张 农 ，李桂臣 ，阚甲广

（1. 中国矿业大学 矿业工程学院，江苏 徐州 221116；2. 中国矿业大学 煤炭资源与安全开采国家重点实验室，江苏 徐州 221116）

1 引 言

国内外煤矿开采实践表明，煤巷锚杆支护是配合机械化采煤实现高产高效开采的关键技术途径[1－2]。以美国为例，锚杆支护是巷道顶板支护唯一方式，1977年修订“煤矿健康与安全法案”更将其定为巷道顶板永久支护方式。由于效果好、操作简单，以至于美国在过去30年中，在锚杆作用机制以及根据特定条件设计不同支护系统方面并没有做太多的研究（彭赐灯）[3]。但中国60%以上煤巷为III类及以下更复杂的围岩条件，煤层顶板多是由强度低、分层厚度小、层间黏结差的多层薄层状岩层组成，在采动应力作用下稳定性差，冒顶事故时有发生，很难参照开采条件相对简单的美、澳等国实施锚杆支护[2,4－6]。如何结合实际研发适合中国复杂工程地质条件下的煤巷锚杆支护是“九五”以来煤矿确定的最重要技术攻关方向之一，其中，含软弱夹层顶板煤巷如何采用锚杆支护是需要重点研究的技术难题。以安徽两淮矿区为例，多数煤巷属于IV、V类条件，主采煤层顶板多含有软弱夹层，影响掘进施工安全和支护方式的选择，棚式支护一直占有相当的比例，50%以上的巷道不得不采用U型钢可缩支架支护，严重制约着矿区综采工作面的高效快速推进和经济效益的提高。国内外许多学者结合工程应用研究取得了大量成果，樊克恭[7]研究了巷道围岩弱结构破坏失稳过程，提出了非均称控制机制。康红普[5]指出，锚杆支护主要作用在于控制锚固区围岩的离层、滑动、张开裂隙等扩容变形与破坏。张志强等[8]研究了软弱夹层的分布部位、分布距离、厚度对围岩稳定性的影响。杨为民等[9]认为，软弱夹层变形破坏与其本身工程特性、地下水的参与、地应力状态改变密切相关，对巷道锚喷支护十分不利。周维垣[10]认为，地下洞室围岩体失稳的决定因素在于岩体中的结构面，它直接制约着工程岩体变形、破坏的发生和发展过程。这种因顶板含软弱夹层导致安全可靠性差、无法使用锚杆支护的现象在我国煤矿普遍存在。

2 软弱夹层顶板采动失稳的物理模拟

软弱夹层是煤层复合顶板的一部分，顶板岩体内存在的层状或带状软弱薄层，是层状岩体中一种特殊成层结构，包含岩体结构中的软弱结构面、裂隙破碎带、软弱夹层、破碎夹层和泥化夹层。

物理模拟实验在中国矿业大学自行研制的真 3轴巷道模拟试验台上完成，整个试验共设计和制作了3个模型。3个模型分别将软弱夹层的位置布置在锚杆锚固区内、锚杆锚固区边缘以及锚固区内外同时布置两层软弱夹层(一层在锚固区内，一层远离锚固区)，铅丝模拟锚杆支护，利用强力黏结剂进行黏结锚固，观察巷道在应力加载中的破坏过程及最终状态，测量顶板离层值，分析在不同应力条件下顶板离层及巷道失稳垮冒情况[11]。

试验中在常规材料配比上加入 3%锯末模拟软弱夹层，并采用颗粒较大的云母粉作层间间隔物，制作成近似泥岩或薄层煤线的软弱夹层。应力加载方案：当巷道围岩加载应力小于围岩原岩应力时，水平应力与垂直应力以相同值同时进行加载；当加载应力大于围岩1倍原岩应力但小于3倍原岩应力时，水平应力按垂直应力0.5倍进行加载，且是先加垂直应力后加水平应力且持续加大水平应力；当加载应力大于3倍原岩应力时，水平应力与垂直应力以相同值同时进行加载，直至巷道发生离层垮冒失稳破坏。

