深部急倾斜煤层偏压巷道支护参数优化研究

郑朋强，陈卫忠，2，袁敬强，于建新，杨 帆

（1.中国科学院武汉岩土力学研究所 岩土力学与工程国家重点实验室，武汉 430071；2.山东科技大学 资源与土木工程系，山东 泰安 271019；3.山东大学 岩土与结构工程研究中心，济南 250061；4.兖州煤业股份有限公司 东滩煤矿，山东 邹城 273500）

1 引言

随着煤炭资源的持续开采，浅、中部煤炭资源越来越少，越来越多的煤矿开始开采深部、急倾斜等地质条件恶劣的煤层。一般认为当采深达到700 m即可称为深部开采。

深部高地应力软岩巷道因围岩应力大等原因难支护，尤其急倾斜地层巷道因地层复杂、构造应力大，具有非对称性，底臌严重等破坏特点，巷道偏压严重，更加难于支护。地下工程实践中，软岩巷道底臌、两帮收敛有的为几十厘米，有的达几米，巷道容易出现混凝土衬砌大面积开裂，支护结构扭曲等现象。刘泉声等[1－4]在淮南矿区深部岩石巷道地应力场和支护研究的基础上，提出了煤矿深部岩巷围岩稳定受高地应力、高渗透压力和温度梯度影响的等一系列的支护对策。何满潮等[5]根据柳海矿运输大巷现场工程地质条件、岩石特性和破坏特点，确定了软岩变形力学机制为高应力膨胀性软岩，并提出采用预留刚隙柔层支护技术进行支护。孙晓明等[6]通过研究指出深部软岩巷道破坏主要是由于支护体与围岩之间的不耦合造成的，并提出了锚网索耦合支护非线性设计方法。柏建彪等[7]针对深部软岩巷道四周来压、整体收敛、变形强烈的特点，研究深部软岩巷道支护原理，提出了主动有控卸压的方法。杨建平等[8]、伍国军等[9]研究了含软弱夹层的软岩巷道支护方式，并提出了合理的支护参数。任德惠等[10－13]通过有限元数值模拟、相似材料试验，现场试验等手段，研究了急倾斜煤层开采采场、巷道顶、底板围岩移动和支承压力分布的规律，为该类地质条件的巷道支护提供了一定的科学依据。张芳等[14]通过研究指出急倾斜煤层底板巷道变形、破坏主要是由于煤层开采后底板卸载，形成悬空面造成岩层移动引起的。黄庆享等[15]通过研究指出急倾斜软煤巷道主要为拉破坏和剪破坏，提出了优化巷道断面和锚网支护相结合的支护设计的方法。

从以上研究可以看出，国内外学者对深部软岩巷道和急倾斜煤层巷道已进行了很多研究，得出了很多有意义的结果，但针对深部急倾斜软岩巷道的支护研究较少。

本文依托对新集三矿-700 m工作面西四～西五11-2煤探巷道的围岩变形和支护结构受力开展现场测试，针对该急倾斜煤巷的变形破坏特点，提出针对其偏压非对称变形特征的设计方案，并采用数值模拟，重点研究了非对称支护方案对急倾斜煤巷的支护效果，研究成果将对同类巷道及受偏压影响的软岩巷道具有重要的借鉴意义。

2 工程概况

新集三矿-700 m工作面西四-西五11-2煤探巷设计总长度为1 000 m，东起-700 m西四石门，在施工过程中该巷道将穿过11-2煤直接顶和老顶。探巷前期作为深部水平的地质勘探用，后期规划作为深部水平的轨道巷使用，因此在设计上按照轨道巷进行布置。

2.1 地质条件

一般认为，煤层倾角大于45°即为急倾斜煤层。新集三矿11-2煤层整体呈60°左右倾斜，属急倾斜煤层，构造应力极大，岩体强度比较弱、岩体完整性稳定性差。-700 m探煤巷道穿层施工揭露的岩层主要为泥岩、细砂岩、砂质泥岩及煤岩等，根据-700 m探煤巷顶底板岩性综合柱状图绘制了巷道地质情况，见图1。探煤巷道围岩总体呈现松软、破碎、易风化的特性，层间充填物多，层面之间黏结力低、结合性差，整体承载能力低，围岩力学特性低，严重影响巷道的长期稳定。

