千米深井巷道圍巖變形破壞機理與支護技術

張廣超，何富連

(1.中國礦業大學(北京)資源與安全工程學院，北京100083)

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千米深井巷道圍巖變形破壞機理與支護技術

張廣超，何富連

(1.中國礦業大學(北京)資源與安全工程學院，北京100083)

［摘要］針對深井高應力軟巖巷道圍巖大變形、強流變性、強烈底鼓等非線性大變形圍巖控制難題，以邢東礦－980m大巷為工程背景，現場調研－980m大巷圍巖變形破壞特征，闡明了高地應力、強烈地質構造、高滲透壓環境下深部巷道圍巖變形機制機理，以庫倫－莫爾應力圓分析了－980m大巷圍巖開挖造成的高主應力差對圍巖破壞作用。在上述研究的基礎上，針對性地提出了“高性能錨網噴+高強錨索+可縮性環形支架+注漿加固”的聯合支護技術，并進行工業性實踐。工程實踐表明，該技術可有效解決－980m大巷圍巖控制難題，對類似巷道圍巖控制具有借鑒意義。

［關鍵詞］千米深井;圍巖變形;破壞機理;高應力;聯合支護

［引用格式］張廣超，何富連.千米深井巷道圍巖變形破壞機理與支護技術［J］.煤礦開采，2015，20 (2) : 35－38，62.

隨著礦山開采規模和深度不斷加大，我國很多礦井相繼進入深部開采狀態。深部高地應力、高地溫、高滲透壓、強烈地質構造作用及采動影響使得深部巷道圍巖呈現非線性變形和破壞［1］，圍巖大變形、強烈底鼓、沖擊地壓、煤與瓦斯突出等深部工程地質災害發生頻率大幅度提高［2］。我國東部淮南、兗州、新汶、徐州、開灤等大型煤炭礦區都存在著深部開采問題，深部巷道圍巖控制技術一直是我國煤炭領域專家學者研究的重點。

我國專家學者對深部巷道圍巖變形破壞機制及控制對策進行了有益探索［3－6］，先后提出了聯合支護、耦合支護、二次支護等支護理念和控制技術，解決了大量巷道穩定性難題，為深部巷道圍巖變形控制提供了寶貴經驗。然而，深部巷道變形破壞規律與其所處工程地質環境密切相關，所應采取的巷道支護技術也存在差異，即深部巷道圍巖控制具有復雜性和差異性［7］。

本文以冀中能源股份有限公司邢東礦二水平大巷為具體背景，現場調研巷道變形破壞特征，分析深部高地應力、強烈地質構造、強流變性、高滲透壓對于圍巖穩定性的影響作用，在此基礎上提出了“高性能錨網噴+高強錨索+可縮性環形支架+注漿加固”的聯合支護形式，闡述了其圍巖控制機理，并進行現場應用，證明該技術的合理性和可行性。

1　工程概況

1.1工程地質條件

邢東礦為冀中能源股份有限公司的主力礦井，位于河北省邢臺市。褶皺構造為邢臺礦區的主要地貌，雁行斜列式斷背斜和斷向斜為主要構造，煤層傾角小于15°，向斜傾角8～15°，背斜地層傾角15～30°。邢東礦采用立井水平開拓，分－760m水平和－980m水平兩水平開拓方式，走向長壁采煤，主要開采2號煤層。

其中－980m大巷是二水平行人、通風主要巷道，其穿過多個地質層位，主要有野青灰巖，主采2號煤層以下45m左右，灰色和深灰色，含植物化石碎片，圍巖松散軟弱，較為破碎，易受工程擾動影響。－980m大巷斷面半圓拱形，巷道寬度為4.5m，巷道高度為3.5m，斷面面積為15.75m2，原有支護為錨網噴聯合支護方式，錨桿為22mm× 2400mm的MG335硅錳鋼螺紋錨桿，間排距800mm×800mm，僅構造復雜段選用21.8mm× 6500mm鋼絞線錨索加強支護。－980m水平煤巖柱狀如圖1所示。

圖1　－980m水平煤巖柱狀

1.2－980m大巷圍巖變形破壞特征

－980m大巷于2006年掘成，巷道使用0.5a出現大變形破壞，圍巖出現大范圍破碎，頂板大面積下沉，兩幫劇烈收斂，底鼓沿走向開張裂縫突出，頂幫網兜現象突出，錨桿拉斷、扭彎現象較多，甚至出現錨索剪短現象，巷道斷面無法滿足運輸要求，不得不重新進行擴刷整修，破壞狀況見圖2。

