0 引 言
我国煤炭资源分布比较广泛，煤层开采地质构造条件也错综复杂，其中煤矿地应力是诸多影响巷道围岩稳定性的最主要和最根本因素之一，通常最大主应力是垂直应力的0.5～5.5倍[1-4]，对于断层附近条件下的软岩巷道，当巷道经过断层附近破碎区时，巷道围岩变形增大，将会导致支护体乃至整个巷道的失稳破坏[5-8]。针对断层附近软岩巷道破坏机理和支护技术的问题，国内外学者做了大量的理论和技术研究[9-13]，并取得了一定的成果，李学华等[14]提出分区控制和分阶段控制巷道围岩的理论，以应对断层附近软岩巷道变形破坏的区域特性和时间效应；高明仕等[15]提出O型封闭联合支护设计，采用全支全让、全断面的方式，以应对断层附近软岩巷道围岩大变形和流变性强的特征，工程实践效果较好；王卫军等[16]提出“高强度、高阻让压”的联合支护技术，以应对软岩巷道围岩变形的流变特性，工程实践效果较好；刘泉声等[17]提出三步注浆和分部联合支护技术，以应对断层带破碎区软岩巷道在深部高应力条件下围岩变形严重的难题；陈光辉[18]通过对离散元二维模型与平面应变三维模型等效计算进行分析对比，研究得出模型中断层地震波的传播在三维空间模拟的可行性，可以对煤矿支护系统进行优化设计模拟分析。我国煤矿断层构造应力影响下软岩巷道围岩破坏变形机理错综复杂不尽相同，理论和技术研究仍较为欠缺。
基于此，针对山西某煤矿现场的实际情况，研究该煤矿断层附近巷道围岩破碎区范围、构造应力规律及泥岩风化和水理共同作用的崩解软化特征，研究了断层附近软岩巷道围岩变形控制对策，提出了断层附近软岩巷道的“锚带网喷+中空注浆锚索”联合支护技术方案，这既解决了现场的生产难题，又丰富了巷道支护方面的理论和技术。
1 工程概况
山西某煤矿地处霍州市、汾西县、灵石县、沁源县四县市交界处，紧邻祁临高速公路和108国道，南同蒲铁路线纵贯矿区，交通运输十分便利。井田南北走向长约4 km，东西倾斜宽约9 km，面积29.3 km2，地质储量7 770万 t，设计能力为年产90万 t/a。目前矿区内共查明4条大的褶曲构造，13条正断层大于30 m的落差，19条正断层小于30 m的落差，8个陷落柱，区内褶曲、断层较发育，但规律明显，皆是NE向的走向。矿井地质构造较复杂。
主采2号煤层结构简单，煤层厚0.40～2.70 m，平均1.98 m，属中厚煤层，煤层平均倾角15°。煤层顶板以泥岩、细粒砂岩或砂质泥岩为主。2408工作面回风巷位于2号煤层四采区，在回风巷的掘进过程中，将揭露勘探报告中提及的SF6逆断层，走向NW，倾向NE，倾角45°～55°，落差0～16 m，2408工作面回风巷与断层之间位置关系如图1所示。煤层巷道底板依次为泥岩和白云质岩，顶板依次为泥岩和砂岩，围岩力学参数见表1。
图1 2408回采巷道与断层位置关系示意
Fig.1 Schematic diagram of position relation between No.2408 roadway and fault location
表1 岩石力学参数测试结果
Table 1 Test results of rock mechanics parameters
岩性抗压强度/MPa抗拉强度/MPa黏聚力/MPa内摩擦角/(°)吸水率/%砂岩23.51.817.1335.1泥岩10.00.503.8319.12号煤9.61.042.137—泥岩7.60.682.7325.7
2 原巷道支护方案及效果分析
2408回风巷原有支护方式采用锚杆加锚索联合支护方式，顶锚杆选取型号为ø20 mm×2 400 mm的螺纹钢锚杆，间排距为750 mm×7 00 mm，顶板每排支护6根锚杆，呈“矩形”布置，每根锚杆配用一节CK2355和ZK2355型锚固剂各一卷。帮锚杆选取型号为ø16 mm×2 000 mm的圆钢锚杆，间排距为900 mm×700 mm，其中帮锚杆左帮布置3根，右帮布置4根。锚索采用ø15.24 mm×7 000 mm钢铰线，每根锚索配1节CK2355、2节ZK2355型树脂药卷，锚索配用直径12 mm铁板作为加强支护，间排距为2 250 mm×1 400 mm。支护断面如图2所示。
图2 回采巷道原支护断面
Fig.2 The original supporting section of roadway
