开挖扰动下软岩斜巷破坏及支护技术研究

张旭

（山东科技大学安全与环境工程学院，山东 青岛 266000）

0 引 言

西北部地区地质条件复杂多变，在煤炭开采中经常遇到强度低、胶结差、易风化、遇水泥化的软岩，导致深部倾斜巷道的支护面临巨大的困难。因此，深部高应力软岩倾斜巷道的支护技术是目前摆在煤炭开采工作中的关键问题之一。叶文登、徐营等[1]分析了巷道穿层过程中存在的典型弱结构类型及其变形破坏特征，确定了对不同弱结构进行加强支护的具体方案。包海玲[2]利用Ansys 建立了三维数值模型，研究了软岩夹层影响下的斜巷变形特征，指出斜巷支护应以顶板、两帮以及墙角为关键部位。姚祺、杨明[3]通过现场实测研究表明，二次支护可有效控制软岩斜巷的强烈变形，实现巷道的稳定。唐小波[4]针对斜巷掘进过程中的顶板破碎、锚杆拉断、施工速度缓慢等问题，提出了松软顶板倾斜巷道掘进的优化方案。黄克军、李亮等[5]指出，对高应力软岩斜巷的支护需要针对不同围岩条件进行相应的支护设计，锚网索喷联合支护能够较好地控制围岩变形。还有部分学者[6-15]分析了软岩巷道的破坏机理、变形规律及支护原则，并提出相应的支护方案，为高应力软岩区域穿层斜巷的支护设计提供了依据。

目前对于弱胶结遇水泥化软岩斜巷支护方法的研究，还没有形成一套行之有效的体系，对于该类型巷道还缺乏实践经验和监测数据。以伊犁一矿3煤运输上山为研究对象，采用FlAC3D 对其破坏特征与支护方案进行模拟，获得适合该巷道的最优支护方案，为深部高应力软岩斜巷的支护与维护提供参考。

1 概 况

伊犁一矿所在地区为南北天山及乌孙山之间的盆地中，山脉走向为东西方向，巷道受地应力影响较大，最大水平主应力为垂直应力的1.513～1.621倍。煤层顶底板的岩层属于典型的强度低、胶结差、易风化、遇水泥化的弱胶结岩层，且煤层的顶底板都有含水层。虽然煤层强度也较低，但煤层不存在遇水泥化的情况，且伊犁一矿的煤层厚度较厚，因此将巷道布置于3 煤层当中。3 煤运输上山地面投影位置位于南工广以北斜坡地带，地势较为平坦，南高北低，地面标高+1 150—1 123 m。埋深+362～+442 m，倾角为14°。3 煤层属弱胶结软岩，巷道煤岩具有自稳时间短、变形大、流变特征明显等特点，并且受较大水平地应力的影响，3煤运输上山出现了冒顶、片帮等现象，严重威胁矿井生产安全。巷道原支护参数如下。

（1） 锚杆：φ20 mm×2 400 mm 左旋无纵肋螺纹钢等强锚杆，间排距800 mm×800 mm，拱顶5 根，每帮2 根，其中底角锚杆下扎30°。

（2） 锚索：φ17.8 mm×5 000 mm，自正顶向两侧按1 600 mm 间距布置，正顶及两肩窝处锚索取代3 根五花布置锚杆，排距1 600 mm。

（3） 钢筋网：φ8 mm 钢筋网，网孔尺寸80 mm×80 mm。

（4） 混凝土：水泥标号425 号，混凝土强度C20，喷浆厚度150 mm。

2 松动圈观测

采用钻孔电视对3 煤运输上山进行围岩松动圈观测，7 号联络巷标高为+380 m，V1、V2、V3 测站布置如图1（a） 所示，在巷道顶板A、左帮B及C 右肩窝钻孔探测，直观得到巷道围岩破裂情况，并得到围岩松动圈范围如图1（b） 所示。

