0 引 言
三软煤层指具有软弱顶板岩层、软弱主采煤层和软弱底板岩层的煤层。复合顶板一般指顶板岩体为几层非均质软硬间隔层状赋存岩层，其中多含有薄煤等软弱夹层，上部为稳定性较好的坚硬厚岩层。受矿山压力扰动后软硬岩层变形不协调，层间离层、滑移，岩体内部产生剪应力和法向拉应力，受剪胀效应影响，岩体很快松散破碎[1]。
众多学者在解决不同工程地质条件的三软煤层复合顶板巷道支护难题过程中，围绕“让”与“抗”的支护理念，“柔”与“刚”的支护技术，开展了大量理论研究和技术研发工作；先后发展了联合支护理论[2]、松动圈支护理论[3]、应力控制理论[4]、主次承载区支护理论[5]、关键部位耦合组合支护理论[6]；在巷道围岩控制技术方面重点发展了高预应力、高强度、高刚度锚杆支护技术[7]，恒阻大变形锚杆支护技术[8]，可接长锚杆让压支护技术[9]，高阻可缩U型钢支架壁后充填支护技术[10]，高强度钢管混凝土支架复合支护技术[11]。成功解决了大量巷道支护难题。
不同巷道或同一巷道不同位置的围岩岩性、构造发育和应力环境不同，对巷道围岩变形破坏及稳定性都产生显著差异性影响。由设计支护参数不合理引起的支护承载结构局部变形、损伤，甚至巷道失稳、破坏的情况时有发生[12]。常规的基于安全系数的设计方法也不断受到考验，支护承载结构稳定性的重要性逐步得到关注。
笔者基于新奥法基本思想，采用现场测试裂隙发育、工程类比、经验公式等方法设计锚杆(索)参数；基于“高预应力、高强度、大刚度，构建支护整体结构，对薄软环节加强支护”基本思想，确定支护方案；联合利用多种仪器监测巷道变形和支护体所受荷载情况，指导施工；引入结构可靠性理论，对锚杆支护结构可靠性分析；有针对性地提出提高巷道支护结构可靠性的措施，优化支护方案。以此构建起针对淮南矿区三软煤层复合顶板巷道的“设计—施工—监测—评价—优化”控制技术体系。
1 支护形式对巷道稳定性的影响
三软煤层复合顶板围岩抗变形能力差，不同支护形式对围岩控制机理不同，支护形式选择时，需要结合地质条件、巷道类型及使用要求，选择合理的支护形式。
1.1 锚杆支护围岩控制机理分析
一些学者认为，复合顶板等承载能力差的巷道应尽量构建顶板锚杆主动支护结构[13]，以此将各分层组合成复合梁式结构，使浅部岩层形成整体，提高整体抗弯强度与刚度，增加软弱夹层间凝聚力，有效控制顶板离层及裂隙扩容。为了直观分析不同支护形式下围岩控制机理，采用FLAC3D模拟了锚杆支护和架棚支护两种支护形式下的围岩应力分布状况如图1所示。
图1 主应力分布
Fig.1 Distribution of vertical stress
对比FLAC3D数值模拟结果可明显发现，锚杆支护巷道周边应力降低区较小，仅巷道底板无支护区明显发育；主承载区距巷道表面较浅(5 m)。且最大集中应力24.05 MPa，最大应力集中系数1.37，均小于架棚支护时的27.04 MPa和1.55；由此可知，锚杆支护能有效控制围岩应力发育和转移，能充分调动围岩自身承载能力来保持巷道稳定。
目前锚杆支护技术在煤矿井下得到广泛应用，并显示出巨大的技术经济优越性。但在应用过程中由于对不同条件下支护作用机理认识上的偏差，顶板事故也时常出现，主要原因如下：
传统悬吊理论、压力拱理论认为锚杆发挥支护作用的前提是锚固端深入承载强度较高的稳定岩层中，对于三软煤层复合顶板巷道，实际情况是周边煤岩体在很大范围内常处于破碎或极限平衡状态[14]，如锚杆的内着力点无法形成，锚杆就无法起到悬吊的作用，也无法有效挤压岩层形成稳定“拱”结构。同时现有锚杆支护理论用于大跨度巷道围岩的控制，其适用特性也有待商榷。
三软煤层复合顶板巷道采用锚杆支护时，当松散破碎区发育深度超过锚杆长度时，锚杆支护结构将发生大面积失效；特别对于上部为坚硬顶板巷道，软硬分层处离层，虽然巷道整体无显著变形，顶板往往易出现无明显征兆的垮顶事故。
