在我国南方地区，普遍存在近距离薄煤层群。受前期开采技术水平限制，遗留了大量的下部薄煤层[1-2]。然而，随着浅部易采煤炭资源的枯竭和煤炭开采技术水平的不断提高，这些遗留的下部薄煤层却成了南方中小型煤矿可持续发展的宝贵资源。但新的工作面往往布置在原采空区下方，因此，出现了许多再生顶板巷道。所谓再生顶板即是由上部采空区内破碎煤岩体经再次压实、固结形成的再生岩体作为巷道顶板。该类围岩胶结程度差，是由煤、岩块混合压实而成，整体强度极低，巷道开挖后随即表现出较大变形，随着工作面的回采，在强扰动条件下再生顶板围岩极易松散、破碎，难以稳定[3-4]。许多专家、学者对再生顶板巷道围岩控制进行了研究。例如:陶明印[5]发现再生顶板工作面支架上静载荷增加、动载荷减小，煤壁片帮严重，再生顶板随采随冒，冒落岩体碎胀系数减小。赵和松[6]发现倾斜厚煤层分层开采时下分层再生顶板结构呈“类拱”结构，再生顶板工作面及巷道应遵循“护顶为主、支为辅”的控顶准则;冯国瑞[7-8]对垮落法残采区上行开采进行了基础理论和试验研究，发现垮落法残采区上行开采层间岩层具有“块体梁-半拱”结构;张玉江[9]发现复合残采区底板岩层具有“扰动砌体梁”和“扰动块体梁半拱”结构特征;李文军[10]发现煤矿再生顶事故可分为推垮型、漏垮型、冲垮型以及局部岩块冒顶等几种形式，且具有周期性、重复性特点;王同旭[11-12]通过UDEC模拟再生顶板破坏过程，发现再生顶板失稳模式为小块岩体到大块关键块体的失稳。马文强[13-14]将再生顶板从下往上划分为胶结再生带、弱胶结压实带、裂隙带和弯曲带，并提出采用内错布置巷道和锚杆+架棚+喷(注)浆联合支护控制再生顶板破坏;王培强[15]利用FLAC3D软件对再生顶板大断面开切眼不同的支护方案进行了模拟，发现对于再生顶板开切眼采用梯形棚架支护可有效控制围岩变形。叶定阳[16]通过对开切眼塌落拱载荷计算，提出采用“木架棚+锚索”的联合支护。
总体来看，再生顶板围岩有形成“类拱”结构的特点，但受到岩层倾角、厚度以及开采顺序等因素影响。由于再生顶板极易破碎，该类围岩支护多采用了棚式支护与其他支护形式组合控制围岩。然而，南方煤矿大多以薄煤层为主，原采煤方法以落后的炮采为主，复采工作面沿上部采空区底板掘进，再生顶板结构和范围难以确定，加之压实再生岩性软弱、松散，底板围岩遇水泥化严重，使得此类再生顶板巷道维护十分困难。笔者以广西百色百矿集团州景煤矿再生顶板巷道为工程背景，对软弱条件下再生顶板巷道围岩失稳破坏机理与围岩控制原理和技术进行探讨。
1 巷道工程概况
广西百色百矿集团州景煤矿5303工作面开采五煤3层，煤层埋深130～161 m。5303工作面的西面是二水平主暗斜井井筒，北边是五号大断层，左右两边无采空区，上方为五一煤层采空区，五一煤层为普采工作面，全部垮落法管理顶板，离现在要布置的工作面有5 a以上的时间，采空区基本压实。由于年代久远，五煤一层煤层厚度及其顶底板岩层参数缺失，但根据现场钻孔探测和岩性分析，再生顶板主要由煤屑、泥岩、粉砂岩、泥质砂岩和碳质泥岩组成[17]。5303进风巷钻孔记录情况见表1。根据表1可知，五一煤层底板厚度为5.29～5.74 m，之后是0.58～1.18 m厚的煤屑(黑色煤粉水)，然后是1.14 m左右的破碎顶板，再往上是相对完整的顶板(钻杆明显受力)。5303进风巷掘进工程量651 m，5303回风巷掘进工程量529 m，巷道前160 m左右为穿层巷，见五煤三后沿煤层底板掘进，5303工作面如图1所示。
5303再生顶板巷道揭露后极易脱层冒落、片帮。煤层厚度0.2～3.5 m，平均厚度为0.94 m，煤层倾角4°～12°平均8°，煤层硬度系数为1.0，煤层层理发育、自然发火期为3个月，绝对瓦斯涌出量为0.14 m3/min，相对瓦斯涌出量为4.6 m3/t，属于瓦斯矿井。底板为泥岩、泥质砂岩或粉砂岩。煤层柱状图如图2所示。