图1 运输上山松动圈测站布置Fig.1 Layout of loose ring station for transport uphill

3 煤运输上山进行了多个测孔的测试工作，在此仅选每个测站处最大的裂隙图，如图2 所示，围岩松动圈范围数值见表1。3 煤运输上山处于弱胶结软岩中，围岩强度低，承载能力差，受开挖影响大；开挖后在巷道围岩形成了较大松动圈，3 煤运输上山松动圈范围为0.5~4.7 m。这类软岩长期受冲击震动影响，巷道开挖后不及时喷浆固化，冲击震动作用对巷道围岩稳定性产生极不利的影响，造成围岩体强度劣化，引起围岩变形持续增加，进而导致巷道围岩松动圈范围不断扩大。

图2 3 煤运输上山松动圈观测结果Fig.2 Observation results of loose circle in No.3 coal transportation uphill

表1 松动圈范围Table 1 The loosening range of the rock

3 深部软岩斜巷支护数值模拟

根据工程概况及松动圈测试的结果，针对3 煤运输上山的支护设计提出2 种对比方案，数值模拟方案如图3 所示。以原支护方案（a） 为对照组，方案（b） 在原支护基础上进行顶板注浆，采用φ22 mm×5 000 mm 的中空预应力注浆锚索，全长锚固，预紧力150 kN。方案（c） 在方案（b）的基础上进行底板锚注，采用5 根底板锚杆，间排距750 mm×800 mm；采用2 根φ22 mm×4 000 mm 的注浆锚索，分别取代两侧第二根锚杆，排距1 600 mm。

3.1 数值模型及参数

3 煤运输上山所在煤层及顶底板情况建立模型如图4 所示，共包含25 326 个节点，23 000 个网格。模型底部采取滚支边界，其他边界及初始地应力条件按照现场测量结果设置为Sxx=38.83 MPa，Syy=24.85 MPa，Szz=24.07 MPa，岩体力学参数见表2。

图3 数值模拟支护方案Fig.3 Numerical simulation support scheme

图4 3 煤运输上山数值模拟模型（半剖）Fig.4 Numerical simulation model of No.3 coal transportation uphill(half section)

表2 煤岩力学参数Table 2 Coal rock mechanics parameter

3.2 应力分析

3.2.1 垂直应力

原岩应力中垂直应力约为30 MPa，3 种支护方案下垂直应力峰值如图5 所示，分别为42.16、41.82 和39.49 MPa。随着支护强度的增加，巷道两帮的垂直应力集中峰值和顶底板位置卸压区的范围逐渐减小，说明支护能在一定程度上改善巷道围岩的应力分布状态，提高巷道的稳定性和可靠性。

图5 垂直应力（半剖/MPa）Fig.5 Normal stress(half section/MPa)

3.2.2 水平应力

3 种支护方案下围岩的水平应力集中峰值如图6 所示，分别为11.73、11.56 和11.41 MPa。随着支护强度的增加，巷道顶底板的水平应力集中范围有所减小，应力集中峰值减小；其中底板水平应力集中程度明显降低，说明采取的注浆加强措施，有助于控制巷道底鼓。

3.3 塑性区分析

巷道的破坏形式以剪切为主，如图7 所示，随着支护强度的增加，巷道两肩和底脚围岩的塑性区体积逐渐减小。从支护的形式来说，锚网索支护不能从根本上解决软岩巷道围岩的破碎，因而有必要采取注浆措施。

图6 水平应力（半剖/MPa）Fig.6 Horizontal stress(half section/MPa)

图7 巷道塑性区Fig.7 Roadway plastic zone

3.4 位移分析

位移监测结果如图8 所示。方案a 顶板下沉量为150 mm，两帮变形量并未得到有效控制；方案b 通过对巷道顶板进行注浆，能使顶板下沉量降低到100 mm 以下，两帮收敛量也明显减少；方案c采用全断面注浆支护，巷道两帮收敛量进一步减小，而顶板变形与方案b 基本一致。可以看出，受较大水平地应力的影响，支护初期巷道两帮变形速度高于顶板；随着支护强度的增加，巷道顶板与两帮变形量逐渐减小，注浆比未注浆支护对巷道变形的控制效果更好。

