浅埋硬煤巷道煤体破坏特征与控制机理

蒋 威

（1.天地科技股份有限公司，北京 100013；2.中国矿业大学（北京）能源与矿业学院，北京 100083）

煤巷两帮煤体破坏是影响该类巷道稳定的主要因素之一。相对而言，软弱煤巷两帮破坏更加频繁和严重[1-2]，但是随着开采强度的加大以及沿空掘巷等高效布置方式的推广应用，高覆岩应力影响下一些硬煤巷道两帮破坏变形事故频出，且常表现为大块煤体片落，安全威胁较大[3-5]。

近年来对煤帮破坏特征与控制机理有许多研究，文献[6]基于帮部煤体稳定极限状态，通过工程可靠性理论构建了煤帮锚杆支护可靠度定量分析模型；文献[7-8]通过对深、浅孔相结合的方式对两侧煤帮注浆加固，提高了巷道整体承载能力，将巷道两帮变形降低了85%；文献[9]采用离散元数值模拟分析了覆岩结构变化诱发实体煤帮大变形的致灾机制，提出了长锚索补强支护实体煤帮控制技术；文献[10]分析了巷道跨度和巷高对其围岩稳定的影响，相应进行了支护参数优化设计；文献[8-9]针对多次强采动影响煤巷大变形难题，通过数值模拟分析了目标巷道的偏应力分布规律，对应提出了高强锚杆配桁架锚索组合控制方法。

以上研究成果多集中于软弱煤巷变形破坏及控制问题，对于硬煤巷道煤体破坏及控制机理研究较少；为此，以榆北地区某矿硬煤巷道为背景，结合理论分析、现场实测与工业性试验对浅埋硬煤巷道煤体破坏特征与控制机理展开研究。

1 地质生产条件与围岩变形实测

1.1 地质生产条件

试验工作面主采3#煤层，埋深211～320 m，煤层倾角小于3°，平均厚度11.05 m，煤层结构致密，硬度中等，内生裂隙发育，外生裂隙不发育，在裂隙面充填有钙质薄膜；直接顶为深灰色厚层状泥岩，平均厚度2.66 m，泥质胶结，含植物化石，裂隙发育，具水平层理；基本顶为灰白色块状中粒长石砂岩，分选性中等，具交错层理，平均厚度18.05 m；直接底为深灰色、浅灰色厚层状粉砂质泥岩，水平层理发育，平均厚度3.46 m。工作面煤层综合柱状图如图1。

图1 工作面综合柱状图Fig.1 Comprehensive histogram of panel

试验巷道为30105 回风平巷，区段煤柱宽度为7 m，巷道沿底板掘进，矩形断面，宽4.2 m，高3.5 m。顶板采用φ22 mm×2 400 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆支护，每排5 根锚杆，均垂直顶板布置，排距1 000 mm，间距900 mm；工作面帮和窄煤柱帮分别采用φ18 mm×1 600 mm 玻璃钢，φ22 mm×2 400 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆支护，锚杆间排距950 mm×1 000 mm。

1.2 巷道变形破坏特征和巷道内生裂隙发育特征

1）巷道变形破坏特征。工作面回采前，巷道多个区域内两帮煤体出现中部弯折破坏现象，开裂处周边煤体较为完整，存在大块煤体片落伤人的风险。工作面回采过程中，两帮煤体出现明显变形，窄煤柱帮变形（760 mm）略大于实体煤帮（452 mm）。玻璃钢锚杆配塑料网片支护对于实体煤帮大变形难以适应，锚杆失效较多，部分地段围岩变形难以控制[10]。

2）巷道内生裂隙发育特征。为进一步探明巷道煤体内部破坏情况，在巷道中部里程600 m 附近选取典型断面布置观测测站，采用最新的数字式全景钻孔摄像系统对30105 区段回风平巷煤体内部裂隙发育状况进行观测，探测孔分别位于两帮中部和顶板中部。典型的，煤体内部裂隙发育情况如图2。结合观测结果可知：煤体内部环向裂隙发育，裂隙间隔在0.5～1.0 m 左右，越靠近巷道，煤体裂隙发育程度越高，靠近巷道0.3 m 范围内煤体较为破碎，形成明显的“空腔”。在沿空巷道侧向覆岩压力及本工作面回采引起的采动应力影响下，围岩内生裂隙将进一步产生、发育及贯通，巷道围岩条件快速劣化，对工作面的正常生产秩序产生严重威胁。