图1 巷道地质情况Fig.1 Geology model of roadway

2.2 急倾斜偏压煤巷变形与支护结构受力监测

2.2.1 急倾斜偏压煤巷变形破坏特点

-700 m工作面西四-西五11-2煤探巷目前采用金属网喷+U型棚支护，断面形状为直墙半圆拱形，断面净底宽4 000 mm，净高3 160 mm。-700 m工作面西四-西五11-2煤探巷道自巷道开挖以来，发生了严重的破坏。急倾斜地层巷道一个显著的破坏特征就是巷道偏压破坏。从现场可以看出，-700 m工作面西四-西五11-2煤探巷呈现非对称破坏，巷道左侧偏压严重，见图2(b)。由图2(c)可以看出，左侧U型钢支架发生了严重扭曲。巷道破坏变形见图2。

图2 巷道破坏变形Fig.2 Photos of deformation and failure of roadway

为了研究试验巷道的稳定性以及原支护方案的支护效果，巷道掘进以后，在-700 m工作面西四-西五11-2煤探巷靠近迎头位置布置了2个收敛位移监测点，综合考虑现场实际情况，进行了20 d的监测，结果如图3所示。由图中可以看出，现场巷道很不稳定，虽然进行了20 d的监测，但巷道围岩还远没有达到稳定状态，还有继续变形的趋势，20 d最大变形量达到110 mm，变形速率较大。

图3 帮部收敛量Fig.3 Convergence magnitude of walls

2.2.2 急倾斜偏压煤巷支护结构受力特征

针对新集三矿-700 m巷道现场变形情况，为了选择合适的支护方式，开展了国投新集三矿-700 m巷道锚杆（索）锚固力测试。

（1）试验布置

现场锚杆（索）试验布置如图4所示。锚杆尺寸为φ20 mm×2 200 mm，锚索尺寸为φ17.8 mm×6 300 mm，选取2个试验断面，5根锚杆和5根锚索分别布置在两帮，拱腰和拱顶位置，锚杆、锚索顺序从左到右依次为5、4、3、2、1。

图4 锚杆、锚索试验布置图Fig.4 Arrangement of bolts and cables

（2）试验结果分析

图5、6为锚杆和锚索受力监测曲线。由图中可以看出，锚杆、锚索受力在15 d范围内增速较快，15 d之后增速放缓，锚杆、锚索受力均呈现左侧＞顶板＞右侧的特点，表明巷道左侧受到因急倾斜地层开挖造成的滑移挤压作用，承受了较大的荷载。锚杆、锚索受力较大，最大值分别为158 kN和272 kN，接近其屈服强度。

图5 锚杆受力监测曲线Fig.5 Monitoring curves of bolts

图6 锚索受力监测曲线Fig.6 Monitoring curves of cables

通过现场勘查和现场试验，表明目前的支护方式不足以对其巷道进行支护，巷道偏压破坏，收缩严重，有的位置巷道断面由设计的4 m收缩到3 m。巷道开挖后因受急倾斜地层滑移挤压产生破坏，出现了混凝土喷层大面积开裂脱落，U型钢支架扭曲等现象，底臌严重。从巷道掘进开始，已经进行了多次卧底施工，最大底臌量达到800 mm，影响了巷道的正常使用，浪费了大量的人力物力，所以亟需对其巷道进行支护参数优化。

