深井破碎软岩巷道变形破坏机制及支护技术

赵 勇 肖成龙 史国利

(中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院，北京市海淀区，100083)

★ 煤炭科技·开拓与开采★

深井破碎软岩巷道变形破坏机制及支护技术

赵 勇 肖成龙 史国利

(中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院，北京市海淀区，100083)

为了解决深井破碎软岩巷道支护难题，以九龙煤矿北三运输大巷为工程背景，采用数值模拟软件分析了不同侧压系数对巷道围岩塑性区和主应力差分布规律的影响，结合现场调研与围岩结构探测，揭示了深井破碎软岩巷道围岩变形破坏机制，提出了锚网索喷注+U型钢的联合支护方案。数值模拟和现场监测表明，新支护方案实现了对深井破碎软岩巷道变形的有效控制。

破碎软岩 变形机制 注浆加固 联合支护

我国煤炭开采深度逐年增加，深井高应力巷道围岩控制难度不断加大。由于此类巷道围岩地应力处于较高水平，加之受到构造应力的影响，围岩应力环境更加复杂。巷道围岩挤压变形严重，易出现顶板冒落和片帮现象，严重影响井下作业安全。现场支护实践表明，常规的单一支护手段难以保证巷道围岩的畅通与稳定。一些学者针对深井巷道稳定性控制进行了大量的研究工作，取得了丰富的研究成果，提出了切实可行的支护对策。本文在此前研究成果的基础上，以九龙煤矿北三运输大巷为工程背景，分析巷道围岩应力环境的影响，揭示了围岩变形破坏机制，进而提出合理的控制对策。

1 工程背景

九龙煤矿北三运输大巷为直墙半圆拱巷道，埋深约为900 m，巷道掘进宽度为4400 mm，掘进高度为3800 mm，巷道围岩以粉砂岩和泥岩为主，节理、裂隙发育，完整性差，黏土矿物含量较高，遇水易泥化。巷道原支护方案为锚网索联合支护：全断面布置15根ø20 mm×2400 mm的左旋高强度锚杆，间排距为700 mm×700 mm。在巷道拱顶布置三根ø21.6 mm×8000 mm的锚索，间排距为1500 mm×1500 mm，顶帮混凝土喷层厚150 mm。

在原有支护方案控制下，巷道整体变形量大，在地质构造发育区域巷道围岩变形十分严重。其中顶板最大下沉量达到600 mm，两帮最大移近量为1150 mm，钢筋网混凝土喷层出现大面积撕裂和脱落，局部存在顶板漏冒和片帮现象，前掘后修现象较为普遍，巷道返修率持续增加，消耗大量的支护材料和人力，巷道支护成本巨大，围岩控制效果不理想。为了确定巷道围岩破坏深度，采用钻孔窥视仪对围岩内部结构进行探测。探测结果表明,巷道围岩连续破坏范围约为2.5 m，塑性区范围约为3.8 m，围岩破坏损伤范围大，整体稳定性差。

2 巷道围岩变形破坏分析

2.1 侧压系数对巷道稳定性的影响

为了分析侧压系数对深井巷道围岩变形的影响，以北三运输大巷为工程背景，建立数值模拟模型。模型尺寸为50 m×50 m×10 m，模型顶部为自由面施加相应的覆岩自重。分别模拟侧压系数为0.6、0.8、1.0、1.2和1.4时巷道围岩塑性区范围和主应力差分布情况，数值模拟结果如图1和图2所示。

图1 不同侧压系数时巷道围岩塑性区分布情况

图2 不同侧压系数时巷道围岩主应力差

由图1可知，巷道围岩塑性区随着侧压系数的增大由扁平型向瘦高型发展，当侧压系数为1.0时，巷道围岩塑性区四周均匀分布，顶底板塑性区范围和两帮塑性区范围差别不大；当侧压系数小于1.0时，两帮塑性区范围大于顶底板；当侧压系数为0.8时，塑性区呈椭圆型分布，椭圆长轴在水平方向；当侧压系数为0.6时，塑性区呈蝶型分布；当侧压系数大于1.0时，顶底板塑性区范围大于两帮，塑性区呈椭圆型分布，长轴方向在竖直方向。综合以上分析可知，深井巷道受构造应力影响时，顶板下沉和巷道底鼓问题更为突出。

由图2可知，巷道围岩主应力差峰值随着侧压系数的增加逐渐变化，侧压系数小于1.0时，主应力差峰值呈月牙型分布在两帮；侧压系数大于1.0时，主应力差峰值呈月牙型分布在顶底板；侧压系数为1.0时，主应力差峰值呈圆形均匀分布在巷道周围。结合图1和图2可知，主应力差峰值位置处于围岩弹塑性交界处，可反映围岩的破坏范围，进一步说明侧压系数变化时，围岩塑性区形态将发生变化。因此，当巷道受到较大的构造应力影响时，应重视顶底板围岩的控制。

2.2 围岩变形破坏机制

(1)巷道埋深大，应力水平高。巷道埋深约为900 m，覆岩自重应力大，局部地区受到的构造应力明显，巷道围岩将处于更高的应力水平，巷道开挖后岩体原岩应力平衡状态被打破，应力重新分布，在巷道周围应力集中，围岩塑性区范围大，围岩变形严重。

(2)工程地质条件差，围岩强度低。巷道围岩节理裂隙发育，围岩整体强度低。围岩在高应力状态下，将产生明显的流变特征，使围岩出现整体挤压变形。由于围岩黏土矿物含量增高，遇水后将迅速风化崩解，增大围岩破坏范围和破坏程度，围岩稳定性进一步降低。