图8 位移监测Fig.8 Displacement monitoring

综上所述，注浆加固措施有助于改善巷道围岩的应力分布状态，减小塑性区范围与巷道收敛量；从应力、塑性区、位移等方面分别进行方案b 与c的对比，发现方案b 即顶板注浆可达到减少3 煤运输上山围岩破坏的效果，从实用性与经济性考虑，不必采取巷道全断面注浆。

4 支护参数优化与工程应用

4.1 3 煤运输上山加固支护

根据数值模拟围岩控制效果的对比，结合现场工况及考虑经济因素，针对3 煤运输上山的支护问题，可采取锚网索喷+顶板锚注的支护方案。伊犁一矿3 煤运输上山支护方案如图9 所示。

图9 3 煤运输巷巷道支护Fig.9 Support of No.3 coal transportation roadway

支护材料参数和材料如下。

（1） 锚索孔兼做注浆孔：钻孔深8.0 m，直径56 mm，排距2 800 mm；间距分别为（弧长）1 600 mm 和1 800 mm；底板钻孔深6.0 m，排距2 000 mm，间距1 500 mm（弧长）。

（2） 锚索：φ22 mm×8 300 mm；拉断载荷607 kN；排距1.6 m；锚固力为400 kN；预紧力为250~300 kN。

（3） 锚杆：间排距800 mm×800 mm；锚固段长度≥1 400 mm；锚固力≥130 kN；预紧力矩≥400 N·m。

（4） 钢筋网：选用φ8 mm 钢筋焊制的钢筋网，网格尺寸80 mm×80 mm。

（5） 钢筋混凝土：双层钢筋混凝土，钢筋直径φ22 mm，水泥标号425 号，混凝土强度C25。

4.2 巷道变形观测

为验证支护方案的可行性，优化支护方案及参数，在3 煤运输上山7 号联络巷以下进行现场工业性实践，对巷道顶板下沉量和两帮移近量进行了实时监测，共布置3 个监测断面，测站D1、D2、D3分别布置在7 号联络巷以下40.5、51.2、80.4 m处，围岩收敛变形监测结果如图10 所示。

图10 巷道位移监测Fig.10 Monitoring displacement of roadways

由图10 可以得出，在顶板锚注加固支护作用下，所有两帮移近速率小于巷道可视为稳定状态时水平支护结构变形速率（0.15 mm/d），所有测站顶板下沉速率小于巷道可视为稳定状态时垂直支护结构变形速率（0.1 mm/d），表明巷道已经处于稳定状态。虽然巷道变形量不大，但巷道要达到稳定的时间较长，为30～50 d。

4.3 钻孔注浆观测

为判断注浆参数选取的合理性，特将注浆效果检测孔布置在单个注浆孔控制范围最远的位置，以判断浆液扩散效果，观测结果如图11 所示。对比加固工程实施前的观测结果发现，0~1 m 灰白色的加固体几乎贯穿整个钻孔，在1~2.4 m 的裂隙基本被加固体充满，加固后的围岩恢复了较好的完整性，围岩内部裂隙和空洞得到有效加固，注浆效果明显。

图11 3 煤运输上山7 号联络巷加固测孔Fig.11 Reinforcement measurement hole of No.7 contact lane in transportation uphill of No.3 Coal Seam

5 结 论

（1） 3 煤运输上山处于弱胶结软岩中，围岩强度低，承载能力差，在高地应力及冲击振动的作用下，松动圈不断扩大，在锚网索喷支护的情况下，巷道变形仍较大。

（2） 数值模拟结果表明，随着支护强度的增加，巷道的变形量、围岩最大主应力、塑性区的体积都有所减小，巷道的主要破坏形式为剪切破坏，破坏位置集中在巷道两肩和底脚，采用锚网索喷+顶板锚注的支护方案可以维持巷道的稳定性。

（3） 注浆后浆液扩散范围大，松散岩块被黏聚为整体，形成高强度的承载结构，该承载结构一方面为锚杆提供承载力，充分发挥锚杆的悬吊作用，另一方面主动对其上覆岩层进行支撑，有效控制巷道顶板，工程实验效果明显。