在2408回风巷变形严重段内每隔10 m建立一个测站对试验巷道表面围岩进行观测，2018年5月9日至27日，巷道开挖后1号测点两帮移近量最大达1 330 mm，变形速率平均为40 mm/d。巷道围岩变形较大，巷道顶板岩石破碎，金属网出现大量网兜现象，部分金属网发生破断导致岩块掉落现象明显；局部巷道淋水段，巷道表面形成像地面河塘泥一样的泥化层和碎砂层，体积膨胀，挤入巷道自由空间巷道围岩难以自稳，严重影响巷道的安全生产。
3 断层附近软岩巷道围岩变形机理及控制对策
3.1 断层带围岩破碎区分析
现场通过钻孔录像对断层带附近新开掘的巷道围岩内部进行了观察，巷道围岩不同深度钻孔成像如图3所示。根据现场观察及图3分析，现场软岩回采巷道变形严重段围岩受断层带影响，附近区域巷道围岩岩性较差、顶板各砂岩含水层裂隙水，围岩多数破碎成小的块体，且孔内围岩含水。通过钻孔录像对新开掘巷道围岩内部进行了观察，巷道围岩内部在1～3 m间较为破碎，4～5 m间破碎较小但是也存在一定得裂隙。矿井断层带附近软岩巷道围岩控制应充分考虑对破碎区围岩的加固。
图3 巷道围岩不同深度钻孔成像
Fig.3 Borehole images at different depths of roadway surrounding rocks
3.2 地应力测量及分布规律
为分析矿井2408回风巷受断层带影响围岩变形的方向性，结合测点布置的基本原则，本次地应力测量布置测点5个，其中3个安装在2408回风巷，2个在南翼轨道巷测点分布在2号煤顶底板岩层，构造应力测量结果见表2。
表2 断层构造应力测量结果
Table 2 Results of fault tectonic stress measurement
测量位置水平最大主应力/MPa水平最小主应力/MPa垂直最大主应力/MPa垂直最小主应力/MPa2408回风巷55°孔10.435.748.901.172408回风巷31°孔9.340.418.301.132408回风巷4°孔15.865.388.311.91南翼轨道巷45°孔18.427.848.362.20南翼轨道巷14°孔12.813.737.961.61
根据测量结果可知：2408回风巷大致为东西走向的水平应力，在邻近2408回风巷侧的南翼轨道巷，水平应力为仍为东西走向；在远离2408回风巷侧的南翼轨道巷，水平应力方向发生变化，向南偏移约20°。测点内巷道最大水平主应力为垂直应力的1.13～2.20倍，垂直应力明显小于水平应力。
现场2408回风巷与水平应力约呈90°，直接受到高水平构造应力的作用，在顶底板形成高应力集中，极易发生破坏。而矿井南翼采区大巷以及其他东西向的巷道，因其断面受到水平构造应力的影响较小，顶底板受压较小，有利于保持稳定。综上所述得出，该煤矿井下断层构造应力以水平应力为主，即矿井巷道围岩控制应充分考虑水平应力的影响。
3.3 软弱围岩浸水软化分析
2408回风巷围岩以泥岩为主，在水压驱动下岩石通常具有软化性和膨胀性，且由于水分子进入粒间间隙，通过一系列的物理、化学反应，削弱了岩石颗粒间连结造成的[19-20]；岩石中的亲水性矿物颗粒，结构松散软弱，胶结程度差，遇水膨胀，造成岩石颗粒崩解，从而导致岩石力学性质降低，常见的亲水性黏土矿物有蒙脱石、伊利石和高岭土等。
对2408回风巷围岩中的泥岩进行现场取样，为分析岩石内部孔隙结构，实验室采用扫描电子显微镜扫描进行观察分析，试验结果如图4—图6、表3所示。
图4 天然状况下泥岩内部空隙分布情况
Fig.4 Distribution of internal shale voids under natural conditions
图5 水饱和状况下泥岩内部空隙分布情况
Fig.5 Distribution of internal void in mudstone under water saturation condition
图6 风化泥岩内部空隙分布情况
Fig.6 Interior void distribution of weathered mudstone
表3 不同状态下泥岩空隙状况
Table 3 Shale void status under different conditions
岩石总孔隙体积/(mL·g-1)总孔隙表面积/(m2·g-1)中位孔径/nm平均孔径/nm孔隙率/%泥岩0.0083.8112.49.21.88水解后泥岩0.0143.5518.115.32.97风化泥岩0.0344.42487.195.26.98