表1 5303进风巷窥视探测孔钻孔现场情况记录
Table 1 5303 Borehole records of inlet lane
序号测点孔号地点方位位置日期班次钻杆数量/条深度/m角度/(°)具体情况备注123411123U型支架编号600架(距离开切眼口20 m)顶板左侧2017-04-08白班76.032钻杆钻入后,流出的水是白色的泥浆水;钻入第5条钻杆时,明显受力;当钻入第7条钻杆时,由于机身基础松动,造成钻杆弯曲,出现裂缝,钻杆漏水,前进不了,只能退出作废左侧2017-04-08中班1414.436钻杆钻入后,流出的水是白色的泥浆水;钻入第10条钻杆时,流出黑色的煤粉水;钻入第12条钻杆后,流出的水又恢复为白色的泥浆水。钻入第4条钻杆后,开始明显受力成功中部2017-04-09白班1414.435钻杆钻入后,流出的水是白色的泥浆水;钻入第11条钻杆时,流出黑色的煤粉水;钻入第12条钻后,流出的水又恢复为白色的泥浆水。钻入第5条钻杆后,开始明显受力成功右侧2017-04-10中班1515.635钻杆钻入后,流出的水是白色的泥浆水;钻入第11条钻杆时,流出黑色的煤粉水;钻入第12条钻杆后,流出的水又恢复为白色的泥浆水。钻入第5条钻杆后,开始明显受力成功56322U型支架编号513架(距离开切眼口60 m)顶板中部2017-04-10白班87.235钻杆钻入后,流出的水是白色的泥浆水;钻入第7条钻杆时,明显受力,当时估计钻中旧巷木头,只能缓慢推进;当钻入第8条钻杆时,前进困难。继续推进后,机身下滑造成钻杆前进、后退不了,重新摆机后退出钻杆(裂1条,还有4条连同钻头退不出)作废中部2017-04-10中班1515.635钻杆钻入后,流出的水是白色的泥浆水;钻入第11条钻杆时,流出黑色的煤粉水;钻入第13条钻杆后,流出的水又恢复为白色的泥浆水。钻入第6条钻杆后,开始明显受力成功
续 表
序号测点孔号地点方位位置日期班次钻杆数量/条深度/m角度/(°)具体情况备注78910311U型支架编号513架(距离开切眼口60 m)顶板左帮右帮左侧2017-04-11白班1515.635钻杆钻入后,流出的水是白色的泥浆水;钻入第11条钻杆时,流出黑色的煤粉水;钻入第13条钻杆后,流出的水又恢复为白色的泥浆水。钻入第6条钻杆后,开始明显受力成功右侧2017-04-11白班1515.635钻杆钻入后,流出的水是白色的泥浆水;钻入第11条钻杆时,流出黑色的煤粉水;钻入第13条钻杆后,流出的水又恢复为白色的泥浆水。钻入第6条钻杆后,开始明显受力成功上部下部
图1 5303工作面布置
Fig.1 5303 Working face layout
图2 5303工作面顶底板煤层柱状
Fig.2 5303 Working face top floor coal seam histogram
5303工作面进风巷、回风巷以及工作面开切眼原支护均采用U型钢梯形棚架支护，棚距0.8 m。垱头掘进机切割后空顶区采用3根L≥4.5 m的φ80 mm无缝钢管做前探梁临时支护。前探梁最大控顶距离1.8 m，梁间距0.8 m，临时支护上方用2条U型钢梁支撑，钢梁上方铺设金属网，采用竹片、木楔等材料压网，接实顶板。
2 现场调查及室内试验
2.1 再生顶板巷道大变形特征
(1)掘巷后再生顶板多次冒落，网兜严重，巷道两帮及底板变形相对较小。
巷道掘出后，再生顶板多为碎屑压实岩体，具有一定的自稳能力。但是在开挖后不久便逐渐呈松散、破碎状，出现大量网兜和多处漏顶，造成部分棚架顶梁中部弯曲，如图3所示。