图2 煤帮内部裂隙发育情况Fig.2 Development of fractures in coalwall

2 综放沿空巷道煤体变形分析

巷道周边煤体内横向、环形裂隙发育，大量的内生裂隙严重劣化了煤体内部应力环境，增加了煤体大面积结构失稳的风险，使中硬煤体抗压强度大的优点难以发挥。基于煤体裂隙发育特征，引入板裂力学理论对巷道煤体变形进行计算。

2.1 巷道煤体变形计算

根据孙广忠教授提出的岩体结构控制论[14-15]，采用板裂介质力学模型对两帮煤体变形进行分析，板裂化煤帮变形分析模型如图3。

图3 板裂化煤帮变形分析模型Fig.3 Analysis model of plate cracking coal wall deformation

基于一般板条结构特征，作如下假设：①在切向力作用下，板条弯曲变形可视为连续变形，在弯曲破坏过程中仅平行于板条的节理发生开裂；②对板裂化煤体，板条仅受巷帮围岩内切向力和自重力作用，径向力因板条开裂力学联系断开而忽略不计；③顶板岩体与煤帮所形成的结构在切向连续，在径向不连续，即结构具有抗压、抗弯能力，不具有抗拉能力；④板裂化形成的板条满足弯曲变形极限条件：肩角处顶板的垂直位移uy等于1/2 倍的板条缩短变形△，即：

以巷道一侧帮为例，巷道开掘之后，受原岩应力影响其周边煤体向采出空间收敛变形，直至再次达到平衡。煤帮变形u 主要由2 部分组成：①材料变形un：帮部煤体回弹变形；②结构变形um：板裂化产生的板条弯曲变形。

2.1.1 巷道煤体结构变形计算

煤帮板条在覆岩压力所形成的轴向力p0及其自重力q0作用下发生弯曲变形，其中，板条长度为a，厚度为b0，宽度为h0，轴向力p0为分布在板条横截面上垂直应力σ0之和，p0=Ab·σ0，Ab为板条横截面积，考虑到采空区覆岩偏载作用，设轴向力的偏心距为e，则板条所受偏心力偶M0=e·p0，将坐标系原点取在板条下端，采用能量原理对板条结构变形量进行求解。

在板条弯曲变形过程中，存储于其内部的弹性变形能Ub为：

式中：E 为煤体弹性模量；σx为板条轴向应力值，MPa；x 为板条长度方向距离，y 为板条厚度方向距离。

式中：偏心距e=0.25γ2/c；γ 为等效高度,γ2=Ib/Ab；c 为弯曲中心到板条边缘的最小距离。

将内力弹性变形能、外力势能以及自重势能表达式（5）、式（6）和式（7）代入式（8）可得：

对于矩形巷道，α=90°，在煤帮中心，即x/a=0.5处变形最大，由式（4）可得：

由于煤体板条平衡条件必须满足式（1），则板条缩短变形量△和顶板煤体垂直位移uy为：

式中：σz为巷道所受垂直应力；σh为巷道所受水平应力；a1、b1为使用椭圆形洞型对矩形巷道做近似应力计算[16]的椭圆短轴、长轴，a1等于5/6 巷高，b1等于5/8 巷宽；θ 为巷道中心点至肩角连线与水平方向的夹角。

将式（4）代入式（13）后解得：

根据柳巷煤矿301 盘区地应力测试结果、实验室力学试验数据及矿井生产地质资料对各参数取值：σz=6.75 MPa，σh=15.64 MPa；煤体弹性模量E 取值2 540 MPa；板条厚度b0取0.3 m，故单位宽度板条截面积Ab为0.3 m2，板条惯性矩Ib为0.025 m4；c取值0.15 m，则偏心距e 为0.125 m；板条自重载荷q0=13.27 MN；泊松比μ 取值0.28；30105 区段回风巷道宽4.2 m，高3.5 m，故a1=2.917 m，b1=2.625 m，θ=40°。将相关参数代入式（15）后可求得σθ=19.15 MPa。将各参数代入式（17）后可以求得：σ0=18.32 MPa。将相关参数代入式（12）可求解得出帮部煤体最大结构变形为：um·max=ξ1+2ξ2=0.017 0 m。