扫描电子显微镜下岩石内部结构的空隙为图4、图5、图6中白色区域内部的黑色区域。对比图4、图5、图6可知，泥岩在天然状况下内部结构的空隙要比水饱和状态下和风化泥岩多，尤其是大的空隙较多，究其原因在于泥岩内部结构的大空隙较多。当巷道开掘后围岩暴露空气中，水极易进入泥岩内部结构的大空隙，进而充填大空隙，致使泥岩内部的大空隙减少。所以在软弱岩石浸水后，岩层及岩石整体宏观裂隙发生显著增生与扩张，岩层裂隙的增加促使其各主要物理力学参数指标的急剧恶化。研究看出泥岩风化和水理共同作用的崩解软化特征，对煤矿井下软岩巷道的维护直接产生不利的作用和影响。所以矿井软岩巷道围岩控制应对围岩及时进行喷浆封闭，降低围岩暴露时间。
4 巷道支护方案优化设计
4.1 中空注浆锚索选型
根据该煤矿的地质条件、现有支护方案的问题分析、地应力的测量结果、基于锚杆支护理论提出的支护理念，提出采用“锚带网喷+中空注浆锚索”联合支护方案，该方案的关键在于中空注浆锚索的应用。中空注浆锚索[20-22]主要由锚索索体、托盘、索具、止浆塞部件组成。锚索索体使用预应力螺旋肋高强度钢丝编绞而成，使得中空注浆锚索在支护效果方面的优越性更加显著。中空注浆锚索由山东济南澳科公司研制，与常规钢绞线截割成的锚索相比，中空注浆锚索的载荷传递特性、锚固强度和锚固延性大幅提高。
对于注浆材料的选择，目前我国较为常用的有化学类浆液、水泥类的单液浆、水玻璃和水泥混合的双液浆以及的高水速凝材料等。考虑与厂家中空注浆锚索的特殊匹配性，该煤矿中空注浆锚索的注浆材料采用复合水泥浆液材料，水泥型号为525号，水灰比为1∶2，并加入ACZ-I型水泥注浆添加剂，比例为8%。
4.2 巷道支护方案参数优化设计
通过理论分析和数值模拟分析，结合现场实际地质状况和支护经验，提出采用“锚带网喷+中空注浆锚索”联合支护方案：
1)锚杆支护：巷顶板安装长度为4.0 mM4型钢带配强预拉力锚杆6根，锚杆直径为22 mm、长度为2 400 mm，800 mm×800 mm的间排距；巷道下帮(左帮)安装长度为2.2 m的M4型钢带配高强锚杆3根，锚杆直径为20 mm、长度为2 400 mm，800 mm×800 mm的间排距；巷道上帮(右帮)安装长度为2.8 m的M4型钢带配高强预拉力锚杆4根，锚杆直径为20 mm、长度为2 400 mm，800 mm×800 mm的间排距。金属网铁丝尺寸为4～6 mm。每根锚杆使用快速CK2370型、中速Z2370型树脂药卷各1支，实施全长锚固。安装后锚杆预紧力大于70 kN。
注浆锚索支护：巷道顶板中空注浆锚索采用五花型布置，每间隔2排锚杆交叉安装1根、2根锚索，锚索直径为24.6 mm、长度为7 000 mm。巷道上帮(右帮)、巷道下帮(左帮)每间隔两排锚杆分别安装2根、1根中空注浆锚索，锚索直径为24.6 mm、长度为6 000 mm，首先使用快速CK2370型树脂药卷1支，实施端头锚固，安装预紧力大于70 kN；在不影响掘进作业的情况下，再对中空注浆锚索实施注浆，实现锚索的全长锚固。锚索托盘使用外凸圆形托盘，外径为250 mm、厚度大于4 mm。
2)喷射混凝土：巷道两帮全断面喷射柔性混凝土，厚度为75 mm。喷浆材料由425号普硅水泥，粒径2～4 mm的石子和中粗砂组成，水泥、石子和沙子的混合配比为1∶2∶2。添加占水泥用量4%的速凝剂，添加占水泥用量0.5%的柔化剂。柔化剂选用长度15～25 mm、直径10～25 
m的高弹维尼纶纤维或钢纤维。为避免巷道煤帮发生风化，根据现场实际情况，巷道开掘后应及时喷射柔性混凝进行围岩封闭。巷道优化支护方案如图7所示。
图7 巷道优化支护方案
Fig.7 Optimum support scheme of roadway
5 巷道支护优化设计效果的数值模拟分析
为对比理论分析回采巷道采用旧支护方案和优化支护方案的支护效果，笔者使用UDEC岩石力学数值分析软件[23]对支护后巷道围岩稳定性进行了数值模拟分析，为进一步优化支护参数提供依据。根据该煤矿回采巷道具体地质条件，以典型的巷道进行模拟计算。模拟煤层厚度2.2 m，煤层倾角15°，巷道呈不规则矩形，巷道宽度4.0 m，中线高2.8 m。构建整个数值计算模型尺度为40 m×30 m，如图8所示。上部边界载荷按200 m计算，覆岩容重取25 kN/m3，故上部施加5 MPa的荷载。模拟左右边界的水平方向和底边界额垂直方向进行固定。根据现场地质资料选取数值模拟中岩层的物理力学参数及结构面物理力学参数见表4、5。
图8 数值计算模型
Fig.8 The numerical calculation model diagram