1.2 架棚支护围岩控制机理分析
针对服务时间较长、地质条件相对稳定的煤层准备巷道，目前也常采用U型钢等被动支护技术，基于“适度让压”支护原理，利用支架与围岩的间隙，允许围岩适度变形，通过破碎围岩碎胀性，充填支架与围岩之间的间隙，在支架与围岩之间产生挤压作用，实现对围岩的支护[15]。架棚支护适用范围有限，在淮南矿区一般应用于围岩变形量为100～300 mm的巷道围岩控制。
对比数值模拟结果可知(图1b)，架棚支护巷道顶底板及两帮都出现较大范围应力降低区；而位于巷道左右两侧蝶状主承载区位置距巷道表面较深(7 m)，应力集中明显且应力转移较深，说明支架对围岩应力转移控制较弱，也体现了其被动承载的特性。架棚支护顶板位移约为锚杆支护的1倍(图2)，这对顶板的维护是不利的。
目前针对巷道周边存在大范围松散破碎区、顶板存在煤层以及宽度超过8 m的工作面开切眼等大跨度巷道的支护，单纯的锚杆(索)支护体系在安全技术上都难以保障，常引入架棚支护。其另一显著优点为矿压显现在支架上体现明显，能起到很好的预警作用，这对冒顶事故也能起到很好的预防作用。
图2 两种支护方案顶板下沉量
Fig.2 Roof subsidence of two support schemes
2 支护参数设计
结合以上分析，得出采用锚杆支护技术对三软煤层复合顶板巷道围岩控制时，应确保以下4个方面。
1)构建围岩浅部由锚杆组成的“压力拱”结构。锚杆长度应超过松散破碎带厚度，保证锚杆能对所穿岩层起到挤压作用，配合钢带的使用，在巷道断面内形成连续的压缩带，这是形成“压力拱”的基础。
2)确保锚索在围岩深部发挥有效的“悬吊”作用。锚索长度要深入稳定岩层中，按照“悬吊”作用设计锚索数量。
3)加强巷道薄弱部位的支护。针对沿空掘巷沿空侧帮部[16]、硐室交叉点等薄弱部位加强支护。
4)设计合理施工参数。合理的施工参数能优化围岩与支护体以及不同支护体受力，能最大限度地调动围岩的自承载能力。
2.1 支护设计依据
1)煤岩物理力学参数测定。顾桥煤矿13-1煤层为典型的三软复合顶板煤层，主煤层厚2.6～6.3 m，碎块～粉末状，半亮型煤；直接顶向上依次为厚2.4 m泥岩，0.4 m煤线，0～4.2 m泥质粉砂岩，厚0.3 m的13-2煤层,厚1.4 m砂质泥岩；基本顶为厚13.7～23.5 m细砂岩；底板向下依次为厚0～1.2 m泥岩，0～1.4 m的13-1下煤层，5.5 m砂质泥岩。
现场采集煤样及顶底板岩石，实验室内采用RMT-150微机控制电液伺服岩石力学试验机测定顶底板的单轴抗压强度、抗拉强度、弹性模量和泊松比；针对煤样采用捣碎筛分法测试煤样的普氏系数，并采用点载荷仪(ZN-Ⅳ型)测试煤样的点载荷强度指数；计算煤体抗压强度、抗拉强度等参数，见表1。
2)顶板裂隙发育探测。采用YTJ-20岩层探测记录仪探测13-1煤层回风巷顶板裂隙发育深度，探测结果如图3所示。
表1 顶底板岩石物理力学参数
Table 1 Physical and mechanical parameters of
coal roof and floor
类别密度/(kg·m-3)抗拉强度/MPa弹性模量/GPa黏结力/MPa内摩擦角/(°)泊松比基本顶2 57042.011.72.3350.25直接顶2 48022.56.31.8270.30煤层1 5009.31.70.5180.35直接底2 62028.97.41.9290.27基本底2 66035.08.02.1310.26
图3 顶板裂隙发育探测
Fig.3 Fissure development detection in roof
