0 引 言
巷道顶板塑性破坏是引发顶板整体破裂、产生围岩大变形、造成支护失效进而导致巷道冒顶的重要原因，支护设计中也多依据围岩塑性区几何特征进行冒顶控制设计[1-3]。研究发现，回采工作面采动影响造成巷道塑性区会呈现蝶叶形态特征，尤其对巷道软弱顶板稳定性产生极为不利的影响[4-6]。因此，揭示采动过程中塑性区在软弱顶板中的扩展演化规律，对顶板支护参数设计、支护时机的选择、冒顶隐患的识别等方面具有实际意义[7]。针对采动软弱顶板巷道围岩塑性区分布与顶板控制，国内外学者进行了大量研究，取得了诸多行之有效的成果。文献[8-11]提出了钻孔与巷道围岩的周围的“蝶形塑性区”理论，认为采动引起的围岩周边主应力大小、方向的变化是产生不规则塑性区的根本原因，并阐述了围岩的非对称大变形破坏是有蝶形塑性区引起的力学机制。文献[12-14]通过对深部岩巷开挖后围岩应力演化特征、变形破坏规律的分析，揭示了深井岩巷围岩稳定性控制机理。SOFIANOS等[15]应用离散元分析软件UDEC研究了软弱顶板稳定性的影响规律，得出岩层厚度增大导致锚固顶板跨中的下沉量减小，有利于顶板的稳定。文献[16-18]建立了含夹层岩体的组合系统力学模型，认为夹层与围岩中强度较低的岩层首先发生破坏，导致原本稳定的岩层受到挤压，出现张拉破坏，甚至顶板发生彻底失稳。孙广京等[19]发现顶板破碎岩块强度低，帮部煤块裂隙发育、底板泥岩软弱是造成巷道全断面变形失稳的主要原因，据此提出强力控制软弱破碎顶板，强化约束帮部煤体，加强隔水预防巷道底鼓的控制原理和“控顶先固帮，固帮先护底”的支护原则。孙健新[20]软弱煤岩复合顶板巷道顶板不协调变形、片帮严重、支护结构破坏是由高应力导致的围岩流变、地质条件差、水的影响和围岩结构不合理造成的。马振乾等[21]研究了不同顶板软弱岩层厚度下巷道围岩能量演化规律,并提出基于能量平衡的巷道支护技术原理。这些成果从不同层面阐述了软弱顶板巷道围岩塑性区分布特征，笔者以敏东一矿采动巷道为背景，采用以数值模拟为主的研究方法，结合前人研究成果，系统研究了采动巷道塑性区在软弱顶板中演化规律及控制方法，为软弱顶板巷道冒顶控制与支护参数设计提供借鉴与指导。
1 巷道软弱顶板结构特征
敏东一矿主采16-3煤层，埋深290 m左右，煤层厚度6.0～13.0 m，倾角3°～7°。为了解煤层顶板岩层结构特征，进行了顶板钻孔窥视，结果显示回采巷道顶板留有厚度为2.4 m的顶煤，从顶板岩性上看，顶板结构复合特点显著，主要以炭质泥岩、粉砂质泥岩为主，且分层厚度普遍较薄，均在0.4～2.0 m，如图1所示。此外，顶板岩层强度极弱，单轴抗压强度2.0～5.0 MPa，不足煤层单轴抗压强度的1/3。I0116306工作面回风巷与I0116304工作面采空区之间的煤柱尺寸为30 m，I0116306工作面回采时，工作面前方30 m左右范围内巷道矿压显现极为剧烈，出现明显的非对称变形、支护体破坏等现象，并出现多次冒顶、漏顶事故。
图1 I0116306回风巷顶板岩层结构
Fig.1 Roof strata structure of I0116306 tail entry
2 巷道顶板破裂形式与塑性区演化
2.1 采动巷道应力环境特征
工作面布置如图2所示，在I0116306工作面超前支承压力和I0116304工作面采空区侧向支承压力的叠加影响下，I0116306回风巷出现较大程度的支承压力集中现象，应力集中系数可达3～5，导致采动巷道周边主应力比(σ1/σ3)也急剧升高[5，22-23]。
图2 采区工作面布置
Fig.2 Layout of coal face in district
同时，受邻近工作面覆岩移动影响，巷道围岩周边应力中的最大主应力方向也将发生大幅度的偏转，如图3所示。因此，为简化模拟试验过程并阐述一般规律，在进行数值模拟计算时，采用特定应力环境(表1)特征针对性进行数值模拟分析。掘进期间，巷道(I0116306运输巷)没有明显的矿压显现，其周边应力环境特征视为等压应力环境；采动期间，给出3组具有代表性的采动应力状态，巷道周边围岩双向主应力比值最大取2.5，主应力方向偏转角度最大取40°。
图3 采动巷道围岩周边应力分布
Fig.3 Stress environment characteristics of mining roadway
表1 数值模拟采用的应力环境方案
Table 1 Stress environment scheme adopted in numerical simulation