圖2　－980m水平圍巖及支護系統破壞狀況

礦方對－980m大巷圍巖變形規律進行現場監測，典型測站位移變形曲線如圖3所示，可以看出深部巷道圍巖變形呈現如下特征:圍巖變形量大，四周來壓。頂底板累計位移量為463mm，兩幫累計位移量為415mm，巷幫以中部煤體內移為主，頂板以大面積下沉為主要形式，大變形與高地應力、圍巖軟弱有關;巷道頂底板移近量大于兩幫移近量。兩幫和頂板初期變形速率相差不大，但在后期流變過程中，頂底板流變速率明顯大于兩幫變形速率，導致頂底板變形量大于兩幫移近量;底鼓變形突出，由現場礦壓顯現可知，局部地段底板鼓起量可達到數百毫米，混凝土噴層開裂現象極為普遍;流變特性顯著，－980m大巷在巷道開掘后90d內都無法保持穩定，巷道圍巖流變變形速度約為2.6～3.0mm/d，巷道處于持續變形狀態。

圖3　－980m大巷圍巖變形曲線

2　深部巷道圍巖變形破壞機制及控制對策

2.1深部巷道圍巖變形破壞機制

－980m大巷圍巖變形呈現變形量大、速度快、流變性強等非線性特征，這與深部巷道高地應力、強烈地質構造作用、高滲透壓、圍巖強流變性等賦存特點密切相關。

2.1.1高地應力作用

理論研究表明，深部巖體破壞是開挖擾動引起的高主應力差與圍巖低強度相互作用的結果［8］。巷道開挖前后主應力差狀態改變對圍巖穩定性的影響可以用莫爾應力圓進行說明。巷道開挖前，圍巖均處于三向受壓狀態，其受力情況可用圖4中應力圓1表示，此時莫爾應力圓直徑σ1－σ3，即主應力差很小，此時巷道圍巖應力狀態遠離圍巖強度包絡線A，巷道處于原巖穩定狀態。巷道開挖后引起圍巖應力重新分布，使得巷道周邊主應力σ3減小至低應力值σ3'，最大主應力σ1增大為σ1'，一般為σ1的2～3倍，此時圍巖中任一點的應力狀態可用圖4中應力圓2表示，此莫爾圓直徑即主應力差σ1'－σ3'差值急劇增大，莫爾圓范圍突破圍巖強度包絡線A，圍巖發生變形破壞。與此同時，隨著莫爾圓突破強度曲線，圍巖發生剪切破壞，破壞區巖剪切面發生錯動破壞，圍巖的力學性質惡化，圍巖主要力學參數，如黏聚力、內摩擦角等急劇下降，圍巖強度包絡線由A發展為B，圍巖條件進一步惡化。同時圍巖強度大幅度降低造成圍巖變形破壞，進而引發巷道破壞失穩。

圖4　巷道開挖前后圍巖應力狀態與強度改變

－980m大巷埋深近1000m，覆巖壓力可達25MPa以上，且深部巖體多經歷強烈地質構造作用，側壓系數2～3，水平應力遠大于30MPa。在如此高應力作用下，深部圍巖在未開挖之前仍能保持完整性，這主要跟圍巖所處的高圍壓作用有關，圍巖主應力差保持較低值，該值小于圍巖抗壓強度。巷道開掘后，表面圍巖卸荷幅度達22MPa，切向應力增加約為45～65MPa，主應力差(σ1'－σ3')達到45～65MPa，如此巨大的主應力差值必將導致圍巖內部出現塑性滑動面，圍巖經歷“損傷擴容—剪切滑移破壞—碎脹大變形”失穩進入圍巖破裂損傷區，巖體強度急劇降低，并使得圍巖應力深部轉移，如此反復直至達到新的平衡［9－10］。

2.1.2強烈地質構造作用

深部煤體多經受了2～3億年長期地質作用，內部結構中含有大量的空隙、裂隙、層理、節理等軟弱結構面和顆粒膠結物質，這些統稱為多結構面，它的存在打斷了巖體的連續性、完整性和勻質性，使得巖體呈現出各種各樣的破壞現象，使得巖體呈現出各種非連續性物理力學現象。深部巷道開掘過程中采動應力的影響，諸多結構面將擴展、貫通，并產生新的結構面，從而使得深部煤巖體強度及穩定性大大降低，力學性能上表現為黏聚力C、內摩擦角f等參數的降低，圍巖強度包絡線A的斜率和截距降低，與莫爾圓交錯的可能性大幅度提高，圍巖穩定性驟降。－980m大巷區域斷層、褶曲等地質構造分布廣泛，使得圍巖節理裂隙極度發育，圍巖強度大幅度降低，在擾動作用下容易碎裂，增大巷道支護難度。