探测结果显示，深入顶板0～0.87 m呈松散破碎状；0.87～1.25 m岩体出现离层和裂纹；1.25～1.90 m孔壁仅有轻微的剥离，为岩体稳定范围；1.90 m以上岩体完整。
3)围岩特性分析。结合现场工程地质调查结果，得出顶板岩层分层厚度为0.1～1.5 m，直接顶松散破碎，节理间距0.1～0.5 m，对照节理、层理发育程度分级可知煤层顶板节理、层理发育程度为Ⅳ级，巷道属于顶板较破碎的Ⅲ～Ⅳ类中等稳定-不稳定巷道[17]，将直接顶岩块强度、岩心质量指标、节理间距、节理条件和地下水条件5项指标数值，对照岩体地质力学分类表逐项评分并求和，按节理方向修正评分值进行修正[18]，计算得出顶板RMR总评分为67。
2.2 支护方案设计
1)确定锚杆长度。运用悬吊理论、压力拱理论设计时，锚杆有效长度应超过松散破碎带深度，锚杆尾端锚固在相对完整稳定岩层中[3,17]。同时采用工程类比、经验公式等方法，考虑围岩裂隙发育深度来设计锚杆长度[18]。
2)支护方案确定。顾桥矿1212(3)工作面轨道巷为沿空掘巷施工，左帮沿空侧，煤柱宽8 m；支护方案为：顶板为MG400螺纹钢锚杆+M5型钢带+预应力锚索+T型钢梁+菱形金属网联合支护，巷帮为MG400螺纹钢锚杆+A3平钢带+沿空侧预应力锚索+T型钢梁+金属网联合支护，如图4所示。
图4 支护方案设计
Fig.4 Support scheme design
3 基定围岩控制施工管理
3.1 构建施工质量标准化体系
构建施工质量标准化体系，加强巷道施工质量控制，实现支护一体化及荷载均匀化，按照以下标准对施工质量控制。
3.2 构建施工过程管理体系
现场施工发现，即使沿同一煤层掘进，岩层结构和岩性也不断变化，这就需要根据现场情况，适时调整支护参数，借鉴新奥法动态信息化施工过程指导思想[19]，针对三软煤层复合顶板巷道的施工管理，主要以下3点：
表2 巷道施工质量标准化
Table 2 Quality standardization control parameters
测量位置参数允许误差净宽中线至帮/mm0～100净高无腰线测全高/mm-50～200锚杆间排距/mm±100孔深/mm0～30外露长度/mm10～50角度/(°)≥85帮部转矩/(N·m)≥180顶部转矩/(N·m)≥200帮部抗拔力/kN≥100顶部抗拔力/kN≥120锚索间排距/mm±100孔深/mm0～100外露长度/mm150～250顶板预紧力/kN≥90帮部预紧力/kN≥50角度/(°)≥80
1)根据实际支护效果确定最终支护方案。采用设计支护方案施工长200 m巷道，根据巷道揭露围岩情况和巷道控制效果，检验初始支护设计方案，根据发现的问题对支护方案调整优化。
2)根据围岩变化情况适时优化支护参数。掘进期间每隔50 m进行一次深度不小于10 m的顶板岩性探测，根据顶板岩性探测情况，适时改变锚索长度，确保锚索稳定岩层内的锚固长度1.2 m以上。
3)加强矿压监测。对施工巷道综合运用围岩位移、锚杆(索)载荷、顶板离层多种检测手段，监测围岩变形和支护构件荷载；对支护体承载力过大，稳定性较差的区域及时采用二次加强支护，杜绝围岩的进一步破坏。二次加固锚杆(索)参数要高于原施工参数。
4 锚杆支护结构可靠性分析
由于井巷工程围岩各向异性特征以及支护参数选择的不合理，导致支护体与围岩变形不协调，锚杆支护结构的荷载效应具有不确定性；常出现井巷局部地点出现异常变形、损坏；支护结构的某些部件或环节达不到设计的安全水平，此时常规基于安全系数的设计方法，显然无法真实反映支护结构的实际安全状态。
适用于结构可靠性评价的方法很多[20-21]，评价方法属于结构可靠性研究的另一个问题，此处不进行讨论。笔者引入《铁路工程结构可靠度设计统一标准》和《建筑结构可靠度设计统一标准》中规定的一次二阶矩JC法对锚杆支护结构可靠性分析；该方法为国际结构安全度联合委员会(JCSS)推荐使用，适用于随机变量为非正态分布的结构可靠指标的计算方法，该方法通俗易懂，应用成熟，计算精度满足工程实际需要。
