软厚煤层沿空掘巷含空顶板失稳特征与协同控制技术研究

《Processes》：Studyon Failure Characteristics and Control of Cavity-Containing Roof in Gob-Side Entry Driving in Soft and Thick Coal Seams

　　

为应对软厚煤层水力冲孔残留空腔导致沿空掘巷顶板大变形与失稳问题，选取九里山煤矿1609工作面作为工程背景，综合运用现场调研、数值模拟及工业性试验手段，探究含空顶板的围岩变形破坏特征及其控制技术。研究表明：水力冲孔形成的残留空腔破坏了顶板应力传递路径，引发应力场畸变及拉应力区扩展，显著削弱顶板承载能力。随空腔尺寸增大，围岩变形与塑性区持续扩展；当空腔尺寸超过1.0 m时，顶板沉降呈非线性增长，空腔周边破碎区与顶板塑性区贯通形成连续破坏带，成为围岩失稳的关键因素。基于含空顶板"浅部破碎、深部离层、结构失稳"的变形特征，提出多级锚索、钢梁加固与注浆管注浆协同控制技术，通过构建"浅—中—深"分层承载结构并注浆加固破碎空腔区，重构围岩承载体系并优化应力环境。现场应用表明：对于含1.5 m空腔的顶板，最大顶板沉降与离层分别控制在102 mm与55 mm以内，巷道在监测期内保持稳定。研究成果为软厚煤层沿空掘巷含空顶板的围岩控制提供了理论依据与工程指导。

**研究背景与问题分析**

煤炭_tp

煤炭作为中国主体能源，其安全高效开采对国家能源安全与经济稳定发展至关重要。沿空掘巷（gob-side entry driving）技术不仅能有效减小煤柱宽度、提高煤炭回采率，还可缓解采掘接替紧张，并通过采用窄煤柱将巷道布置于采空区低应力区，显著改善围岩稳定性。然而，在软厚煤层条件下，巷道顶板常因瓦斯治理措施（如水力钻孔冲孔）残留空腔（cavity），形成特定且有害的结构缺陷，给沿空掘巷稳定性维护带来新挑战。

现有研究已围绕窄煤柱保护下巷道应力重分布及支护系统展开大量工作。Lu Yinlong等发现随煤层厚度增加，覆岩应力拱与破断拱影响范围扩大，主顶板侧向破断结构由"铰接梁"转变为"悬臂梁"；Zhang Jingmin等识别了影响沿空掘巷稳定性的因素依次为煤体完整性、巷道埋深、沿空煤柱宽度、侧向岩梁悬露长度及主顶板断裂点距实体煤壁距离；Chang Jucai等观测到掘巷后剪切断裂区起始于顶板左上角并与邻近软弱层的破坏区贯通，导致严重层间离层；Meng Qiaorong等发现在深部倾斜特厚煤层窄煤柱沿空掘巷中变形不对称，实体煤侧顶板沉降大于煤柱侧；Zhang Nong等将含软弱夹层的复合顶板离层失稳归因于软弱层及其下伏岩体在高水平应力作用下的剪切破坏。控制技术方面，Li Huamin提出双层连续承载结构，通过锚杆作用于浅部二次破碎煤体、锚索锚固于深部稳定煤体实现深浅联合支护；Liu Yaoxing提出针对厚煤层沿空掘巷中上部煤柱变形破坏的不对称控制策略；He Wenrui开发了"锚索-槽钢复合结构、不对称锚索桁架、高强锚杆双层铁丝网护帮、底板卸压沟、窄煤柱注浆及水压顶板切割"综合支护体系；Zhang Wudi采用"高强锚杆（锚索）槽钢桁架金属网+顶板注浆"联合支护技术治理松散破碎复合顶板；Cheng Lixing提出"高预应力主动支护、注浆改性加固、强帮护顶"深部高应力软岩巷道支护体系；Bai Jianbiao建议通过二次支护提高复合顶板层间黏聚力以控制离层；Liao Z等开发了浅部锚杆注浆与深部锚索注浆相结合的分层注浆技术，重构煤-岩顶板复合梁结构并有效抑制裂隙扩展；Jiang ZS等提出多级交错锚杆与锚索、金属网加强、喷射混凝土衬砌及全断面注浆一体化支护体系。

尽管取得上述进展，针对软厚煤层沿空掘巷含"空腔"顶板的失稳机理与控制对策仍缺乏系统深入研究。基于此现状与工程需求，本研究以九里山煤矿1609工作面为工程背景，采用理论分析、数值模拟及现场实测手段，研究软厚煤层沿空掘巷含空顶板的变形破坏特征、演化规律及失稳机理，并提出针对性围岩稳定控制原理与技术，旨在为1609沿空掘巷安全生产提供理论基础，并为类似条件矿井支护提供参考。