2.1.3深部巖體的強流變特性

－980m大巷所處高地應力、高地溫、強滲透壓環境使得巖體呈現出強流變特性，巷道變形往往延續一段較長時期，主要表現為巷道各個方向發生持續的擠出性變形，其蠕變變形量可達瞬時變形量的300%以上，常規支護理論與技術無法有效解決此類巷道的圍巖控制問題。如邢東礦主副暗斜井開掘后其圍巖平均變形速率為2.6mm/d，不得不對其進行不間斷地整修;－980m大巷經歷二次整修后，仍發生大變形。

2.1.4高滲透壓力作用

在深部巷道賦存環境中，地下水是一種最為活躍的因素，水也是深部物理化學反應的一種加速劑，它能夠促使或加速巖體煤體化學作用的發生，加速煤體巖體內部裂隙的劣化速度、裂隙加劇的趨勢。

邢東礦二水平巷道部分區域頂板有淋水現象，因此，巷道圍巖存在高滲透壓力的作用。在巷道開掘后，圍巖淺部裂隙中水頭壓力大大降低，圍巖結構開始產生應力集中，導致表面裂隙向圍巖深部擴展，圍巖的完整性受到破壞。裂隙自身的擴展增大了水的流速和流量，導致圍巖深處孔隙壓力降低，有效應力進一步增大，使得由表及里裂隙的迅速擴展，巖體強度降低。

綜上所述，深部巷道在高地應力、強烈地質構造作用及高滲透壓作用下，圍巖中的主應力差值升高，同時造成圍巖強度降低，兩者之間不可調和的沖突引起深部巷道圍巖的劇烈變形破壞。

2.2深部巷道圍巖控制對策

根據對－980m大巷圍巖變形破壞特征、失穩機制的分析研究，采用單一常規支護技術無法控制圍巖大變形，且深井巷道圍巖儲存變形能量大，企圖一次性高強支護控制圍巖變形也不切實際，需采取新的巷道支護理念和支護技術，據此，結合相關理論及工程實踐［11－12］，確定－980m大巷采用“高性能錨網噴+高強錨索+可縮性環形支架+注漿加固”的聯合支護技術，該技術通過多種支護手段相互配合，實現巷道長期穩定，其控制對策如下:

(1)高性能錨網噴一次支護考慮到－980m大巷經歷過多次整修，圍巖裂隙發育深度較大，巷道擴修后圍巖變形量大、速度快，此時應立即采用高性能錨網噴進行一次支護，形成具有一定剛強度的承載結構，改善圍巖淺部受力狀態，限制圍巖初期大變形;同時該結構具有一定可縮性，可避免圍巖與支護系統剛度不耦合造成支護體系損毀。

(2)高強度錨索加強支護錨索具有支護強度大、錨固深度大、延伸率大的特點，可在淺部高性能錨噴支護的基礎上增強淺部圍巖支護阻力，將淺部錨固體系與深部圍巖聯系在一起，充分調動深部圍巖穩定性，限制深部圍巖變形。考慮到－980m大巷多次整修，破壞深度較大，在進行錨桿支護時，同步進行錨索深部加固，提高圍巖承載能力。

(3)大噸位可縮性長環形支架二次支護－980m大巷圍巖變形流變特性顯著，巷道持續變形長達90d，應在初期變形穩定后采取大噸位可縮性長環形支架，給圍巖提供最終的支護強度，保證巷道長期穩定，大噸位可縮性支架支護時間一般在錨網索支護后20d內進行。

(4)注漿加固修復圍巖－980m大巷圍巖經過多次擾動作用，圍巖裂隙深度發育，為提高錨網噴支護質量，同時保證巷道長久穩定，應在基本支護完成后一定時間內對巷道破碎地帶進行注漿加固，提高圍巖強度和整體性，其一般滯后大噸位可縮性支架支護1～2d。

