针对胶结性较差的软岩巷道，研究了顶煤锚固支护的机理与优化方法

《Advances in Materials Science and Engineering》：Research on the Mechanism and Optimization of Roof Coal Anchoring Support for Weakly Cemented Soft Rock Roadway

　　摘要

在中国西部，软岩的胶结程度较低，分布广泛。由于强度低和胶结不良，经常遇到诸如巷道顶板塌陷和沉降不稳定等主要支护问题。作为一种有效的解决方案，保留顶煤可以有效地控制顶板岩层。通过对胶结程度较低的软岩巷道顶板的变形和破坏特性进行分析，揭示了保留顶煤的支护机制，并模拟并确定了合理的顶煤厚度。这种保留顶煤的支护技术已经在现场得到应用。主要研究结论如下：(1) 巷道顶板的整体变形和破坏较为显著，局部特征表现为“裂缝+断裂”。顶板裂缝从浅层开始逐渐发展到深层；(2) 作为等效的支撑层，顶煤具有高强度和强的整体性。在锚杆支护的作用下，容易形成锚固拱结构，显著提高了顶板的整体稳定性；(3) 仿真结果显示，当顶煤厚度大于0.5米时，顶板的塑性区明显减小，因此合理的顶煤厚度应大于0.5米；(4) 形成了增加锚杆间距和调整锚杆角度的锚固支护概念。基于仿真结果，优化了支护方案，将锚杆布置为“3-3-3”型，锚杆与水平方向的夹角为70°。通过现场应用测试发现，当顶煤厚度为0.5米时，优化后的支护方案具有良好的顶板控制效果，且没有明显的变形和破坏。

1. 引言

由于胶结程度较低的软岩层强度低、胶结不良且遇水易软化，中国西部的煤矿普遍存在巷道变形现象，包括顶板沉降和底板隆起[1, 2]。现场实践表明，在软岩巷道中保留顶煤的支护方法可以有效控制这些变形问题。因此，阐明胶结程度较低的软岩巷道中顶煤保留的支护机制并优化支护技术体系对巷道支护控制具有重要的指导意义[3, 4]。近年来，国内外学者对胶结程度较低的软岩巷道的稳定性控制进行了广泛研究。张等人[5]建立了胶结程度较低的软岩巷道的力学模型，其预测的塑性区半径与现场测量结果吻合良好。在此基础上，他们提出了结合全断面锚杆和注浆的支护方案。范等人[6]分析了胶结程度较低的软岩巷道的变形和破坏特性，并提出了以“增强支护层次和优化大变形区加固”为中心的差异化支护策略，显著提高了巷道稳定性。青海等人[7]通过实验室获得的强化系数量化了锚杆的加固效果，为软岩支护系统的参数优化提供了理论基础。谭等人[8]揭示了胶结程度较低的软岩巷道顶板的不稳定机制，并提出了结合高预压锚杆和围岩协调变形的协同控制方法。杨等人[9]利用数值模拟和力学分析研究了胶结程度较低的软岩层中分层底板的不稳定机制。他们的工作促进了“高强度锚网梁、喷射混凝土密封和底板注浆”复合支护系统的发展。青斌等人[10]基于岩层压力分布模式和结构承载行为，研究了粘土质胶结程度较低的软岩巷道的变形特性和破坏机制，随后优化了巷道布局和支护配置。曾辉等人[11]为胶结程度较低的软岩中的两种巷道布局类型开发了数值模型，系统分析了不同地质力学条件下围岩的变形和破坏模式。在顶煤保留支护技术的研究中也取得了实质性进展。关于顶煤保留的理论研究，学者们[12, 13]提出了基于能量理论的顶煤保留巷道不稳定判据：E0 + Ed ? Ec > 0。曹等人[14]探讨了顶板锚固结构在煤厚和支护配置影响下的分类特性，揭示了“梁-拱”结构在冲击作用下的不稳定机制，并提出了顶煤保留巷道的优化抗冲击支护方案。雷[15]根据大断面顶煤保留巷道的“三区”分布特性，确定了关键加固技术，包括倾斜锚杆、减少间距的高预压锚杆和分层锚杆。高等人[16]建立了“强-弱-强”结构模型来控制巷道围岩的稳定性，并提出了结合“主动锚杆支护、液压提升支护和吸能柔性结构”的支护方案。上述研究在胶结程度较低的软岩巷道的稳定性控制和顶煤保留支护技术方面取得了成熟的研究成果。贾等人[17]提出了使用双拱承载结构的“高预应力长锚杆和短锚杆”组合支护方法。应用该技术后，控制效果良好。王等人[18]提出了由岩锚杆支撑的巷道顶板的复合破坏机制和简化的顶板锚杆支护设计方法。胡等人[19]提出了在厚顶煤深埋巷道中高效驱动和支护的针对性协同控制对策。杨等人[20]提出了“高强度、高抵抗力和高预应力锚杆支护系统+巷道两侧的高强度支护+U形锚杆组合桁架”的综合支护系统。杨等人[21]研究了带有顶煤的大断面巷道的顶板破坏特性及其稳定和控制方法。上述专家和学者对不同类型保留顶煤的煤巷道的变形机制和控制方法进行了深入研究，但针对胶结程度较低的软岩条件下顶煤保留支护的研究相对有限，尚未建立起适用于此类地质环境的顶煤保留支护技术体系。本文旨在采用结合现场测量、理论分析和数值仿真的研究方法，研究胶结程度较低的软岩巷道顶板的变形和破坏特性，揭示其顶煤保留的支护机制，模拟并优化合理的顶煤厚度，并建立胶结程度较低的软岩巷道的支护系统。