表4 岩层的物理力学参数
Table.4 Strata physical and mechanical parameters
岩层体积模量/GPa剪切模量/GPa密度/(kg·m-3)内摩擦角/(°)黏聚力/MPa抗拉强度/MPa上覆岩层3.02.02 500203.02.00基本顶2.51.52 500107.11.81直接顶2.01.52 300123.80.50煤层1.51.01 300102.11.04直接底2.51.52 500142.70.68基本底3.02.02 500103.02.00下伏岩层2.51.52 500152.01.50
表5 结构面的物理力学参数
Table 5 Structural plane physical and mechanical parameters
岩层法向刚度/GPa切向刚度/GPa黏聚力/MPa内摩擦角/(°)抗拉强度/MPa上覆岩层3.02.00200基本顶2.01.50100直接顶2.01.40120煤层1.51.20100直接底2.01.30140基本底3.01.50100下覆岩层2.02.00150
本次数值模拟设计2种模拟方案：①巷道采用支护原方案；②巷道采用中空注浆锚索联合优化支护方案。
根据数值模拟结果分析可知，巷道采用原有支护方案时，巷道围岩变形量较大，模拟预测的巷道左帮、右帮分别发生-109、-160 mm的最大变形量；巷道顶板、底板分别发生-133、-112 mm的最大变形量。相比于原有支护方案，采用优化支护方案后，巷道围岩的变形量明显降低，模拟预测的巷道左帮、右帮分别发生-66、-65 mm的最大变形量；巷道顶板、底板分别发生-49、-86 mm的最大变形量。即巷道采用优化支护技术方案后，围岩变形量明显降低，围岩变形破坏得到有效控制。
6 现场工程应用分析
为对比分析回采巷道采用旧支护方案和优化支护方案的支护效果，现场在2408回风巷后半段进行了工业性试验。在2408回风巷内布置2个巷道围岩变形监测站，在采用旧支护方案的2408回风巷前段内布置1号监测站，在试验优化支护方案的2408回风巷后段内布置2号监测站。两测站的间距约400 m。2408回风巷开掘后，1—4号测站内收集数据变化曲线如图9所示。
图9 测站内巷道表面位移变化曲线
Fig.9 The displacement change curve of roadway surface in the station
根据4个监测站的结果图9分析可知：1号监测站布置在采用旧支护方案的2408回风巷前段内，巷道煤帮和顶板的变形量都较大。在2408回风巷推进约70 m后(支护14 d)，1号站监测内回风巷两帮的相对移近量已超过100 mm；顶板下沉量超过80 mm。而2号监测站布置在试验优化支护方案的2408回风巷后段内，巷道两帮和顶板下沉量相对要小得多。在2408回风巷推进约50 m后(支护14 d)，2号站监测内回风巷两帮的相对移近量和顶板下沉量均小于20 mm。巷道开掘40 d以后，巷道围岩逐渐趋于稳定，两帮的相对移近量和顶板下沉量均小于50 mm，相对于采用旧支护方案段围岩变形量降低50%以上。即2408回风巷后段在采用“锚带网喷+中空注浆锚索”联合支护方案后，巷道围岩变形控制效果明显，达到了预期的效果。
7 结 论
1)通过现场实测可知：断层附近巷道围岩内部在1～3 m间较为破碎，4～5 m间破碎较小，但是也存在一定的裂隙；断层构造应力以水平应力为主，最大水平主应力为垂直应力的1.13～2.20倍；软岩巷道遇水极易软化。矿井断层带附近软岩巷道围岩控制应充分考虑对破碎区围岩的加固、充分考虑水平应力的影响且对围岩进行及时喷浆封闭。
2)通过数值模拟分析可知：巷道采用原有支护方案时，巷道左帮、右帮、顶板、底板最大变形量分别为-109、-160、-133、-112 mm；巷道采用优化支护方案时，巷道左帮、右帮、顶板、底板最大巷道变形量分别为-66、-65、-49、-86 mm，即巷道采用优化支护技术方案后，巷道围岩变形量明显降低。
3)通过现场试验结果表明：2408回风巷后段在采用“锚带网喷+中空注浆锚索”联合支护方案后，巷道开掘40 d以后，巷道围岩逐渐趋于稳定，两帮的相对移近量和顶板下沉量均小于50 mm，相对于采用旧支护方案段围岩变形量降低50%以上。
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