大断面半煤岩巷道变形破坏机理研究及控制技术

席义苗，程利兴，张东昕，汪占领，石 蒙

(1.陕西小保当矿业有限公司，陕西 榆林 719300；2.中煤科工开采研究院有限公司，北京 100013；3.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京 100013)

近年来，为满足大型采掘设备和高强度开采的要求，回采巷道断面由小向大发展[1-4]。如在内蒙、陕北一些超大型矿井中，其巷道断面超过了20 m2。随着巷道断面尺寸的增加，半煤岩巷道掘进越来越常见，导致不同界面之间的围岩受力与变形机理越来越复杂，增大了半煤岩巷道围岩变形控制难题[5-8]。文献[1]指出，当岩层占巷道断面面积的20%～80%时即为半煤岩巷道。据统计结果显示，在我国，半煤岩巷道的掘进工程量约占巷道总掘进量的20%[9-11]。不同于岩巷和煤巷，半煤岩巷具有明显的非均质性和分层性、强度相差大以及软弱夹层的特征[12-15]，这些特性使得其开挖后的围岩变形破坏特性也不同于常规的煤巷与岩巷。并且该类巷道常为回采巷道，受开采扰动影响较大和巷道围岩力学强度低等双重影响，巷围岩变形量大、变形时间长，导致支护结构失效和巷道失稳，严重影响了矿井安全、高效生产。

目前，针对半煤岩巷失稳机理和控制问题，众多学者展开了一系列相关研究，并取得了一些成果。余伟健[16]等采用多种研究手段对软弱半煤岩巷道围岩失稳机制和控制技术进行研究，结果表明巷帮的位移量较大，尤其是巷帮中下部变形较为严重，并根据其变形特点，提出了以“桁架锚索”为核心的“锚、网、索、梁”联合支护技术。金淦[17]等运用数值模拟研究了煤岩界面的位置、倾角等因素对半煤岩巷道围岩应力和变形破坏规律的影响，研究指出煤岩界面处的巷道两帮位移量较大，应力集中区可引起煤岩层交界处出现较大变形量。针对半煤岩巷道围岩非对称变形破坏特征，提出了关键部位非对称耦合支护技术。王猛[18]等人认为半煤岩巷道围岩控制的难点在于煤帮，煤岩界面的层间剪切滑移变形是诱发巷道帮部变形失稳的关键因素。基于倾斜穿层锚杆(索)对煤岩结构面层间加固机制分析，提出了“强力支护+巷帮倾斜穿层锚索”为核心的围岩控制技术。姚琦[19]等运用理论、数值分析和现场试验等研究手段，研究了强膨胀性极破碎围岩半煤岩巷变形变坏机理，指出巷道变形破坏受软弱夹层、节理等弱结构面等多种因素影响，并提出了“全断面锚索+金属网、钢带、梯子梁”联合支护方式。杜少华[20]等分析了复杂条件下软弱煤岩巷道失稳破坏机理，指出煤岩巷围岩控制的关键在于对巷道关键部位的加强支护和提高软弱煤岩体两帮的支护刚度，提出了“全锚索(长、短锚索)+金属网+钢带”联合支护方案。上述学者在半煤岩巷变形破坏机理与围岩控制方面进行了有益探索，但是煤矿地质条件千差万别，对于大断面半煤岩巷道围岩稳定性和控制技术仍有待深入研究。

针对复杂地质条件下大断面半煤岩巷道围岩变形破坏机理及控制技术，以小保当一号煤矿半煤岩水处理巷道为工程背景，采用现场监测、数值分析等方法，分析了半煤岩巷道变形破坏特征及机理，在此基础上提出围岩控制技术，为类似条件下半煤岩巷道支护设计提供了工程应用价值和借鉴意义。

1 工程背景

1.1 矿井概况

小保当一号矿井设计生产能力1500万t/a，现在主采2-2煤层，属近水平煤层，煤层厚度3.8～6.7 m，埋深为290～359 m。为解决井下污水处理问题，需要在辅运大巷之间煤柱内掘进大断面硐室以作为水处理巷道，其最大剖面尺寸达到7.3 m×7.35 m。根据辅运大巷周围钻孔资料及已揭露的地质情况综合分析，2-2煤层赋存条件较好，煤层平均厚度约为6.29 m。煤层顶板岩性主要为粉砂岩、细粒砂岩，底板岩性主要为粉砂岩、局部为细粒砂岩、砂质泥岩。水处理巷道部分区域断面为半煤岩巷道，粉砂岩与煤体交界面位于距离巷道底板5.5 m左右。