1.1. 工程地质

内蒙古西部鄂尔多斯地区的一座矿山主要开采3-1煤层，11,301工作面是首条开采工作面，埋深约为450-500米。巷道布局为双巷道开采，共开挖了4条巷道，包括11,301辅助运输巷道、11,301入口巷道、11,301尾巷道和11,302尾巷道，如图1所示。图1显示了11,301工作面的布局示意图。根据地质钻探资料，11,301辅助运输巷道附近的岩柱图如图2所示。煤层厚度约为4.3米，顶板岩层主要由砾岩和砂质泥岩组成。图2展示了11,301工作面附近HB32钻孔的综合直方图。砂质泥岩的主要矿物成分包括石英、绿泥石、云母等，其中绿泥石的含量较高，是主要的粘土矿物。它遇水容易发生变形，强度较低，属于胶结程度较低的软岩。

2. 胶结程度较低的软岩巷道变形特性

2.1. 顶板的宏观变形和破坏特性

11,301工作面辅助运输巷道的顶板由泥岩、砂质泥岩和砾岩组成，在初期未进行顶煤开采。根据现场观察，11,301辅助运输巷道的部分段落严重损坏，顶板的断裂部分出现整体沉降，顶板裂缝显著发展，表现出“裂缝+断裂”的整体变化特征。顶板沉降损坏的分布情况如图3所示。图3(a)显示了11,301辅助运输巷道顶板破裂的示意图：(a) 1021-1035排；(b) 1124-1170排。图3(b)同样显示了11,301辅助运输巷道顶板破裂的示意图。

① 在1021排和1035排锚杆之间的顶板上存在明显的裂缝，这些裂缝沿顶板中间延伸。1029排和1035排锚杆之间的顶板裂缝弯曲形成了裂缝区。开采侧的某些锚杆被拉入，靠近非开采侧的顶板下沉。顶板的开采侧出现网状凹陷，锚杆和钢梯都发生了下沉。1124排和1170排锚杆之间的顶板严重断裂，而1130排锚杆周围的区域则普遍发生破碎，形成了断裂区。

