冲击高应力膨胀破碎软岩大变形巷道控制机理研究

毕 颖，赵政文

（1.郑州升达经贸管理学院 建筑工程学院，河南 郑州 451191；2.郑州大学 土木工程学院，河南 郑州 451191）

据统计，深部软岩巷道开挖量约占我国巷道总开挖量的30%，开挖后修复的深部软岩巷道占总开挖量的70%。深部软弱围岩单轴抗压强度一般在0.5～25 MPa 之间[1]，而且地应力较大。这些特性导致巷道断面各方向的流变变形较大。支护方案不合理，无法抵抗较大的流变变形，导致巷道一系列失稳，丧失了运输和通风功能。余伟健等[2]对具有代表性巷道不同位置进行调查分析，得到了软岩巷道的变形机理和修复措施，实践结果表明采用综合支护措施可以维持巷道稳定性；谢生荣等[3]通过理论、工程和模拟分析了复杂环境下软岩巷道强化承压拱理论和锚喷注支护技术，现场实践后巷道基本无破坏，有效控制了软岩巷道变形；杨仁树等[4]通过钻孔窥视、矿物分析和现场实践揭示了深部高应力软岩巷道的破坏原因和耦合支护方法，在软岩巷道薄弱位置加强支护有效抑制了高应力软岩巷道的变形；赵光明等[5]研究了开挖-支护软岩巷道的受力特点，通过力学特征将软岩巷道分为“弱-主-强”结构，支护方案有效减小了巷道变形维护了巷道稳定；郝育喜等[6]针对膨胀软岩巷道变形严重，通过物理测试等试验方法研究了软岩矿物成分，分析了膨胀软岩变形机理和支护方法，新支护有效控制了膨胀软岩巷道变形；赵万里等[7]针对软岩巷道应力大、围岩强度无法满足支护承载结构等问题，采用注浆锚杆和注浆锚索满足了软岩巷道支护要求，有效控制了复杂难以控制巷道的变形要求；张红军等[8]为了减小软岩巷道的返修率研制了增阻大变形锚杆，通过数值模拟研究了围岩、地应力和锚杆三者矛盾间的关系，应用新型锚杆使围岩变形量减小，现场效果良好；杨景贺[9]采用离散元分析了高应力软岩破坏机理，对不同方式的支护方式进行研究，得到了最优支护方式；郭玉等[10]研究了近距离软岩巷道破坏与控制问题，提出了组合支护技术抵抗跨采采动影响，组合支护技术维持了巷道的长期稳定。现场应用表明，单一或简单的支护方法难以抵抗巷道大变形收敛，为了维持软岩巷道围岩稳定，必须采用组合支护方法。为此，以义马煤业某矿典型巷道为例，理论分析了软岩巷道塑性区范围，采用有限元软件揭示了软岩巷道的塑性区、应力、变形、开裂和膨胀状态，提出了“喷-锚-注-喷-壳”支护方案，通过现场试验，验证了新型支护方案对软岩巷道的控制效果。

1 工程简介

21220 工作面井下标高-156.161～-250.820，最大采深791 m。21200 基本顶砂砾岩水顺回采后的裂隙流到工作面老采空区中，透过煤柱进入21220 工作面上巷。掘进中煤炮频繁，为冲击地压区域。煤层顶板为泥岩，底板为炭质泥岩，支护困难。巷道围岩以强度低、易风化泥岩为主，风化侵蚀后围岩结构遭到进一步破坏，承载能力丧失。钻孔柱状图如图1。通过矿物分析可知：泥岩中黏土矿物占总体成份的60%，主要区域黏土矿物中伊蒙混层占70%，伊利石占13%，高岭石占5%，绿泥石占3%，其中伊蒙混层中伊利石占22%。说明该巷道泥岩含有较多的伊蒙混层，亲水性强，吸水后具有膨胀软化特性。综合各测点窥视结果表明21220 工作面巷道围岩裂隙由浅入深不断扩展。目前支护范围内（7.0 m 以内）岩体均有大量纵横交错的裂隙发育，围岩裂隙扩展深度大，厚层软岩整体性丧失，支护承载结构的承载能力持续弱化。