巷道掘出后，围岩应力状态改变，原本压实的再生顶板再次破碎、松散，是造成大量网兜的直接原因。加之再生顶板2次破碎后的岩块块度小，再生顶板开挖虽挂金属网和竹片背顶，但仍有多处漏顶。再生顶板一旦漏顶，其破坏范围将逐渐增大，极易在漏顶处集中垮冒。但是，在工作面回采前，由于围岩中应力相对较低，再生顶板虽有部分松散，但能够形成自然平衡拱结构，使棚架在较低的载荷作用下保持暂时稳定。
(2)回采时全断面大变形，顶板严重下沉、两帮内挤和强烈底臌。
工作面回采时，再生顶板巷道变形加剧，顶板不均匀下沉造成沉棚架弯曲、折损和扭曲等破坏。两帮煤体不均匀鼓出，工作面煤帮鼓出量最大。同时，伴有强烈底臌，在超前支护段，巷道需要不断进行挑顶、扩帮和掏底，严重影响生产进度。且挑顶后不久，顶板变形更快，巷道表现出全断面的大变形特征，如图4所示。
图3 掘巷后巷道变形情况
Fig.3 Deformation of roadway after roadway excavation
图4 回采时巷道变形情况
Fig.4 Roadway deformation during mining
在回采阶段，较高的支承压力作用于两帮造成煤壁片帮严重，尤其是巷道肩角处冒落较多。支承压力通过两帮传递到底板，由于底板岩性软弱，加之遇水泥化，产生强烈底臌。底臌进一步加剧了两帮下沉造成再生顶板破坏范围迅速扩大。同时，再生顶快速松散、破碎使得作用于支架上的载荷急剧增大，棚架大变形又进一步引起大范围的再生顶板松动、破碎和失稳。
整体来看，再生顶板巷道开挖后一定条件下能够形成自稳结构，但随着工作面回采扰动和较高的支承压力作用使得再生顶板围岩极易出现大变形失稳。
2.2 破碎围岩物理力学测试
(1)点载荷试验
再生顶板围岩难以获得标准试件，为了获得再生顶板巷道围岩强度，经现场取样，根据GB/T 23561.14—2010煤和岩石物理力学性质测定方法第13部分的规定，在实验室进行点载荷试验，如图5所示。
图5 围岩点载荷试验
Fig.5 Surrounding rock point-load test
经过点载荷试验发现，再生顶板岩块平均直径为61.3 mm，岩块块度小，使得岩块间难以相互咬合形成整体承载结构。围岩强度普遍较低，顶板岩块强度最大，帮部煤体强度次之，底板岩块强度最小。其中，再生顶板岩块平均点载荷强度为0.15 MPa，帮部煤块平均强度为0.2 MPa，底板岩块平均强度为0.11 MPa。岩块强度低是造成再生顶板围岩大变形的主要原因之一。
(2)水解试验
现场调查发现，巷道局部地段有渗水，造成巷道底板的泥质类岩体软化、泥化，为分析州景煤矿5303再生顶板巷道围岩物理、力学特性，进行了水解试验。将顶板岩块、煤块和底板岩块浸入相同的水中(pH=7.1)，观察试样在水中的变化情况，如图6所示。
图6 岩块水解试验
Fig.6 Hydrolysis test of rock blocks
经水解试验发现，州景煤矿5303再生顶板巷道顶板岩块由采空区的煤屑、泥岩等压实混合而成，浸水后，水变浑浊，在一定时间内能够保持相对稳定的形态。帮部煤体浸水后有一定气泡冒出，水溶液始终清澈，长时间水解仍能保持固定形态。根据岩层柱状体可知5303底板为泥岩，遇水后出现严重泥化，水解后呈泥状，60 s后已无固定形态。顶板和底板泥化严重，在应力作用下发生流变，是造成巷道顶板和底板大变形的原因之一。
(3)电镜扫描试验
为进一步分析再生顶板巷道围岩内部结构，对帮部煤块和底板泥岩内部结构进行了电镜扫描，如图7所示。
图7 电镜扫描试验(放大100倍)
Fig.7 Electron microscopy test(magnification 100 times)
可以看出煤块和泥岩具有不同的内部结构，煤块内部节理裂隙发育，(煤块浸水时不断有气泡冒出也可以证实煤炭内部不连续)在应力作用下容易沿裂隙结构面发生脆性破坏，造成帮部内挤，增大再生顶板跨度。泥岩内部裂隙相对较少，在应力作用下容易表现出流变变形特征，造成强烈的底臌。