巷道类型所处阶段主应力偏转方向/(°)主应力比(σ1/σ3)主应力/MPaσ1σ2σ3实体煤巷道掘进期间0°1.07.27.27.2煤柱巷道掘进期间30°1.814.011.07.8初始采动影响期间35°2.318.413.08.0剧烈采动影响期间40°2.520.515.08.2
注：σ1、σ2、σ3分别为最大、中间、最小主应力。
2.2 采动巷道软弱顶板塑性区分布
2.2.1 数值模型建立
根据敏东一矿主采16-3煤层具体地质条件(图1)，综合现场地质柱状信息，选择有限元FLAC3D模拟软件，建立了I0116306工作面回采巷道数值模型，模型中煤层及巷道顶底板各岩层的物理力学参数见表2。模型尺寸为48.0 m×33.4 m，巷道为直墙半圆拱断面(4.0 m×3.4 m)，如图4所示。数值模型应力开挖前施加，并未直接模拟采煤工作面回采过程对巷道的影响，而是通过分析采煤工作面周边巷道位置处的采动应力环境特点，包括主应力大小、比值和方向(表1)。实际加载利用文献[19]中的式(1)—式(5)将极坐标系下的应力公式变换为直角坐标系下的应力公式，进一步得到模型所施加相应的初始应力，进而换算成模拟中可以赋值的垂直应力、水平应力和剪切应力。模型上边界施加相应条件的垂直应力，模型限制x、y方向上的位移和初速度，模拟采用基于弹塑性理论的摩尔-库仑准则。
表2 煤层及顶底板岩石力学参数
Table 2 Rock mechanics parameters of coal seam roof and floor
岩层内摩擦角/(°)黏聚力/MPa密度/(kg·m-3)剪切模量/GPa体积模量/GPa泥岩252.017303.12.2粉砂质泥岩304.019903.52.6炭质泥岩241.817904.02.5煤284.019003.53.2细粒砂岩305.023004.03.4
图4 数值模型及主要尺寸
Fig.4 Numerical model and main dimensions
2.2.2 掘进影响期间数值模拟结果及分析
敏东一矿I0116306工作面运输巷在成巷后至采动影响前，巷道围岩周边可视为均匀应力场环境，掘进期间巷道周边塑性破坏范围较小，顶板最大塑性破坏深度不超过0.3 m，如图5所示。现场情况也表明，巷道顶板始终较为稳定，设计采用的巷道支护参数可较好满足支护要求，顶板下沉量不大，一般不会超过30 mm，无支护损坏现象。
图5 掘进期间巷道周边塑性破坏分布
Fig.5 Distribution of plastic failure around roadway during excavation
2.2.3 采动影响期间数值模拟结果及分析
采用表1中数值模拟应力环境方案进行采动影响期间数值模拟，分为3个阶段，即受上区段工作面采动影响的掘进期间(σ1/σ3=1.8，β=30°)、受上、下区段工作面复合采动影响的初始采动影响期间(σ1/σ3=2.3，β=35°)、受上、下区段工作面复合采动影响的剧烈采动影响期间(σ1/σ3=2.5，β=40°)，其中，β为最大主应力与竖直方向的夹角，数值模拟结果如图6所示。
图6 巷道软弱顶板塑性区演化过程
Fig.6 Plastic failure zone evolution process of weak roof in roadway
由图6可知，巷道软弱顶板首先在浅部煤层顶板里发生塑性区破坏并不断演化，随着工作面不断回采，顶板破坏未出现传统理论所认为的“逐层依次破坏”，而是穿透至煤层上方的泥岩层和粉砂质泥岩层，形成高位塑性区，最大塑性破裂高度达到5.2 m。这种高位穿透塑性区形成过程中，势必伴随着强烈的变形压力，形成对未发生塑性破坏的中位顶板产生巨大的挤压作用，导致中位岩层出现拉坏为主的断裂破坏，最终导致围岩大变形甚至出现冒顶事故。巷道软弱顶板变形破坏过程可归纳为4个阶段：①初始塑性区形成，在原岩应力作用下，巷道掘进成巷后，周边围岩出现小范围的塑性破坏，围岩变形不大，易支护。②浅部塑性区扩展，工作面回采造成巷道围岩周边2个主应力大小、主应力比值升高以及主应力方向的改变，导致浅部塑性区出现非均匀性扩展，伴随着顶板非均匀性变形，如图6a所示。③高位穿透塑性区的形成与扩展，随着工作面进一步回采，主应力大小、方向不断变化，顶板塑性区不断扩展，塑性区“越过”中位强度较高的岩层，优先在深部软弱岩层形成穿透塑性区，同时浅部塑性区也在持续扩展，如图6b所示，此阶段即采动巷道顶板的离层现象。④中位未发生塑性区破坏岩层的断裂，高位穿透塑性区的形成和扩展，如图6c所示，伴随着巨大的膨胀、变形压力，形成对中位岩层巨大的挤压载荷，导致中位未发生塑性区破坏岩层下部某一点的正应力超过其抗拉强度，出现断裂破坏，甚至完全失稳，中部层位的断裂破坏一般滞后于高位穿透塑性区的形成。期间巷道围岩出现严重的非均匀性大变形，支护难度极大，I0116306工作面回风巷现场与数值模拟结果对比如图7所示。
