雙重采動影響下復采煤層巷道穩定性分析與維護方案設計*

張大明 孫貴洋 李 剛

(遼寧工程技術大學礦業學院， 阜新 123000， 中國)

0 引 言

人類一半以上建設工程為巖體工程活動(伍法權等， 2019)，礦山建設工程中，井工開采方式占比最大，露天開采方式只占小部分。井工開采避免不了掘進巷道，據不完全統計，國有大中型煤礦每年新掘進的巷道總長度高達8000km左右， 80%以上是開掘在煤層中的巷道，保持巷道暢通與圍巖穩定對煤礦建設與安全生產具有重要意義(康紅普等， 2010)。

隨著錨桿(索)支護的普及與發展，國內外眾多專家學者對巷道支護技術與掘進工藝在理論研究及現場應用方面進行了廣泛的研究(李立華， 2020)。康紅普等(2012)通過大量現場實測數據，分析巷道圍巖變形與破壞的特性和機理，分析了存在的問題，并提出改進意見。孫廣京等(2020)提出破碎頂板控制、增強煤體強度和通過隔水防止巷道底鼓的控制原理，并提出“控頂先固幫，固幫先護底”的支護原則。顧東東(2018)分析破壞深部破碎圍巖穩定性的因素和深部巷道頂板破碎的形式，并提出了評估頂板破碎程度的方法。郝陽軍等(2018)針對煤巷掘進過程中由于錨桿支護錨固力、預緊力無法達標，導致發生冒頂問題，介紹了注漿鉆孔的施工參數和注漿工藝，在實際應用中取得了良好效果。李云鵬等(2020)分析研究得出在采動影響下，距離工作面越近，巷道變形量越大，巷道變形主要體現在巷道頂底板位移，巷道兩幫位移次之。武越超等(2016)研究結果表明：工作面應力重分布受空巷影響，并且造成附近巷道垂直應力驟增，塑性區范圍擴大。鄭朋強等(2014)通過對新集三礦-700m巷道進行現場勘查與試驗，提出了可縮性U型鋼全斷面封閉支護和非對稱性預應力錨桿(索)支護的全新支護方案，通過大型有限元軟件ABAQUS建立數值分析模型，與原支護方案進行了對比分析。單仁亮等(2020)采用FLAC3D數值模擬算法，分析了錨索協同支護的圍巖變形及塑性區分布與傳統聯合支護的區別，結果表明：影響頂板支護效果的因素不單純是增加錨索局部的支護密度，應注意頂板支護過程中錨桿與錨索的互相協同作用。隋旺華等(2019)基于覆巖采動響應及潰沙、底板采動響應及水害問題，提出了礦山水文地質結構概念。

雖然上述學者通過理論和現場工業性試驗的方法對巷道支護進行了較為全面的探究，但對于復采煤層巷道支護技術研究較少。在一些資源整合礦井中常會有復采煤層的存在。這類煤層因其特殊的條件，礦井在實際生產過程中要面對很多困難。復采煤層的采空區或者是空巷是生產的重大安全問題，嚴重影響礦井生產安全和生產效率。目前在資源整合型的礦井當中，面臨的一個重大問題就是如何在安全、經濟的前提下對復采煤層進行回采，大大改善目前煤炭資源浪費的情況，逐步實現綠色開采。

本文以薛虎溝煤礦2-106A2巷道為工程背景，對復采煤層巷道受雙重采動影響頂板破碎及補強支護問題進行研究，為后期進行補強支護控制破碎頂板技術提供依據。

1 工程背景

2#煤層為復采煤層，煤層底板標高666～684m，平均埋深180m。兩個工作面呈“L”型布置(圖 1)。工作面總體呈單斜構造，傾角1°～5°。2-106B工作面傾向長度470m， 2-106A工作面走向長度790m，工作面長度分別為230m、200m，采用綜合機械化采煤工藝，長壁后退式開采。

圖 1 工作面布置圖Fig. 1 Working face layout

2#煤以暗淡型煤為主，可采高度平均3.40m，容重14.9kN； 直接頂為砂質泥巖，泥質結構，厚約5.75m，部分冒落，較為穩定； 基本頂為中粒砂巖，厚約3.60m，層理發育，穩定性較好； 底板為粉砂巖，厚約5.20m，厚層狀構造，質軟。