综上，州景煤矿5303工作面再生顶板巷道围岩测试结果为:① 再生顶板围岩强度低、顶板稳定性差，扰动易破碎;② 巷道帮部煤体裂隙发育，易发生脆性破坏;③ 底板遇水泥化、软化严重。总结起来，州景煤矿5303再生顶板巷道属于软弱再生顶板。顶板破碎、帮煤体裂隙发育以及底板泥岩软弱是造成巷道全断面大变形的主要原因。
3 软弱再生顶板巷道变形失稳机理
3.1 再生顶板变形失稳过程
巷道开挖改变围岩应力状态，再生顶板松动形成松散、破碎围岩。再生顶板巷道本身处于一个应力相对较小的区域，U型钢梯形棚架顶梁上的大部分载荷为顶板松动区域围岩的重力。若棚架支护阻力不足或支护不及时，造成顶板松动范围迅速扩大，使得棚架载荷增大，棚架顶梁弯曲下沉。同时，大范围的顶板松动使得巷道深部围岩状态逐渐变化，从而引起帮部煤岩体和底部围岩的变形破坏，最终导致棚架破坏和巷道失稳。根据再生顶板围岩与棚架相互作用关系，巷道变形破坏过程可总结为:再生顶板少量松动变形→棚架顶梁弯曲→棚架帮柱变形→巷道大变形失稳，如图8所示。
图8 再生顶板巷道围岩-棚架变形过程
Fig.8 Deformation process of surrounding rock-scaffolds in regenerated roof roadway
再生顶板巷道最显著的特征就是应力状态改变后顶板极易松散、破碎，且破碎范围大、扩展速度快。顶板破碎范围过大，支撑棚架上的载荷快速增大，造成棚架失效和巷道失稳。棚架上的载荷的增长规律与顶板破碎范围边界的扩张规律密切相关，下面就再生顶板松动破碎边界扩张规律进行探讨。
3.2 再生顶板破碎区边界扩展力学模型
3.2.1 再生顶板破碎区边界纵向扩展
再生顶板虽历经较长时间的压实、固结，但自身胶结程度差，在应力扰动和足够的自由空间下，再生顶板仍表现出散体的变形破坏特点。针对散体介质，俄罗斯学者普罗托奇雅阔诺夫在1907年提出了自然平衡拱理论，认为在散体介质中开挖地下空间后，在一定条件下会形成一个自然平衡的拱形结构，松散岩体开挖空间顶部的围岩压力仅为拱内岩体的自重[18]。自然平衡拱必须满足几个基本假设:① 岩体介质为无内聚力的散体;② 在部分岩体塌落后能形成一个自然平衡拱;③ 自然平衡拱岩体只能承受压应力不能承受拉应力。州景煤矿再生顶板巷道开挖初期具有一定的自稳能力，但开挖后再生顶板围岩随即松散、破碎，满足自然平衡拱基本假设。根据自然平衡拱理论，再生顶板巷道松动范围的上部边界可假设为一条抛物线，如图9所示。
图9 自然平衡拱边界模型
Fig.9 Natural Balanced arch boundary model
在拱底不发生移出的条件下，假设其水平推力T=T′=fa0Q/2，则自然平衡拱边界方程为
(1)
(2)
(3)
(4)
式中，b0为再生顶板初次平衡的压力拱高度，m;a0为压力拱半跨度，m;l为巷道跨度，m;a1为巷道初始跨度的一半，m;f为松散岩体坚固性系数;h为巷道高度，m;φ为围岩内摩擦角，(°);σ为岩石单轴抗压强度，MPa;τ为岩石剪切强度，MPa;Q为平衡拱承受的场布荷载。
再生顶板受回采扰动或者由于煤帮和底板变形常常导致原有的自然平衡拱结构失稳，平衡拱边界向上扩展，再生顶板破碎区边界在纵向上以“抛物线”形式继续向上扩展，直至在更大范围内达到新的平衡。
3.2.2 再生顶板破碎区边界横向延伸
针对松散岩体，左建平教授[19-21]认为采场岩层破断与厚松散层覆岩移动呈“类双曲线”，即松散覆岩的漏斗型左右移动边界为“类双曲线”。再生顶板岩体介质类似于厚松散层岩体，其垮冒边界类似于松散覆岩的“双曲线”边界的上半部分，即“半双曲线”边界，建立再生顶板垮冒边界扩展模型，如图10所示。
图10 再生顶板垮冒边界模型
Fig.10 Border model of regenerated roof collapse