图7 I0116306工作面回风巷现场与数值模拟结果对比
Fig.7 Comparison of actual photos and numerical simulation results of I0116306 tail entry
3 采动巷道软弱顶板控制方法与工程应用
3.1 采动巷道软弱顶板控制方法
软弱顶板巷道变形破坏实质上是由于顶板围岩塑性破坏引起的，塑性区范围决定了围岩的破坏程度，同时，高位塑性区对巷道顶板整体稳定性影响显著，要保持巷道围岩稳定，必须控制巷道围岩塑性区的发展。顶板软弱泥质顶板针对性加固，杜绝软弱泥质顶板塑性区在采动影响期间出现大范围扩展，是此类巷道软弱顶板控制的有效途径，这就需要：①注浆层位应主要集中在采动期间发生高位穿透塑性破坏的层位；②注浆覆盖范围应不小于高位穿透塑性破坏的分布范围。
3.2 工程应用
根据采动巷道软弱顶板控制方法，对敏东一矿I0116306工作面回风巷薄顶煤区域进行了以软弱顶板注浆加固为主的支护设计。该区域顶煤平均厚度2.4 m，高位塑性区覆盖层位为2.4～5.2 m，最大宽度为3.6 m，考虑到浆液扩散特征和一定的安全系数，顶板注浆锚索参数为ø22 mm×7 000 mm，间排距为1 600 mm×1 600 mm，注浆采用水泥浆液配以专用添加剂，采用二次打压，确保注浆锚索预应力不低于120 kN。顶板锚杆选用ø20 mm×2 200 mm等强锚杆，间排距为800 mm×800 mm，巷道支护设计如图8所示。
图8 I0116306工作面回风巷顶板支护设计
Fig.8 Roof support design drawing of I0116306 tail entry
为验证以软弱顶板注浆加固为主的支护方法的工程适应性，在I0116306工作面回风巷距巷口450 m、462 m处布置了2组巷道顶板深部位移监测站，基点布置深度分别为2、3、5、7 m，监测开始时，462 m处测站距离工作面95 m。巷道矿压监测结果显示，I0116306工作面回风巷薄顶煤区域顶板安全得到了较好的保证，该巷道采动影响期间顶板深部位移监测曲线如图9所示。
图9 I0116306回风巷采动影响期间顶板深部位移监测曲线
Fig.9 Monitoring curves of roof deep displacement during mining in I0116306 tail entry
由图9知，在工作面推进过程中，顶板变形逐步增加，邻近工作面时，在剧烈的采动影响下，顶板变形速率突然增大。整个监测期间，450 m测站处顶板0～2、2～3、3～5、5～7 m四个层位的变形量分别为5、89、21、4 mm，顶板总变形量达到119 mm，2～3 m的层位的变形量占比高达74.7%。462 m测站处顶板总变形量达到140 mm，2～3 m的层位的变形量占比高达69.8%。两处测站监测总变形量均在巷道支护体可承受的范围内，表明支护效果较好。
4 结 论
1)采动影响条件下，软弱顶板巷道围岩主应力大小和方向的不断演化，导致巷道软弱顶板最大塑性破裂深度逐渐扩展且朝向顶板，塑性区扩展过程中会出现隔层分布现象，引发巷道顶板剧烈非对称变形。
2)巷道塑性区在软弱顶板中的演化过程主要分为4个阶段：初始塑性区形成、浅部塑性区扩展、高位穿透塑性区的形成与扩展、中位未发生塑性区破坏岩层的断裂；中位未发生塑性区破坏岩层的断裂源于高位穿透塑性区的形成与扩展，是影响巷道顶板整体稳定的重要因素。
3)对软弱泥质顶板进行针对性加固，杜绝软弱泥质顶板塑性区在采动影响期间出现大范围扩展，是此类巷道软弱顶板控制的有效途径，敏东一矿I0116306工作面回风巷薄顶煤区域围岩深部位移监测表明，顶板总变形量均在巷道支护体可承受的范围内，支护效果良好。
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