张树杰1，程利兴2，高 建1，郭佳毫1，张东昕1，李虎卫1
(1.陕西小保当矿业有限公司，陕西省榆林市，719300；2.天地科技股份有限公司，北京市朝阳区，100013)
摘 要 针对煤矿半煤岩巷道围岩变形控制难题，以小保当一号煤矿半煤岩大巷为研究背景，分析了巷道围岩岩层及围岩地应力分布规律对巷道围岩稳定性的影响，通过实验分析了半煤岩组合体力学性能及其变形破坏特征，煤体与岩体强度差异导致煤岩组合体非协调变形破坏特征，煤岩交界面处的煤体由剪切滑移到碎胀溃裂的演变诱导了岩体的非均匀渐进性失稳破坏，造成半煤岩巷帮由下而上大面积片帮破坏，揭示了提高半煤岩巷道围岩稳定性的关键在于控制煤岩交界面的非协调变形。基于此提出了半煤岩巷道分区差异化变形控制技术思路，制定了小保当一号煤矿半煤岩巷道支护设计方案，并开展了井下工程应用，在监测期内锚杆受力均在合理受力变化范围内，顶底板最大移近量12 mm，两帮最大移近量26 mm，巷帮煤岩交界处的变形控制效果显著，有效提高了半煤岩巷道围岩稳定性。
关键词 半煤岩巷道；煤岩组合体；围岩稳定性；不均匀破坏；差异化支护
随着煤炭开采深度的不断增大，薄及中厚煤层开采越来越常见，半煤岩巷道围岩变形控制问题逐渐突出，当岩层占巷道断面面积的20%～80%时即为半煤岩巷道[1-4]。统计结果显示，我国半煤岩巷道的掘进工程量约占巷道总掘进量的20%[5-6]。由于巷道不同岩性强度的差异性，煤岩组合试样在整体强度及破坏特征方面具有显著的非均质性和分区差异性，这就导致半煤岩巷围岩控制难度不同于常规的煤巷与岩巷[7-11]。当该类型巷道为主要功能性巷道，巷道围岩发生持续性大变形破坏、支护结构失效、巷道失稳等现象时，将严重影响矿井的有序生产[12]。目前，针对半煤岩巷道变形破坏特征及其失稳机理，众多学者开展了一系列相关研究，并取得了丰硕的研究成果。在煤岩组合试样方面，陈光波等[13]指出煤层与岩层之间的裂隙分布严重影响煤岩组合试样的稳定性，采用实验方法研究了裂隙长度与角度对煤岩组合试样强度及破坏过程的影响规律，为揭示复杂条件煤岩动力灾害发生机制提供了指导；白利文[14]采用实验方法研究了不同加载速率下煤岩组合体的力学行为及破坏特征，得出煤岩组合体力学响应特征与加载速率均呈正相关，加载速率越大，组合试样非均质性对煤岩组合体力学行为的影响就随之减弱；马智会等[15]在实验室开展了三维静载与循环动态冲击实验，分析了冲击入射能及围压对煤岩组合体的强度、变形及破坏特征的影响，结果表明煤体最先发生破坏，且破坏形式为剪切-拉伸复合破坏。在半煤岩巷道变形特征与机理方面，余伟健等[4，16]等采用多种研究手段对软弱半煤岩巷道围岩失稳机制和控制技术进行研究，结果表明巷帮的位移量较大，尤其是巷帮中下部变形较为严重，并根据其变形特点，提出了以“桁架锚索”为核心的“锚、网、索、梁”联合支护技术；金淦等[17]采用数值计算研究了半煤岩回采巷道围岩结构的非连续性及变形破坏的非协调性，分析了煤岩交界面位置与倾角等因素对围岩变形的影响规律，研究指出煤岩界面处的巷道两帮位移量较大，提出了关键部位非对称耦合支护对策；杜少华等[18]分析了复杂条件下软弱煤岩巷道失稳破坏机理，指出半煤岩巷道应加强关键部位的支护刚度，提出了“全锚索(长、短锚索) +金属网+钢带”联合支护方案；姚琦等[19]运用理论、数值分析和现场试验，研究了复杂条件下半煤岩巷变形机理，指出了软弱夹层、节理等弱结构面对半煤岩巷道变形破坏特征影响较大，针对该类半煤岩巷道提出了“全断面锚索+金属网、钢带、梯子梁”联合支护方式。上述研究人员在半煤岩巷变形破坏机理与围岩控制方面进行了有益探索，但是煤矿地质条件千差万别，对于大断面半煤岩巷道围岩稳定性和控制技术仍有待深入研究。
针对复杂地质条件下大断面半煤岩巷道围岩变形破坏机理及控制技术，本文以小保当煤矿一号井3-1号煤层半煤岩大巷为工程背景，分析煤岩组合试样变形破坏特征及机理，结合矿井半煤岩巷道变形破坏特征，提出该类巷道围岩控制技术，为半煤岩巷道围岩控制提供工程应用借鉴意义。