再生顶板岩体也满足松散岩层条件，考虑到帮部为完整的实体煤，故假设再生顶板的左右边界为“半双曲线”，则有:
(5)
其中，a=a0 +ax，ax为巷道扩展跨度的一半，m;假设再生顶板总厚度足够大且为H，则:
其中，φ为围岩的内摩擦角，与围岩高度相关，(°)。
将点(ai/2,hi)代入式(3)中，可得
(6)
其中，ai为普氏拱实际跨度，m;hi为再生岩体距离巷道顶板自由面的距离，m。
3.2.3 软弱再生顶板变形破坏规律
在巷道开挖阶段，巷道开挖改变了顶板围岩应力状态，一定范围内再生顶板松散、破碎，并逐渐扩展。上部边界为以“抛物线”形式扩展，左右边界以“半双曲线”延伸，到一定程度后再生顶板达到平衡，形成自然平衡拱。巷道棚架顶梁上的载荷为松动范围内围岩重力。在工作面回采阶段，受工作面回采等应力扰动影响，加之巷道帮煤体和底板软弱岩层的流变变形，使得原有的自然平衡拱逐渐失稳、塌落，再生顶板松动范围继续扩展，在距离巷道更远处再次形成一个自然平衡拱。每一次原有平衡拱的失稳，都会在更深处形成范围更大的平衡拱。棚架上的载荷则随着平衡拱的失稳而急剧增加，直至棚架破坏，巷道失稳。从围岩变化的角度来看，再生顶板巷道围岩的变形破坏过程为:再生顶板的松动变形→巷道帮部鼓出和底臌→再生顶板大范围垮冒→巷道大变形失稳。
3.2.4 再生顶板跨度与载荷变化规律
根据分析可知再生顶板松动过程是逐渐、缓慢发生的，但现场调查发现再生顶板破坏往往具有突变性。这种松动的“量变”到破坏的“质变”则是再生顶板平衡—失稳—再平衡的过程，即再生顶板从一个平衡拱到更大范围平衡拱形成的过程。平衡拱内的松动围岩自重是棚架上的主要载荷，随着平衡拱边界外移，棚架上的载荷不断增加。在再生顶板垮冒边界的“抛物线-半双曲线”扩展模型中，再生顶板松动破碎区边界扩展又可分为2种情况:
情况1:当巷道帮部和底板围岩稳定时(ax=0)，考虑平面应变情况，可确定棚架上载荷变化规律即为抛物线和半双曲线以及巷道顶板跨度所围成的几何图形的面积变化规律，根据几何关系得到再生顶板松散岩体断面面积计算式如下:
(7)
情况2:当巷道底板和两帮变形量较大时(ax>0),则“抛物线-半双曲线”边界扩展模型的初始边界跨度增大，且随着围岩的变形而不断扩大，假设初始边界跨度为a1,则a1>l，且随巷道帮部围岩的变形而变化，而巷道帮部变形与巷道底板围岩有关。这种情况下，平衡拱的初始跨度增大，再生顶板松散岩体断面面积可根据式(8)计算：
(8)
根据巷道尺寸，得到纵向“抛物线”边界参数a0(a1),f(f1)和b0(b1)，根据横、纵向边界相交可推知横向“双曲线”边界参数a和b。随着再生顶板破碎范围的不断扩展，纵向“抛物线”边界参数值随之变化，横向“双曲线”参数则固定不变。因此，纵向“抛物线”边界跨度是以“双曲线”上两水平点间距增长的形式增长。图11为帮部围岩稳定(ax=0)和不稳定(ax>0)两种情况下，自然平衡拱随着纵向距离的增加，其跨度的变化情况。
图11 平衡给拱跨度变化
Fig.11 Balanced arch span variation
可以看出，随着再生顶板破碎范围纵向扩展，平衡拱跨度不断增加。其中，帮部不稳时再次平衡的平衡拱跨度增幅相比帮部稳定时大幅增加。说明控制再生顶板破碎边界的扩展，首先要控制帮部围岩的变形，而帮部围岩的变形与底板围岩的稳定密切相关。将不同破坏深度的平衡拱跨度ai代入到式(7)和(8)中，可得到2种情况下再生顶板棚架上载荷随松动范围的变化规律。
3.3 巷道煤帮变形机理分析
再生顶板形成平衡拱的前提是有稳定的平衡拱拱脚作为支撑，如果帮部煤体下沉或失稳，则平衡拱跨度变大，同时，从顶板传递到两帮的应力也随之变大。平衡拱是否形成与破碎围岩的块度、摩擦特性以及巷道的跨度相关。当巷道跨度超过一定值后，便不能形成自稳的压力拱，同时，随着围岩压力从拱顶转向两侧，破坏也将从拱顶向两侧转移[22]。因此，控制帮部煤体的稳定是再生顶板围岩稳定的重要保证。巷道两帮为实体煤，从微观扫描结果可以看出其节理发育，但是在宏观上相对于再生顶板结构较为完整，根据对称性取巷道左侧建立如图12所示力学模型。
