深部硐室群巷道围岩变形机理及控制技术研究

傅 航，马宏发，宋彦琦

(中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院，北京 100083)

目前我国能源供给来源仍以煤炭为主，但浅部煤炭资源已接近枯竭，深部开采成为常态。深部开采条件下，受高地应力等因素影响，巷道围岩易出现大变形和难支护等问题，安全事故时有发生，对深部资源的安全高效开采造成了巨大威胁。

国内学者针对深部围岩稳定性及其控制做了大量研究，靖洪文等[1]分析了深部巷道大松动圈围岩支护中存在的技术难题及并提出应对措施。贺永年等[2]指出，深部岩石强度失效与工程围岩破坏过程实质是岩石内部裂隙的扩展和发育，分析了岩石破坏所形成的序列结构对其强度的影响；桂祥友等[3]分析了深井巷道围岩的地质力学特征，阐述了围岩变形的空间效应，推导出了巷道底鼓位移公式；牛双建等[4]分析了深部极软岩巷道的矿压显现特征规律，揭示了巷道围岩变形失稳机理；杨仁树等[5]研究了复杂岩层巷道交叉点围岩变形破坏特征和机理，确定了加强支护范围；沙旋等[6]研究了支巷高度和硐室间距对巷道围岩稳定性影响机制，分析了支巷开挖对围岩应力扰动规律的影响，并确定了最小硐室间距；许国安等[7]通过真三轴实验，研究了不同支护阻力与深部巷道围岩稳定的关系，指出半圆拱巷道的底板为薄弱的“关键部位”；王炯等[8]分析了传统布置形式下硐室群围岩破坏的主控因素，提出采用锚网索+桁架+注浆锚管耦合支护技术；王雷等[9]研究了深部高地应力穿层巷道围岩变形破坏机制，提出了穿层巷道分区联合支护方案。

以上研究对于充分认识深部巷道围岩变形机理及控制有重要意义，但目前针对深部复杂硐室群巷道的相关研究较少。本文针对陈四楼煤矿深部硐室群巷道围岩变形量大且破碎问题，以岩石力学实验与松动圈理论分析为基础，结合数值模拟对深部硐室群巷道围岩变形机理进行了深入研究，针对提出围岩稳定性控制对策及加强支护方案，且应用于现场并获得了较好的支护效果，为矿井顺利开采创造了条件。

1 工程概况

陈四楼煤矿井底车场硐室位置关系如图1(a)所示，其中北部为轨道下山底车场、运输下山，南部为内外水仓，西部、东部与回风下山下平巷连接，中部为变电所及泵房。巷道底板最低标高为-860m，围岩强度：20～40MPa，巷道围岩变形较大且破碎。硐室群巷道围岩均为砂质泥岩，平均普氏硬度系数为3.7，巷道位置地层综合柱状图如图1(b)所示。

图1 巷道布置及岩性分布特征

2 深部硐室群巷道围岩变形机理

2.1 围岩变形特征

原始巷道支护均采用“锚网喷+锚索+锚杆”的耦合支护方式，回风下山巷道断面支护设计方案如图2所示，巷道掘进过程中采用“一排锚杆、一排短锚索”间隔支护方式，间排距为700mm，其中巷道拱部采用5根∅22mm×2500mm左旋螺纹钢高强锚杆，4根∅21.6mm×6300mm型锚索，帮部采用4根∅21.6mm×2500mm左旋螺纹钢高强锚杆和两根∅21.6mm×6300mm型锚索；全断面铺设金属网片，金属网采用∅6mm钢筋加工而成。金属网规格为：2200mm×1000mm，网目100mm×100mm，喷射混凝土强度等级为C20。

图2 回风下山巷道断面支护设计(mm)

原始支护方案下巷道围岩变形特征如图3所示，巷道整体变形量大，两帮出现大规模内挤现象，底臌现象明显，巷道截面尺寸收敛显著，顶板岩石塌落，阻塞巷道正常通行，围岩破碎且浆皮开裂严重。巷道混凝土喷层大面积剥落，锚网支护结构锈蚀严重，锚索出现扭曲变形、破断失效等现象，围岩整体稳定性降低，巷道安全服务进程受阻。