小保当煤矿一号井设计生产能力1 500万t/a，现主采2-2号煤层，属近水平煤层，煤层厚度3.8～6.7 m，埋深为290～359 m。目前矿井准备进行3-1号煤层开拓布置，3-1号煤层埋深为240.40～445.26 m。2-2号与3-1号煤层间距27.80～43.18 m。3-1号煤层布置有运输大巷、辅运大巷和回风大巷3条大巷，其中3-1号煤层回风大巷位于2-2号煤层运输大巷与辅运大巷下部中间位置，与2-2号煤层运输大巷与辅运大巷水平距离均为14 m。3-1号煤层运输大巷与2-2号煤层辅运大巷水平距离14 m，3-1号煤层大巷间护巷煤柱宽度均为34 m。3-1号煤层运输大巷与辅运大巷均沿煤层掘进，巷帮岩层由上而下为砂岩-煤层-泥岩分布，可采煤层厚度为1.70～2.88 m，平均厚度2.40 m，为中厚煤层。
3-1号煤层3条大巷断面均设计为矩形断面，其中运输大巷掘进宽度6 000 mm，掘进高度3 500 mm，辅运大巷掘进宽度6 500 mm，掘进高度4 050 mm，回风大巷掘进宽度5 700 mm，掘进高度4 400 mm。3-1号煤层大巷平面布置如图1所示。
图1 3-1号煤层大巷平面布置Fig.1 The plane layout of 3-1 coal seam roadway
3-1号煤层为不含夹矸的单一煤层，煤层变化较小且规律性明显，偶含1层厚0.05～0.72 m夹矸，局部为泥岩及炭质泥岩，结构简单，煤层单轴抗压强度平均值16.61 MPa，属全区可采的稳定煤层。
3-1号煤层直接顶为粉砂岩、细粒砂岩，厚度1.70～2.98 m，平均厚度2.34 m，饱和抗压强度14.10～25.60 MPa，平均饱和抗压强度20.35 MPa；基本顶为中粒砂岩，厚度5.20～16.72 m，平均厚度10.96 m，饱和抗压强度29.50～42.30 MPa，平均饱和抗压强度33.65 MPa；煤层底板为砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩等，直接底厚度0.56～1.16 m，平均厚度0.86 m，多为粉砂岩，局部为泥岩。
3-1号与2-2号煤层二者地应力场相近，根据2-2号煤层辅运大巷和运输大巷附近2个测点地应力测试结果显示，应力场以水平主应力为主，最大水平主应力分别为16.62、16.85 MPa，最大水平主应力方向分别为N38.1°E、N41.3°E，方向一致性好，且最大水平主应力与大巷的夹角小于10°。因此，3-1号煤层大巷掘进方向与最大水平主应力夹角小于10°，处于巷道较为有利的维护方向。
为了揭示煤岩组合试样变形破坏特征与单一岩石试样的差异性，在半煤岩巷道内采集砂岩和煤体试样，开展单轴压缩实验，分析煤岩组合试样变形破坏特征。
2.1.1 实验方案
为了对比分析试样破坏特征，实验分为3组，即煤样单轴压缩、煤岩组合单轴压缩、夹层岩样单轴压缩。试样采用变形控制加载方式，加载速率为0.03 mm/min。煤岩样加工成型试块如图2所示。
图2 煤岩样加工成型试块Fig.2 Coal rock sample processing molding test block
2.1.2 试样破坏特征分析
全岩、全煤和半煤岩试件单轴压缩状态下，试件破坏形态如图3所示，在单轴极限荷载破坏实验后，全煤、全岩试件均表现出明显的劈裂破坏，岩石试件脆性较强，其破裂缝从上到下贯穿整个岩石试件，从而导致岩石试件的破坏。煤体试样由于强度高完整性好，整体破坏以劈裂为主，随后发生碎裂、滑移，最终失去整体承载性能。相比而言，煤岩组合试样的破坏主要集中在煤岩交界面附近，首先在煤岩界面附近发生剪切滑移，随后瞬时碎胀溃裂，强度相对较低的煤体整体以非均匀脆性破坏为主，通过对比可知，煤岩组合试件的破坏形态表现为整体不均匀、非统一破坏特征，煤岩体沿着煤-岩交界面的煤体发生破裂、滑移。
图3 煤岩试样加载破坏特征Fig.3 Failure characteristics of coal rock samples
3种不同试件岩石力学参数见表1。由表1可知，3组类型试件抗压强度平均值分别为33.260、25.404、28.894 MPa，弹性模量平均值分别为6.246、2.100、3.130 GPa，煤岩组合体的强度、弹性模量介于煤和岩石之间，表明煤岩组合体的强度受强度较弱的煤体主导，并不是简单的取煤岩平均值。3种试样最终破坏形态存在明显差异性，煤岩组合试样在煤岩界面破碎更突出，且岩石界面也出现了小范围破坏，局部伴随有裂缝发育。
表1 不同类型试件岩石力学参数Table 1 Rock mechanics parameters of different types of specimens