图12 帮部煤体力学模型
Fig.12 Mechanics model of coal at ribs
根据力学模型可得到如下边界条件:
体力分量:fx=0,fy=-ρg
面力边界条件:
位移边界条件:
x=0,u=0;y=0,v=0;y=b,u=θx
则位移分量表达式为
(9)
(10)
分别对A1和B1求偏导可得
(11)
根据初始条件可得
(12)
联立式(10),(11)，解得A1和B1以及帮媒体位移表达式u和v。从而得到帮部的剪切滑移面。
(13)
根据帮煤体位移表达式，可知帮部变形最危险的区域是“梯形”巷道的肩角处。需要棚架提供足够的横向支撑力尤其是肩角处的支撑力才能较好地控制帮部变形，从而维护再生顶板巷道平衡拱两边拱脚的稳定，而帮部围岩变形与底板的稳定性直接相关。
3.4 巷道底板变形机理分析
根据前文中的试验可知，州景煤矿再生顶板巷道底板以软弱泥岩为主，随着再生顶板松动范围的增大，煤帮传递下来的压力越大，加之底板遇水泥化、软化严重，从而使巷道底板产生塑性滑移变形，使得底板向巷道内鼓起。巷道底臌造成帮部围岩下沉，使得再生顶板中自然平衡拱失稳扩展，从而造成巷道整体的大变形失稳。
回采巷道底臌成因有很多，软弱底板巷道底臌的内在变形机理主要是顶板中较大的垂直压力经帮部传递到底板，对底板产生挤压作用造成底板围岩向巷道空间鼓出。煤系地层底板围岩软弱，巷道底臌量还与围岩矿物的膨胀性、围岩体的碎胀性和流变性等因素有关。常见的回采巷道有实体煤巷道、沿空巷道以及宽煤柱巷道。根据不同类型回采巷道进行应力应变分析发现无论是实体煤巷道还是宽煤柱巷道或者窄煤柱巷道其底板岩体中均存在零应变层，零应变层以上岩体中承受拉应变，零应变层以下岩体中承受压应变[23]。实体煤巷道底板受拉破坏深度最小，沿空掘巷或沿空留巷的底板受拉破坏深度次之，宽煤柱巷道底板受拉破坏深度最大[24]。根据巷道围岩的实际情况可采用滑移线场理论建立巷道底板力学模型如图13所示。可近似求解巷道底板零应变层的最大范围和最大深度分别为
(14)
(15)
式中，Lmax为巷道底板的塑性滑移最大范围，m;B为支承压力等效宽度，m;φ为底板岩体内摩擦角，(°);Dmax为巷道底板塑性滑移的最大深度，m。
图13 底板塑性变形力学模型
Fig.13 Mechanical model of plastic deformation of bottom
4 再生顶板巷道围岩控制原理
4.1 再生顶板巷道失稳原因分析
支护不合理是造成再生顶板大变形的重要原因，主要包括支护结构、支护参数以及支护时机等几个方面:
(1)架型不合理，不能充分发挥承载能力。
州景煤矿再生顶板巷道采用U型钢“梯形”架棚支护，棚架顶梁长2.8 m，跨度较大，不能充分发挥出U型钢支架的承载能力。再生顶板松散破碎后以近似于均布载荷作用与顶梁之上，顶梁中部会产生较大弯矩，而导致顶梁弯曲下沉。在回采期间扰动应力较大时，支架极易弯曲、扭曲甚至折断。
(2)接顶效果差，没有主动发挥支护作用。
实地调查发现，支架与顶板之间采用竹片或者木板接顶，竹片靠顶板自重压实，局部地段存在较大的间隙，给再生顶板较大的松散、变形空间。没有初撑力致使再生顶板自承载能力丧失，支架-顶板之间的间隙造成顶板松动范围不断扩大。
(3)支架支护系统整体性差，支架易破坏。
支架之间没有采取有效的连接和固定措施，仅在掘进垱头10 m范围内采用φ25 mm水管连棚，采用小钢丝绳捆绑。不能使棚架之间形成整体支护系统。如果巷道局部变形较大，导致顶板不均匀沉降将引起一个到多个支架的倾斜或倒塌的连锁反应，从而导致巷道整体支护结构失效。
