深井破碎軟巖巷道變形破壞機制及支護技術

趙 勇 肖成龍 史國利

(中國礦業大學(北京)力學與建筑工程學院，北京市海淀區，100083)

★ 煤炭科技·開拓與開采★

深井破碎軟巖巷道變形破壞機制及支護技術

趙 勇 肖成龍 史國利

(中國礦業大學(北京)力學與建筑工程學院，北京市海淀區，100083)

為了解決深井破碎軟巖巷道支護難題，以九龍煤礦北三運輸大巷為工程背景，采用數值模擬軟件分析了不同側壓系數對巷道圍巖塑性區和主應力差分布規律的影響，結合現場調研與圍巖結構探測，揭示了深井破碎軟巖巷道圍巖變形破壞機制，提出了錨網索噴注+U型鋼的聯合支護方案。數值模擬和現場監測表明，新支護方案實現了對深井破碎軟巖巷道變形的有效控制。

破碎軟巖 變形機制 注漿加固 聯合支護

我國煤炭開采深度逐年增加，深井高應力巷道圍巖控制難度不斷加大。由于此類巷道圍巖地應力處于較高水平，加之受到構造應力的影響，圍巖應力環境更加復雜。巷道圍巖擠壓變形嚴重，易出現頂板冒落和片幫現象，嚴重影響井下作業安全。現場支護實踐表明，常規的單一支護手段難以保證巷道圍巖的暢通與穩定。一些學者針對深井巷道穩定性控制進行了大量的研究工作，取得了豐富的研究成果，提出了切實可行的支護對策。本文在此前研究成果的基礎上，以九龍煤礦北三運輸大巷為工程背景，分析巷道圍巖應力環境的影響，揭示了圍巖變形破壞機制，進而提出合理的控制對策。

1 工程背景

九龍煤礦北三運輸大巷為直墻半圓拱巷道，埋深約為900 m，巷道掘進寬度為4400 mm，掘進高度為3800 mm，巷道圍巖以粉砂巖和泥巖為主，節理、裂隙發育，完整性差，黏土礦物含量較高，遇水易泥化。巷道原支護方案為錨網索聯合支護：全斷面布置15根?20 mm×2400 mm的左旋高強度錨桿，間排距為700 mm×700 mm。在巷道拱頂布置三根?21.6 mm×8000 mm的錨索，間排距為1500 mm×1500 mm，頂幫混凝土噴層厚150 mm。

在原有支護方案控制下，巷道整體變形量大，在地質構造發育區域巷道圍巖變形十分嚴重。其中頂板最大下沉量達到600 mm，兩幫最大移近量為1150 mm，鋼筋網混凝土噴層出現大面積撕裂和脫落，局部存在頂板漏冒和片幫現象，前掘后修現象較為普遍，巷道返修率持續增加，消耗大量的支護材料和人力，巷道支護成本巨大，圍巖控制效果不理想。為了確定巷道圍巖破壞深度，采用鉆孔窺視儀對圍巖內部結構進行探測。探測結果表明,巷道圍巖連續破壞范圍約為2.5 m，塑性區范圍約為3.8 m，圍巖破壞損傷范圍大，整體穩定性差。

2 巷道圍巖變形破壞分析

2.1 側壓系數對巷道穩定性的影響

為了分析側壓系數對深井巷道圍巖變形的影響，以北三運輸大巷為工程背景，建立數值模擬模型。模型尺寸為50 m×50 m×10 m，模型頂部為自由面施加相應的覆巖自重。分別模擬側壓系數為0.6、0.8、1.0、1.2和1.4時巷道圍巖塑性區范圍和主應力差分布情況，數值模擬結果如圖1和圖2所示。

圖1 不同側壓系數時巷道圍巖塑性區分布情況

圖2 不同側壓系數時巷道圍巖主應力差

由圖1可知，巷道圍巖塑性區隨著側壓系數的增大由扁平型向瘦高型發展，當側壓系數為1.0時，巷道圍巖塑性區四周均勻分布，頂底板塑性區范圍和兩幫塑性區范圍差別不大；當側壓系數小于1.0時，兩幫塑性區范圍大于頂底板；當側壓系數為0.8時，塑性區呈橢圓型分布，橢圓長軸在水平方向；當側壓系數為0.6時，塑性區呈蝶型分布；當側壓系數大于1.0時，頂底板塑性區范圍大于兩幫，塑性區呈橢圓型分布，長軸方向在豎直方向。綜合以上分析可知，深井巷道受構造應力影響時，頂板下沉和巷道底鼓問題更為突出。