**主要技术方法**

研究人员采用FLAC3D数值模拟软件建立300 m（长）×200 m（宽）×98 m（高）的三维数值模型，共划分八层岩/煤层，巷道开挖尺寸4.8 m×3.5 m。模型采用Mohr-Coulomb本构模型模拟煤岩初始力学行为，采用Double-Yield（双屈服）本构模型表征采空区垮落矸石压实过程，以真实反映采空区非线性应力-应变行为及承载能力渐恢复特性。通过设置0 m、0.5 m、1.0 m和1.5 m四种空腔尺寸，对比分析围岩应力分布、变形及塑性区演化规律。在此基础上，提出"多级锚索+钢梁+注浆管注浆"协同控制技术，采用4.2 m、7.2 m和10.2 m三级锚索实现浅-中-深分层支护，配合16#槽钢梁横向连接及水泥-水玻璃双液浆注浆加固，并通过工业性试验验证技术效果。顶板沉降采用十字布点法监测，顶板离层采用顶板离层仪监测。

**研究结果**

**不同空腔尺寸下围岩应力分布特征**

数值模拟结果表明，开挖后垂直应力集中发生于巷道两帮，实体煤侧更为显著。空腔显著改变顶板应力传递路径，随空腔尺寸增大至1.0 m，拉应力区显著扩展并与空腔贯通；至1.5 m时拉应力区达5 m。空腔破坏顶板连续性，导致应力畸变与压力路径偏转，扩大拉应力区并诱发破坏。

**不同空腔尺寸下围岩变形特征**

顶板沉降值随空腔尺寸增大呈非线性增长：无空腔时21 cm，0.5 m空腔22 cm，1.0 m空腔28 cm，1.5 m空腔60 cm。沉降曲线呈"中间大、两侧小"分布，最大值位于顶板中心。超过1.0 m后沉降急剧增大，曲线出现明显下凹，1.5 m时达60 cm，预示顶板垮落风险。空腔改变应力传递，增大局部压力，加剧沉降、离层、破裂与垮塌。

**不同空腔尺寸下围岩塑性区特征**

无空腔时顶板塑性区高度2.7 m，主要位于中下部顶煤，未达主顶板；0.5 m空腔时增至3.0 m，空腔周边出现塑性；1.0 m空腔时达3.5 m，顶板与空腔塑性区开始贯通；1.5 m空腔时超过4.5 m，两区完全贯通形成大面积破碎区。随空腔尺寸增大，顶板塑性区高度与范围持续扩展。当空腔超过1.0 m时，空腔周边破碎区与顶板塑性区贯通形成连续破坏带，失稳风险急剧增大。软煤及破碎区固有强度低，高应力下易碎胀破坏，浅部顶板塑性与空腔塑性渐进贯通加速进一步破坏。

**含空顶板支护方案设计**

针对含空顶板浅部围岩严重破碎、深部离层发育及承载结构失稳问题，提出分级锚索-钢梁协同支护体系。该体系突破常规单级或等长锚索支护局限，采用短、中长、长三级锚索分级布置：短锚索（φ21.8×4200 mm，1×19S，间距850 mm，排距900 mm，预紧力≥200 kN）配16#槽钢梁，实现浅部约束；中长锚索（φ21.8×7200 mm，1×19S，间距900 mm，排距1800 mm，预紧力≥300 kN）控制中部离层；长锚索（φ21.8×10 200 mm，1×19S，间距900×1800 mm，预紧力≥300 kN）悬吊深部稳定岩体。沿空帮采用Φ21.6×4200 mm捆绑锚索（预紧力≥150 kN），实体煤帮采用Φ17.8×4200 mm（1×7S）锚索（预紧力≥150 kN）。通过差异化支护层位与预紧力设计，构建"浅部压实-中部协调-深部承载·"的多级协同支护结构，钢梁横向连接效应增强支护系统整体刚度与荷载传递能力。

**不同空腔尺寸下支护控制效果**

支护后应力场更为均匀，峰值垂直应力~35 MPa（约2倍原岩应力）仍出现于两帮，但顶板卸压区显著减小。对于>1.0 m空腔，卸压区虽仍存在，但分层锚索有效限制拉应力扩展：短锚索浅部约束、中长锚索离层控制、长锚索深部稳定岩层悬吊的组合改善应力状态，降低巷道附近应力集中，使高应力核外移并缩小顶板卸压区。

