煤礦大斷面吊裝硐室圍巖破壞機理及控制

劉 編，劉小虎，王 蒙

(1.安徽理工大學 土木建筑學院，安徽 淮南 232001；2.淮南礦業集團潘三煤礦，安徽 淮南 232000)

近年來，隨著煤礦井下設備的大型化，其檢修和吊裝工作需要在井下完成，出現了一種新類型的大斷面硐室—大斷面吊裝硐室，斷面達90 m2左右。由于煤層附近的巖層多為泥巖，其巖性比較弱，而布置這么大斷面類型的硐室，其穩定性值得研究[1]。

針對大斷面硐室圍巖控制方面主要有以下成果：韋四江等認為高應力作用下的不穩定強流變巖層，支架受力不均等因素是大斷面硐室圍巖失穩的主因，提出了主動支護與被動支護聯合修復方案[2]；林惠立等研究表明深部構造復雜區內大斷面泵房硐室群采用錨網索噴耦合支護技術，可以有效減小塑性破壞區范圍，實現支護體和載荷承載結構的均勻化，防止圍巖大塊冒落，以及調動深部巖體的強度[3]；楊樹新等研究得出高地應力環境下硐室開挖圍巖應力釋放規律[4]；楊永康等對層狀碎裂圍巖特大斷面換裝硐室施工性態及穩定性進行了分析[5]；石廣斌等對高地應力下大型地下硐室塊體變形特征及其穩定性進行了研究分析[6]；康紅普等研究了松軟破碎硐室群圍巖應力分布及綜合加固技術[7]。

本文在以往研究基礎上，主要研究煤礦井下90 m2大斷面硐室圍巖破壞機理并進一步提出圍巖穩定性控制技術。

1 地質工程條件

1.1 地質概況

根據硐室底層揭露情況和鉆孔資料，賦存巖層由下往上依次為：石灰巖平均2.5 m，砂質泥巖平均2.95 m，炭質泥巖平均1.5 m，砂質泥巖平均4.75 m，炭質泥巖平均5.55 m，砂質泥巖平均7 m，細砂巖平均3.65 m，砂質泥巖平均3 m，煤層平均7 m。巖層近水平狀分布，節理裂隙發育，見圖1。

圖1 綜合柱狀圖 圖2 模型圖

該硐室主要用于起吊、組裝、維護大采高液壓支架。埋深400 m，設計斷面為直墻半圓拱，墻高5 m，半圓拱高5 m，斷面積89.29 m2，臨近無采區，不受工作面采動影響。

1.2 地應力條件

采用水壓致裂法進行了該區域地應力測量，地應力測量結果如表1：最大主應力為水平應力，其次為垂直應力，水平應力和垂直應力的比值為1.06～1.08之間，水平最大主應力和垂直應力相接近，無明顯構造應力作用。

表1 地應力測試結果

2 大斷面硐室數值模型

本文采用離散元UDCE4.0數值模擬軟件，根據生產地質條件，建立數值模型如圖2。

模型尺寸：寬×高=80 m×65 m，塊體劃分為0.5 m×0.5 m的塊體，模型底部邊界垂直方向固定，左右邊界水平方向固定。材料本構模型：煤層和頂底板采用應變軟化模型，其余為摩爾—庫倫模型，側壓系數1.0。各巖層及接觸面具體參數如表2、表3；相同的巖性參數只列出了一個。

2.1 半圓拱和平頂硐室破壞形式對比

大斷面硐室的顯著特征是斷面大，為此斷面大成為了該條件下圍巖穩定的主控因素[8-10]，為了說明大斷面硐室在斷面增大條件下，圍巖破壞形式，根據前面建立的數值模型，設計如表4方案：

表2巖層力學參數

表3 節理力學參數

表4 半圓拱和平頂硐室對比方案

圖3 半圓拱硐室破壞形式

如圖3所示，隨著直墻半圓拱斷面的不斷增大，其破壞類型有以下特點：①相同的是頂板和兩幫的塑性區分布形態類似，即其破壞類型類似；②不同的是塑性區的深度和面積逐漸增大，即只是破壞程度和范圍增大了；③兩幫的破壞形式呈“不穩定三角塊”滑移類型，頂板的破壞類型呈小范圍的“拱形”。

如圖4所示，不同斷面矩形硐室圍巖的破壞類型，①斷面較小(5 m×5 m ，6 m×6 m)時，兩幫的破壞類型呈“不穩定三角塊”滑移類型”；隨著斷面的增大(7 m×7 m～10 m×10 m)兩幫的破壞類型逐漸轉化為了，“X”型共軛破壞；②頂板始終呈“拱形”破壞，隨著斷面的增大明顯增大。