2.2. 顶板损坏的现场监测与分析

在11,301辅助运输巷道未保留顶煤的区域进行了顶板分离和钻孔观测监测。具体监测方案如下：① 使用分离仪器监测顶板分离的发展规律，深基点和浅基点的安装深度分别为7.5米和2.5米；② 使用钻孔电视检测顶板裂缝和分层的发展情况。在同一段落中设置了三个测量点，分别位于顶板中部和两个肩角位置。分层监测和钻孔观测监测的结果如图5、6和7所示。图4显示了围岩深位移监测的布置示意图。图5和图6展示了分层监测的结果，图7展示了钻孔裂缝形态。根据顶板分离和钻孔检测的结果可知，7.5米和2.5米基点的巷道顶板分离发展趋势基本相同，因此可以推断出开采坡面的分离层生成在浅层并持续延伸到深层。巷道顶板深处的围岩整体性较高。基于以上研究，可以得出结论：在未保留顶煤的情况下，胶结程度较低的软岩巷道的顶板容易发生明显的断裂特性，同时伴随顶板的区域性破碎、显著沉降以及巷道的整体稳定性差。

3. 保留顶煤的支护机制

3.1. 顶板岩层的作用

在现场开挖过程中发现，不保留顶煤时巷道顶板的稳定性较差，不利于控制。在留有一定厚度的顶煤之后，巷道顶板的控制效果显著提高。可以推断，顶煤的主要功能是稳定承载层，保持顶板的完整性，并防止泥岩的坍塌，如图8所示。图8 在图示工具中打开 PowerPoint

图8 显示了巷道中顶板岩层作用的示意图。11,301辅助运输巷道的顶板上的泥岩层相对较薄，这种泥岩容易碎裂，是巷道支护控制的关键岩层（主要是所需的控制岩层），其稳定性直接决定了巷道的稳定性。砾岩层的作用是通过锚固剂或岩石压缩来确保锚索的有效锚固，防止因锚索失效导致的顶板坍塌。当顶板上的泥岩层较厚时，顶板下部会发生严重断裂，这也是巷道支护控制的关键岩层（主要是所需的岩层）。泥岩层的上部通过锚固剂进行结合，以确保锚索锚固端的有效锚固，从而防止锚索失效引起的顶板坍塌。巷道的浅层顶板主要由砂质泥岩等软岩层构成，而顶煤的力学性能通常优于软岩，因此在施工过程中，使用锚杆和锚索可以获得更高的锚固力和更可靠的预加载，使支护系统真正发挥主动支护的作用，形成一个坚固的“复合梁”或“承载结构”，从而大大提高支护效果。因此，在控制顶板变形的过程中，除了优化支护设计等方法外，通过保留顶煤还可以改善顶板塌落等现象。

3.2. 顶煤巷道支护结构的力学模型

从上述分析可以看出，在巷道支护过程中，保留顶煤的主要作用是控制顶板岩层并防止泥岩掉落。在锚杆支护的作用下，容易形成一个锚固拱结构，大大提高了顶板的整体稳定性。因此，构建了一个顶煤巷道支护结构的力学模型，如图9所示。图9 在图示工具中打开 PowerPoint

图9 顶煤巷道锚固支护结构的力学模型。通过预紧锚杆并围绕巷道锚固煤体形成一个稳定的拱结构，并通过锚索调节弱胶结泥岩层的应力环境以及锚固拱结构的变形和承载性能，锚杆支护要求锚杆锚固拱结构必须稳定且具有一定的承载能力，而锚索则起到关键的支撑作用，从而实现对巷道的合理支护控制。也就是说，锚杆锚固拱结构可以被视作锚固支护的等效“托盘”。锚固支护的设计基于锚杆锚固的等效“托盘”，充分利用了“托盘”的整体变形承载能力，有效控制巷道周围岩石的变形和破坏。在现场支护实践中，有效顶煤支护的关键在于以下几点：