當2-106B工作面回采接近尾聲，待工作面回采至停采線時，留設23m護巷煤柱，再回采2-106A工作面。2-106A2巷上部已被小窯用房柱式或巷采采煤方法破壞。受其影響， 2-106A2巷后部230m巷道斷面形狀設計為梯形，原支護方式為12#礦用工字鋼棚支護，棚間距600mm(圖 2)。巷道凈斷面規格為：上寬×下寬×高=3200mm×4600mm×3200mm。

圖 2 2-106A2巷道支護斷面圖(單位：mm)Fig. 2 Supporting section of roadway 2-106A2(unit: mm)

在未受到2-106B工作面超前支承應力影響前，巷道圍巖狀態良好，但考慮到2-106B工作面推到停采線后，其超前支承應力必然會對2-106A2巷造成一定的影響，另外，當2-106A工作面回采后，其超前支承應力也必然會對2-106A2巷造成一定影響，因此， 2-106A2巷后部230m面臨著“復采煤層+雙重采動影響”這個復雜問題，如何有效地對2-106A2巷進行補強支護設計這個問題亟待解決。

2 2-106A2巷道穩定性分析

在巷道斷面形狀對巷道破壞程度影響中，梯形巷道僅次于矩形巷道，矩形巷道和梯形巷道主要變形是頂板下沉(馬鑫民等， 2017)。2-106A2巷受兩工作面采動影響，圍巖變形嚴重，巷道部分頂板受巷采或房柱式采煤方法破壞，出現漏頂情況，漏頂高度為1.5～3.0m，平均2.0m。受巷道形狀影響，巷道底角容易出現應力集中。

2.1 巷道受力理論分析

2-106B工作面的回采導致圍巖應力重新分布。圖 3為采空區圍巖應力重新分布圖(錢鳴高等， 2010)，從圖中可以看出，工作面開采后不僅會對前方形成超前支承壓力，而且同時也會對側向形成超前支承壓力，結合圖 1進行分析， 2-106A2巷道受開采擾動影響最為顯著，一部分原因是2-106B工作面回采以后，工作面前方形成超前支承應力，由于停采線與2-106A2巷道之間僅有23m的煤柱，所以超前支承應力由煤柱和2-106A2巷道共同承擔； 另一部分原因是當2-106A工作面進入回采階段時，工作面超前支承應力再次對巷道的穩定產生影響，同時2-106A工作面的側向殘余支承應力作用在2-106A2巷道的一側煤柱上，進一步加劇2-106A工作面端頭的維護難度，因此，通過對2-106A2巷道受雙重采動作用的分析，表明2-106A2巷道后部230m長度內巷道礦壓顯現非常嚴重，需要加固。

圖 3 采空區圍巖應力重新分布圖(錢鳴高等， 2010)Fig. 3 Re-distribution diagram of surrounding rock stress in goaf(Qian et al.，2010) 1. 工作面前方超前支承應力； 2. 工作面傾斜或仰斜方向殘余支承應力； 3. 工作面傾斜或仰斜方向殘余支承應力；4. 工作面后方采空區支承應力

圖 4 巷道頂部空巷塑性區圖Fig. 4 Plastic zone diagram of empty roadway at the top of roadway

2.2 巷道受力數值模擬分析

通過數值模擬軟件FLAC3D建立數值模型，模型尺寸： 50m×40m×50m，模型底部固定，四周施加水平約束，頂部不設限制，施加垂直應力4.50MPa，煤巖物理力學參數見表 1。

表 1 煤巖物理力學參數Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock

模擬巷采或房柱式采煤方法對圍巖擾動情況，如圖 4所示。據現場觀測結果看，巷道上方的破壞對巷道的掘進和維護產生嚴重影響。對巷道頂部圍巖塑性區進行分析，結果表明由于受巷采擾動影響，開采區兩幫塑性區寬度1.0m左右，頂板破碎區較小，頂板塑性區在0.8m左右，加上空巷高度，回采巷道垮落帶高度約為2.8m。底板塑性區范圍較大，最大范圍達到1.8m左右，直接影響到下部待開采煤層和回采巷道，使其掘進、支護難度增大。兩幫應力集中情況嚴重，應力最大值達到7.53MPa，如圖 5所示。

圖 5 巷道頂部空巷應力圖Fig. 5 Stress diagram of empty roadway at the top of roadway

巷道開挖后圍巖表面受卸載差應力作用發生快速破壞(張德飛等， 2021)，在使用原有支護方式過程中， 2-106A2巷由于掘進斷面較大，兩個工作面超前支承應力、回采擾動共同作用在巷道和空巷上，出現嚴重變形。破碎的圍巖對下部巷道生產造成嚴重生產隱患，所以在原有支護方式中：采用梯形棚+木垛方式支護。

