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煤炭作为我国经济建设的主要能源，在国民经济中占据重要的战略地位。研究预测，“十三五”期间，煤炭在我国能源消费结构中仍占60%左右[1]。我国煤矿主要以井工开采为主，每年需要掘进大量巷道，其中70%～80%为动压巷道[2]。动压巷道受采动支承应力影响，一般具有应力环境复杂、应力集中程度高、易产生大变形、自稳时间短等特点，往往经历多次加固或修复仍难以保持正常生产所需断面要求，严重影响了矿井的安全高效生产。
近年来，国内外学者对动压巷道围岩稳定机理及控制技术开展了大量研究，取得了显著的研究成果，如袁越等[3]建立了深部动压巷道力学模型，分析了动压巷道塑性区形态演化规律，指出改善围岩应力环境、减小蝶叶塑性区破坏深度是维护动压巷道围岩稳定的前提；陈晓祥等[4]基于综放动压巷道变形特征和两类滑移面分布规律的分析，提出了“携顶底、控两帮”的支护思想；蔡峰等[5]分析了强膨胀软岩动压巷道变形失稳特征，揭示了恒阻让压锚杆对软岩巷道围岩稳定的控制机理；张明等[6]分析了深井多煤层扰动下底板巷道变形演化的时空规律，提出了大动压“卸+支+抗”、小动压“固+补”的协同控制途径。与此同时，国内外学者针对不同应力环境及变形特征的动压巷道，提出了相应的围岩控制技术[9-15]，如康红普等[16]提出了全断面高预应力强力锚索支护技术，王其洲等[17]提出了“锚索+架棚”联合支护技术。
由于我国煤层赋存条件复杂多变，巷道掘出后揭露岩性及应力环境差别较大，因此，在详细分析动压巷道地质因素及工程因素的基础上，针对性提出围岩控制技术是维护动压巷道围岩稳定、降低生产成本的重要前提。笔者以黑龙煤业2号煤层运输大巷延伸段作为工程背景，通过分析试验巷道围岩变形破坏的主要影响因素及影响规律，揭示动压作用大巷围岩稳定控制路径，开发动压巷道破碎围岩分区域差异性修复技术，研究成果可为潞安矿区类似条件的巷道支护设计提供参考依据。
黑龙煤业2号煤层运输大巷延伸段平均埋深260 m，北接2号煤层运输大巷，东翼为1105和1106采空区，西翼布置1108工作面(未采)，2号煤层采掘工程平面如图1所示。地质勘探资料显示，试验巷道揭露煤(岩)层赋存倾角0°～13°，厚度赋存较稳定，煤层平均厚度1.35 m，顶底板柱状及岩石力学参数见表1。
图1 2号煤层采掘工程平面
Fig.1 Excavation engineering plans in No.2 coal seam
试验巷道沿2号煤层顶板掘进，矩形断面，宽×高为4.5 m×2.3 m，采用锚网索联合支护方式，锚杆规格为ø18 mm×2 000 mm螺纹钢，顶板及两帮锚杆间排距分别为1 000 mm×1 000 mm、800 mm×1 000 mm，锚杆采用钢筋梯子梁连接，并铺设钢筋网；顶板采用锚索加强支护，锚索规格为ø17.8 mm×5 300 mm，排距3 m，每排1根，巷道原支护断面如图2所示。
表1 试验巷道顶底板岩性特征
Table 1 Lithologic characteristics of the roof
and floor of the test laneway
岩层最小值～最大值平均厚度/m内摩擦角/(°)抗压强度/MPa抗拉强度/MPa细粒砂岩2.80～4.203.503557.887.79泥岩0～1.650.802417.420.722号煤层0.45～2.521.35206.020.40泥岩1.20～4.302.802423.251.36
图2 试验巷道原支护断面
Fig.2 Original support section map of the test laneway
