大斷面半煤巖巷道變形破壞機理研究及控制技術

席義苗，程利興，張東昕，汪占領，石 蒙

(1.陜西小保當礦業有限公司，陜西 榆林 719300；2.中煤科工開采研究院有限公司，北京 100013；3.天地科技股份有限公司開采設計事業部，北京 100013)

近年來，為滿足大型采掘設備和高強度開采的要求，回采巷道斷面由小向大發展[1-4]。如在內蒙、陜北一些超大型礦井中，其巷道斷面超過了20 m2。隨著巷道斷面尺寸的增加，半煤巖巷道掘進越來越常見，導致不同界面之間的圍巖受力與變形機理越來越復雜，增大了半煤巖巷道圍巖變形控制難題[5-8]。文獻[1]指出，當巖層占巷道斷面面積的20%～80%時即為半煤巖巷道。據統計結果顯示，在我國，半煤巖巷道的掘進工程量約占巷道總掘進量的20%[9-11]。不同于巖巷和煤巷，半煤巖巷具有明顯的非均質性和分層性、強度相差大以及軟弱夾層的特征[12-15]，這些特性使得其開挖后的圍巖變形破壞特性也不同于常規的煤巷與巖巷。并且該類巷道常為回采巷道，受開采擾動影響較大和巷道圍巖力學強度低等雙重影響，巷圍巖變形量大、變形時間長，導致支護結構失效和巷道失穩，嚴重影響了礦井安全、高效生產。

目前，針對半煤巖巷失穩機理和控制問題，眾多學者展開了一系列相關研究，并取得了一些成果。余偉健[16]等采用多種研究手段對軟弱半煤巖巷道圍巖失穩機制和控制技術進行研究，結果表明巷幫的位移量較大，尤其是巷幫中下部變形較為嚴重，并根據其變形特點，提出了以“桁架錨索”為核心的“錨、網、索、梁”聯合支護技術。金淦[17]等運用數值模擬研究了煤巖界面的位置、傾角等因素對半煤巖巷道圍巖應力和變形破壞規律的影響，研究指出煤巖界面處的巷道兩幫位移量較大，應力集中區可引起煤巖層交界處出現較大變形量。針對半煤巖巷道圍巖非對稱變形破壞特征，提出了關鍵部位非對稱耦合支護技術。王猛[18]等人認為半煤巖巷道圍巖控制的難點在于煤幫，煤巖界面的層間剪切滑移變形是誘發巷道幫部變形失穩的關鍵因素。基于傾斜穿層錨桿(索)對煤巖結構面層間加固機制分析，提出了“強力支護+巷幫傾斜穿層錨索”為核心的圍巖控制技術。姚琦[19]等運用理論、數值分析和現場試驗等研究手段，研究了強膨脹性極破碎圍巖半煤巖巷變形變壞機理，指出巷道變形破壞受軟弱夾層、節理等弱結構面等多種因素影響，并提出了“全斷面錨索+金屬網、鋼帶、梯子梁”聯合支護方式。杜少華[20]等分析了復雜條件下軟弱煤巖巷道失穩破壞機理，指出煤巖巷圍巖控制的關鍵在于對巷道關鍵部位的加強支護和提高軟弱煤巖體兩幫的支護剛度，提出了“全錨索(長、短錨索)+金屬網+鋼帶”聯合支護方案。上述學者在半煤巖巷變形破壞機理與圍巖控制方面進行了有益探索，但是煤礦地質條件千差萬別，對于大斷面半煤巖巷道圍巖穩定性和控制技術仍有待深入研究。

針對復雜地質條件下大斷面半煤巖巷道圍巖變形破壞機理及控制技術，以小保當一號煤礦半煤巖水處理巷道為工程背景，采用現場監測、數值分析等方法，分析了半煤巖巷道變形破壞特征及機理，在此基礎上提出圍巖控制技術，為類似條件下半煤巖巷道支護設計提供了工程應用價值和借鑒意義。