1.2 巷道围岩地应力分布

为分析小保当一号煤矿地应力分布特征，利用水压致裂地应力测量方法对小保当一号煤矿地应力进行了测定。共布置两个测点进行地应力测试，两个测点分别位于辅运大巷和胶运大巷附近。结果表明：两个测点的最大主应力均为水平主应力，其平均值为16.74 MPa。两个测点的最大水平主应力方向分别为N38.1°E和N41.3°E(表1)，为NNE方向，方向一致性好，且最大水平主应力与大巷的夹角小于10°。水处理巷道位于胶辅运大巷之间的煤柱内，且沿大巷方向掘进，因此，水处理巷道与最大水平主应力夹角小于10°，处于巷道较为有利的维护方向。

表1 小保当煤矿地应力测试结果Table 1 In-situ stress test results of Xiaobaodang Coal Mine

1.3 半煤岩巷道围岩松动圈监测

为进一步掌握半煤岩巷道围岩破坏情况，采用YTJ20型岩层钻孔探测仪对巷道围岩松动圈厚度进行探测，在该巷道内有针对性的布置五个探测位置，其中煤体裂隙发育主要分布在巷道浅部0.4 m范围内，再向深部延伸，仅在局部区域发育有少量微裂隙。在煤岩交界面测试结果表明：0～0.5m范围内，围岩裂隙较为发育，尤其是在0.3 m左右岩体破碎程度高，完整性较差。在1.5～2.1 m范围内，局部裂隙发育，但发育不很明显，基本处于闭合和微张状态，再向深部延伸围岩完整性较好，表明巷道围岩的松动圈在1.5 m左右，如图1所示。

图1 巷道围岩钻孔探测结果Fig.1 Detection results of tunnel surrounding rock drilling

1.4 半煤岩巷道变形破坏特征

由于煤体与夹层岩体强度存在差异，在顶板上覆岩层压力作用下，半煤岩交界面多产生碎胀变形(图2)，由于煤体变形大于夹层岩体，产生煤岩交界面滑移，金属网形成“网兜”，局部变形较大的区域发生金属网撕裂，造成交界面煤体的大面积片帮，悬空的夹层岩体在上部岩层压力作用下也易出现片帮。

图2 煤岩交界面变形破坏Fig.2 Deformation and failure of coal rock interface

2 半煤岩巷道变形机理分析

为了揭示半煤岩体巷道煤体和岩体力学强度的差异性，在试验巷道内采集了煤样与砂岩样品，开展单轴压缩试验，分析半煤岩巷道围岩变形破坏机理。

2.1 半煤岩组合体实验室试验

2.1.1 试验方案

为了对比分析试样破坏特征，试验分为三组，即煤样单轴压缩、煤岩组合单轴压缩、夹层岩样单轴压缩。试样加载方式采用变形控制，加载速率为0.03 mm/min。

2.1.2 试验结果分析

全岩、全煤和半煤岩试件单轴压缩状态下，试件破坏形态如图3所示。由图3可知，在单轴极限荷载破坏试验后，全煤、全岩试件均表现出明显的劈裂破坏，岩石试件脆性较强，其破裂缝从上到下贯穿整个岩石试件，从而导致岩石试件的破坏。相比而言，煤岩组合试件的破坏主要集中在煤岩交界面附近，强度较低的煤体发生明显的脆性破坏。通过对比可知，煤岩组合试件的破坏形态表现为整体不均匀、非统一破坏特征，煤、岩体沿着煤-岩交界面出现破裂、滑移。