2.1 软弱夹层位于锚杆锚固区内

顶板条件如图1所示，其中，软弱夹层下部岩层为泥岩，上部岩层为砂岩，再上部为泥岩，该条件下软弱夹层未出现明显离层，巷道保持了较高的稳定性，最终巷道破坏情况如图2所示。

图1 软弱夹层位于锚杆锚固区内Fig.1 Soft interlayer located inside the bolted zone

图2 3倍σ1应力状态时巷道状况Fig.2 Roadway failure under 3σ1 stress

2.2 软弱夹层位于锚杆锚固区边缘

顶板条件如图3所示，软弱夹层下部岩层为泥岩，上部岩层为泥岩，再上部为砂岩，这种条件下锚固区边缘岩体层面间发生明显破坏，软弱夹层及其下部锚固体与上部岩体发生脱离，无法阻止离层垮冒的发生，最终巷道破坏及顶板离层情况如图4、5所示。

图3 软弱夹层位于锚杆锚固区边缘Fig.3 Soft interlayer located at the edge of the bolted zone

图4 3倍σ1应力状态下巷道离层及垮冒情况Fig.4 Roadway separation and collapse under 3σ1 stress

图5 加载过程中顶板离层曲线Fig.5 Roof bedding separation curves under loading

2.3 软弱夹层位于锚杆锚固区外

顶板条件如图6所示，锚杆锚固区内软弱夹层下部为泥岩，上部为砂岩，锚固区外软弱夹层上部与下部均为泥岩。这种条件下软弱夹层发生破坏，出现明显的离层，但顶板锚固区整体稳定性较好，只是显现大范围下沉，一般不会垮冒。最终巷道破坏与顶板离层情况如图7、8所示。

图6 软弱夹层位于锚杆锚固区外Fig.6 Soft band located outside the bolted zone

图7 3σ1应力状态下巷道围岩状态图Fig.7 Roadway surrounding rock under 3σ1 stress

图8 巷道顶板离层曲线Fig.8 Roof bedding separation curves

2.4 试验结果

（1）软弱夹层位于顶板锚杆锚固区内、锚固区边缘、锚固区外不同位置时，原岩应力作用下巷道能够保持较高稳定性，软弱夹层处离层并不明显，巷道一般只发生片帮和明显掉顶现象。

（2）围岩应力达到2～3倍原岩应力时，软弱夹层位于锚杆锚固区内巷道下沉和片帮明显，但未失稳垮冒；软弱夹层位于锚杆锚固区边缘巷道两帮变形和底鼓严重，离层值非常大，应力继续增高时，巷道很快失稳垮冒，且锚杆被拉断；软弱夹层位于锚杆锚固区外时，软弱夹层离层明显，应力持续增高时巷道变形严重，直接顶很快失稳垮冒，较多锚杆被拉断。软弱夹层位于锚杆锚固区边缘巷道最易失稳垮冒。