岩样名称抗压强度/MPa抗压强度平均值/MPa弹性模量/GPa弹性模量平均值/GPa泊松比泊松比平均值岩石37.19234.18128.40833.2607.1065.7695.8636.2460.1130.1590.1970.156煤33.93427.34514.93425.4043.2841.8531.1632.1000.2430.2320.2620.246煤岩组合体31.23026.01229.44028.8943.0913.5712.7273.130
2.1.3 试样载荷-变形曲线变化规律
不同组合试件载荷-变形曲线如图4所示。由图4可知，砂岩试样的非均质性差异小，曲线形态基本一致，峰值载荷分别为73.026、67.115、55.779 kN，峰后砂岩试样发生脆性剪切破坏，变形迅速增大，试样载荷迅速衰减。
图4 煤岩试样载荷-变形曲线Fig.4 Load-displacement curves of different composite specimens
煤体试样由于自身非均质比较大，煤体载荷-变形曲线差异性比较大，煤体均质性越好，承载能力越大，反之则越小，煤体试样峰值载荷分别为66.629、53.691、29.323 kN。在同等变形条件下，煤体承载能力与完整性呈正比，因此，对于半煤岩巷道，应该通过加强支护提高煤体完整性。
煤岩组合试样整体承载能力明显弱于砂岩试样，受组合试样自身强度及均质性影响，载荷-变形曲线与煤体及砂岩具有显著差异性，达到峰值时载荷分别为61.320、51.075、57.805 kN，组合试样达到峰值强度后，煤体试样先发生破坏，试样载荷减小，但砂岩试样仍承载较高的载荷。继续加载后煤体试样整体发生失稳破坏，组合试样整体承载能力出现衰减，但衰减幅度不剧烈。因此，对于大断面半煤岩巷道应重视煤岩交界面的非协调变形破坏。
煤岩交界面巷道变形破坏演化如图5所示。由图5(a)数值模拟分析的半煤岩巷道水平位移分布规律[20]可以看出，水平方向位移主要发生在煤岩交界面的煤体部分，且呈现沿界面向巷道内水平挤出，最大位移量达0.3 mm，呈现出滑移、剪切错动破坏特征，这与煤岩组合体试样实验室实验结果基本一致，表明半煤岩巷道破坏主要受强度较低的煤体控制。
图5 煤岩交界面变形破坏演化Fig.5 Deformation and failure evolution of coal-rock interface
煤岩组合体由于岩层结构与强度方面的差异性，在巷帮传递的上覆岩层压力作用下，半煤岩巷道煤体帮发生碎胀与滑移，发生明显的非均匀变形破坏，巷道浅部区域滑移变形越大，剪切错动破坏也越突出。由图5(b)可以看出，由于煤体变形大于岩体，煤体碎胀造成金属网形成“网兜”，由于不均匀受力造成岩体破裂。随着煤岩体完整性与强度由浅入深进一步弱化，煤体浅部破碎和片帮将更为严重，局部变形较大的区域发生金属网撕裂，进一步加剧了半煤岩巷帮失稳破坏，如图5(c)所示，最终诱发交界面附近煤岩体的大面积片帮。
半煤岩巷道岩层在交界面附近的非均匀变形是造成该类型巷道失稳的关键。首先，依据半煤岩巷道实际变形，需要对该类型巷道进行注浆加固，减小交界面附近煤岩体的强度差异，从半煤岩巷道结构与强度方面提升巷道围岩稳定性；其次，采用高预应力锚杆及时主动支护，随半煤岩巷道掘进，及时支护可以有效抑制围岩初期变形，高预应力主动支护可以抑制巷道围岩裂隙进一步发育，提高巷道稳定性；再者，采用分区差异化支护设计，提高半煤岩交界面支护强度；最后，通过巷帮表面喷浆加固，避免因风化导致的围岩结构与强度劣化，同时提高半煤岩巷道整体受力均匀性，进一步减小交界面附近的非均匀变形。因此，在进行巷道支护设计时，应依据实际情况进行针对性的煤帮加强支护。
根据3-1号煤层大巷围岩变形破坏特征分析，提出了采用高预应力锚杆支护、薄弱区域加强支护的分区差异化变形控制思路，由于煤岩交界面处易发生碎胀变形，因此采用了W钢护板匹配锚杆支护提高护表刚度及护表面积，制定了巷道锚杆支护初始设计方案，如图6所示。
图6 巷道锚杆支护方案Fig.6 Layout for roadway anchor support