1 工程背景

1.1 礦井概況

小保當一號礦井設計生產能力1500萬t/a，現在主采2-2煤層，屬近水平煤層，煤層厚度3.8～6.7 m，埋深為290～359 m。為解決井下污水處理問題，需要在輔運大巷之間煤柱內掘進大斷面硐室以作為水處理巷道，其最大剖面尺寸達到7.3 m×7.35 m。根據輔運大巷周圍鉆孔資料及已揭露的地質情況綜合分析，2-2煤層賦存條件較好，煤層平均厚度約為6.29 m。煤層頂板巖性主要為粉砂巖、細粒砂巖，底板巖性主要為粉砂巖、局部為細粒砂巖、砂質泥巖。水處理巷道部分區域斷面為半煤巖巷道，粉砂巖與煤體交界面位于距離巷道底板5.5 m左右。

1.2 巷道圍巖地應力分布

為分析小保當一號煤礦地應力分布特征，利用水壓致裂地應力測量方法對小保當一號煤礦地應力進行了測定。共布置兩個測點進行地應力測試，兩個測點分別位于輔運大巷和膠運大巷附近。結果表明：兩個測點的最大主應力均為水平主應力，其平均值為16.74 MPa。兩個測點的最大水平主應力方向分別為N38.1°E和N41.3°E(表1)，為NNE方向，方向一致性好，且最大水平主應力與大巷的夾角小于10°。水處理巷道位于膠輔運大巷之間的煤柱內，且沿大巷方向掘進，因此，水處理巷道與最大水平主應力夾角小于10°，處于巷道較為有利的維護方向。

表1 小保當煤礦地應力測試結果Table 1 In-situ stress test results of Xiaobaodang Coal Mine

1.3 半煤巖巷道圍巖松動圈監測

為進一步掌握半煤巖巷道圍巖破壞情況，采用YTJ20型巖層鉆孔探測儀對巷道圍巖松動圈厚度進行探測，在該巷道內有針對性的布置五個探測位置，其中煤體裂隙發育主要分布在巷道淺部0.4 m范圍內，再向深部延伸，僅在局部區域發育有少量微裂隙。在煤巖交界面測試結果表明：0～0.5m范圍內，圍巖裂隙較為發育，尤其是在0.3 m左右巖體破碎程度高，完整性較差。在1.5～2.1 m范圍內，局部裂隙發育，但發育不很明顯，基本處于閉合和微張狀態，再向深部延伸圍巖完整性較好，表明巷道圍巖的松動圈在1.5 m左右，如圖1所示。

圖1 巷道圍巖鉆孔探測結果Fig.1 Detection results of tunnel surrounding rock drilling

1.4 半煤巖巷道變形破壞特征

由于煤體與夾層巖體強度存在差異，在頂板上覆巖層壓力作用下，半煤巖交界面多產生碎脹變形(圖2)，由于煤體變形大于夾層巖體，產生煤巖交界面滑移，金屬網形成“網兜”，局部變形較大的區域發生金屬網撕裂，造成交界面煤體的大面積片幫，懸空的夾層巖體在上部巖層壓力作用下也易出現片幫。

圖2 煤巖交界面變形破壞Fig.2 Deformation and failure of coal rock interface

2 半煤巖巷道變形機理分析

為了揭示半煤巖體巷道煤體和巖體力學強度的差異性，在試驗巷道內采集了煤樣與砂巖樣品，開展單軸壓縮試驗，分析半煤巖巷道圍巖變形破壞機理。

2.1 半煤巖組合體實驗室試驗

2.1.1 試驗方案

為了對比分析試樣破壞特征，試驗分為三組，即煤樣單軸壓縮、煤巖組合單軸壓縮、夾層巖樣單軸壓縮。試樣加載方式采用變形控制，加載速率為0.03 mm/min。

2.1.2 試驗結果分析

全巖、全煤和半煤巖試件單軸壓縮狀態下，試件破壞形態如圖3所示。由圖3可知，在單軸極限荷載破壞試驗后，全煤、全巖試件均表現出明顯的劈裂破壞，巖石試件脆性較強，其破裂縫從上到下貫穿整個巖石試件，從而導致巖石試件的破壞。相比而言，煤巖組合試件的破壞主要集中在煤巖交界面附近，強度較低的煤體發生明顯的脆性破壞。通過對比可知，煤巖組合試件的破壞形態表現為整體不均勻、非統一破壞特征，煤、巖體沿著煤-巖交界面出現破裂、滑移。