受1105和1106工作面采动影响，试验巷道出现大变形，局部发生冒顶，具体变形破坏特征如下：
1)顶板。运输大巷延伸段顶板围岩表面裂隙发育程度较高，锚杆、锚索支护质量较差，多处出现失效现象，主要表现为：①顶板局部冒顶。试验巷道冒顶位置位于1105与1106工作面护巷煤柱前方(图1)，冒顶方式包括直接顶(泥岩)完全冒落和局部冒落两种，其中，前者长度约为12 m，后者长度约为6 m，冒顶高度为1～2 m，顶板冒落后巷道呈拱形断面(图3)，冒顶位置多处存在锚杆(索)破断现象。②直接顶离层下沉。现场观测，直接顶存在多处离层下沉现象，具体表现为：锚杆脱丝或破断失效后，直接顶局部(或全部)出现离层下沉，仅靠未失效的锚杆和锚索将离层下沉的破碎岩层悬吊在坚硬顶板上，同时，网片多处出现撕裂张开，顶板漏冒矸石现象时有发生。③顶板网兜严重。除①和②两种变形外，试验巷道顶板其他区域均出现碎胀变形，网片和钢筋梯子梁扭曲、反转严重，出现网兜现象。
2)巷帮与底板。巷道掘进时两帮成型不好，煤岩或岩岩交界面部位普遍内陷，金属网及锚杆托盘不贴巷道表面，支护质量较差。受采动支承应力作用，巷帮局部出现整体外移现象，锚杆受力不明显，裂隙发育程度较高，变形严重。同时，巷道掘进为考虑底角锚杆施工，底板挤压变形严重，最大超过1.2 m，严重降低了巷道高度，后期修复工程量极大。
图3 冒顶及支护结构失效
Fig.3 Roof fall and failure of support structure
为分析顶板围岩稳定状况，采用钻孔成像技术探测了顶板围岩裂隙发育情况，测站布置如图1所示。观测结果如图4所示。巷道顶板0～1.3 m范围内为粉砂岩和泥岩互层结构，其中粉砂岩段结构相对完整，表现为整体离层下沉，泥岩段(1～2 m)裂隙发育，离层明显，泥岩上方存在4～5 m细粒砂岩，该段顶板结构完整性较好，裂隙发育程度低，修复巷道时应充分利用其坚硬顶板作为主要锚固承载层。
为分析试验巷道采动支承应力演化规律，建立FLAC3D数值计算模型(图5)，模型长×宽×高为300 m×112 m×145 m，模型侧边及底部进行位移固定，上边界施加9.5 MPa垂直应力边界(按工作面最深380 m)，水平应力系数取1.4，同时以室内岩石力学测试参数对模型进行初始赋参，校核巷道变形量，反演得到数值模拟岩体力学参数见表2。工作面采动模拟路径:试验大巷掘进
回采巷道掘进1105工作面回采1106工作面回采，工作面采用分步开挖模拟，每次回采20 m(由工作面周期来压步距确定)，通过设置set large大变形命令实现采空区的全部垮落。
图4 顶板围岩裂隙探测结果
Fig.4 Fracture detection results of roof surrounding rock
图5 数值计算模型
Fig.5 Numerical calculation model
表2 各岩层物理力学参数
Table 2 Each layer of rock physical and mechanical parameters
岩层体积模量/GPa剪切模量/GPa内摩擦角f/(°)黏聚力C/MPa抗拉强度/MPa细粒砂岩2.772.08352.07.68砂质泥岩2.441.53241.13.40细粒砂岩2.782.08352.07.68泥岩2.441.53241.13.402号煤1.230.81200.82.28泥岩2.441.53241.13.40中粒砂岩2.681.84301.86.24砂质泥岩2.441.53241.13.40
单一工作面(1105)回采后采动超前应力分布云图如图6所示。
图6 单一采动下工作面超前应力演化特征