1. 与顶部砂质泥岩的胶结特性和低强度相比，3-1顶煤具有更好的完整性和相对较高的强度。保持一定的顶煤厚度有利于顶板的稳定性。

2. 使用“梁+拱”支护（锚杆/锚索支护）是保持顶煤巷道支护的关键。锚杆锚固顶煤和下层砂质泥岩形成一个“梁”，减少顶煤和泥岩的分离和破裂，提高锚固结构的自承载性能。锚索锚固周围岩石形成一个“拱”，控制深层砂质泥岩的内部分离和破裂。由此可见，顶煤的厚度对锚杆的锚固和拱形作用有显著影响。太薄的厚度无法有效形成拱形，而过厚的厚度不仅会导致拱形效果不佳，还会造成煤炭资源的浪费。因此，合理的顶煤厚度非常重要，需要通过数值模拟进行研究。

3.3. 顶煤厚度的合理模拟

基于实际现场工程，建立了一个长40米、宽5米、高30米的模型尺寸，巷道埋深为450米。该模型利用Mohr-Coulomb模型建立，如图10所示。煤炭和砂质泥岩的单轴抗压强度分别为21.63 MPa和17.45 MPa，其他强度和变形参数通过实验室测试获得[22]，如表1所示。表1 模型中的煤炭和岩石参数。岩层
密度（g/cm3）
体积模量（GPa）
剪切模量（GPa）
内聚力（MPa）
内摩擦角（°）
抗拉强度（MPa）

共设计了9种模拟方案，顶煤厚度分别为0米、0.25米、0.5米、0.75米、1米、1.25米、1.5米、1.75米和2米，其他参数如巷道尺寸保持不变。通过数值模拟，对9种不同巷道方案的塑性区范围进行了对比分析，研究了顶煤厚度变化对巷道周围岩石稳定性的影响。监测结果如图11所示。图11 (a) 在图示工具中打开 PowerPoint

图11 不同顶煤厚度的塑性区分布。(a) 0米。(b) 0.25米。(c) 0.5米。(d) 0.75米。(e) 1米。(f) 1.25米。(g) 1.5米。(h) 1.75米。(i) 2米。图11 (b) 在图示工具中打开 PowerPoint

图11 不同顶煤厚度的塑性区分布。(a) 0米。(b) 0.25米。(c) 0.5米。(d) 0.75米。(e) 1米。(f) 1.25米。(g) 1.5米。(h) 1.75米。(i) 2米。图11 (c) 在图示工具中打开 PowerPoint

图11 不同顶煤厚度的塑性区分布。(a) 0米。(b) 0.25米。(c) 0.5米。(d) 0.75米。(e) 1米。(f) 1.25米。(g) 1.5米。(h) 1.75米。(i) 2米。图11 (d) 在图示工具中打开 PowerPoint

图11 不同顶煤厚度的塑性区分布。(a) 0米。(b) 0.25米。(c) 0.5米。(d) 0.75米。(e) 1米。(f) 1.25米。(g) 1.5米。(h) 1.75米。(i) 2米。图11 (e) 在图示工具中打开 PowerPoint

图11 不同顶煤厚度的塑性区分布。(a) 0米。(b) 0.25米。(c) 0.5米。(d) 0.75米。(e) 1米。(f) 1.25米。(g) 1.5米。(h) 1.75米。(i) 2米。图11 (f) 在图示工具中打开 PowerPoint

图11 不同顶煤厚度的塑性区分布。(a) 0米。(b) 0.25米。(c) 0.5米。(d) 0.75米。(e) 1米。(f) 1.25米。(g) 1.5米。(h) 1.75米。(i) 2米。图11 (g) 在图示工具中打开 PowerPoint

图11 不同顶煤厚度的塑性区分布。(a) 0米。(b) 0.25米。(c) 0.5米。(d) 0.75米。(e) 1米。(f) 1.25米。(g) 1.5米。(h) 1.75米。(i) 2米。图11 (h) 在图示工具中打开 PowerPoint

图11 不同顶煤厚度的塑性区分布。(a) 0米。(b) 0.25米。(c) 0.5米。(d) 0.75米。(e) 1米。(f) 1.25米。(g) 1.5米。(h) 1.75米。(i) 2米。图11 (i) 在图示工具中打开 PowerPoint

