某矿高应力强流变软岩巷道失稳破坏机理及控制技术

朱士永

(徐州工程学院， 江苏 徐州 221116)

近年来，我国煤矿开采趋势表现出由东部向西部、由浅部向深部转移的变化特征，尤其对于深埋软岩巷道而言，由于岩体介质的非均质性和非连续性，其变形力学机制较为复杂，极易呈现出大变形、高地压、强流变、广破坏的失稳特点，围岩控制难度较大，控制方法也因地质条件不同各有所异[1-3]。目前，针对此类巷道的支护问题，逐渐形成了以高强支护、让压支护、大小承载结构支护和耦合支护等为代表的先进支护理论；此外，锚注+锚索支护、高强锚喷+锚索支护、双壳支护、锚喷注+U型钢支护以及钢管混凝土支护等围岩控制方法也在此类巷道中得到较为广泛的应用[4-8]。本研究以某矿皮带下山塑性大变形为工程背景，在分析围岩失稳机制的基础上，提出了2种优化支护方案，并采用FLAC3D模拟其具体支护效果，最后将其应用到工程实践当中。

1 工程概况

1.1 工程地质概况

某矿皮带下山埋深约645～815 m，布置于二1煤层底板8～10 m内，巷道断面采用直墙半圆拱形，净宽为5 000 mm，净高为4 300 mm，直墙高为1 800 mm，掘进断面的面积为15.7 m2。巷道顶、底板均为砂质泥岩，其成分主要由石英组成，并含有部分高岭石和伊利石，层面间存在泥质、夹泥质条带、炭质包体和块状构造等不连续弱胶结结构面。由地质探测结果可知，该巷道内断层、节理、裂隙较为发育，围岩结构整体较为破碎，且底板受承压水影响较为显著。当巷道开挖后，受高应力及水化作用的影响，矿压显现较为剧烈，整体呈现塑性大变形破坏特征，急需采取相关措施进行治理。

1.2 巷道变形破坏特征

巷道开挖初期采用锚杆-锚索主动支护，金属网和喷层护表支护形式，其具体支护参数：锚杆规格为φ20 mm×3 000 mm等强螺纹钢，间排距700 mm×700 mm，施加初始预紧力为40 kN。锚索规格为φ18.9 mm× 6 000 mm钢绞线，间排距1 400 mm× 1 400 mm，施加初始预紧力为130 kN，点锚布置，锚固剂型号为4根K2350树脂加长锚固。钢筋托梁型号φ10 mm×2 200 mm；喷层厚度为120 mm，型号为C15混凝土。巷道开挖30 d后，其围岩变形破坏特征表现为：

(1)浅部围岩破碎严重，次生裂隙发育。根据钻孔窥视结果可知，在巷道开挖45 d后，顶板及两帮浅部岩层裂隙分布较为密集，破裂范围广，其中顶板及两帮最大破裂深度分别约6.2 m和3.4 m。

(2)巷道断面收缩率高，持续变形剧烈。在巷道开挖30 d时，其断面收缩率高达45%左右，此时顶板平均下沉速率为10.37 mm/d，两帮及底板变形速率分别为16.6 mm/d和7.23 mm/d，变形较大，且长期不能达到稳定。

(3)围岩自稳时间短。巷道开挖后，在较短时间内迎头位置出现顶板小块冒落现象，甚至在临时支护前巷道断面已经开始出现明显的收缩变形，其变形首先从帮部开始，而后底板鼓起，最后顶板下沉。

(4)支护结构失效严重。如图1所示，在弱支护区，钢筋托梁及锚网拉剪、撕裂破坏现象突出，喷层侵蚀脱落时有发生；此外，在断层带附近，受构造应力影响，部分锚杆发生了剪切、滑移脱锚失效，并造成小面积冒顶事故的发生。

图1 巷道支护结构破坏情况

(5)巷道底鼓量较大。由于控底措施不够完善，巷道开挖后，为释放围岩变形能，在水平应力作用下，底板岩层开始沿塑性滑移线向巷内临空自由面移动，并产生挤压流动性底鼓。经测定，最大底鼓量达348 mm。