圖3 巖石試件破壞特征Fig.3 Failure characteristics of rock specimens

三種不同試件巖石力學參數見表2，從中可知，煤巖組合體的強度、彈性模量介于煤和巖石之間，這表明煤巖組合體的強度受強度較弱的煤體主導，并不是簡單的取煤巖平均值。

表2 試件巖石力學參數Table 2 Mechanical parameters of rock specimens

2.2 半煤巖巷道圍巖變形破壞數值模擬分析

2.2.1 數值模型的建立

為了分析半煤巖交界面處圍巖應力計位移變化規律，采用有限差分軟件 FLAC3D建立工程尺度的數值計算模型，對小保當煤礦一號井半煤巖巷道圍巖應力和變形進行數值模擬分析。半煤巖巷道斷面為矩形，巷高6.35 m，巷寬6.3 m，由于水處理巷道在膠運大巷與輔運大巷中部進行布置，因此，模型中先開挖兩側大巷，后進行水處理巷道的開挖。整個計算模型尺寸為130 m×40 m×50 m(長×寬×高)，總計228800個單元、241206個節點，FLAC3D模型如圖4所示。賦予巖層 Mohr-Coulomb本構模型，三維計算模型兩側和底部均采用固支約束，頂部無約束，按照容重取2.5×104N/m3，埋深為360 m計算，在模型頂部施加自重應力為9.3 MPa，最大水平主應力為13.5 MPa，測壓系數平均為 1.25，數值計算采用摩爾庫倫模型破壞準則。

圖4 數值計算模型Fig.4 Numerical calculation model

2.2.2 數值模擬結果分析

半煤巖巷開挖后巷道水平位移與矢量分布如圖5所示，巷道的水平變形主要發生在煤巖交界面附近的煤幫部分，其最大水平位移達到300 mm，煤幫內部位移矢量圖呈現出平行于煤巖交界面向巷道水平擠出，表現出明顯的剪切錯動破壞特征，這與半煤巖組合體實驗室試驗結果基本一致，表明半煤巖巷道破壞主要受強度較低的煤體控制。越靠近巷道，剪切錯動破壞越為明顯，隨著煤巖體的完整性和強度持續弱化，煤體變形和剝落嚴重，進一步加劇了巷幫夾層巖體及其上部煤體變形，最終誘發了巷幫圍巖失穩破壞。

圖5 巷道圍巖水平位移和矢量分布(m)Fig.5 Horizontal displacement cloud and vector maps of tunnel surrounding rock

巷道開挖后的應力場分布如圖6所示。當巷道開挖后，其頂板和底板出現不同程度的水平應力集中，而直接頂、直接底水平應力較小，無應力集中現象，這表明巷道受到較高的地應力，主要在圍巖深部顯現。巷道兩幫出現明顯的垂直應力集中，其位置位于巷道兩側煤巖層深處，最大的垂直應力達到17 MPa。

圖6 巷道圍巖應力分布(Pa)Fig.6 Stress cloud map of tunnel surrounding rock

2.3 半煤巖組合體變形破壞機理分析

半煤巖巷道開挖后，巷道圍巖應力狀態發生改變，由于煤體與夾層巖體強度存在差異，巖體強度大于煤體，在巷道上覆巖層壓力作用下，半煤巖巷道圍巖下部煤體產生非線性碎脹變形，煤體變形大于夾層巖體，產生煤巖交界面滑移變形，增大了巷道錨網支護結構的受力，當護表金屬網撕裂后，造成交界面煤體的大面積片幫，懸空的夾層巖體在上部巖層壓力作用下也易出現片幫，影響降低了巷道圍巖的穩定性。因此，依據現場實際變形特征，半煤巖體變形破壞主要是由于煤體的變形破壞誘導了夾層巖體的破壞，最終導致煤巖交界面的整體片幫破壞。因此，在進行巷道支護設計時，應注重對煤巖交界面處的煤幫部分進行加強支護。

3 大斷面半煤巖巷道支護設計

通過上述分析可知，半煤巖巷道最大變量出現在幫部煤巖交界面處，對巷道失穩變形起著誘導作用，是半煤巖巷道圍巖控制的薄弱環節，能否控制煤巖交界面的滑移變形是維護巷道穩定性的關鍵所在。根據上述半煤巖巷道圍巖變形破壞特征及模擬，提出了采用高預應力錨桿支護、薄弱區域加強支護的變形控制思路，由于煤巖交界面處易發生因非協調變形而導致的界面滑移破壞，因此在交界面附近采用了鋼護板，提高護表剛度及護表面積，抑制掘進后的初期變形，提高巷道圍巖整體性與承載能力。因此，制定了巷道錨桿支護初始設計方案如圖7所示。具體支護參數如下：