（3）垂直应力不变，水平应力增大过程中巷道表面位移与软弱夹层处离层值明显加大，巷道片帮严重并逐渐垮落，直接顶与软弱夹层处岩体发生明显剪切破坏。

3 软弱夹层巷道围岩强化控制原理

针对结构复杂的软弱夹层顶板提出煤巷围岩预应力控制技术原理，具体包括锚杆支护承载性能强化、巷道破裂围岩体强度强化和围岩承载结构强化。

3.1 锚杆承载性能强化

煤巷锚杆支护技术的迅速发展，已经不再单纯强调锚杆的强度，强化锚杆支护的综合承载特性受到更多地关注，其本质是促使锚杆支护特性曲线具有及时早强速增阻的特性，以充分利用支护材料、机具和装备的进步成果，如图9所示。支护滞后常常产生松动变形，通过及时安装高预拉力锚杆提供初期的支护阻力消除掘巷煤岩体松动变形，通过高刚度护表材料及锚杆附件，促使锚杆在后续围岩变形过程中实现高增荷特性，很快达到较高工作载荷，限制后续围岩变形，锚杆工作荷载如图中曲线4所示，实现了及时、高初锚力、高增荷特性，进而达到高工作荷载，可控制巷道在掘进期间变形；高强锚杆工作荷载如图中曲线3所示，锚杆施工安装时间滞后一些，增荷速度低一些，最终形成的工作荷载也有降低，掘巷期间围岩变形就大一些，这是目前支护实践中常见现象；传统支护工作荷载如图中曲线2所示，支护在围岩充分松动变形以前不起作用，壁后很空、和围岩接触不好的U型钢支护类似这种状况，掘巷期间围岩变形很大，采动时顶板松动、离层，巷道变形严重。

图9 支护阻力与围岩变形关系图Fig.9 Boltload deflection characteristics

研究表明：煤巷锚杆支护锚杆对围岩的初始支护强度应达到0.3 MPa，松散变形才比较小[12－15]。为实现复杂困难条件巷道的长期维护，图中曲线 5工作特性曲线是技术、材料和装备发展方向，即以高强锚杆为基础、以高预拉力为核心、以系统高刚度为关键的“三高”锚杆支护才能实现高效控制巷道围岩变形的目标。

3.2 破裂围岩体强度强化

在高地应力作用下，开掘导致的应力状态转化过程中(由三维向二维转化)巷道低强度岩体大范围破坏，同时巷道轴向约束并未因开挖而产生较大改变，这就导致了破裂岩体向巷内自由面变形，破裂后围岩主要受结构面控制，表现为沿结构面向低约束方向的滑移，因此，巷道易发生顶帮冒落和底鼓。另一方面破裂岩体在低围压下强度低、变形大，对深部围岩的约束压力也较小，高地应力或动压作用下深部岩体进一步破坏，形成渐进破坏的动态循环，变形持续扩大，因而破裂岩体性质决定了高地应力软岩巷道的大变形特征。

只有对浅部低围压破裂岩体进行有效加固，才能提高巷道围岩的承载能力，控制围岩变形。通常采用锚杆和注浆两种加固方式。

（1）锚杆加固。在巷道周边低围压条件下，岩体强度随围压的逐步增大而呈急剧增长趋势，所以，要想提高破碎岩体承载强度，就必须增大其围压。相对被动作用的U型棚支护，预拉力锚杆支护就是早期快速增大围压的最有效方式。及时安装高预拉力锚杆改善了破裂岩体的应力状态，其承载性能明显增强；从结构面剪切破坏角度分析，锚杆构件具有抗剪阻滑的作用，直接提高了岩体强度；从防止脆性断裂出发，锚杆具有降低裂隙间应力强度因子阻碍裂隙扩展的作用。

（2）注浆加固。破裂岩石表现出明显的结构效应，在滑移变形过程中破裂岩石产生显著的剪胀现象，随时间延续表现为强烈的体积膨胀。注浆固结体较破裂岩体强度和抗变形性能明显提高，因此，在掘巷导致的围岩破裂圈基本形成后，对其进行注浆加固，可以大大提高围岩承载力，改善围岩稳定性，同时注浆固结体良好的适应变形的能力，使其在相当大的变形范围内保持承载能力，实践表明，适时滞后注浆控制围岩效果显著[16]。

3.3 巷道围岩结构的强化

深井高地应力区开挖巷道，在采动应力场、湿度应力场和岩体层状结构的共同作用下，围岩由整体性压缩向局部扩张转化，直到支护围岩承载结构实现新的动态平衡，这些局部性扩张转化的区域就是关键承载区，即由于赋存不均匀性、大倾角导致高低帮的不对称性、软弱夹层、两帮煤体、巷道四角等。在这些关键承载区岩体变形破裂的动态变化过程中，促成支护围岩整体承载结构的形成或强化，以多层次的联合支护来实现支护体和围岩间的主动和动态的相互作用，通过针对性补强减弱或控制关键区域的松动变形破坏，维护巷道围岩的整体承载性能。