图1 钻孔柱状图Fig.1 Borehole histogram

2 基于FLAC3D 的大变形控制机理分析

软岩具有明显的膨胀潜力。当地应力单独作用时，现场需要的支护强度不太大，采用联合支护方式即可满足这一要求。当岩石的膨胀释能释放时，巷道会发生明显的变形，且变形是永久性的。通过力学分析，当围岩松动带达到3 m 时，膨胀应力越大，巷道支护难度越大。因此，在这种膨胀的软岩巷道中，控制围岩膨胀潜力的释放是控制巷道变形的较好方法。而非变形支护系统是在膨胀软岩巷道控制的有效途径。

采用FLAC3D方法[111-12]，基于有限差分法，利用自定义的FISH 语言，数值模拟以21220 工作面为基础，巷道为直墙半圆拱形，净宽×净高=5.0 m×4.0 m。巷道垂直应力为17.25 MPa，最大水平应力为20.7 MPa。采煤方法是完全机械化放顶煤开采过程。数值模型尺寸为：60 m×40 m×70 m，模拟工作面开挖设计和巷道模型如图2。

图2 工作面开挖设计及巷道模型Fig.2 Work face excavation and roadway model

2.1 掘进期间模拟结果

掘进期间巷道围岩的位移规律如图3。掘进期间巷道围岩塑性区变化规律如图4。

由图3 可以看出，随着巷道开挖时间的延长，巷道变形量会增大，随着时间的延长，巷道变形速率会放缓；两帮最大位移发生在肩角附近，底板的位移比较小；开挖和开挖过程中围岩变形速度较大。随着开挖的不断推进，后期巷道围岩的位移变形速度明显减慢并逐渐趋于稳定；巷道变形表现为巷道顶板下沉，两帮挤进巷道，底板鼓出。

图3 掘进期间巷道围岩的位移规律Fig.3 Displacement law of roadway surrounding rock during tunneling

由图4 可以看出，巷道围岩的破坏从顶板和巷道底角开始，表现为剪切破坏形式；巷道的顶部和底部以及两帮存在局部剪切破坏区，然后局部剪切破坏区逐渐相互渗透。形成1 个大范围的塑性损伤区；从塑性区发展角度看，巷道深度一般为1～2 m。巷道开挖60 d 后，塑性区基本无大变化，基本接近或达到稳定趋势。

图4 掘进期间巷道围岩塑性区变化规律Fig.4 Variation law of plastic zone of roadway surrounding rock during tunneling

掘进期间巷道围岩的应力规律如图5。

由图5 可以看出，巷道开挖后，巷道周围应力不断增加；巷道顶板为主要应力区，深度约为2 m，巷道深度和底板深度约为1.0 m 应力区；从围岩表面到巷道深部，应力分布扩大，围岩应力进一步增大；结合塑性区和位移云图，主要应力解除区出现在松散破坏的塑性区。

图5 掘进期间巷道围岩的应力规律Fig.5 Stress law of roadway surrounding rock during tunneling

2.2 回采期间模拟结果

工作面开采对巷道围岩变形的影响规律分析在工作面采动压力的影响下，巷道围岩变形受到一定程度的影响。对离工作面30 m 范围内的巷道围岩变形进行了分析。回采期间围岩位移变化如图6。

图6 回采期间围岩位移变化Fig.6 Displacement changes of surrounding rock during mining

由图6 可以看出，由于工作面的推进，在回采巷道的上、下巷道之间形成了最大的破坏区域。通过工作面前方30、20、10、5 m 回采巷道围岩位移变化，距离工作面越近，巷道破坏程度越大。