4.1 极限状态方程建立
极限状态分为两类，一类是承载能力极限状态，这种极限状态对应于结构达到最大承载能力或不适于继续承载的变形。另一类为正常使用极限状态，这种极限状态对应于结构达到正常使用或耐久性能的某项规定限值。
结构的极限状态采用极限状态方程表示为[22-23]
g(x1，x2，…，xn)=0
(1)
式中：g为结构的功能函数；xi(i=1,2,…,n)为基本变量，指结构上的各种作用和材料性能、几何参数等，基本变量为随机变量。结构按极限状态设计时应满足g≥0。
进行结构可靠性分析时，可采用作用效应和结构抗力作为综合的基本变量，极限状态满足：
R-S≥0
(2)
式中：S为结构的作用效应；R为结构的抗力。
4.2 可靠指标计算
对S、R变量标准化转换：
(3)
极限状态方程变换为
(4)
将式(4)转变为标准法线式直线方程：
(5)
其中：
(6)
(7)
(8)
式中：β为结构构件的可靠指标；μS、σS分别为结构构件作用效应的平均值和标准差；μR、σR分别为结构构件抗力的平均值和标准差。
结构构件的失效概率为
pf=φ(-β)
(9)
式中：pf为结构构件失效概率的运算值；φ为标准正态分布函数。
结构构件的可靠度与失效概率关系为
ps=1-pf
(10)
式中：ps为结构构件的可靠度。
失效概率pf具有明确的物理意义，能较好地反应问题实质。但计算pf一般要通过多维积分，数学上比较复杂，目前一般都采用可靠指标β代替pf度量结构的可靠性,其对应关系见表3。
表3 β与pf的对应关系
Table 3 Correspondence between β and pf
βpfβpf1.01.59×10-13.01.35×10-31.56.68×10-23.52.33×10-42.02.28×10-24.03.17×10-52.56.21×10-34.53.40×10-6
4.3 案例分析
不同极限状态的可靠指标不同，淮南矿区所规定的锚杆抗拔力非锚杆的极限承载强度，实为确保巷道稳定锚杆应有的支护能力。对煤巷锚杆支护结构可靠性分析时，锚杆抗拉拔力标准属于正常使用极限状态对应的规定限值。
4.3.1可靠指标计算及分析
巷道掘进过程中持续监测一段时间内锚杆受力，结合锚杆抗拉拔测试，对结构的抗力和结构作用效应两个随即变量统计分析。结构抗力R为锚杆的设计支护强度，在锚杆安装完毕后，通过测试锚杆的锚固力得出；结构作用效应S为锚杆实际发挥的支护作用，在巷道变形稳定后，通过测试锚杆的承载力得出；顾桥煤矿三软煤层复合顶板巷道1212(3)工作面轨道巷采用上述确定的支护方案后，分别测试统计了顶部锚杆和帮部锚杆的可靠指标变量见表4和表5。经计算顶部锚杆结构抗力均值μR=115.74 kN，标准差σR=6.34 kN，顶部锚杆结构作用效应均值μS=64.41 kN，标准差σS=44.75 kN；帮部锚杆结构抗力均值μR=97.78kN，标准差σR=3.74 kN；帮部锚杆结构作用效应均值μS=65.13 kN，标准差σS=34.54 kN。
代入式(8)计算得顶板锚杆支护结构可靠指标β为1.14；帮部锚杆支护结构可靠指标β为0.94。顶板及两帮位移监测如图7所示。
由图7可知，顶板位移较小，3组位移观测值均小于20 mm；帮部位移较大，3组观测位移量均大于100 mm。对比锚杆支护结构可靠指标β值与表面位移量发现：顶板锚杆支护结构可靠指标值大，其表面位移小；帮部锚杆支护结构可靠指标值小，其表面位移大；说明锚杆支护结构可靠指标β值能够真实反映支护结构的稳定性。
图7 表面位移曲线
Fig.7 Convergence monitoring curres of roadway