1.3 皮带下山围岩力学状态分析

根据岩土工程经验公式，岩层软化临界载荷可按照式(1)计算：

σcs=KRc,

(1)

式中,K为经验系数，节理化软岩取值0.4～0.8，膨胀型软岩取值0.3～0.5；Rc为岩石单轴抗压强度。经测定，该巷道顶板泥岩破碎程度较高，裂隙、节理较为发育，属于节理型软岩，故K取值0.4～0.8。取Rc=14.6 MPa，代入式(1)，可得顶板岩层软化临界载荷为5.84～11.68 MPa。该矿运输巷平均水平应力和垂直应力分别为30.15 MPa和20.15 MP，明显大于顶板岩层的临界载荷，因此，当巷道开挖卸荷后，围岩应力重新分布，在自重应力及构造应力共同作用下，极易使该层位岩层进入塑性大变形状态。

1.4 巷道变形破坏原因分析

通过对某矿皮带下山围岩变形破坏特征进行分析，结合现场调研情况，总结巷道变形破坏的主要原因为：

(1)围岩应力较高，工程地质条件较为恶劣。地应力测试结果表明，该巷道所在层位垂直应力高达20.15 MPa，水平应力约为垂直应力的1.5倍，属于典型的高应力软岩巷道；此外，巷道所在区域大、小断层分布较为密集，且均为正断层，节理裂隙极为发育，构造应力较大，巷道维护较为困难。

(2)围岩强度低，支护强度不足。受开挖扰动及构造应力的影响，浅部围岩整体较为破碎，残余强度低，自承能力弱；由于支护设计不合理，巷道开挖30 d内就出现锚杆和钢筋梯子梁发生拉伸、剪切破坏现象，导致围岩松动范围增大，加剧围岩整体变形。

(3)控底措施不足、挤压流动性底鼓显著。底板支护强度偏低，底鼓量较大。在高水平挤压应力作用下，底板岩层沿塑性滑移线向巷内临空自由面流动，此时围岩能量积聚，所释放变形能作用于支护结构之上，致使其产生拉伸剪切破坏，并形成挤压流动性底鼓。

2 围岩控制技术

2.1 支护方案优化

在原支护方案的基础上，提出了2种优化方案，分别为全断面高强锚杆+长锚索+控底混凝土层耦合支护(方案1)和长短多级锚索+高强锚杆+柔性让压充填层+U型钢联合支护(方案2)，其具体支护参数如下。

优化方案1支护参数：

(1)锚杆规格调整为φ20 mm×2 400 mm MSG500等强螺纹钢，初始预紧力调整为70 kN，每断面布置18根，并沿巷道轴线呈对称布置形式，其中帮底锚杆与水平方向呈15°夹角布置，其它均垂直于围岩安装；锚固剂型号调整为1支MSZ2350中速树脂锚固剂和2支MSCK2350超快树脂锚固剂加长锚固。

(2)锚索规格调整为φ18.9 mm×8 300 mm高强度低松弛预应力钢绞线，初始预紧力调整为160 kN，纵向连接布置，每断面布置7根，均呈对称形式垂直于围岩安装；锚固剂型号为4支MSZ2350中速树脂锚固剂，固化时间约90～180 s，等候时间约480 s。

(3)混凝土砂浆喷层厚度调整为150 mm，型号为C20混凝土。

(4)底板安装横梁，并进行100 mm整体浇筑，左右两端分别焊接一脚柱板，将底梁与U36型钢支架连接组成具有高抗压性能的立体构件，其中U36型钢排距为700 mm。具体断面支护情况如图2所示。