通過以上對比分析可知：①拱形斷面頂板破壞范圍和深度均小于矩形斷面，矩形斷面頂板表現明顯的成拱破壞，頂板控制難度：拱形>矩形，且該難度隨著斷面增大急劇增大。②矩形斷面增大至一定程度后，其兩幫的破壞形式逐漸由不穩定三角塊的滑移轉化為“X”型共軛破壞，而拱形斷面硐室的兩幫始終呈“不穩定三角塊”滑移破壞特征。可見，隨著斷面的增大矩形斷面的兩幫，表現出了明顯的復合結構性破壞，兩幫的控制難度進一步增大。綜上，拱形斷面硐室具有先天的圍巖穩定性，破壞范圍小且破壞形式單一，比矩形斷面更容易穩定。

3 半圓拱大斷面硐室變形特征

通過前面分析可知大斷面硐室半圓拱形比平頂的矩形硐室具有先天穩定性。由于斷面硐室太大，且布置在泥巖(巖性軟弱)中，且隨著斷面的不斷增大后，圍巖變形特征也有待研究，為控制半圓拱形大斷面硐室指明方向。

圖4 矩形硐室破壞形式

為了進一步研究半圓拱大斷面硐室變形特征，在硐室圍巖中四條測線：1#測線布置在頂板中，2#、3#測線布置在兩幫中，4#測線布置在底板中。

3.1 頂底板變形特征

隨著斷面增大，頂底板變形曲線如圖5所示：

1、頂板下沉曲線和底臌曲線呈“指數”關系向圍巖深部逐漸降低，同一圍巖深度斷面越大，變形量越大；2、圍巖表面為最大變形量，隨著斷面增大，頂板最大下沉量和最大底臌量呈“線性”關系增加，斷面從寬5 m×墻2.5 m×拱2.5 m增加到寬10 m×墻5 m×拱5 m過程中，頂板最大下沉量從86 mm增加到了125 mm，底臌最大量從26 mm增加到了35 mm，頂板最大下沉量增加了39 mm，底臌量增加了9 mm。

a 頂板下沉曲線(1#測線) b 底臌曲線(4#測線)

3.2 兩幫水平和垂直下沉位移特征

幫部變形可分解為向開挖空間的水平位移和垂直方向的下沉位移，本節主要分析這兩種運動隨硐室斷面增大的變化特征。具體如圖6所示：

a 幫水平位曲線(2#、3#測線) b 幫下沉位移曲線(2#、3#測線)

(1)幫水平位移曲線隨著兩幫深度的增加也大致呈“指數”關系降低，幫下沉曲線在幫一定圍巖深度處有明顯拐點； (2)幫淺部圍巖垂直方向位移量隨著斷面尺寸增大出現明顯的劇增；(3)幫最大水平位移和最大下沉量，斷面從寬5 m×墻2.5 m×拱2.5 m增加到寬10 m×墻5 m×拱5 m過程中，分別由94 mm增加到262 mm、54 mm增加到122 mm，分別增加了168 mm、68 mm。可見，斷面增大后幫變形以水平擠入為主，而幫淺部下沉量增加程度明顯增大。

綜合以上對半圓拱形大斷面硐室變形特征分析可知：大斷面硐室變形主要以幫部的水平擠入和下沉為主，其變形量：幫水平變形>幫下沉量>頂板下沉量>底臌量。為此可知：隨著該類型大斷面的增大，其控制變形的重點是幫的水平變形和幫下沉。根據以往工程經驗及“控頂先控幫原理”，可知：幫水平變形和下沉對頂板下沉也具有促進作用，為此，當把控幫當成控頂的先決條件，幫的控制不僅是幫穩定的問題，同時關系到頂板的穩定。

4 圍巖控制方法

4.1 表層噴漿封閉圍巖

為了防止表層圍巖風化，可采用表層噴漿的方法封閉圍巖。其具體作用如下[11]：①采用噴漿可以保持圍巖的完整性；②噴漿可以及時地封閉圍巖，充填頂幫的巖石中裂隙或凹穴，提高圍巖強度；③當圍巖被節理裂隙所切割形成局部不穩定危巖活石時，及時噴漿，可以加強噴層與巖石的粘結力及抗剪強度；④當圍巖噴漿后，隔絕了與空氣等的接觸，噴層與巖石緊密結成一體形成致密堅實的混凝土防護層，起到防止圍巖風化的作用。