基于这一原理，提出针对含软弱夹层顶板煤巷的强化控制方案及对策，见表1。

表1 软弱夹层层位及对应强化控制对策Table 1 Selection of enhanced supporting scheme

4 软弱夹层顶板巷道的安全分级及方案确定

4.1 软弱夹层顶板巷道的安全分级

在含软弱夹层顶板巷道失稳特征分析基础上，提出软弱夹层顶板巷道的安全分级。首先提出软弱夹层顶板巷道安全因子概念AQ，以反映软弱夹层顶板巷道的安全系数[11]。影响软弱夹层顶板巷道离层垮冒的因素较多，初步确定了软弱夹层层位、受水影响与否、巷道受应力环境影响(动压影响)、软弱夹层岩性、厚度、与周围岩体相对强度、凝聚力、抗拉强度、抗压强度、抗剪强度等10个因素，采用层次分析法，将各影响因素进行了比较值的分配，建立了判断矩阵，利用矩阵的n次方根法求得了特征向量及具体影响因子，经过计算求得安全影响因子 AQ值的最大值和最小值分别为Bmax=0.722 1，Bmin=0.085 1，AQ取整最小值为0.08，最大值为0.73，即得到了安全影响因子的影响区间(0.08，0.73)，由于权值的分配做了充分的比较，因而将得到安全区间进行了平均分配，得到了软弱夹层顶板巷道的影响因素的安全分级为5级，具体如表2所示。

表2 软弱夹层巷道顶板安全分级Table 2 Safety classification of roof with soft interlayer

4.2 方案确定

在支护设计中，单靠人工对这些因素的直接综合作用结果进行计算分析是十分复杂和繁琐的。为了简化这一过程，实现软弱夹层顶板巷道支护方案的高效率设计，开发了“软弱夹层顶板巷道安全等级判定及加强支护方案”软件。

程序设计总体思路：对现场采集到的顶板具体岩性的数据进行处理分析，输入程序后得到对应顶板条件的安全因子，从而判定顶板安全等级；再利用结合具体的岩性及地质条件形成的支护方案和参数选择数据库，输出一个最佳支护方案和强化控制对策，如图10所示。

图10 软弱夹层顶板巷道安全等级判定程序设计流程图Fig.10 Flow chart of roof safety classification

5 成果应用

课题组经过6年联合攻关，完成了软弱夹层顶板巷道围岩强化支护理论、成套超高强(锚杆)支护技术、新型支护材料研制、各类别工业性试验及推广应用、技术管理规范、企业标准等内容的研究。研究成果已在淮南矿业集团、淮北矿业集团成功应用达350 000余米，节约支护成本超过150 000万元，技术经济效益显著，如表3所示。目前，项目所取得的技术成果正以10 000 m左右的月进尺在两矿区推广应用。上述研究成果丰富了顶板控制理论，显著提高了两淮矿区煤巷顶板控制技术水平。

表3 淮南、淮北矿区煤巷锚杆支护统计表Table 3 Bolting statistics in Huainan and Huaibei mining area

6 结 论

（1）研究了软弱夹层在顶板不同位置、不同应力环境特别是动压作用下离层垮冒的影响规律，高水平应力使软弱夹层岩体及下位岩体发生剪切破坏进而离层垮冒，动压作用影响下巷道则因顶板结构的整体失稳而垮冒。

（2）形成了包括锚杆支护承载性能强化、巷道破裂围岩体强度强化和围岩承载结构强化的煤巷围岩预应力强化控制技术原理与控制对策。

（3）提出了软弱夹层顶板巷道安全因子 AQ的概念，以反映软弱夹层顶板的安全等级(非常危险、危险、相对安全、较安全、安全)，并利用计算机程序进行了安全分级并成功指导与应用于工程实践取得良好结果。

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