Fig.6 Prestress evolution characteristics of working face under single mining
随着大巷保护煤柱(终采线)的减小，受采动影响保护煤柱内支承应力范围逐渐增加，且影响范围逐渐向煤柱上方(巷道顶板)转移，当保护煤柱小于60 m时，采动支承应力扩散并影响顶板围岩，此时，大巷处于超前支承应力影响范围(原岩应力10 MPa)。
1105、1106工作面多次采动超前应力演化分布云图如图7所示，其中，上区段工作面1105保护煤柱40 m，由图7可知，随着下区段工作面保护煤柱的逐渐减小，两工作面超前采动应力产生叠加，当保护煤柱减小至80 m时，两工作面煤柱前方应力出现一定程度增加，致使试验巷道处于采动应力叠加影响范围内，并随保护煤柱的减小，应力集中区域及集中程度逐渐增加，两工作面之间的保护煤柱为采动应力集中程度最大的区域，该区域内的应力峰值约为24 MPa，应力集中系数为2.4，整个区域的集中应力基本上维持在20～24 MPa的变化范围内。
图7 多次采动下工作面超前应力叠加演化特征
Fig.7 Superimposed stress evolution characteristics of working face under repeated mining
基于2号煤层运输大巷围岩变形破坏特征以及工作面超前采动应力演化规律，分析得到试验巷道大变形的主要影响因素：
1)采动应力集中程度高。现场实测1105、1106工作面保护煤柱最短距离分别为60 m和45 m(图1)，依据工作面超前采动应力演化规律，试验巷道围岩所处应力集中程度较高，两工作面煤柱前方处于采动超前应力叠加区域。
2)巷道围岩强度低。试验巷道顶底板均为强度较低的泥岩，锚杆多锚固在泥岩中，受采动影响，直接顶碎胀变形严重，底板受积水弱化后产生剧烈底鼓现象。
3)支护结构强度低。支护材料选型不合理，如锚杆索直径长度小，且支护密度不足(图2)，支护结构无法有效形成承载结构体抵抗围岩变形。
4)断层影响。邻近工作面护巷煤柱前方存在断层(图1)，受工作面超前采动应力影响，断层活化，致使巷道围岩应力环境复杂，加剧巷道围岩破坏。
综上所述，总结得到试验巷道围岩变形失稳路径：巷道受工作面采动影响，巷道处于采动应力环境下，巷道邻近断层发生活化，加上巷道揭露泥岩强度低，原支护结构体不足以控制其碎胀变形，诱发巷道产生大变形，同时工作面煤柱前方受超前采动应力叠加影响，局部冒顶。
试验巷道为开拓巷道，受采动影响后变形严重，必须对巷道进行修复和加固，修复时应充分利用强度较大、岩层较厚的细粒砂岩岩层(顶板)自身承载能力，通过优化支护参数和控制终采线位置，促使锚杆(索)与围岩形成统一承载结构，改善巷道应力环境，保持围岩稳定。
形成动压巷道破碎围岩分区域差异性技术路线，如图8所示，根据矿井采掘关系及巷道变形破坏特征，可将巷道分为采动影响段(Ⅰ段)和实煤体段(Ⅱ段)。其中，Ⅰ段划分为刷扩断面区域(①区域)、无需刷扩断面区域(②区域)；而实煤体段(Ⅱ段)未受采动影响，巷道围岩结构相对完整，可单独分析该段(③区域)巷道加固技术，从而提出动压巷道2段3区域差异性控制路径。
基于巷道围岩稳定控制路径，提出了动压巷道破碎围岩分区域差异性修复技术，并进行了现场工业性试验，具体修复技术方案如下：
1)Ⅰ段①区域巷道修复加固技术方案。按照图8中①区域修复技术路线进行巷道修复及加固，锚杆规格ø22 mm×2 400 mm左旋无纵筋螺纹钢高强锚杆，间排距800 mm×800 mm，顶板锚索规格ø18.9 mm× 6 300 mm，排距800 m，采用一排2根、一排1根交错布置，其中1排2根锚索间距2 000 mm，锚杆(索)均采用钢筋梯子梁连接，巷道喷浆材料采用混凝土浆液(厚度30 mm)，巷道注浆采用高水材料(水灰比1.5∶1.0)，巷道支护和破碎围岩注浆断面分别如图9和图10所示。