由圖2可知，巷道圍巖主應力差峰值隨著側壓系數的增加逐漸變化，側壓系數小于1.0時，主應力差峰值呈月牙型分布在兩幫；側壓系數大于1.0時，主應力差峰值呈月牙型分布在頂底板；側壓系數為1.0時，主應力差峰值呈圓形均勻分布在巷道周圍。結合圖1和圖2可知，主應力差峰值位置處于圍巖彈塑性交界處，可反映圍巖的破壞范圍，進一步說明側壓系數變化時，圍巖塑性區形態將發生變化。因此，當巷道受到較大的構造應力影響時，應重視頂底板圍巖的控制。

2.2 圍巖變形破壞機制

(1)巷道埋深大，應力水平高。巷道埋深約為900 m，覆巖自重應力大，局部地區受到的構造應力明顯，巷道圍巖將處于更高的應力水平，巷道開挖后巖體原巖應力平衡狀態被打破，應力重新分布，在巷道周圍應力集中，圍巖塑性區范圍大，圍巖變形嚴重。

(2)工程地質條件差，圍巖強度低。巷道圍巖節理裂隙發育，圍巖整體強度低。圍巖在高應力狀態下，將產生明顯的流變特征，使圍巖出現整體擠壓變形。由于圍巖黏土礦物含量增高，遇水后將迅速風化崩解，增大圍巖破壞范圍和破壞程度，圍巖穩定性進一步降低。

(3)支護方案不合理，圍巖自承能力難以發揮。錨桿為端頭錨固，由于圍巖破壞范圍大，難以發揮錨桿的及時主動支護作用；而錨索雖具有較大的錨固力，由于其延伸率低，難以與圍巖的大變形相適應，易出現破斷失效；圍巖表面變形加速噴層產生剪切和拉伸破壞，難以為表面圍巖提供有效約束，圍巖非連續變形增大，難以保證圍巖的完整，其自身承載能力難以發揮，易產生冒頂和片幫事故。

(4)缺乏動態性支護設計方法。巷道施工完成后，未及時進行連續的礦壓監測，對巷道大變形不能及時處理，未對支護方案進行及時修改，造成圍巖更大范圍的破壞，缺乏動態性支護設計方法，造成返修處理支護成本增加，且效果不理想。

3 巷道支護方案與現場監測

3.1 支護方案

為了保證圍巖的長期穩定，支護方案應能最大限度地發揮圍巖自身的承載能力?；诖?，試驗段巷道采取錨網索噴注+U型鋼的聯合支護方案，即采用錨桿、錨索、金屬網、噴層、注漿、U型鋼相結合的支護方案。巷道布置的錨桿、錨索與原支護方案相同，錨桿錨索布設完成后，架設U36型鋼支架，排距為700 mm；巷道表面及時噴射厚度為150 mm的混凝土層，形成止漿墻，全斷面進行注漿，強化圍巖承載結構，最大限度地減小圍巖強度的降低程度。注漿孔直徑45 mm，孔深2000 mm，注漿管總長度為2000 mm，外露長度50 mm，注漿管的間排距均為1400 mm，注漿所用漿液為水泥漿液，選用42.5級的普通硅酸鹽水泥，水灰比為0.8∶1，注漿順序為先幫后頂，先下后上。開始注漿壓力為0.8～1.0 MPa，當注漿壓力達到3～4 MPa，并保持此壓力20 min后，關閉閥門，結束注漿，結束后及時封孔防止漿液泄露。具體的支護方案如圖3所示。

圖3 巷道支護方案示意圖

3.2 支護效果評價

3.2.1 支護方案數值分析

采用FLAC3D軟件模擬新支護方案對圍巖變形的控制效果，結果如圖4所示。由圖4可知，采用新方案后巷道圍巖整體位移降幅明顯，頂板最大下沉量為67 mm，巷道底鼓量為50 mm，兩幫最大移近量為123 mm，圍巖變形控制效果顯著。

