開挖擾動下軟巖斜巷破壞及支護技術研究

張旭

（山東科技大學安全與環境工程學院，山東 青島 266000）

0 引 言

西北部地區地質條件復雜多變，在煤炭開采中經常遇到強度低、膠結差、易風化、遇水泥化的軟巖，導致深部傾斜巷道的支護面臨巨大的困難。因此，深部高應力軟巖傾斜巷道的支護技術是目前擺在煤炭開采工作中的關鍵問題之一。葉文登、徐營等[1]分析了巷道穿層過程中存在的典型弱結構類型及其變形破壞特征，確定了對不同弱結構進行加強支護的具體方案。包海玲[2]利用Ansys 建立了三維數值模型，研究了軟巖夾層影響下的斜巷變形特征，指出斜巷支護應以頂板、兩幫以及墻角為關鍵部位。姚祺、楊明[3]通過現場實測研究表明，二次支護可有效控制軟巖斜巷的強烈變形，實現巷道的穩定。唐小波[4]針對斜巷掘進過程中的頂板破碎、錨桿拉斷、施工速度緩慢等問題，提出了松軟頂板傾斜巷道掘進的優化方案。黃克軍、李亮等[5]指出，對高應力軟巖斜巷的支護需要針對不同圍巖條件進行相應的支護設計，錨網索噴聯合支護能夠較好地控制圍巖變形。還有部分學者[6-15]分析了軟巖巷道的破壞機理、變形規律及支護原則，并提出相應的支護方案，為高應力軟巖區域穿層斜巷的支護設計提供了依據。

目前對于弱膠結遇水泥化軟巖斜巷支護方法的研究，還沒有形成一套行之有效的體系，對于該類型巷道還缺乏實踐經驗和監測數據。以伊犁一礦3煤運輸上山為研究對象，采用FlAC3D 對其破壞特征與支護方案進行模擬，獲得適合該巷道的最優支護方案，為深部高應力軟巖斜巷的支護與維護提供參考。

1 概 況

伊犁一礦所在地區為南北天山及烏孫山之間的盆地中，山脈走向為東西方向，巷道受地應力影響較大，最大水平主應力為垂直應力的1.513～1.621倍。煤層頂底板的巖層屬于典型的強度低、膠結差、易風化、遇水泥化的弱膠結巖層，且煤層的頂底板都有含水層。雖然煤層強度也較低，但煤層不存在遇水泥化的情況，且伊犁一礦的煤層厚度較厚，因此將巷道布置于3 煤層當中。3 煤運輸上山地面投影位置位于南工廣以北斜坡地帶，地勢較為平坦，南高北低，地面標高+1 150—1 123 m。埋深+362～+442 m，傾角為14°。3 煤層屬弱膠結軟巖，巷道煤巖具有自穩時間短、變形大、流變特征明顯等特點，并且受較大水平地應力的影響，3煤運輸上山出現了冒頂、片幫等現象，嚴重威脅礦井生產安全。巷道原支護參數如下。

（1） 錨桿：φ20 mm×2 400 mm 左旋無縱肋螺紋鋼等強錨桿，間排距800 mm×800 mm，拱頂5 根，每幫2 根，其中底角錨桿下扎30°。

（2） 錨索：φ17.8 mm×5 000 mm，自正頂向兩側按1 600 mm 間距布置，正頂及兩肩窩處錨索取代3 根五花布置錨桿，排距1 600 mm。

（3） 鋼筋網：φ8 mm 鋼筋網，網孔尺寸80 mm×80 mm。

（4） 混凝土：水泥標號425 號，混凝土強度C20，噴漿厚度150 mm。

2 松動圈觀測

采用鉆孔電視對3 煤運輸上山進行圍巖松動圈觀測，7 號聯絡巷標高為+380 m，V1、V2、V3 測站布置如圖1（a） 所示，在巷道頂板A、左幫B及C 右肩窩鉆孔探測，直觀得到巷道圍巖破裂情況，并得到圍巖松動圈范圍如圖1（b） 所示。