优化方案2支护参数：

由于方案2采用让压支护，需预留一定让压空间，故巷道开挖断面调整为宽×高=6 040 mm×4 920 mm。本次支护分2次进行，1次支护采用高强锚网索耦合支护，2次支护采用壁后充填+U型钢联合支护。其支护参数在方案1的基础上调整如下①拱部锚索采用长短锚索交替布置，其中，短锚索规格为φ18.9 mm×5 300 mm，间排距为2 800 mm×1 400 mm，长锚索规格为φ18.9 mm×8 300 mm，间排距为2 800 mm×1 400 mm；②帮部锁棚锚索规格为φ18.9 mm×5 300 mm，间排距为1 500 mm×700 mm；③预留让压空间为300 mm，壁后采用成袋沙石充填，表层采用U36型钢高强支护。其断面支护情况如图3所示。

图2 方案1断面支护

图3 方案2断面支护

2.2 支护效果数值模拟

本次采用FLAC3D软件分别对2种优化方案的位移场和塑性区进行模拟分析。其中，开挖巷道净宽×高为5 000 mm×4 300 mm， 模型尺寸为60 m×50 m×60 m，共划分65 700个单元，其中上边界采用应力约束，水平方向和下边界采用固定约束；上覆等效载荷取20 MPa，侧压系数取1.5。计算采用应变软化本构模型，壁后充填层可采用弱化后的岩层结构进行替代。数值模型围岩力学参数如表1所示。

2.2.1 位移场分布

由表2可知，优化方案1和方案2均可有效降低围岩整体变形，但与原支护方案相比，方案1顶板最大下沉量减小了153 mm，降低了49.20%，底鼓量及两帮移近量分别减小了100 mm和285 mm，降低了46.08%和57.23%，基本达到降低围岩变形的目的，

表1 围岩地质力学参数统计

但控制效果并不太理想；与方案1相比，方案2顶板下沉量、两帮移近量和底鼓量分别减小了84 mm、105 mm和55 mm，其围岩整体变形基本控制在110 mm以内，应用效果较为理想。

表2 不同支护方案下围岩变形情况

2.2.2 塑性区分布

如图4所示，方案1与方案2的围岩塑性区均呈“类椭圆形”分布形态，且顶底板及帮角位置均出现不同程度的拉剪破坏，但与方案1相比，方案2顶底板及两帮塑性区范围明显较小，说明方案2更可有效控制围岩帮角裂隙发育，抑制底板岩层沿塑性滑移线向巷内流动，防止巷道底鼓的发生。

图4 不同方案下塑性区分布情况

3 工业性试验

为验证优化方案2的具体支护效果，在某矿运输巷进行了工业性试验，并对其矿压显现规律进行现场监测，其顶板最大下沉量、底鼓量和帮部最大挤进量如图5所示。

图5 围岩最大变形统计

由图5可知，当巷道达到稳定后，其顶板最大下沉量、底鼓量和两帮移近量分别为37.8 mm、97.8 mm和105.3 mm，较原支护分别降低了87.85%、54.93%和78.86%，且支护结构均没有出现明显破坏的迹象，说明该方案有效控制了围岩有害变形，解决了该矿皮带下山变形大、持续变形剧烈及支护结构严重失效的工程难题，为矿山的安全开采提供了重要保障。

4 结 论

(1)通过对某矿皮带下山的现场调研，分析了影响巷道围岩变形破坏的3大原因为围岩应力高，工程地质条件恶劣；围岩强度低、支护强度不足；控底措施不足、挤压流动性底鼓显著。

(2)在原支护方案的基础上，提出了全断面高强锚杆+长锚索+控底混凝土层耦合支护(方案1)和长短多级锚索+高强锚杆+柔性让压充填层+U型钢联合支护(方案2)2种优化方案，并采用FLAC3D软件分析了2种优化方案的位移场及塑性区分布情况，结果证明方案2具有更加有效的支护效果。

(3)将长短多级锚索+高强锚杆+柔性让压充填层+U型钢联合支护方案应用于工业性试验中，当巷道稳定后，与原支护方案相比，其顶板最大下沉量、底鼓量和两帮移近量分别降低了87.85%、54.93%和78.86%，有效控制了围岩变形，解决了该巷道塑性大变形的工程难题。

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