图8 动压巷道破碎围岩分区域差异性修复技术路线
Fig.8 Difference technical roadmap for repair of broken surrounding rock under dynamic pressure laneway
图9 巷道支护断面
Fig.9 The support section of laneway
图10 破碎围岩注浆示意
Fig.10 A sketch map of fractured surrounding rock
2)Ⅰ段②区域巷道修复加固方案。按照图8中②区域修复技术路线进行巷道修复及加固，对原支护锚杆(索)进行二次预紧、张拉，形成锚杆(索)主动支护结构；补强锚杆规格ø22 mm×2 400 mm左旋无纵筋螺纹钢高强锚杆，顶板、帮部锚杆间排距分别为3 000 mm×800 mm、1 000 mm×800 mm，顶板锚索规格ø18.9 mm×6 300 mm，间排距3 000 mm×2 200 mm，如图11所示，锚杆(索)均采用钢筋梯子梁连接，巷道喷层、注浆参数同扩刷断面区域。
图11 巷道平面支护
Fig.11 Support plane map of laneway
3)Ⅱ段③区域巷道围岩修复加固方案：按照图8中③区域修复技术路线进行巷道修复及加固，由于该段巷道围岩裂隙发育程度较低，因此对该区域巷道仅采用锚杆(索)加强支护以及合理确定停采线位置(80 m煤柱)，巷道喷层材料参数、补强支护参数同无需刷扩断面区域(图11)。
不同修复区域巷道顶底板及两帮变形量如图12所示，3个区域进行巷道修复后围岩变形曲线分为变形剧烈和变形稳定2个时期。Ⅰ段①区域在修复后初期20 d内为围岩变形剧烈期，两帮及顶底移近量迅速增加至67 mm和46 mm后逐渐趋于稳定；②区域巷道修复后，由变形剧烈期过渡至变形稳定期的时间较长，约持续25 d，但变形量要稍小于Ⅰ段①区域，两帮及顶底移近量分别约为55、40 mm；Ⅱ段③区域则经历20 d左右围岩进入稳定阶段，巷道围岩变形量为三者最小，两帮和顶底移近量分别约为45、25 mm。
图12 不同修巷区域巷道变形量
Fig.12 Deformation of laneway in different repair laneway
综上所述，Ⅰ段①区域围岩表面位移稍大于Ⅰ段②区域，二者变形量均大于Ⅱ段③区域围岩表面变形量。这由于Ⅰ段①区域巷道进行了整体修复，修复后巷道仍处于采动支承压力的影响下，且修复期间对巷道围岩产生二次扰动，导致巷道围岩变形量要大于后两者，而Ⅱ段③区域围岩完整程度及所处应力环境最为优越，且仅受到加固时的工程扰动影响，围岩变形量为三者中最小，整体来看试验巷道围岩控制效果较好。
1)分析了动压作用大巷围岩大变形的主要影响因素及影响规律，指出采动支承应力、围岩岩性、支护强度、断层构造为诱发试验巷道大变形的主要原因，揭示了动压大巷变形失稳路径：受工作面超前采动应力影响，巷道处于高应力环境，邻近断层活化，巷道揭露泥岩强度低，原支护结构体不足以控制其碎胀变形，从而诱发巷道产生大变形，局部冒顶。
2)依据试验巷道不同区域围岩变形特征及工作面采动应力演化规律，提出了巷道分区域差异性控制路径，将巷道划分为2段3区域，合理确定了各区域的支护技术及参数，形成了“改善应力环境+高强高预应力支护+底角支护+滞后注浆”为核心的围岩控制技术体系，成功应用于现场工业性试验。
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