圖1 運輸上山松動圈測站布置Fig.1 Layout of loose ring station for transport uphill

3 煤運輸上山進行了多個測孔的測試工作，在此僅選每個測站處最大的裂隙圖，如圖2 所示，圍巖松動圈范圍數值見表1。3 煤運輸上山處于弱膠結軟巖中，圍巖強度低，承載能力差，受開挖影響大；開挖后在巷道圍巖形成了較大松動圈，3 煤運輸上山松動圈范圍為0.5~4.7 m。這類軟巖長期受沖擊震動影響，巷道開挖后不及時噴漿固化，沖擊震動作用對巷道圍巖穩定性產生極不利的影響，造成圍巖體強度劣化，引起圍巖變形持續增加，進而導致巷道圍巖松動圈范圍不斷擴大。

圖2 3 煤運輸上山松動圈觀測結果Fig.2 Observation results of loose circle in No.3 coal transportation uphill

表1 松動圈范圍Table 1 The loosening range of the rock

3 深部軟巖斜巷支護數值模擬

根據工程概況及松動圈測試的結果，針對3 煤運輸上山的支護設計提出2 種對比方案，數值模擬方案如圖3 所示。以原支護方案（a） 為對照組，方案（b） 在原支護基礎上進行頂板注漿，采用φ22 mm×5 000 mm 的中空預應力注漿錨索，全長錨固，預緊力150 kN。方案（c） 在方案（b）的基礎上進行底板錨注，采用5 根底板錨桿，間排距750 mm×800 mm；采用2 根φ22 mm×4 000 mm 的注漿錨索，分別取代兩側第二根錨桿，排距1 600 mm。

3.1 數值模型及參數

3 煤運輸上山所在煤層及頂底板情況建立模型如圖4 所示，共包含25 326 個節點，23 000 個網格。模型底部采取滾支邊界，其他邊界及初始地應力條件按照現場測量結果設置為Sxx=38.83 MPa，Syy=24.85 MPa，Szz=24.07 MPa，巖體力學參數見表2。

圖3 數值模擬支護方案Fig.3 Numerical simulation support scheme

圖4 3 煤運輸上山數值模擬模型（半剖）Fig.4 Numerical simulation model of No.3 coal transportation uphill(half section)

表2 煤巖力學參數Table 2 Coal rock mechanics parameter

3.2 應力分析

3.2.1 垂直應力

原巖應力中垂直應力約為30 MPa，3 種支護方案下垂直應力峰值如圖5 所示，分別為42.16、41.82 和39.49 MPa。隨著支護強度的增加，巷道兩幫的垂直應力集中峰值和頂底板位置卸壓區的范圍逐漸減小，說明支護能在一定程度上改善巷道圍巖的應力分布狀態，提高巷道的穩定性和可靠性。

圖5 垂直應力（半剖/MPa）Fig.5 Normal stress(half section/MPa)

3.2.2 水平應力

3 種支護方案下圍巖的水平應力集中峰值如圖6 所示，分別為11.73、11.56 和11.41 MPa。隨著支護強度的增加，巷道頂底板的水平應力集中范圍有所減小，應力集中峰值減??；其中底板水平應力集中程度明顯降低，說明采取的注漿加強措施，有助于控制巷道底鼓。

3.3 塑性區分析

巷道的破壞形式以剪切為主，如圖7 所示，隨著支護強度的增加，巷道兩肩和底腳圍巖的塑性區體積逐漸減小。從支護的形式來說，錨網索支護不能從根本上解決軟巖巷道圍巖的破碎，因而有必要采取注漿措施。

圖6 水平應力（半剖/MPa）Fig.6 Horizontal stress(half section/MPa)

圖7 巷道塑性區Fig.7 Roadway plastic zone

3.4 位移分析

位移監測結果如圖8 所示。方案a 頂板下沉量為150 mm，兩幫變形量并未得到有效控制；方案b 通過對巷道頂板進行注漿，能使頂板下沉量降低到100 mm 以下，兩幫收斂量也明顯減少；方案c采用全斷面注漿支護，巷道兩幫收斂量進一步減小，而頂板變形與方案b 基本一致?？梢钥闯?，受較大水平地應力的影響，支護初期巷道兩幫變形速度高于頂板；隨著支護強度的增加，巷道頂板與兩幫變形量逐漸減小，注漿比未注漿支護對巷道變形的控制效果更好。