(1)顶板支护。锚杆采用Φ22 mm×2 400 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，螺纹长度不低于150 mm，配高强度螺母，采用1支MSZ2395型锚固剂锚固，锚杆间排距为1 200 mm×1 000 mm，每排6根锚杆，配规格为Φ170 mm×10 mm拱型高强圆托盘，顶板锚杆采用Φ16 mm钢筋焊接而成的长6 200 mm、宽100 mm钢筋梯梁连接。锚杆预紧扭矩不低于200 N·m。锚索采用Φ17.8 mm×7 300 mm的1×7股预应力钢绞线，采用2支MSZ2395树脂锚固剂锚固，托板采用300 mm×300 mm×15 mm高强度拱形可调心托板及配套锁具。采用每排2根布置，间排距2 600 mm×3 000 mm，锚索初始预紧力200 kN。采用Φ6.5 mm、规格3 300 mm×1 100 mm的钢筋网护顶。
(2)巷帮支护。锚杆长度2 000 mm，其余参数与顶板相同，采用金属网护表，锚杆间排距均为1 000 mm，每排4根锚杆，上部3根锚杆采用Φ16 mm钢筋焊接而成的长2 200 mm、宽100 mm钢筋梯梁连接。下部1根锚杆位于煤岩交界面附近，采用450 mm×280 mm×5 mm的W钢护板加强支护。锚杆端部配拱型高强圆托盘，规格为Φ170 mm×10 mm，锚杆预紧扭矩不低于200 N·m。
(3)喷浆封闭支护。在巷道顶板和两帮支护完成后，对巷帮及顶板采用喷浆支护，喷浆层强度不低于C20，厚度不低于150 mm。
为评价分析巷道围岩变形控制效果，在小保当煤矿一号井3-1号煤层的3条大巷进行现场工程应用，本文以辅运大巷为例，2024年3月，巷道锚杆支护采用图6所示的方案在井下开始应用。为监测矿压数据，在巷道掘进工作面安装锚杆测力计，采集巷道掘进期间锚杆受力数据，帮锚杆MG1及顶板锚杆MG3均安装在岩石中，帮锚杆MG2安装在交界面附近的煤体中，锚杆受力变化曲线如图7所示。由图7可以看出，锚杆受力在整个监测期间分为3个阶段：
图7 锚杆受力变化曲线Fig.7 Stress change curve of anchor rod
(1)快速增长阶段，MG1及MG3在5～32 m范围内受力变化较快，由于煤体强度及结构稳定性弱于顶板岩层，煤体锚杆受力变化周期明显高于岩石锚杆，MG2在5～55 m范围内受力增幅较明显；
(2)缓慢增长阶段，MG1及MG3在35～68 m范围内受力增幅明显减小，MG2在55～95 m范围内受力增幅逐渐减小；
(3)受力稳定阶段，岩石锚杆及煤体锚杆在距掘进工作面大于68、280 m时锚杆受力逐渐趋于稳定，锚杆受力虽然呈现一定的差异性，但均在合理的受力变化范围内，监测期内锚杆受力未出现剧烈的变化。
在巷道掘进期间对试验巷道围岩变形进行了观测，结果显示，巷道掘进期间基本未发生明显变形，观测期内顶底板移近量12 mm，两帮移近量26 mm，巷道喷浆支护后未发现巷道喷浆层变形及开裂，巷道煤岩交界面处的变形控制效果好，确保了大巷服务期间的正常使用。
图8 巷道围岩变形控制效果Fig.8 Control effect of deformation of surrounding rock in roadway
(1)通过实验分析得出单一试样均是以劈裂破坏为主，煤岩组合试样主要表现为整体不均匀、非统一破坏特征，煤体在交界面由剪切滑移至碎胀溃裂的演变诱导了岩体的变形破坏，造成围岩的持续性碎胀变形。
(2)煤体与岩体强度的差异是造成半煤岩巷道非均匀变形破坏的主要原因，交界面煤体的碎胀变形造成岩体的受力不均，导致巷帮由下而上的大面积片帮破坏。因此，提高半煤岩巷道稳定性的关键在于控制煤岩交界面的非均匀变形。
(3)提出了半煤岩巷道分区差异化支护控制变形的思路，制定了半煤岩巷道支护设计方案，并开展了井下应用，矿压监测表明，掘巷期间矿压显现不强烈，两帮最大移近量26 mm，有效控制了半煤岩巷道围岩变形。
参考文献(References)：
ZHANG Shujie 1, CHENG Lixing2, GAO Jian1, GUO Jiahao1,ZHANG Dongxin1, LI Huwei1