2.1.2 巷道煤体材料变形计算

基于30105 回风平巷煤体物理力学性质和地应力条件，建立FLAC3D数值模型,采用有限差分法对特定开挖条件下单一煤体的材料变形进行数值计算。数值模型为长宽高均为70 m 的立方块体，为提高计算精度，在巷道断面方向，即x-z 平面上划分煤体为0.5 m×0.5 m 的块体，在巷道轴向方向上块体长度为4 m。本构模型选择莫尔-库伦模型，根据现场地应力测试结果，在模型上方平面施加6.75 MPa垂直载荷，在x、y 方向分别施加水平应力15.64 MPa和8.96 MPa，开挖空间尺寸为4.0 m×3.5 m。数值计算步骤为：原岩应力计算-巷道开挖-巷道变形计算。帮部煤体材料变形如图4，选择巷道中部切面，巷道最大材料变形在煤帮中部，数值为0.007 7 m。

图4 帮部煤体材料变形Fig.4 Material deformation in coal wall

2.2 巷道煤体主要破坏方式

30105 区段回风平巷煤体抗压强度σc接近20 MPa，煤层硬度系数f=2，属于中硬煤层，具有良好的外载抵抗能力。另一方面，由于煤层埋深较小，煤体所受垂直地应力为6.75 MPa，仅能达到其抗压极限的1/3 左右。在一般理想力学条件下，浅埋赋存条件下较小的覆岩压力对中硬煤层巷道稳定性的影响较小，即使后期采动过程中部分区域应力集中系数升至2～3，仍然没有超过煤体的承载极限，这显然与30105 工作面回风巷道煤帮大变形的工程实际不符。

因此，仅从材料强度的角度来分析巷道围岩变形过于理想化，与实际情况不符且具有一定的局限性，在岩体工程计算中，需要同时考虑结构面强度和岩石强度2 方面的影响才能保障计算结果的精确，进一步提高其指导现场的能力。因此，分别考虑岩体强度和板条稳定性，从强度变形和结构变形2 个方面对巷道围岩进行稳定性分析如下：

1）岩体强度判据。由于巷道一侧开挖，围岩应力状态由三向受力变为二相受力状态，其中，第一主应力σ1=σh=15.64 MPa；中间第二主应力σ2=0，第三主应力σ3=σz=6.75 MPa，根据上述应力值，巷道围岩所受折算应力σi可由式（18）计算[17]。计算得出σi=9.61 MPa。根据强度准则对巷道围岩稳定性进行判定，巷道围岩稳定性系数sc为：sc=σc/σi=2.05。因此，仅考虑围岩强度层面，巷道不会发生破坏。

3 板裂煤体控制机理

根据前文分析可知，裂隙煤体的板裂结构破坏是巷道围岩变形的主要构成，针对煤体板裂结构破坏机制并提出相应的控制对策是巷道围岩稳定的关键。板裂化破坏多发生于硬脆性岩体，表现为内部围岩平行于煤、岩壁产生的板状破裂[18]。现有研究中普遍认为板裂化破坏与实验室试验中的劈裂破坏机理关联较大，以此推断其属于压应力作用下的张拉破坏。不同应力环境中，同一岩石材料会出现不同的破坏机理，Cai[19]认为，岩体的非均质特性、较高的第二主应力以及巷道开挖后降至0 的第三主应力共同导致了围岩的板裂化破坏，其中，相对较高的第二主应力对裂纹发展方向产生了限制，使其只能沿平行于第一主应力方向和第三主应力方向扩展。因此，在岩体非均质特性以及较高第二主应力难以改变的工程实际中，改善脆硬煤岩体的应力环境，限制其沿第三主应力方向的变形破坏是巷道围岩板裂化破坏控制的重点。