(4)支架可缩性差，顶板围岩变形不均匀。
州景再生顶巷道大多棚架顶板中部下沉较为严重，局部帮角鼓出。沿巷道走向上棚架之间弯曲变形量相差较大，顶板下沉不均匀。究其原因，一是支架整体性差，二是支架可缩性差[25]。在这些局部变形严重的地段，支架搭接处基本没有发生错动，而顶梁或者棚腿则弯曲严重。通过改善支架可缩性，一方面可以保持支架的承载能力和完整性，另一方面可以使围岩较为均匀的变形。
4.2 围岩控制原理
根据前面的分析可知，再生顶板松动范围越大，棚架上载荷越大。实体煤帮的稳定性直接影响再生顶板的稳定，而实体煤帮又受到底板稳定性的影响。巷道变形失稳是一个渐变的过程，其触发点是再生顶板的松动、破碎，同时，煤体裂隙发育和软弱底板的变形鼓出又进一步促进顶板松动、垮冒，从而导致再生顶板巷道的整体失稳。因此，提出3个层面的再生顶板巷道的控制原理:① 在围岩方面，限制再生顶板的松动、变形，约束帮部煤、岩整体和下沉肩角处滑移变形，预防巷道底板泥化和鼓出;② 在支护结构方面，增加棚架顶梁抗弯刚度和提高棚腿横向支撑刚度，控制顶板松动、变形和抑制帮部变形尤其是帮部上肩角处围岩的变形破坏；③ 在预防措施方面，再生顶板密集护表，采用预支撑棚架，同时，封堵、疏干巷道淋水。
4.3 再生顶板巷道围岩控制技术
根据再生顶板巷道围岩控制原则和州景煤矿再生顶板巷道的实际情况，提出软弱再生顶板“双层金属网+预支撑囧型棚架+可缩性纵向连接器”的组合支护技术，该技术的支护机制为：
(1)双层金属网密集护顶，减小网兜，增加再生顶板护表结构的张拉刚度，保护顶板整体结构，控制大范围松散。
(2)“囧”型棚架如图14所示，提高棚架双向支撑能力，在纵向上减小横梁跨度，在横向上支撑棚柱，尤其是肩角处的支撑，提高棚腿刚度。兼具“固帮”和“控顶”的作用。
(3)棚架预支撑，通过千斤顶给棚架顶梁一定的预支撑力，维护再生顶板整体结构，变棚架被动支撑为主动支护。
(4)架间可缩性连接，形成整体支撑体系，防治棚架倾倒和不协调变形。
图14 预支撑囧型棚架
Fig.14 Pre-supported scaffold of “囧” type
为对比“囧型棚架”与原梯形棚架抗弯能力，建立原梯形棚架顶梁力学模型如图15所示。
图15 原棚架顶梁力学模型
Fig.15 Mechanical model of roof beam of original scaffold
根据材料力学可知顶梁的最大剪力分布在梁端，最大值为ql/2。顶梁的弯矩呈2次曲线分布，最大弯矩在顶梁的中点处，最大值为，ql2/8。在横梁中点，挠曲线切线的斜率等于0，挠度取得极值为
(16)
在A,B梁端，截面转角的数值相等，符号相反，极值为:
因此，顶梁弯曲挠度ω、截面转角θ、弯矩M(x)和剪力Fs(x)均与顶梁的长度l有关。其中，弯曲挠度ω是l的4次方函数、截面转角θ是l的3次方函数、弯矩M(x)是l的2次方函数而剪力Fs(x)是l的一次函数。因此，跨度越大，在相同的载荷作用下，顶梁的弯矩越大，弯曲下沉量也就越大。减小顶梁的跨度是增加棚架抗弯能力的有效方法，然而为满足生产需要，巷道断面不能改变。因此，只有改变支架结构形式来减小顶梁的跨度。具体措施为:在棚腿与顶梁之间增加一根倾斜支撑梁，这样顶梁由2个支点变为4个支点，考虑到巷道断面需求，顶梁支撑点设置在l/4处。巷道跨度也随之减小，“囧型棚架”顶梁力学模型如图16所示。假设在最佳受力状态下铰支座与集中荷载应该相等，则有
(17)
式中，FA，FB分别为左右边棚腿提供的垂直方向分力，kN；Fa，Fb分别为左右边斜支撑梁提供的垂直方向分力，kN；q为围岩作用在顶梁上的均布载荷，kN/m。
图16 囧型棚架顶梁力学模型
Fig.16 Mechanics model of roof beam of “囧” type scaffold