3　深部巷道圍巖穩定性控制技術

綜合數值模擬分析、理論計算和工程類比進行支護參數設計，最終確定“高性能錨網噴+高強錨索+可縮性環形支架+注漿加固”的聯合支護技術參數，巷道支護斷面如圖5所示。

圖5　－980m大巷支護斷面

錨桿選用22mm×3.0m螺紋鋼超強錨桿，其剪斷載荷達到125～147kN，拉斷載荷達180～210kN，間排距為800mm×800mm，每孔使用S2360 和Z2360樹脂錨固劑各1卷錨固，配合100mm× 100mm×10mm的穹形托盤;加強錨索選用21.8mm×8.5m的鋼絞線，間排距為2000mm× 800mm，每孔使用1卷S2360和2卷Z2360樹脂錨固劑錨固。36U長環形支架由4節構成，采用卡纜連接;支架間距800mm。注漿孔排式布置，間排距1500mm×3200mm，隔4架1排，注漿孔深度分別為2m和8m，注漿管長度為0.6m，1.2m，2.0m，深淺孔交錯布置，每排8根，頂板布置3個，兩幫各1個，底板布置3個，頂底板兩角處注漿孔外擺35°，同時考慮到頂底板圍巖破壞深度大，深孔注漿偏于頂底板布置，淺孔注漿偏于兩幫。注漿材料選用42.5號普通硅酸鹽水泥、水玻璃，淺孔注漿壓力第1次為1.0MPa，第2次為2.5MPa，深孔注漿壓力為6.0MPa。注漿材料選用42.5號普通硅酸鹽水泥、水玻璃，設計淺孔注漿壓力3～5MPa，深孔注漿壓力為5～8MPa。

4　支護效果分析

按照上述設計方案在－980m大巷進行工業性試驗，為了解“高強預應力錨桿(索) +36U全斷面長環形支架+壁后注漿”的綜合支護措施的支護效果，在巷道表面設立圍巖變形觀測的測站，對巷道表面位移進行觀測，其中3號測站圍巖變形曲線如圖6所示。

圖6　－980m大巷礦壓觀測結果

由圖6可知，巷道擴刷后圍巖變形先快速增長，后逐漸穩定，巷道整修后0～25d內，圍巖變形快速增長，30d后開始變形逐漸穩定，兩幫累計變形185mm，頂板累計變形154mm，底板累計變形141mm，60d后圍巖變形速率＜1mm/d，巷道圍巖處于穩定狀態。

5　結論

(1)－980m大巷原有支護為錨網噴支護，巷道掘出后短期內出現劇烈礦壓顯現，圍巖變形呈現變形量大、四周來壓、頂底板變形＞兩幫變形、強烈底鼓、流變顯著的特征，分析了高地應力、地質構造作用、高滲透壓等對圍巖破壞作用。

(2)－980m大巷開挖后表面圍巖卸荷幅度達到22MPa，巷道切向應力增加約為45～65MPa，主

應力差(σ1'－σ3')達到45～65MPa，主應力差值與圍巖強度間的巨大差異是導致圍巖出現破碎損傷的主要原因。

(3)針對性地提出了“高性能錨網噴+高強錨索+可縮性環形支架+注漿加固”的聯合支護形式，并在－980m大巷進行工程應用。工程實踐表明，該支護形式可有效解決深部巷道問題，對類似巷道圍巖控制具有一定借鑒意義。

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［責任編輯:姜鵬飛］

特殊采煤與礦區環境治理

Surrounding Rock Deformation and Failure Mechanism and Supporting Technology of Roadway in 1000m Deep Mine

ZHANG Guang-chao，HE Fu-lian

(Resources＆Safety Engineering School，China University of Mining＆Technology (Beijing)，Beijing，100083，China)

Abstract:In order to solve the difficult problem of controlling surrounding rock including large deformation，strong rheological property，strong floor heave in soft-rock roadway with high stress in deep mine，by surveying deformation and failure characteristic of main roadway at -980m level in Xingdong Colliery，its deformation mechanism under the environment of high geo-stress，strong tectonic and high seepage pressure was discussed.Applying Coulomb-Mohr stress circle，failure action of high principal stress difference on surrounding rock induced by excavation of main roadway was analyzed.On the basis of this，combined supporting projection of“anchored mesh injecting + high-strength anchored cable + grouting reinforcement”was put forward.Engineering practice showed that this technology could effectively solve the supporting problem of -980m main roadway and had reference value for similar condition.

Keywords:1000m deep mine; surrounding rock deformation; failure mechanism; high stress; combined supporting

［作者簡介］張廣超(1987－)，男，山東泰安人，博士研究生，主要從事礦井災害治理方面的研究。

［基金項目］國家自然科學基金項目(51234005) ;中央高校基本科研業務費專項資金資助(2010YZ02)

［DOI］10.13532/j.cnki.cn11－3677/td.2015.02.011

［收稿日期］2014－09－21

［中圖分類號］TD353

［文獻標識碼］A

［文章編號］1006-6225 (2015) 02-0035-04