根据模拟结果的分析，可以得出以下结论：

1. 随着巷道顶煤厚度从0.25米增加到2米，巷道两侧的最大塑性破坏深度基本不变，两侧的塑性破坏分布规律也基本相同。巷道中间部分的岩石破坏深度大于上下两侧，破坏模式为剪切破坏。

2. 当巷道中没有顶煤时，顶板岩层会遭到破坏，主要是拉剪破坏。当保留0.25米的顶煤时，所有顶煤都会被破坏，顶板岩层的塑性区显著减小。保留顶煤对防止顶板岩石损坏的效果非常明显。当顶煤厚度达到0.5米时，顶煤的塑性区缩小了0.6米。

3. 随着顶煤厚度的不断增加，顶煤的塑性区范围进一步减小。当顶煤厚度达到1.5米时，顶煤层的破坏范围不再增加，塑性区的累计范围减小了0.9米。因此，确定顶煤的合理厚度至少为0.5米。

4. 巷道顶煤支护技术

4.1. 顶板锚固支护的强度计算

11,301辅助运输巷道的顶板由锚网电缆支撑，两侧由锚网支撑。顶板锚缆的间距和排列方式已经调整过多次，采用了“2-3-2”、“2-1-2”和“2-2-2”排列方法。通过理论计算方法发现，在不考虑锚杆支护效果的情况下，如果锚固区域内能够支撑整个岩层厚度（取为7.0米），可以根据以下公式计算出锚杆可以控制的顶板岩层范围：

公式中，D表示锚缆控制区域的宽度；S表示锚缆控制区域的面积；RC表示锚的设计锚固力；Lm表示控制岩层厚度的锚缆；γm表示控制岩层体积密度的锚缆。因此，使用锚缆控制岩层厚度为7.0米，平均体积密度为20 kN/m3。当锚缆的设计锚固力为150 kN（直径17.8毫米的锚缆）时，锚缆的控制区域长度和宽度为1.0 × 1.0米。当锚缆的设计锚固力为300 kN（直径21.6毫米的锚缆）时，锚缆的控制区域长度和宽度为1.4 × 1.4米。因此，锚缆排列方式与调整锚缆过程中的支护密度变化对比如图12所示。图12 (a) 在图示工具中打开 PowerPoint

图12 锚缆支护顶部控制条件变化的示意图。(a) 行间距为1.6 × 1.0米。(b) 行间距为2.0 × 2.0米。(c) 行间距为1.4 × 2.4米。(d) 行间距为1.5 × 3.0米。图12 (b) 在图示工具中打开 PowerPoint

图12 锚缆支护顶部控制条件变化的示意图。(a) 行间距为1.6 × 1.0米。(b) 行间距为2.0 × 2.0米。(c) 行间距为1.4 × 2.4米。(d) 行间距为1.5 × 3.0米。图12 (c) 在图示工具中打开 PowerPoint

图12 锚缆支护顶部控制条件变化的示意图。(a) 行间距为1.6 × 1.0米。(b) 行间距为2.0 × 2.0米。(c) 行间距为1.4 × 2.4米。(d) 行间距为1.5 × 3.0米。图12 (d) 在图示工具中打开 PowerPoint从图11(a)、11(b)和11(c)中可以看出，当锚索支撑密度为每米道路1-1.5个，且主要分布在道路顶板的中部时，对顶板两侧的控制能力较弱，这容易导致道路顶板两侧出现明显的沉降。同时，在调整11,301辅助运输道路的顶板锚索过程中，当排间距为2.0×2.0米且布局为“2-2-2”时，未受控制的区域和重叠支撑区域较少，顶板支撑得到了较好的控制。然而，这三种锚索支撑方案未能有效控制道路两侧的顶板。因此，在11,301辅助运输道路的后续掘进过程中，采用了改进的布局，排间距为1.5×2.0米，布局为“3-3-3”，取得了良好的控制效果。

