承载能力，对于顶角和底板较为破碎的区域，采取锚索控制破碎区域的发展[20]。

4.2 支护方案优化

将原支护方案中的顶锚杆替换为∅20mm×2200mm的螺纹钢锚杆，帮锚杆替换为∅16mm×2000mm的螺纹钢锚杆，增加注浆和锚索支护，巷道支护如图4所示。

图4 巷道支护方案(mm)

4.3 支护效果模拟分析

巷道围岩破坏受到采掘扰动的影响，其破坏为一动态过程，为明确其动态演化过程，采用有限元软件ANSYS建立三维模型，按照表1中各岩层参数进行赋值，使用FLAC3D数值模拟软件对巷道支护方案优化前后的围岩稳定性进行对比分析。

4.3.1 原支护条件下巷道围岩破坏分析

原支护条件下巷道围岩塑性区分布如图5所示。从图5中可以看出，巷道两帮围岩塑性区呈对称分布状态，且巷道底板的破坏范围较大。通过提取数据可以发现，巷道两帮的塑性破坏范围最大为1.4m，巷道顶板的塑性破坏范围最大为3.6m，巷道底板的塑性破坏范围最大为6.9m。

图5 原支护条件下巷道围岩塑性区分布

4.3.2 支护方案优化后巷道围岩破坏分析

优化巷道布置和支护方案之后，巷道围岩塑性区分布如图6所示。由图6可以看出，巷道形状和支护方案的改变使巷道围岩的塑性区产生了变化，可以看到其顶底板部分的塑性区范围明显减小；巷道两帮塑性区宽度为0.9m，顶板塑性区宽度1.8m，底板塑性区宽度为2.6m，其数值分别为原支护方案下的64.3%，50%和37.7%。

图6 优化支护方案巷道围岩塑性区分布

4.4 现场应用效果分析

原支护与优化支护情况下，巷道的变形特征无太大变化，但是数值上有较大差别。经现场监测结果表明：原支护情况下，最大底鼓量为950mm左右，总体上底鼓量处于800～1000mm的范围内，而在优化支护情况下巷道底鼓量明显减小，整体上处于250mm以内；原支护情况下，巷帮两帮位移量整体上处于75～90mm，而优化支护结合底板注浆情况下，巷帮位移量整体上处于30～55mm。

综上分析，优化后的支护方案从三个方面加强了巷道围岩的稳定性：一是减小了帮部塑性区的宽度，使其小于帮锚杆长度2.0m，改善了原有支护方案下帮锚杆失效的问题；二是通过补打顶锚索，改善顶板应力条件，使其悬吊在上方稳定的岩层中，防止其整体下沉，进而减小底鼓量；三是底锚索作用显著减小了底板塑性区的范围，使大部分破碎岩体处于锚索的控制之下。

5 结 论

1)针对矿井1煤集中大巷存在的软岩及底鼓问题，通过现场调查与实测分析了巷道围岩变形破坏特征，采用地应力反演法得到地应力条件为σz=10MPa、σx=18MPa、σy=12MPa。

2)根据矿井实际情况对底鼓机理进行分析，得到1煤集中大巷主要为遇水膨胀型底鼓和应力型底鼓，并对底鼓量进行计算，所得数据与现场实测相符。

3)基于巷道围岩失稳机理，首先对巷道断面形状和尺寸进行优化，再对顶板和两帮的支护参数进行优化，采用锚杆(索)联合支护；增加控底措施，采用锚索和注浆联合支护，支护方案验证表明，优化后的支护方案使围岩变形和底鼓得到有效控制，围岩完整程度显著提高。