(3)支护方案不合理，围岩自承能力难以发挥。锚杆为端头锚固，由于围岩破坏范围大，难以发挥锚杆的及时主动支护作用；而锚索虽具有较大的锚固力，由于其延伸率低，难以与围岩的大变形相适应，易出现破断失效；围岩表面变形加速喷层产生剪切和拉伸破坏，难以为表面围岩提供有效约束，围岩非连续变形增大，难以保证围岩的完整，其自身承载能力难以发挥，易产生冒顶和片帮事故。

(4)缺乏动态性支护设计方法。巷道施工完成后，未及时进行连续的矿压监测，对巷道大变形不能及时处理，未对支护方案进行及时修改，造成围岩更大范围的破坏，缺乏动态性支护设计方法，造成返修处理支护成本增加，且效果不理想。

3 巷道支护方案与现场监测

3.1 支护方案

为了保证围岩的长期稳定，支护方案应能最大限度地发挥围岩自身的承载能力。基于此，试验段巷道采取锚网索喷注+U型钢的联合支护方案，即采用锚杆、锚索、金属网、喷层、注浆、U型钢相结合的支护方案。巷道布置的锚杆、锚索与原支护方案相同，锚杆锚索布设完成后，架设U36型钢支架，排距为700 mm；巷道表面及时喷射厚度为150 mm的混凝土层，形成止浆墙，全断面进行注浆，强化围岩承载结构，最大限度地减小围岩强度的降低程度。注浆孔直径45 mm，孔深2000 mm，注浆管总长度为2000 mm，外露长度50 mm，注浆管的间排距均为1400 mm，注浆所用浆液为水泥浆液，选用42.5级的普通硅酸盐水泥，水灰比为0.8∶1，注浆顺序为先帮后顶，先下后上。开始注浆压力为0.8～1.0 MPa，当注浆压力达到3～4 MPa，并保持此压力20 min后，关闭阀门，结束注浆，结束后及时封孔防止浆液泄露。具体的支护方案如图3所示。

图3 巷道支护方案示意图

3.2 支护效果评价

3.2.1 支护方案数值分析

采用FLAC3D软件模拟新支护方案对围岩变形的控制效果，结果如图4所示。由图4可知，采用新方案后巷道围岩整体位移降幅明显，顶板最大下沉量为67 mm，巷道底鼓量为50 mm，两帮最大移近量为123 mm，围岩变形控制效果显著。

3.2.2 现场监测

为了进一步验证锚网索喷注+U型钢的联合支护方案对围岩变形的控制效果，巷道掘进支护施工完成后，采用十字布点法对巷道表面位移进行为期90 d的现场监测，得出巷道围岩位移-时间曲线如图5所示。由图5可以看出，巷道施工后的0～20 d围岩的变形比较剧烈；20～40 d内围岩变形趋缓，增幅降低；掘进完成40 d后，围岩基本处于稳定状态。巷道两帮最大移近量为112 mm，顶板最大下沉量为62 mm左右。巷道服务期间，稳定程度较高，除局部喷层出现剥落外，未见异常变形。综合以上分析可知，新支护方案取得了良好的支护效果。

图4 新方案巷道围岩变形数值模拟结果

图5 新支护方案巷道围岩位移-时间关系曲线

4 结论

(1)九龙矿北三运输大巷为典型深井破碎软岩巷道，侧压系数变化时导致顶底板和两帮的破坏程度和破坏范围具有差异性，侧压系数大于1时，顶底板破坏范围大；侧压系数小于1时，两帮破坏范围大；侧压系数为1时，巷道四周均匀破坏。

(2)巷道埋深大，应力水平高，围岩强度低，支护方案不合理，导致围岩自承能力低，缺乏动态支护设计理念是造成巷道围岩发生大变形的关键因素。

(3)基于巷道围岩变形破坏机制，提出了锚索喷注+U型钢的联合支护方案，数值模拟和现场监测表明，新支护方案实现了对深井破碎软岩巷道变形的有效控制。

[1] 牛双建，靖洪文，张忠宇等. 深部软岩巷道围岩稳定控制技术研究及应用 [J]. 煤炭学报，2011(6)

[2] 王襄禹，柏建彪，陈勇等. 深井巷道围岩应力松弛效应与控制技术 [J]. 煤炭学报，2010(7)

[3] 王其胜，李夕兵，李地元. 深井软岩巷道围岩变形特征及支护参数的确定 [J]. 煤炭学报，2008(4)

[4] 徐磊，桑普天，王凌燕. 深部软岩巷道喷、棚、锚、注联合支护技术研究 [J]. 中国煤炭，2011(11)

[5] 张璨，张农，许兴亮等. 高地应力破碎软岩巷道强化控制技术研究 [J]. 采矿与安全工程学报，2010(1)

[6] 肖同强，李怀珍，徐营等. 深部构造应力区煤巷肩角锚杆破断机制及控制 [J]. 岩土力学，2013(8)

[7] 贾后省，朱乾坤，赵希栋. 深井巷道围岩分次控制原理与强力支护技术[J]. 煤炭科学技术，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

国家自然科学基金(51134025)

赵勇，肖成龙，史国利. 深井破碎软岩巷道变形破坏机制及支护技术 [J]. 中国煤炭，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

赵勇(1993-)，男，山西晋城人，在读硕士研究生，主要研究方向为巷道支护技术。

(责任编辑 陶 赛)