图3 岩石试件破坏特征Fig.3 Failure characteristics of rock specimens

三种不同试件岩石力学参数见表2，从中可知，煤岩组合体的强度、弹性模量介于煤和岩石之间，这表明煤岩组合体的强度受强度较弱的煤体主导，并不是简单的取煤岩平均值。

表2 试件岩石力学参数Table 2 Mechanical parameters of rock specimens

2.2 半煤岩巷道围岩变形破坏数值模拟分析

2.2.1 数值模型的建立

为了分析半煤岩交界面处围岩应力计位移变化规律，采用有限差分软件 FLAC3D建立工程尺度的数值计算模型，对小保当煤矿一号井半煤岩巷道围岩应力和变形进行数值模拟分析。半煤岩巷道断面为矩形，巷高6.35 m，巷宽6.3 m，由于水处理巷道在胶运大巷与辅运大巷中部进行布置，因此，模型中先开挖两侧大巷，后进行水处理巷道的开挖。整个计算模型尺寸为130 m×40 m×50 m(长×宽×高)，总计228800个单元、241206个节点，FLAC3D模型如图4所示。赋予岩层 Mohr-Coulomb本构模型，三维计算模型两侧和底部均采用固支约束，顶部无约束，按照容重取2.5×104N/m3，埋深为360 m计算，在模型顶部施加自重应力为9.3 MPa，最大水平主应力为13.5 MPa，测压系数平均为 1.25，数值计算采用摩尔库伦模型破坏准则。

图4 数值计算模型Fig.4 Numerical calculation model

2.2.2 数值模拟结果分析

半煤岩巷开挖后巷道水平位移与矢量分布如图5所示，巷道的水平变形主要发生在煤岩交界面附近的煤帮部分，其最大水平位移达到300 mm，煤帮内部位移矢量图呈现出平行于煤岩交界面向巷道水平挤出，表现出明显的剪切错动破坏特征，这与半煤岩组合体实验室试验结果基本一致，表明半煤岩巷道破坏主要受强度较低的煤体控制。越靠近巷道，剪切错动破坏越为明显，随着煤岩体的完整性和强度持续弱化，煤体变形和剥落严重，进一步加剧了巷帮夹层岩体及其上部煤体变形，最终诱发了巷帮围岩失稳破坏。

图5 巷道围岩水平位移和矢量分布(m)Fig.5 Horizontal displacement cloud and vector maps of tunnel surrounding rock

巷道开挖后的应力场分布如图6所示。当巷道开挖后，其顶板和底板出现不同程度的水平应力集中，而直接顶、直接底水平应力较小，无应力集中现象，这表明巷道受到较高的地应力，主要在围岩深部显现。巷道两帮出现明显的垂直应力集中，其位置位于巷道两侧煤岩层深处，最大的垂直应力达到17 MPa。

图6 巷道围岩应力分布(Pa)Fig.6 Stress cloud map of tunnel surrounding rock

2.3 半煤岩组合体变形破坏机理分析

半煤岩巷道开挖后，巷道围岩应力状态发生改变，由于煤体与夹层岩体强度存在差异，岩体强度大于煤体，在巷道上覆岩层压力作用下，半煤岩巷道围岩下部煤体产生非线性碎胀变形，煤体变形大于夹层岩体，产生煤岩交界面滑移变形，增大了巷道锚网支护结构的受力，当护表金属网撕裂后，造成交界面煤体的大面积片帮，悬空的夹层岩体在上部岩层压力作用下也易出现片帮，影响降低了巷道围岩的稳定性。因此，依据现场实际变形特征，半煤岩体变形破坏主要是由于煤体的变形破坏诱导了夹层岩体的破坏，最终导致煤岩交界面的整体片帮破坏。因此，在进行巷道支护设计时，应注重对煤岩交界面处的煤帮部分进行加强支护。

3 大断面半煤岩巷道支护设计

通过上述分析可知，半煤岩巷道最大变量出现在帮部煤岩交界面处，对巷道失稳变形起着诱导作用，是半煤岩巷道围岩控制的薄弱环节，能否控制煤岩交界面的滑移变形是维护巷道稳定性的关键所在。根据上述半煤岩巷道围岩变形破坏特征及模拟，提出了采用高预应力锚杆支护、薄弱区域加强支护的变形控制思路，由于煤岩交界面处易发生因非协调变形而导致的界面滑移破坏，因此在交界面附近采用了钢护板，提高护表刚度及护表面积，抑制掘进后的初期变形，提高巷道围岩整体性与承载能力。因此，制定了巷道锚杆支护初始设计方案如图7所示。具体支护参数如下：