圖7 巷道支護方案(mm)Fig.7 Cross section diagram of roadway support

1)兩幫支護：錨桿采用22#左旋無縱筋400號螺紋鋼筋，長度2.6 m，桿尾螺紋為M24，螺紋長度不低于150 mm，配高強度螺母，采用樹脂加長錨固，采用兩支錨固劑，規格分別為MSCK2335和MSZ2360，錨桿間排距為900 mm×800 mm。錨桿端部配合拱型高強度圓托盤，其力學性能與錨桿匹配，鋼號不低于Q235，規格為?170×10 mm，錨桿預緊扭矩不低于300 N·m。錨索材料為?21.6 mm，1×7股預應力鋼絞線，長度6.3 m，樹脂加長錨固。錨索托板采用300 mm×300 mm×15 mm高強度拱形可調心托板及配套鎖具，厚度不小于15 mm。采用每排三根布置，間排距為2000 mm×1800 mm。錨索安裝在兩排錨桿間頂板中部，錨索初始預緊力要達到250 kN。采用?6.5 mm鋼筋網護頂，網孔規格100 mm×100 mm，網片規格3200 mm×1000 mm，網間搭接100 mm，相鄰兩塊網之間要用雙股14#鉛絲連接，要求孔孔相聯。

2)頂板支護：錨桿和金屬網參數同兩幫支護，錨桿間排距為900 mm×900 mm。錨索長度為8.3m，其他參數同幫部支護。錨桿錨索均垂直于巷道幫部施工。

3)在巷道頂板和兩幫支護完成后，對巷幫及頂板采用噴漿支護，噴漿層強度不低于C20，厚度不低于150 mm。

4 工程應用及效果分析

為了評價分析半煤巖巷圍巖變形控制方案的可行性，在小保當煤礦一號井大斷面半煤巖水處理巷道進行現場工業性試驗，水處理巷道在2022年4月至5月底進行施工，巷道錨桿支護采用圖7方案進行施工。

為了分析半煤巖巷道圍巖變形控制效果，在巷道掘進期間開始對巷道圍巖表面位移量進行實測，變形監測持續了96 d，圍巖變形曲線如圖8所示。

圖8 圍巖變形量監測結果Fig.8 Monitoring results of surrounding rock deformation

從圖8可知，經過96 d的現場實測，巷道圍巖變形在整個監測期間可分為三個階段：

1)快速增長階段：巷道掘進后的20 d時間段內變形增長幅度較大，尤其是巷道掘進后的12 d內，兩幫移近量變化最為顯著。

2)減速增長階段：在巷道掘進后20 d至60 d時間內巷道圍巖變形雖然繼續增長，但是其增長速度明顯降低。

3)變形穩定階段：在巷道掘進60 d后的時間內，巷道圍巖變形逐漸趨于穩定。

在整個監測期間巷道幫部、頂板和底板的累積變形量分別為80、28和43 mm。巷道圍巖控制效果較好，尤其幫部煤巖交界處的變形控制效果顯著(見圖9)，充分表明了高預應力錨桿(索)支護方式可有效控制半煤巖巷圍巖變形量，確保巷道與支護結構的長期安全與穩定。

圖9 半煤巖巷圍巖變形控制效果Fig.9 Control effect of deformation of surrounding rock in semi coal rock roadway

5 結 論

1)通過實驗室試驗及數值模擬揭示了半煤巖巷道圍巖變形破壞機理，強度較低的煤體最先發生局部非均勻漸進性破壞，煤體的變形破壞誘導了夾層巖體的破壞，造成圍巖的持續性碎脹變形。

2)煤體與半煤巖體強度的差異，導致半煤巖巷道圍巖變形破壞特征主要表現為交界面碎脹變形與剪切滑移以及金屬網變形與撕裂，進而誘發巷幫由下而上的片幫破壞。因此，提高半煤巖巷道穩定性的關鍵在于控制煤巖交界面的非協調變形。

3)提出了采用高預應力錨桿支護與薄弱區域加強支護的變形控制思路，制定了大斷面半煤巖巷道支護設計方案，并開展了井下工程應用，巷道圍巖變形得到有效控制，兩幫最大移近量80 mm，表明該技術對大斷面半煤巖巷道圍巖變形控制效果顯著。