图3 原始支护下巷道破坏现象

2.2 围岩物理力学特性分析

巷道现场取得围岩岩样，后经室内加工后制取了标准试样(∅50mm×100mm)和巴西圆盘试样(∅50mm×100mm)，试件平整度、垂直度均满足试验规范标准要求，并采用MTS815.03岩石伺服试验系统对制取岩样进行岩石力学试验，如图4所示。

图4 MTS815.03岩石伺服试验系统及制备岩样

室内开展了硐室群围岩试样的单轴压缩试验、巴西劈裂试验、直剪试验，获得了相应的力学参数，为后续理论分析及数值模拟研究提供参考，试验结果见表1。

表1 硐室围岩力学参数

2.3 松动圈理论

巷道开挖卸荷后，随着围岩表面内部裂纹的萌生、扩展至贯通，最终将于巷道周围形成一定厚度的破裂带，称之为松动圈[10，11]。松动圈大小与巷道支护难易程度密切相关，松动圈越大，围岩变形量越大，巷道支护难度也就越大。岩石塑性区半径公式为[12]：

式中，R0为巷道半径，m；p0为原岩应力，Pa；C为粘聚力，Pa；φ为内摩擦角；p*为巷道周边支护力，N。

采区地应力主要为自重应力场，煤层赋存稳定，结构单一，以回风下山巷道为例计算围岩松动圈大小，巷道半径为2.1m，原岩应力根据地应力测试结果取垂直应力，为24.8MPa，粘聚力与内摩擦角取值见表1，当无支护时(p*=0)，计算得到岩石塑性区半径为2.63m。由于巷道形状为直墙半圆拱，实际塑性区半径相对更大，取巷道外切圆，其半径为2.48m时，此时岩石塑性区半径为3.11m，而原始支护中锚杆长度为2.5m，表明原有锚杆长度无法满足支护需要。

2.4 原始支护方案下巷道围岩稳定性分析

根据现场实际情况，通过Rhino软件[13]建立尺寸为300m×150m×100m的地质模型并导入FLAC3D软件[14-16]，如图5所示。模型计算采用莫尔-库伦准则，边界条件为：模型四周固定法向位移，底部固定各向位移，顶部为应力边界，施加上部岩体等效载荷19.2MPa，煤岩体力学参数取值见表2。

图5 地质模型

表2 地质模型各岩层物理力学参数

所有硐室群巷道已服务多年，且本文主要研究改变支护方式对控制围岩变形效果的影响，因此巷道开挖过程一次性完成，不考虑开挖次序对硐室群巷道围岩应力分布及变形的影响。

为进一步研究巷道变形及应力分布特征，现对地质模型的不同巷道进行切片成像，截面位置如图1(a)所示。各位置截面垂直应力分布特征云图如图6所示，原有支护结构在巷道帮部及拱部起到了一定作用，但在巷道两帮底角处有明显应力集中现象，峰值应力达到33.25MPa，但仍低于所处岩石层位砂质泥岩的单轴抗压强度。分析可知，原始支护结构使围岩应力重分布，并且缺少底板支护而使应力向下转移，巷道底角的尖端效应致使该处的应力集中程度较大，底角破坏，应力向内部延伸；另外，底板应力值较小且为正，可推测底板已发生破坏，应力得到释放。

图6 原始支护下巷道垂直应力分布

为研究巷道位移分布特征，截取各断面垂直位移如图7所示。顶板最大变形量为0.568m，底板最大变形位置在变电所-泵房连接处，为1.119m。顶底板变形量相差较大，是因为原始支护起到了一定作用，但顶板变形控制仍未达到预期，原有支护强度不足。整体而言，硐室群巷道变形量过大，远不能满足采矿安全需求，需进一步加强原有支护，增强底板支护。

图7 原始支护下巷道垂直位移分布

2.5 巷道围岩变形破坏机理

通过数值模拟结果分析并结合现场实际，得到硐室群巷道围岩变形破坏机理。

1)巷道埋深大，硐室分布密集。巷道埋深为-850m，为深部开采，地应力较大。回风下山巷道临近泵房及变电所，泵房巷道处硐室多，结构复杂，降低了围岩稳定性，使得泵房及邻近巷道整体变形量增大。

2)底板未采取控制措施，围岩应力向下转移。原始支护方案下，底板未采取支护措施，两帮围岩应力在原有支护结构作用下向下转移，在帮脚处形成应力集中区，使底板失稳，产生底鼓，造成巷道严重变形。