3 急倾斜偏压煤巷支护技术

已有研究成果表明[16－17]，巷道底臌量已占据巷道变形量的主要部分，控制底臌已经成为深部开采巷道支护的关键问题。针对急倾斜地层巷道破坏主要为顶帮下挫和底帮下滑式的非对称变形拉破坏和剪破坏的特点，其核心是增强围岩自身抗压强度和支护结构的抗变形能力，阻止由于急倾斜地层开挖造成的滑移挤压对巷道的大变形、左侧偏压和底臌破坏，尤其重视底板支护[18]。对于穿过急倾斜地层的巷道来说，锚杆（索）支护因其悬吊、组合和紧固作用，可以有效地阻止急倾斜地层因开挖造成的滑移挤压[19]。根据现场监测的支护结构受力和变形特征，对于-700 m工作面西四-西五11-2煤探巷目前采用的金属网喷+U型棚，断面形状为直墙半圆拱形支护方式，在原支护的基础上提出可缩性U型钢全断面封闭支护和非对称性预应力锚杆（索）支护的全新支护加固方案，此支护方案尤其对巷道左侧偏压和底臌进行了加强支护，采取的支护参数为：（1）锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，尺寸φ20 mm×2 200 mm，巷道右侧布置间距为1.6 m×1.6 m，巷道左侧锚杆布置间距采用0.8～1.2 m。（2）锚索采用2根尺寸为φ17.8 mm×6 300 mm和5根尺寸为φ19.8 mm×9 300 mm锚索，其中2根尺寸为φ17.8 mm×6 300 mm锚索布置在巷道右侧位置，5根尺寸为φ19.8 mm×9 300 mm锚索分别布置在顶板底板和巷道左侧位置。（3）喷射混凝土层厚度为100 mm，拱底施作下仰拱，36号U型钢拱架全断面封闭式支护，底拱最大深度800mm，在开挖及施作好钢拱架后采用砂石回填，钢拱架沿巷道纵深方向布置间距800 mm。支护方案如图7所示。

图7 改进的急倾斜偏压巷道支护方案Fig.7 The modified design support scheme

4 偏压巷道支护效果数值仿真

4.1 计算模型

建立如图8所示的有限元模型，围岩体、衬砌混凝土均采用平面应变单元模拟，整个模型尺寸（长×高）为80 m×150 m。模型上表面距地表约600 m。计算过程中模型的周边采用法向位移约束，并在计算模型上表面施加15 MPa的上覆岩层压力。本次模拟过程中，围岩体采用Drucker-Prager弹塑性非线性本构模型，材料为弹塑性材料，地层之间的接触采用cohesive接触模拟。锚杆和锚索采用杆单元模拟，U型钢支架采用梁单元模拟，混凝土喷层和回填混凝土采用实体单元模拟。

4.2 数值模拟方案

为比较急倾斜偏压巷道的支护效果，本次计算时将对称支护参数的支护效果也进行了数值仿真，通过结果的对比分析，验证提出的针对偏压巷道提出的支护参数的合理性。

图8 巷道数值模型图Fig.8 Numerical model of roadway

方案1：采用原支护方案，喷射混凝土100 mm，36号U型钢支架间距800 mm，拱底不做支护，见图9。方案2：采用改进支护方案，如图7所示。

图9 支护方案1（原方案）Fig.9 Support scheme 1(the original design scheme)

4.3 岩体力学参数

由室内岩石物理力学试验以及参考国内相似工程经验所得的场区岩石物理力学参数见表1。

表1 岩体力学参数Table 1 Mechanical parameters of different rock masses

4.4 计算结果

4.4.1 位移计算对比分析

煤层倾角较大以及岩层层面的重力分量远大于层面的摩擦力和其自重，易造成煤岩体岩层面产生滑移。此外，煤的抗压强度较顶底板的岩体弱，也是巷道两帮变化的影响因素。图10为方案1、2位移变形图。从图中可以看出，围岩两帮和底板的变化最明显，方案1位移变形数值要比方案2位移变形大。方案1位移变形最大值发生在底板附近，最大值为41.17 cm，这是由于底板未进行支护的缘故。方案2底板围岩变形量较小，未出现明显位移，位移变形最大值也发生在底板位置，最大值为13.8 cm，比方案1位移减小了66%，支护效果明显。

图10 开挖后巷道围岩变形图（单位：m）Fig.10 Deformation of tunnel after excavation by scheme 1 and 2(unit：m)