则顶梁中的剪力函数分别为
A-C段横梁剪力函数:
Fs(x)=FA-qx (x<a)
(18)
弯矩函数为
(19)
C-D段横梁剪力函数:
Fs(x)=FA+Fa-qx (x≥a)
(20)
弯矩函数为
D-B段横梁剪力函数:
Fs(x)=-FB+q(l-x) (x≥l-b)
(22)
弯矩函数为
(23)
根据力学分析可知“囧型棚架”顶梁的最大剪力为ql/4，最大弯矩为ql2/16，顶梁的剪力和弯矩均变为原来的0.5倍，也就是说同样的支架，其承载能力可提高2倍。同时，“囧型棚架”的横向支撑刚度也大大提高，可有效约束梯形巷道肩角处煤、岩体的滑移变形。
5 工程实践
5.1 巷道开挖初期围岩控制技术
州景矿5305工作面与5303工作面同采五煤3层，其煤层顶底板条件与5303相同。上部均为五煤一层再生顶板，且两边均为实体煤巷道。因此，采用“双层金属网+预支撑囧型棚架+可缩性纵向连接器”的组合支护技术，在州景煤矿5305回风巷进行了50 m长的支护试验段，该试验段距离工作面开切眼200 m。取5305相同位置的进风行进行原支护方案与新支护方案试验段巷道的变形情况对比，巷道掘出60 d后的变形情况如图17所示。
图17 巷道掘出60 d后变形情况
Fig.17 Deformation of roadway after 60 days
5.2 工作面回采加强支护技术
基于软弱再生顶板围岩控制原理提出的“双层金属网+预支撑囧型棚架+可缩性纵向连接器”支护技术虽然在巷道开挖初期能力较好地维护巷道围岩的稳定。然而，随着工作面的回采，较高的支承压力强烈的回采扰动会进一步造成软弱再生顶板围岩松动和破坏，棚架载荷增加和巷道变形增大。因此，软弱再生顶板围岩回采期间的稳定仍需要进一步改进和加强。根据再生顶板围岩破碎范围扩展特征，可采用棚架、锚杆等支护结构以及注浆等手段对这些围岩进行不同程度和形式的支撑、锚固和胶结，使巷道浅表破碎围岩结构重组与强化，形成破碎围岩支撑-胶结-锚固“三支一体”的承载结构，理论模型如图18所示。“三支一体”承载结构具体是指在巷道周边破碎围岩中通过棚架支撑、围岩浅表注浆以及锚杆锚固形成一个既具有较高支撑阻力也具有一定协同变形能力的组合承载结构体。该支护体系初期的支撑阻力来自于棚架，后期主要来自于胶结-锚固后重组的破碎围岩结构体支撑。此外，由于破碎围岩经过一定的胶结和锚固，破碎围岩能够形成较大块体(如锚固串形体)，在受压收缩的过程中能够互相咬合，能够较快形成“类拱形”自然平衡拱承载结构，有望实现软弱再生顶板巷道围岩在回采期间的稳定，其内在控制机制有待进一步分析。
图18 “三支一体”理论模型
Fig.18 Theoretical model of “three-in-one”
6 结 论
(1)再生顶板巷道具有自稳平衡拱结构，但底板软弱鼓出致使帮部下沉变形，造成原有的自然平衡拱结构失稳，在围岩更深处形成范围更大的平衡拱结构。再生顶板破碎范围不断扩大，最终导致巷道大变形失稳。
(2)再生顶板围岩破碎冒落边界在纵向上以“抛物线”形式扩展，在横向上以“类双曲线”形式延伸，使得棚架上的载荷急剧增加，致使棚架变形失稳。
(3)软弱再生顶板巷道控制原则为:“护底→固帮→控顶”，在开挖初期可采用疏干、隔水防止底板泥化，改善棚架结构提高顶梁和棚腿支撑力，达到控制底板变形、限制帮部肩角滑移从而实现软弱再生顶板护顶之目的。但在回采阶段仍需全方位、多层次的加强破碎围岩支护。
(4)提出采用“双层金属网+预支撑囧型棚架+可缩性纵向连接器”的组合支护技术控制软弱再生顶板围岩，经初步现场试验能够有效改善软弱再生顶板围岩初期的大变形。再生顶板围岩的长期稳定建议采用“三支一体”的支护体系。
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