表4 顶部锚杆锚固力及承载力统计
Table 4 Anchoring force and bearing capacity of the
bolt in roadway roof
可靠指标变量样本统计数值/kN均值μR/kN标准差σR/kN结构抗力R115120110120120120120100120120120110120120120110105120120100120110120115120120110—115.746.34结构作用效应S1541411108921141801291113341443577351172564621825564456392431—64.4144.75
4.3.2 支护方案优化
帮部锚杆支护结构可靠指标β偏低，导致帮部变形较大，巷道帮部支护属于巷道支护中的薄弱环节。围绕提高帮部锚杆支护结构可靠指标，提出以下优化方案：
1)提高帮部锚杆抗拉拔强度标准。将帮部锚杆抗拉拔强度标准由目前的100 kN提高至120 kN，此时帮部锚杆支护结构可靠指标β可由目前的0.94提高到1.52。
2)增强帮部支护结构强度。沿空侧帮部A3钢带改为M5钢带，对帮部沿空侧锚杆全长锚固。
表5 帮部锚杆锚固力及承载力统计
Table 5 Anchoring force and bearing capacity
of the bolt coal wall
可靠指标变量样本统计数值/kN均值μR/kN标准差σR/kN结构抗力R9510010090951001001001001001001001009090100951001001001001009010010010010010090100959010010010010010010010010010010095959097.783.74结构作用效应S854127395716897427274752241121479413010359468980101132108350714412248240504641744547127727230472265.1334.54
3)加强帮部整体位移控制。沿空侧巷帮第一排锚索按照与水平面向上30°夹角施工，此时锚索能锚固在顶板岩石内1.6 m，控制沿空侧帮部位移。
4.4 淮南矿区煤巷锚杆支护结构可靠指标取值
对于井巷工程支护结构可靠指标β取值，我国目前还没有统一的标准；参照我国建筑和铁路行业的结构正常使用极限状态的可靠指标，根据其可逆程度取0～1.5的规定，基于技术、经济方面考虑，对于井巷工程煤巷锚杆支护结构可靠指标β的取值，不宜过大，上限取1.5；由上述淮南矿区案例分析可知当β值小于1时，虽然实现了围岩的稳定控制，但相比β=1.14时其变形显著，基于安全考虑，β值不能太小，下限取1.0。对比已有关于煤巷破坏失效概率研究，文献[20]认为锚杆支护的煤巷破坏失效概率在10%左右是可以接受的，参见表3此时结构可靠指标β值处于1.0～1.5。
由此可见，淮南矿区三软煤层复合顶板巷道锚杆支护结构可靠指标β值取1.0～1.5，满足经济、技术、安全方面要求。
5 结 论
1)基于“设计—施工—监测—评价—优化”环节构建的针对三软煤层复合顶板巷道控制技术体系，是一种信息化管理过程，满足井巷工程对经济、技术、安全方面的要求。
2)锚杆(索)参数的调整贯穿整条巷道的施工，是一个动态的管理过程，包括初始参数设计、参数检验、现场参数适时调整、薄弱环节强化参数确定。
3)引入一次二阶矩JC法，针对锚杆锚固力和承载力指标，分析锚杆支护结构的可靠性；计算方法简单、可靠。淮南矿区三软煤层复合顶板巷道锚杆支护结构的可靠指标β值取1.0～1.5为宜。
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