3.2.2 現場監測

為了進一步驗證錨網索噴注+U型鋼的聯合支護方案對圍巖變形的控制效果，巷道掘進支護施工完成后，采用十字布點法對巷道表面位移進行為期90 d的現場監測，得出巷道圍巖位移-時間曲線如圖5所示。由圖5可以看出，巷道施工后的0～20 d圍巖的變形比較劇烈；20～40 d內圍巖變形趨緩，增幅降低；掘進完成40 d后，圍巖基本處于穩定狀態。巷道兩幫最大移近量為112 mm，頂板最大下沉量為62 mm左右。巷道服務期間，穩定程度較高，除局部噴層出現剝落外，未見異常變形。綜合以上分析可知，新支護方案取得了良好的支護效果。

圖4 新方案巷道圍巖變形數值模擬結果

圖5 新支護方案巷道圍巖位移-時間關系曲線

4 結論

(1)九龍礦北三運輸大巷為典型深井破碎軟巖巷道，側壓系數變化時導致頂底板和兩幫的破壞程度和破壞范圍具有差異性，側壓系數大于1時，頂底板破壞范圍大；側壓系數小于1時，兩幫破壞范圍大；側壓系數為1時，巷道四周均勻破壞。

(2)巷道埋深大，應力水平高，圍巖強度低，支護方案不合理，導致圍巖自承能力低，缺乏動態支護設計理念是造成巷道圍巖發生大變形的關鍵因素。

(3)基于巷道圍巖變形破壞機制，提出了錨索噴注+U型鋼的聯合支護方案，數值模擬和現場監測表明，新支護方案實現了對深井破碎軟巖巷道變形的有效控制。

[1] 牛雙建，靖洪文，張忠宇等. 深部軟巖巷道圍巖穩定控制技術研究及應用 [J]. 煤炭學報，2011(6)

[2] 王襄禹，柏建彪，陳勇等. 深井巷道圍巖應力松弛效應與控制技術 [J]. 煤炭學報，2010(7)

[3] 王其勝，李夕兵，李地元. 深井軟巖巷道圍巖變形特征及支護參數的確定 [J]. 煤炭學報，2008(4)

[4] 徐磊，桑普天，王凌燕. 深部軟巖巷道噴、棚、錨、注聯合支護技術研究 [J]. 中國煤炭，2011(11)

[5] 張璨，張農，許興亮等. 高地應力破碎軟巖巷道強化控制技術研究 [J]. 采礦與安全工程學報，2010(1)

[6] 肖同強，李懷珍，徐營等. 深部構造應力區煤巷肩角錨桿破斷機制及控制 [J]. 巖土力學，2013(8)

[7] 賈后省，朱乾坤，趙希棟. 深井巷道圍巖分次控制原理與強力支護技術[J]. 煤炭科學技術，2015(10)

Failuremechanismandsupporttechnologyofbrittleandsoftrockindeepshafts

Zhao Yong， Xiao Chenglong， Shi Guoli

(College of Mechanics & Civil Engineering, China University of Mining & Technology, Beijing, Haidian, Beijing 100083, China)

In order to solve the problem of brittle and soft rock of the roadway support in deep shafts, taking the North No.3 main transportation roadway in Jiulong Mine as engineering background, the influence of different lateral pressure coefficients on the plastic zone of roadway surrounding rock and the distribution of principal stress difference were analyzed by using numerical simulation software and combined with site investigation and surrounding rock structure detection, the failure mechanism on the deformation of surrounding rock of brittle and soft rock in deep shafts was revealed, the combined support scheme of "cable anchor injection with U-shaped steel" was put forward. The numerical simulation and field monitoring showed that the new support scheme has realized the effective control of the deformation of soft rock roadway.

brittle and soft rock, deformation mechanism, grouting reinforcement, combined support

國家自然科學基金(51134025)

趙勇，肖成龍，史國利. 深井破碎軟巖巷道變形破壞機制及支護技術 [J]. 中國煤炭，2017,43(12)：68-71.

Zhao Yong，Xiao Chenglong，Shi Guoli. Failure mechanism and support technology of brittle and soft rock in deep shafts [J]. China Coal，2017,43(12)：68-71.

TD353

A

趙勇(1993-)，男，山西晉城人，在讀碩士研究生，主要研究方向為巷道支護技術。

(責任編輯 陶 賽)