支护后顶板沉降值：无空腔10.9 cm，0.5 m空腔11.3 cm，1.0 m空腔13.5 cm，1.5 m空腔14.8 cm。空腔<1.0 m时沉降显著降低，浅部变形与顶煤膨胀有效控制；空腔>1.0 m时沉降虽有降低但仍较大。沉降曲线保持"中心偏大"形态，最大值略偏实体煤侧。随空腔尺寸增加沉降增幅明显减缓，表明分级锚索有效缓解了大空腔引起的变形放大效应。

支护后塑性区深度：无空腔2.3 m，0.5 m空腔2.5 m，1.0 m空腔3.2 m，1.5 m空腔3.7 m。与无支护相比塑性区显著减小，1.5 m空腔时深度控制在~4.0 m，空腔与顶板塑性区贯通程度明显减弱。空腔<1.0 m时分级锚索提供有效浅部约束，限制膨胀并减小塑性区扩展空间；但空腔>1.0 m时塑性区仍较大，锚索系统虽提供有效悬吊与约束，对大空腔若无额外措施控制效果受限。

**空腔及破碎区注浆加固**

数值模拟与理论分析表明，当水力冲孔残留空腔超过1.0 m时，围岩塑性区持续扩展，常规锚索支护对空腔周边已丧失自稳能力的破碎煤岩体控制效果有限，需配合注浆加固重构围岩承载结构。

1.5 m顶板空腔条件下，注浆加固后巷道围岩稳定性显著改善。位移云图显示注浆体形成后顶板变形明显减小，注浆有效增强空腔周边破碎岩体的完整性与刚度，提高其抗变形能力。垂直应力分布揭示注浆前空腔周边存在明显应力扰动与应力集中，注浆后应力传递路径优化，应力分布趋于均匀，空腔周边应力集中程度显著降低，局部高应力对围岩稳定的不利影响削弱。塑性区分布显示注浆后顶板与两帮塑性破坏范围大幅缩减，拉剪破坏区均得到有效抑制。注浆体能有效充填空腔与裂隙，提高围岩承载能力，恢复顶板结构连续性，加强支护系统与围岩协同承载机制，有效控制含空顶板巷道变形失稳。

研究提出掘巷过程中采用管注浆技术加固顶板空腔周边破碎区以改善巷道结构稳定性。钻孔直径50或63 mm，深度3000–5000 mm（确保穿透破碎区进入空腔），倾角0°–30°（据空腔位置调整）。采用水泥-水玻璃双液浆（水灰比0.7:1，水玻璃掺量5–8%），凝时3–5 min，10 min早期强度>10 MPa，终凝强度>20 MPa，终压3 MPa，单孔注浆量1.0–3.0 m³，时间约400 s。采用"两堵一注"封孔工艺：钢竹管（壁厚≥3.5 mm）尾端包裹涂有速凝水泥浆的棉纱，快速插入设计深度，棉纱遇水/返浆膨胀凝固封孔。

**工业性试验**

为验证"分级锚索+槽钢梁+管注浆"协同控制技术，在1609工作面回风巷典型含空顶板段开展工业性试验。顶板沉降监测显示（图15）：），掘后变形速率前28 d较高，随后趋于稳定。1.5 m空腔最大沉降102 mm；1.0 m空腔40 mm。与原无支护或纯锚索情况相比，协同技术使沉降降低40%以上，效果显著。顶板离层监测显示（图16）），与沉降变化规律相似，前28 d快速增长后稳定。1.5 m空腔最大离层55 mm；1.0 m空腔22 mm，均在安全生产允许范围内。

**讨论与结论**

**研究结论**

（1）水力冲孔残留空腔改变顶板内应力传递路径，在空腔周边产生显著应力畸变区与拉应力集中。随空腔尺寸增大，围岩变形及塑性区范围持续扩展。当空腔尺寸超过1.0 m时，顶板沉降呈非线性增长，且空腔周边破碎区与顶板塑性区贯通形成连续破坏带，这是诱发含空顶板失稳破坏的关键结构因素。

（2）针对含空顶板的浅部顶煤严重破碎、深部离层发育及整体承载结构弱化等失稳特征，提出多级锚索、钢梁加固与注浆管注浆协同控制技术。通过4.2 m、7.2 m和10.2 m锚索协调支护，实现浅部煤体压实、中部离层控制与深部悬吊支护，配合注浆充填加固空腔及周边破碎区，重构顶板连续承载结构并有效阻止塑性区扩展与贯通。

（3）所提协同控制技术的应用显著改善围岩应力环境并明显减小顶板塑性区范围。即使在1.5 m大直径空腔条件下，空腔破碎区与顶板塑性区的贯通亦得到有效抑制。最大顶板沉降与离层分别控制在102 mm和55 mm以内，未发生顶板冒落或支护失效。结果证明了该技术对软厚煤层沿空掘巷含空顶板围岩控制的有效性与工程适用性。