4.4.2 巷道围岩应力特征

图11为方案1与方案2围岩应力分布图。硐室开挖后，由于应力的积聚释放，在四周产生一定拉应力。从图中可以看出，由于方案1只在两帮和顶部施加U型钢支护，拉应力区域主要集中于拱底两侧拱脚部分，拉应力最大值达到0.58 MPa。对于方案2，拉应力区域主要集中在拱底附近，且拉应力数值较小，仅仅达到0.38 MPa，这是由于对底板施加了仰拱支护，使U型钢成为一个整体，受力均匀的缘故。

4.4.3 塑性区特征

图11 开挖后最大主应力云图（单位：Pa）Fig.11 Maximum principal stress nephogram after excavating by scheme 1 and 2(unit：Pa)

图12 方案2塑性区分布图Fig.12 Distribution of plastic zone after excavating by scheme 2

图12为方案1、2塑性区分布图。从图中可以看出，由于应力水平较高，开挖后的巷道周边均出现了屈服破坏，其中拱底屈服破坏程度更甚。方案1塑性区面积明显大于方案2塑性区面积，且深度更大。方案2塑性区面积基本呈现对称分布，而方案1塑性区呈现非对称分布，并且巷道右侧塑性区面积大于左侧塑性区面积。

方案1屈服范围：水平方向3 m，拱底竖直方向3.6 m。方案2屈服范围：水平方向1.5 m，拱底竖直方向2 m。

4.4.4 支护结构应力特征

图13为方案1、2支护结构分析图。从图中可以看出，方案1由于U型钢可缩性支架的左半部分主要承担围岩传来的荷载并与其共同变形，其最大应力值出现在U型钢可缩性支架的左上部分，为250 MPa，左上部分较大区域接近其屈服强度。支护结构的应力分布呈明显的非对称分布特征，偏压作用明显（这与现场实际情况一致）。

图13 U型钢应力分布图（单位：Pa）Fig.13 Stress distribution of U-steel after excavating by scheme 1 and 2(unit：Pa)

对比两种支护方式U型钢可知，方案2中U型钢受力更加均匀，并且接近屈服强度的部分较小，最大值也为250 MPa。

4.4.5 锚杆锚索受力分布

从方案2锚杆和锚索受力分布来看，锚杆锚索受力均较大，都接近屈服强度，且锚杆受力趋势较为安全合理。锚杆长度穿过了部分软弱夹层，承受了软弱夹层滑动错位位移所产生的较大应力。从图中可以看出，穿过地层分界线的锚杆锚索部分受力较大，说明锚杆锚索在控制地层滑移方面发挥了作用，如图14所示。

图14 锚杆和锚索受力分布云图（单位：Pa）Fig.14 Stress distribution of bolt and cable(unit：Pa)

4.4.6 急倾斜煤层巷道支护效果分析

通过上述两种支护方案数值仿真的对比，方案2由于针对性的采用了可缩性U型钢全断面封闭支护和非对称性预应力锚杆（索）支护措施，有效遏制了深部急倾斜煤层软岩巷道大变形，达到了预期效果，图15为巷道支护优化后效果图。

图15 方案2巷道支护效果Fig.15 Supporting effect after adopting scheme 2

5 结论

（1）急倾斜煤巷由于受偏压的影响，其变形和支护结构受力存在显著的非对称性，巷道支护设计时应针对其变形和支护受力特征，提出合理的局部加强支护的方式，确保其支护效果。

（2）提出了可缩性U型钢全断面封闭支护和非对称性预应力锚杆（索）支护的全新支护加固方案解决了偏压巷道的大面积破坏现象。通过数值仿真和现场试验验证了本文指导思想的准确性。计算结果表明；采用改进支护方案巷道底臌位移量减小了66%，最大拉应力从0.58 MPa减小到0.38 MPa，塑性区较原方案更小，支护结构受力更加均匀。

支护方案尤其重视底板支护，采用非对称性预应力锚杆（索）支护，阻止了急倾斜地层由于开挖造成的滑移挤压，可以更加有效控制巷道围岩变形，更好地保证巷道整体稳定，取得了良好效果，是一种有效控制深部急倾斜地层巷道大变形的支护方法，为该矿及同类地质条件的巷道支护设计提供一定参考。

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