图7 巷道支护方案(mm)Fig.7 Cross section diagram of roadway support

1)两帮支护：锚杆采用22#左旋无纵筋400号螺纹钢筋，长度2.6 m，杆尾螺纹为M24，螺纹长度不低于150 mm，配高强度螺母，采用树脂加长锚固，采用两支锚固剂，规格分别为MSCK2335和MSZ2360，锚杆间排距为900 mm×800 mm。锚杆端部配合拱型高强度圆托盘，其力学性能与锚杆匹配，钢号不低于Q235，规格为∅170×10 mm，锚杆预紧扭矩不低于300 N·m。锚索材料为∅21.6 mm，1×7股预应力钢绞线，长度6.3 m，树脂加长锚固。锚索托板采用300 mm×300 mm×15 mm高强度拱形可调心托板及配套锁具，厚度不小于15 mm。采用每排三根布置，间排距为2000 mm×1800 mm。锚索安装在两排锚杆间顶板中部，锚索初始预紧力要达到250 kN。采用∅6.5 mm钢筋网护顶，网孔规格100 mm×100 mm，网片规格3200 mm×1000 mm，网间搭接100 mm，相邻两块网之间要用双股14#铅丝连接，要求孔孔相联。

2)顶板支护：锚杆和金属网参数同两帮支护，锚杆间排距为900 mm×900 mm。锚索长度为8.3m，其他参数同帮部支护。锚杆锚索均垂直于巷道帮部施工。

3)在巷道顶板和两帮支护完成后，对巷帮及顶板采用喷浆支护，喷浆层强度不低于C20，厚度不低于150 mm。

4 工程应用及效果分析

为了评价分析半煤岩巷围岩变形控制方案的可行性，在小保当煤矿一号井大断面半煤岩水处理巷道进行现场工业性试验，水处理巷道在2022年4月至5月底进行施工，巷道锚杆支护采用图7方案进行施工。

为了分析半煤岩巷道围岩变形控制效果，在巷道掘进期间开始对巷道围岩表面位移量进行实测，变形监测持续了96 d，围岩变形曲线如图8所示。

图8 围岩变形量监测结果Fig.8 Monitoring results of surrounding rock deformation

从图8可知，经过96 d的现场实测，巷道围岩变形在整个监测期间可分为三个阶段：

1)快速增长阶段：巷道掘进后的20 d时间段内变形增长幅度较大，尤其是巷道掘进后的12 d内，两帮移近量变化最为显著。

2)减速增长阶段：在巷道掘进后20 d至60 d时间内巷道围岩变形虽然继续增长，但是其增长速度明显降低。

3)变形稳定阶段：在巷道掘进60 d后的时间内，巷道围岩变形逐渐趋于稳定。

在整个监测期间巷道帮部、顶板和底板的累积变形量分别为80、28和43 mm。巷道围岩控制效果较好，尤其帮部煤岩交界处的变形控制效果显著(见图9)，充分表明了高预应力锚杆(索)支护方式可有效控制半煤岩巷围岩变形量，确保巷道与支护结构的长期安全与稳定。

图9 半煤岩巷围岩变形控制效果Fig.9 Control effect of deformation of surrounding rock in semi coal rock roadway

5 结 论

1)通过实验室试验及数值模拟揭示了半煤岩巷道围岩变形破坏机理，强度较低的煤体最先发生局部非均匀渐进性破坏，煤体的变形破坏诱导了夹层岩体的破坏，造成围岩的持续性碎胀变形。

2)煤体与半煤岩体强度的差异，导致半煤岩巷道围岩变形破坏特征主要表现为交界面碎胀变形与剪切滑移以及金属网变形与撕裂，进而诱发巷帮由下而上的片帮破坏。因此，提高半煤岩巷道稳定性的关键在于控制煤岩交界面的非协调变形。

3)提出了采用高预应力锚杆支护与薄弱区域加强支护的变形控制思路，制定了大断面半煤岩巷道支护设计方案，并开展了井下工程应用，巷道围岩变形得到有效控制，两帮最大移近量80 mm，表明该技术对大断面半煤岩巷道围岩变形控制效果显著。