根據2-106A2巷道與兩個工作面空間位置關系，建立FLAC3D數值模型的尺寸為： 150m×360m×80m，模型底部固定，四周施加水平約束，頂部不設限制，見圖 6，頂部施加垂直應力4.50MPa，水平應力1.11MPa。力學參數如表 1所示。

圖 6 數值計算模型三維模型示意圖Fig. 6 Diagram of 3D model of numerical calculation model

2-106A工作面回采過程中， 2-106A2巷道頂板存在兩種情況，即頂板為實體煤和空巷。由圖 7巷道應力局部放大圖可知，當2-106B工作面回采至停采線時，由于巷道斷面形狀的影響，巷道底角容易出現應力集中現象，巷道右幫(2-106B采空區側)垂直應力值為8.56MPa，左幫增加至7.36MPa，頂板0.54MPa； 由圖 8受雙重采動影響下巷道應力局部放大圖可知，當2-106A工作面回采時，巷道右幫垂直應力最大值為12.50MPa，左幫增加至11.29MPa，頂板0.97MPa。

圖 7 2-106B工作面停采時巷道應力局部放大圖Fig. 7 Local enlarged view of roadway stress at 2-106B working face when mining stopped

圖 8 受雙重采動影響下巷道應力局部放大圖Fig. 8 Local enlarged view of roadway stress under the influence of dual mining

受2-106A2回采巷道重復掘進的影響，對巷道上方采空區產生擾動。由于空巷開掘年代久遠，煤體易風化變酥，煤壁表面剛度嚴重下降，主要表現為非均勻性變形。當巷道頂部為空巷時，巷道高度增加，且空巷大小不同，當受到采動影響時礦壓顯現劇烈。如圖 9所示，空頂區左側和巷道右側(2-106B采空區側)底角垂直應力分別為8.39MPa、7.92MPa。受雙重采動影響時，左側應力最大值為12.27MPa，位于距巷道中軸線水平距離6.13m，距離底板高度3.40m，右側應力最大為11.18MPa，如圖 10所示。因此，巷道右幫(2-106B采空區側)需要進行加強支護。

圖 9 2-106B工作面停采時巷道頂部空巷應力局部放大圖Fig. 9 2-106B enlargement of local stress of empty roadway at the top of roadway when mining stopped at working face

圖 10 雙重采動影響下巷道頂部空巷應力局部放大圖Fig. 10 Enlargement of local stress of empty roadway at the top of roadway under the influence of dual mining

在雙重采動影響和超前支承應力的作用下，圍巖破壞的關鍵部位是巷道上方的邊角和底角。在掘進2-106A2巷道過程中，再次擾動空巷。局部剪切破壞帶在空巷頂、底板和兩幫中產生，之后空巷和巷道圍巖內部的局部剪切破壞帶互相連通，巷道整體塑性區增大，逐漸產生大面積的塑性破壞帶。

2.3 原支護方式強度校驗

支護強度驗算應考慮上下重復開采后冒落帶高度。在不考慮下沉量前提下，垮落帶的最大高度Hm為(張文平， 2021)：

式中：Hm為垮落帶的最大高度(m)；M為采高(m)，取3.40m；α為煤層的傾角(°)，取1°；KP為巖層的碎脹系數，不同的巖石碎脹系數KP值見表 2。

表 2 巖石碎脹系數Table 2 Rock breaking expansion coefficient

根據巖石力學參數測試結果，并結合表 2，取Kp=1.2，計算Hm=17m； 取KP=1.3，計算Hm=11.30m。2-106A2巷的垮落帶的最大高度為： 11.30～17m。由圖 4可知，數值模擬方法得到2-106A2巷垮落帶高度2.8m，取最大值為頂板垮落帶高度，即17m。

圖 11 2-106A2巷道頂板錨索施工示意圖(單位： mm)Fig. 11 Anchor cable plan for construction on top of roadway 2-106A2(unit: mm)