3 “喷-锚-注-喷-壳”加固方案

3.1 支护方案

提出改进支护方案：先开挖直墙半圆拱截面，宽、高分别为5.0 m 和3.7 m。随后初喷后锚网索进行支护，锚网索支护完成后进行注浆，然后复喷后安装U 型钢，最后，在底板上浇筑混凝土。14 根φ22 mm×2 400 mm 锚杆安装在排间距为800 mm×900 mm 的全横截面上。锚杆的抗拉强度不小于120 kN，预张力为80 kN。5 根φ18.9 mm×5 300 mm 的锚索，锚索间距为1 600 mm，排距为2 700 mm。锚索的抗拉能力不小于300 kN，预张力为120 kN。全断面U型钢设置刚性支撑结构，在可屈服的U 型钢组的施工过程中，36U 型钢套由5 个卡箍连接紧固，预紧固力矩为300 N·m。设置U 型钢套后，在350 ～ 400 mm 厚的拱底板上浇筑混凝土。浇筑混凝土强度为C20。锚网支护后对硐室进行二次喷浆以达到对锚网支护材料的封闭作用，初喷和二次喷浆厚度均为50 mm；滞后二次喷浆20～30 m 进行巷道壁后注浆，根据围岩性质，注浆管采用规格为φ22 mm×2 500 mm 的注浆锚杆，支护如图7。

图7 支护方案Fig.7 Support scheme

3.2 改进支护方案数值模拟

通过数值模拟验证新支护方案的可行性。在实际的巷道支护模拟分析中，梁单元不能研究支架在扭曲作用下的塑性变形，而实体单元在结构的自由度上有一定的难度，所以使用壳单元进行模拟。新支护体系下巷道围岩水平应力、垂直应力、塑性区分布如图8 和图9。

图8 改进支护方案数值模拟曲线Fig.8 Numerical simulation curves of improved support scheme

图9 改进支护数值模拟云图Fig.9 Numerical simulation diagrams of improved support scheme

由图8 和图9 可以看出，采用组合支护体系后，变形范围明显减小；巷道变形趋于均匀，围岩未出现明显的滑移或崩塌现象，体现了支护体系与围岩的协调性；巷道周围应力松弛区明显减小。

模拟结果表明，预应力锚杆组合有效改善了围岩应力状态，显著降低了浅层围岩的破碎程度，使破碎区成为1 个支护体。同时，巷道周围受拉区域明显减小，尤其是底板受拉区域。

3.3 工程效果

为了验证“喷-锚-注-喷-壳”加固方案的控制效果，在加固后的硐室用“十字交叉法”设置测站进行表面位移监测[13]，表面位移曲线如图10。

图11 表面位移曲线图Fig.11 Surface displacement curves

对开挖后巷道的表面收敛性进行监测，以衡量改进后的支护结构的有效性。监测站分布在2 个地点，巷道开挖引起膨胀应变能增大。改进后的支护体系一方面通过改善软弱围岩的应力状态和残余强度来抵抗，另一方面，它通过允许围岩的可控屈服和变形来释放膨胀应变能。围岩应力与变形的连续相互作用持续了约40 d，围岩变形在可控范围内不断增大。巷道剖面开挖40 d 后，收敛速度缓慢且趋于稳定，表明围岩应力调整已达到平衡状态。最终顶板沉降量为70～80 mm，巷帮变化量为160～180 mm，底鼓收敛量为70～80 mm。变形控制在允许范围内，说明改进后的支护结构成功地控制了软围岩的大变形。

4 结 语

1）采用FLAC3D方法建立了数值模型，得出了围岩中裂纹扩展、变形和应力状态的分布规律。开挖导致工作面释放高地应力，产生高地应力，使浅层软弱围岩失去承载能力，形成大的松散应力松弛区。浅层围岩出现破碎、膨胀、分离等大变形特征。简单的锚杆索支护抵抗能力较弱，难以抵抗松散软岩的大变形。巷道围岩最终会发生严重的帮、顶、底板收敛。

2）为改善浅埋围岩的应力状态和残余强度，提出了“喷-锚-注-喷-壳”加固方案。采用全断面刚性U型钢，形成封闭支撑结构，强度高。通过现场试验验证了改进支护系统的控制效果，结果表明变形控制在允许范围内，说明改进后的支护结构可以有效地控制软弱围岩的大变形。