对于脆硬煤岩体，锚杆的围岩位移限制作用有效抑制了板裂缝隙的开裂现象，而预紧力的施加使得锚杆的主动支护能力大大增加，更加有利于改善巷道围岩应力环境并提高其整体承载能力。通常情况下，预应力锚杆主要突出其轴向上的主动作用力，因此，应用断裂力学相关理论，从轴向拉伸层面预应力锚杆的煤岩控制机理进行分析。3#煤内部结构简单，较为致密，在开挖之前原生裂隙为闭合状态，可以通过一般滑移裂纹模型对其尖端裂纹的开裂、扩展进行分析，一般煤岩体裂隙发育分析模型如图5。

图5 中，σn、τfr分别为裂隙面上的正应力与剪应力，β1为裂隙与垂直方向的夹角。非均匀应力场条件下，受压煤体内压剪裂纹的2 个裂隙面之间存在摩擦力，其与作用在裂隙面上的正应力σn之间满足Mohr-Coulomb 准则。裂隙面间的有效剪应力τef可用下式计算[20]：

图5 一般煤岩体裂隙发育分析模型Fig.5 Sliding crack model of general coal and rock mass

式中：μfr为库伦摩擦系数；τxy为裂隙面上的剪应力。

裂隙面上的正应力σn和剪应力τxy为：

根据滑移裂纹模型，当非均布应力在裂纹面上造成的剪应力高于2 个裂隙面间的抗剪强度τfc时，即τef>τfc时，裂隙面将发生相对滑动，并致使翼型裂纹在裂尖周边萌生及扩展。由式（22）可知，裂隙面间有效剪应力τef的大小随σ2增大而减小，侧向应力σ2的增加可以提高煤岩体的抗裂能力，在预应力锚杆支护过程中，其轴向预应力相当于沿锚杆轴向方向对煤岩体施加了侧向应力σ2，因此，锚杆预应力越大，煤岩体抗裂能力越强。

在另一方面，出现在裂尖周边的翼型裂纹为Ⅰ型张拉裂纹，在其起裂且扩展至一定长度时（Lw/cm≥1，cm为主裂纹半长），可采用等效裂纹系统进行替换分析，如图5（b），2 条Ⅰ型张拉裂纹作为1 条共线裂纹来考虑，其方向平行于最大主应力σ1；主裂纹对共线裂纹的影响通过一对共线集中力反映，Fco=2cm·τef且作用在等效裂纹的中心处，在非均布应力σ1、σ2以及共线集中力Fco的共同作用下，等效裂纹尖端Ⅰ型应力强度因子KIc可用下式表达：

由式（23）可知，裂纹尖端Ⅰ型应力强度因子KIc随预应力（即轴向应力σ2）的增加而减小，相应的翼型裂纹的扩展速率也逐渐延缓。与上文同理，随着翼型裂纹扩展加大，轴向应力σ2也会随着增大，而锚杆轴向作用力的增加会进一步强化其煤岩体破裂控制能力。总体来说，锚杆预应力越大，其对于板裂煤体的控制能力越强。

4 现场工程实践及应用效果

基于前文研究成果，在生产地质条件类似区域选取巷道试验段，对巷道两帮支护强度进行了相应提高，将实体煤帮支护由玻璃钢锚杆支护替换为高强螺纹钢锚杆支护，两帮锚杆间排距增至800 mm×1 000 mm，设计锚杆预紧力不低于300 N·m。支护优化前后两帮变形监测曲线如图6。

图6 支护优化前后围岩变形对比图Fig.6 Comparison of surrounding rock deformation before and after support optimization

结果表明，巷道在优化后的高强支护控制下两帮变形减少了90%以上，两帮变形均控制在50 mm以内，结合现场观测，两帮煤体未发生明显结构性破坏，无大块煤片落现象。

5 结 论

1）根据钻孔窥视结果，煤体内部环向裂隙发育，裂隙间隔在0.5～1.0 m 左右，越靠近巷道，煤体裂隙发育程度越高，靠近巷道0.3 m 范围内煤体较为破碎，形成明显的“空腔”。

2）结合理论计算和数值计算结果可知，覆岩应力影响下，煤体板裂结构变形（0.017 m）超2 倍于材料变形（0.007 7 m），巷道煤帮变形以结构变形为主。

3）锚杆预应力越大，对于板裂煤体的控制能力越强，提高两帮支护强度和预紧力后，帮部煤体变形减少了90%以上。