(1)頂壓力計算。利用垮落帶高度代替直接頂厚度，支護強度至少應當大于或等于直接頂的巖重，工字鋼梁應控制并貼緊巷道基本頂，為：

qt=∑hzγzfz

式中：qt為巷內工字鋼梁支護強度(kN·m-2)；hz為直接頂厚度(m)，取17m；γz為圍巖密度與當地自由落體加速度之積(kN·m-3)，取2.5×9.8kN·m-3；fz為懸頂系數，fz=1。計算得qt=17.0×2.5×9.8=416.50kN·m-2。

(2)單架梯形棚強度校驗。單架梯形棚承受的頂板壓力： 416.5kN·m-2×3.2m×0.6m=799.68kN。

由表 3可知，梯形棚梁跨度越大，其承載能力越差。當跨度取3.2m時，使用荷載QS小于106kN，破壞載荷小于235.10kN。

表 3 礦用工字鋼梁的計算承載能力表Table 3 Calculated bearing capacityTable of mine I-beam

實際單架棚梁承受的頂板壓力235.10kN<799.68kN。所以目前僅使用工字鋼梁，不能完全控制頂板，要使其穩定，需要進行補強支護。

3 巷道補強支護方案設計

根據模擬和現場觀測結果，在頂部受破壞的松散破碎煤體中開掘巷道，錨桿長度較短，無法錨固在穩定巖層中，錨固效果差，不能充分發揮其性能(康紅普等， 2010)，故不使用錨桿。因此現場采用“錨索+單體支柱”的支護形式，使用直徑φ為17.8mm的錨索和DW35-200/110單體液壓支柱。在原有支護基礎上對巷道進行加強支護。若因頂板破碎無法施工錨索以及對于巷道應力升高區部分巷道長度，另外采用單體支護進行臨時補強支護。

3.1 巷道錨索支護參數確定

(1)錨索長度計算

錨索的長度應滿足：

L=La+Lb+Lc+Ld

式中：L為錨索的總長度(m)；La為錨索深入到較穩定巖層的錨固長度(m)。

式中：K為安全系數，取2；fa為錨索抗拉強度(N·mm-2)，取1770N·mm-2；d1為錨索直徑(mm)，取17.80mm；fc為錨索與錨固劑的黏結強度(N·mm-2)， 取10.00N·mm-2；Lb為需要懸吊的不穩定巖層厚度(m)，取7.35m；Lc為托板及錨具的厚度(m)，取0.10m；Ld為外露張拉長度(m)，取0.25m。L=9.275m，得錨索長度9.30m。

(2)錨索間、排距a應滿足：

式中：a為錨索間、排距(m)；G為錨索設計錨固力(kN/根)，取170kN/根；k為安全系數，一般取2； (松散系數)L2為有效長度(取b)。γ為巖體容重(kg·m-3)，取2500kg·m-3。

L2=b

式中：B為巷道掘寬(m)，取3.40m；H為巷道掘高(m)，取3.40m；f頂為頂板巖石普氏系數，取實測值3.4；ω為兩幫圍巖的似內摩擦角(°)，ω=arctan(f頂)=73.61°。算得b=L2=0.64m。計算得a<2.29m

巷道頂板凈寬度為3.20m，即2排錨索，排距2.0m，在靠巷道中間位置對稱布置，間距為2.0m。同理，巷道右幫(2-106B采空區側)采用直徑φ17.8mm×5300mm錨索，間距2000mm，距離巷道底板1300mm處垂直巷幫布置。

3.2 巷道支護形式

(1)巷道頂板采用9300mm長錨索配合12#礦用工字鋼梁聯合支護，每2根長錨索為一組，每組錨索懸吊5架工字鋼梁，每組錨索間距為2000mm。組合錨索距2-106B回采側工字鋼梁梁口600mm處進行施工。若錨索無法錨固頂板破碎段和空巷，則采用DW-32型單體支柱配合12#工字鋼梁進行支護：單體支柱柱頭支護在工字鋼梁上，緊靠煤幫側布置，并使用木楔子楔牢。為了增加支護安全系數，采用每架梯形棚安裝2根初撐力200kN單體液壓支柱，即每5架棚安裝10根DW35-200/110單體液壓支柱，確保巷道安全。如圖 11所示。

(2)巷幫(靠近2-106B回采側)支護措施采用組合錨索配合12#工字鋼梁聯合支護，錨索長度5300mm。每2根長錨索為一組，每組錨索固定5架棚腿。組合錨索高度為距巷道底板1300mm，與底板呈15°布置，錨索間距為2000mm。如圖 12所示。

圖 12 巷道支護斷面示意圖(單位： mm)Fig. 12 Schematic diagram of roadway support section(unit: mm)