4.2. 顶板煤层支撑的仿真优化

基于11,301辅助运输道路顶板沉降和损坏的特点以及现场支撑条件，对道路顶板支撑的参数调整过程进行了初步的仿真优化。锚索支撑采用3-3-3的模式，间距为1.4×2.4米。优化方向是增加锚索间距并调整锚索角度。具体模型和煤岩力学参数与前述仿真一致。如表2所示，在改进的支撑方案中，锚索角度为70°，这是根据悬吊理论确定的。在悬吊理论中，锚索的自由段长度应大于顶板的损坏范围，如图13所示：

表2. 数值仿真锚索支撑方案的统计表。原始支撑方案
- 锚索间距为1.4×2.4米，采用3-3-3布局
- 锚索与顶板的垂直角度

图13：道路周围岩体损坏范围预测示意图。公式中，K表示道路周围的应力集中系数；γ表示上覆岩的平均体积密度；σcoal表示两层煤的单向抗压强度；h表示道路高度；H表示埋深；φ表示煤层的内摩擦角；f表示煤体的普罗克特系数；D表示车道宽度。根据计算，道路两侧的损坏范围约为1.57米，顶板的损坏范围约为2.82米。由于道路上使用的锚索长度为5.3米，其中暴露部分和固定部分分别为0.3米和1.8米，因此得出锚索的自由段长度为3.2米。由于锚索在顶板部分的安装角度问题，安装角度θ需要满足以下要求：

公式中，L1表示顶板锚索的自由段长度。计算表明，锚索的安装角度必须大于62°。另一方面，过大的安装角度会导致锚索无法有效支撑断裂的顶板。因此，为了便于施工，将锚索的安装角度确定为70°。在岩层中掘进道路后，道路周围的应力会重新分布。为了比较不同支撑条件下的道路稳定性，对三种典型支撑条件（无支撑、原始支撑方案和改进支撑方案）下的岩体破坏范围进行了计算和分析，见图14和表3。

基于图14所示的仿真结果的综合分析，可以得出结论：顶板角部和道路部分的损坏较为严重。顶板角部的损坏高度为1.9-2.5米，宽度为2.2-2.8米，道路两侧的损坏深度约为1.6-1.9米。根据现场条件，建议将锚索倾斜角度设置为60°-70°。通过增加锚索间距和调整锚索角度，一定程度上减少了道路及其两侧的断裂范围，降低了顶板的沉降和两侧的移动，效果显著。

4.3. 顶板煤层支撑技术的应用效果

选择11,302回风巷作为现场测量区域，现场应用了0.5米厚的煤层和优化后的支撑方案。顶板分离的具体监测结果如图15和16所示。从图15中可以看出，顶板基本上没有出现明显的剥落现象。结果表明，顶板煤层的监测和测量区域以及优化的支撑技术有效控制了周围岩体的剥落。顶板煤层支撑技术的应用效果非常明显。

5. 结论

1. 软岩道路顶板的损坏程度明显，表现为“裂缝+破碎”的组合现象。顶板附近的浅层岩体首先发生剥落和沉降，然后逐渐向上蔓延。

2. 3-1煤层的强度和完整性高于顶板上的砂质泥岩。保留一定厚度的煤层可以有效减少顶板煤层和泥岩的分离和破裂，提高顶板的承载能力，促进顶板的稳定性。根据数值模拟得到的不同顶层煤厚度的顶板破坏特性，合理的设计应为顶层煤层厚度大于0.5米。

3. 在道路初期支撑中，顶板锚索的强度不足，支撑范围小，道路顶板支撑效果较差。通过数值模拟优化了支撑方案，最终形成了“3-3-3”布局的锚索支撑方案，锚索与水平方向的夹角为70°。现场应用测试表明，优化后的支撑方案具有良好的顶板控制效果，没有明显的变形或损坏。

本手稿未收到任何资助。利益冲突声明：作者声明没有利益冲突。数据可用性声明：支持本研究结论的数据可向相应的作者索取。由于隐私或伦理限制，这些数据不能公开。