4.2 兩幫及肩角注漿防止不穩定三角塊滑落

通過前面分析可知，半圓拱形斷面硐室，其破壞形式是兩幫及肩角位置的塑性滑移，為此，該部位為該類型硐室支護的薄弱環節。要保持該類型硐室的穩定應首先提高幫部及肩角位置的穩定性。采用注漿的手段，來提高幫部及肩角位置的穩定性。注漿有以下機理[12-13]：①漿液固結體的網絡骨架作用：巷道圍巖的破壞條件由原裂隙弱面強度條件向接近巖體強度條件轉化；②提高圍巖裂隙面的變形剛度和抗剪強度；③提高錨固結構錨固力；④轉變圍巖破壞機制：裂隙內充滿固化材料或壓密后，由二向應力狀態轉變為三向應力狀態，強度增大、脆性減弱、塑性增強，提高圍巖強度。

4.3 提高錨固承載結構承載力

大幅提高圍巖自承能力是提高硐室圍巖穩定性的最有效方法。常用的有兩種方法：①提高支護體的強度和剛度：選用錨桿時選擇性能優越的錨桿，錨桿通過其軸向作用和橫向作用提高錨固體的峰值強度和峰后強度；②提高錨固體的厚度：錨固體厚度越后，主動支護改變圍巖由受載體變為承載體的厚度越大，圍巖共同抵抗圍巖變形的能力越強。③為了調動更多圍巖共同承載，在支護薄弱環節采用錨索補強支護強度和承載體厚度，形成錨桿支護內承載圈和錨索支護外承載圈共同承載的承載結構。

5 工程實踐

設計好硐室的方位后，可以根據該類型硐室具體的控制特點進行支護設計，如圖7所示。該案例的具體控制參數如下。

圖7 硐室支護圖

表5 注漿參數

5.1 控制參數

(1)噴漿參數：噴射混凝土：換裝硐室噴射混凝土厚度為150 mm，強度等級為C20。

(2)兩幫注漿參數：為進一步保障換裝硐室圍巖完整性，確保硐室工程質量，對井下換裝硐室進行注漿加固。采用氣動單液注漿泵進行注漿，注漿材料為：粘土水泥漿，具體參數如下表5所示。

在大斷面硐室圍巖中注漿的同時，還安裝有注漿錨索加固，注漿錨索：采用φ22 mm×8300 mm；強度為1 760 MPa，破斷力=420KN；中空注漿管內徑φ7.5 mm，外徑φ10 mm；注漿壓力=5.0 MPa，最大7.0 MPa。

(3)內、外承載圈支護參數：錨桿：全斷面采用φ22×3 000 mm左旋無縱筋螺紋鋼筋，間排距：800×800 mm；極限破斷力300 kN，屈服力225 kN，延伸率20%；托盤規格：150×150×12 mm；錨固劑：每根錨桿采用兩支錨固劑，一支規格為K2335，一支規格為Z2360。錨索：采用高強度低松弛預應力鋼絞線，拱部φ22×12 500 mm，幫部φ22×8 300 mm，間排距1 600×1 600 mm；極限拉斷力為400 kN，預應力200 kN，承載力不低于40 t；托盤規格：300×300×16 mm；錨固劑：每根錨索采用三支錨固劑，一支規格為K2335，兩支規格為Z2360。

5.2 控制效果觀測

同期進行礦壓觀測，結果：1、掘進影響期內頂底板相對最大移近速度6 mm/d，兩幫相對最大移近速度7 mm/d，10天左右實現自穩，變形速度降低，掘進穩定期內變形速度降低到0.5～1 mm/d。2、拱頂下沉量84 mm，底板鼓起約20 mm，頂底板相對移近量104 mm，兩幫相對移近量137 mm。3、累計離層量3 mm。現場未出現錨桿、錨索拉斷，錨空失效，錨固力喪失等現象，頂板錨桿受力190 KN，支護結構與圍巖相互作用完好。

6 結論

(1)硐室方位應盡量與地應力主水平應力方位一致，可以減小地應力對頂、底板和兩幫的破壞；

(2)矩形大斷面硐室隨著斷面的增大，兩幫的破壞逐漸由“三角塊”滑移變為“X”型共軛破壞，而拱形大斷面硐室兩幫始終表現為“三角塊”滑移破壞類型。

(3)采用巷幫注漿提高巷幫整體性，加大內承載圈(錨桿支護)和外承載圈(錨索支護)的強度和剛度的方式控制圍巖，可有效的控制大斷面硐室圍巖變形和破壞。