3)支护强度不足，耦合效果不够。对巷道围岩塑性区半径计算可知，松动圈范围在2.63～3.11m，锚杆长度相对不足，未能充分调动深部围岩承载能力。巷道表面“喷浆+锚网”支护结构不能有效加固松动圈内破碎岩石，未能与锚杆锚索形成强化的支护结构，导致锚索破断率高。

综上所述，硐室群巷道原始支护方案无法满足安全生产需求，需要对硐室群巷道进行加固支护方案设计，重点是加强底板支护，控制围岩位移量，恢复巷道正常服务功能。

3 深部硐室群巷道变形控制对策

3.1 加固技术

支护在于通过提供适当阻力，将围岩控制在弹塑性变形状态，阻止围岩出现松动破坏[17，18]。初始支护方案并不能满足煤矿安全生产要求，为保障硐室群稳定性，针对巷道围岩破坏机理，对原有支护进行以下优化：①对泵房巷道及其附近巷道添加U型钢棚支护；②对所有巷道底板用锚杆锚索进行加固；③利用注浆管，对巷道围岩进行注浆加固，并采用锚杆锚索将注浆后的围岩进一步加固，形成耦合支护。

结合支护经验，采用“锚网索注浆加固组合控制技术”对硐室群巷道围岩进行针对性加固，重点加强底板支护，采用U型钢棚对关键巷道进行一步加强支护。以回风下山巷道为例，顶板采用圆拱形钢棚配合锚索、锚网喷浆+注浆联合支护方案，底板采用“注浆锚索+高强度锚杆+钢带”加固方案，如图8所示。

图8 回风下山巷道加固方案断面

3.2 加强支护方案下巷道围岩稳定性分析

为研究加固方案支护效果，再次进行数值模拟，结合巷道加固后围岩应力、位移破坏特征变化，分析加固支护措施实际效果。

巷道顶板多采用U型钢棚配合注浆联合支护方案，钢棚受力结构优势明显，能有效控制顶板下沉，围岩内部注浆，浆液凝固后将原本破碎围岩胶结成一个整体，各部分应力传递均匀，同时采用锚杆锚索支护，扩大了支护范围，可进一步增强围岩的稳定性。加强支护方案下硐室围岩应力分布如图9所示，截面位置固定，采用加固方案后，巷道围岩基本恢复至原岩应力水平，在巷道底部均出现了卸压区，巷道边角处仍有小范围应力集中现象，如图9(a)所示，且应力最大值为21.90MPa，远小于该岩层抗压强度，对巷道稳定性影响较小。

图9 加固支护下巷道垂直应力分布

加强支护方案下硐室围岩位移特征如图10所示。注浆锚索+钢带的耦合支护措施使巷道围岩顶底板位移量进一步减小，顶板最大变形量为26.44mm，底板最大变形量为53.50mm，变电所-泵房巷道截面处变形量减少至安全范围，加固效果明显；最大形变位置多集中于巷道底板与顶板中部，各巷道变形规律总体一致。经验证，在加强支护方案下巷道两帮变形控制良好。

图10 加固支护下巷道垂直位移分布

3.3 现场监测

对加强支护方案处理后的硐室群巷道围岩变形量进行监测，各巷道截面顶板变形量如图11所示。硐室群巷道在前100d变形量变化较快，100d之后趋于平稳，其中变电所-泵房位置顶板变形量较大，最大变形量为30mm。硐室群整体变形情况得到改善，如图12所示。

图11 巷道顶板变形量监测曲线

图12 硐室群巷道加固现场

4 结 论

1)陈四楼煤矿硐室群巷道变形破坏主因是：巷道埋深大、地应力高、而支护强度不足，底板未采取控制措施导致巷道围岩应力向下转移。

2)通过岩石物理力学实验、松动圈计算以及数值模拟，推导出巷道围岩松动圈在2.63～3.11m，底板已经出现大面积破坏区域，最大变形量达到了1.119m。

3)根据硐室群围岩变形机理及支护重点，提出了“锚网索注浆加固组合控制技术”的加固支护方案，数值模拟及现场监测结果表明：加固方案能有效减小高地应力作用下硐室群巷道围岩变形量；巷道顶板最大变形量为30mm，达到了预期加固效果。