圖8 位移監測Fig.8 Displacement monitoring

綜上所述，注漿加固措施有助于改善巷道圍巖的應力分布狀態，減小塑性區范圍與巷道收斂量；從應力、塑性區、位移等方面分別進行方案b 與c的對比，發現方案b 即頂板注漿可達到減少3 煤運輸上山圍巖破壞的效果，從實用性與經濟性考慮，不必采取巷道全斷面注漿。

4 支護參數優化與工程應用

4.1 3 煤運輸上山加固支護

根據數值模擬圍巖控制效果的對比，結合現場工況及考慮經濟因素，針對3 煤運輸上山的支護問題，可采取錨網索噴+頂板錨注的支護方案。伊犁一礦3 煤運輸上山支護方案如圖9 所示。

圖9 3 煤運輸巷巷道支護Fig.9 Support of No.3 coal transportation roadway

支護材料參數和材料如下。

（1） 錨索孔兼做注漿孔：鉆孔深8.0 m，直徑56 mm，排距2 800 mm；間距分別為（弧長）1 600 mm 和1 800 mm；底板鉆孔深6.0 m，排距2 000 mm，間距1 500 mm（弧長）。

（2） 錨索：φ22 mm×8 300 mm；拉斷載荷607 kN；排距1.6 m；錨固力為400 kN；預緊力為250~300 kN。

（3） 錨桿：間排距800 mm×800 mm；錨固段長度≥1 400 mm；錨固力≥130 kN；預緊力矩≥400 N·m。

（4） 鋼筋網：選用φ8 mm 鋼筋焊制的鋼筋網，網格尺寸80 mm×80 mm。

（5） 鋼筋混凝土：雙層鋼筋混凝土，鋼筋直徑φ22 mm，水泥標號425 號，混凝土強度C25。

4.2 巷道變形觀測

為驗證支護方案的可行性，優化支護方案及參數，在3 煤運輸上山7 號聯絡巷以下進行現場工業性實踐，對巷道頂板下沉量和兩幫移近量進行了實時監測，共布置3 個監測斷面，測站D1、D2、D3分別布置在7 號聯絡巷以下40.5、51.2、80.4 m處，圍巖收斂變形監測結果如圖10 所示。

圖10 巷道位移監測Fig.10 Monitoring displacement of roadways

由圖10 可以得出，在頂板錨注加固支護作用下，所有兩幫移近速率小于巷道可視為穩定狀態時水平支護結構變形速率（0.15 mm/d），所有測站頂板下沉速率小于巷道可視為穩定狀態時垂直支護結構變形速率（0.1 mm/d），表明巷道已經處于穩定狀態。雖然巷道變形量不大，但巷道要達到穩定的時間較長，為30～50 d。

4.3 鉆孔注漿觀測

為判斷注漿參數選取的合理性，特將注漿效果檢測孔布置在單個注漿孔控制范圍最遠的位置，以判斷漿液擴散效果，觀測結果如圖11 所示。對比加固工程實施前的觀測結果發現，0~1 m 灰白色的加固體幾乎貫穿整個鉆孔，在1~2.4 m 的裂隙基本被加固體充滿，加固后的圍巖恢復了較好的完整性，圍巖內部裂隙和空洞得到有效加固，注漿效果明顯。

圖11 3 煤運輸上山7 號聯絡巷加固測孔Fig.11 Reinforcement measurement hole of No.7 contact lane in transportation uphill of No.3 Coal Seam

5 結 論

（1） 3 煤運輸上山處于弱膠結軟巖中，圍巖強度低，承載能力差，在高地應力及沖擊振動的作用下，松動圈不斷擴大，在錨網索噴支護的情況下，巷道變形仍較大。

（2） 數值模擬結果表明，隨著支護強度的增加，巷道的變形量、圍巖最大主應力、塑性區的體積都有所減小，巷道的主要破壞形式為剪切破壞，破壞位置集中在巷道兩肩和底腳，采用錨網索噴+頂板錨注的支護方案可以維持巷道的穩定性。

（3） 注漿后漿液擴散范圍大，松散巖塊被黏聚為整體，形成高強度的承載結構，該承載結構一方面為錨桿提供承載力，充分發揮錨桿的懸吊作用，另一方面主動對其上覆巖層進行支撐，有效控制巷道頂板，工程實驗效果明顯。