Abstract Aiming at the difficulty of controlling the deformation of the surrounding rock in the semi coal rock roadway of Xiaobaodang Coal Mine, this study takes the semi coal rock roadway of Xiaobaodang No.1 Coal Mine as the research background, analyzes the influence of the rock strata and the distribution law of the surrounding rock stress on the stability of the roadway surrounding rock, and analyzes the mechanical properties and deformation and failure characteristics of the semi coal rock combination through laboratory experiments. The strength difference between the coal and rock mass leads to the non-uniform deformation and failure characteristics of the coal rock combination. The evolution of the coal mass from shear sliding to fragmentation and collapse at the coal rock interface induces the non-uniform progressive instability and failure of the rock mass, resulting in the large-scale fragmentation and failure of the semi coal rock roadway from bottom to top. It reveals that the key to improving the stability of the semi coal rock roadway surrounding rock lies in controlling the non-uniform deformation of the coal rock interface. Based on this, a differentiated deformation control technology for semi coal rock roadway zoning was proposed, and a support design scheme for the semi coal rock roadway of Xiaobaodang No.1 Coal Mine was formulated. The underground engineering application was carried out. During the monitoring period, the anchor rod stress was within a reasonable range of stress variation, with a maximum displacement of 12mm for the top and bottom plates and 26mm for the two sides. The deformation control effect at the coal rock boundary of the roadway was significant, effectively improving the stability of the surrounding rock of the semi coal rock roadway.
Keywords semi coal rock roadway; coal-rock combination; stability of surrounding rock; non-uniform deformation; differential support