(3)超前支護問題的解決方法：在巷道中間偏右側、兩架梯形棚中間的兩幫增加單體支柱，各補打一個即可。

4 巷道補強支護后圍巖穩定性分析

在最原始狀態下，采用巷采或房柱式采煤法開采后，上覆巖層在自重應力的影響下，將采空區內冒落的矸石與周圍煤體壓實、固結形成新的平衡狀態的再生巖體(孫廣京等， 2020)，但是回采巷道掘進打破了平衡，造成頂板下沉變形、網兜和漏頂，部分棚架頂梁彎曲。上覆巖層重量作用在空頂區周圍煤體，進而傳遞到下方巷道，巷道同時受采動影響下應力分布復雜。

從加強支護前后的應力分布圖和支護效果看，圍巖應力集中情況較加強支護前得到改善，垂直應力向巷道一側回采中的2-106A工作面煤壁內轉移，同時巷道斷面形狀起到了減輕上部采動影響的作用。梯形巷道頂板跨度小于底板，使得巷道圍巖的應力有所降低，起到了部分釋放壓力的效果。

圖 13 巷道上方垂直應力分布水平切面云圖Fig. 13 Horizontal section cloud map of vertical stress distribution above the roadway

圖 14 巷道截面應力分布云圖Fig. 14 Stress distribution diagram of roadway section

圖 15 巷道垂直位移分布圖Fig. 15 Vertical displacement distribution diagram of roadway

受雙重采動影響后，采用FLAC3D數值模擬軟件對2-106A工作面超前應力峰值點進行提取研究，峰值點大約在工作面煤壁前方5m左右，如圖 13所示，巷道受超前支承應力影響，頂板最大主應力0.42MPa。經過加強支護后，在錨索錨固力、單體支柱初撐力和棚梁承載力共同作用下，由應力分布圖 14可知，應力集中現象得到緩解，巷道右側最大應力為10.46MPa，位于距底板600mm處，左幫最大應力為11.13MPa，位于距離底板700mm。巷道左幫較原有支護方式降低15%，右幫降低6%。護巷煤柱承擔了兩個工作面主要壓力，巷道右幫(2-106B工作面側)損傷比左幫嚴重，錨索和棚梁的組合抑制了巷幫的變形與破壞。

巷道支護效果重點體現在圍巖的變形量。截取頂底板位移最大處進行比較分析，如圖 15所示。根據支護方案數值模擬計算結果分析，最大下沉量為165mm，頂板位移降低了28%。錨索起到了錨固深部圍巖的作用，單體支柱和棚梁起到巷道淺部圍巖的維護作用。

圖 16 2-106A2巷道實拍圖Fig. 16 Real photo of 2-106A2 roadway

綜上所述，巷道在補強支護作用下其圍巖穩定性得到提升，巷道變形均在允許范圍內。因此，按照上述支護參數，頂板采用“9300mm長錨索+DW35-200/110單體支柱”，巷道右幫采用“組合錨索(5300mm)配合12#工字鋼梁聯合支護”的支護形式對巷道進行補強支護。

5 現場應用情況

在2-106A工作面回采前230m的過程中，采用十字布點法對230m長度巷道圍巖變形量進行全程監測。經測得，回采過程中頂板位移最大為195mm，底板位移最大為140mm，左幫最大位移124mm，右幫265mm。230m長巷道狀態良好，能夠滿足工作面回采需要，巷道狀態如圖 16所示。

6 結 論

針對薛虎溝煤礦雙重采動影響下巷道加固支護問題，采用了現場調研、現場實測、理論計算、數值計算及效果監測等手段開展了研究，得出如下結論：

(1)根據數值模擬研究結果，得出在受雙重采動影響時， 2-106A2巷頂板為空巷時，頂板應力0.97MPa，底板應力1.71MPa，左幫應力12.27MPa，右幫(2-106B采空區側)應力11.78MPa，經計算目前采用梯形棚支護方案不能夠控制巷道圍巖穩定。

(2)雙重采動影響下巷道圍巖加固方式進行了設計。經計算，巷道需采用9300mm長錨索配合工字鋼梁+2根初撐力200kN單體支柱和2-106A2巷右幫(2-106B工作面側)采用“組合錨索(5300mm)配合12#工字鋼梁聯合支護”的支護方式。經現場實測數據表明，采用的補強方案對巷道穩定產生良好的效果，實現了兩個工作面的安全回采。