深埋软岩巷道底鼓破坏机制及控制对策研究

张 勇，谢 铖，孙 特，左海峰，刘光饶，杨金坤，陈 洋

(1.中国矿业大学(北京) 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，北京 100083；2.中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院，北京 100083；3.铁法煤业集团 大强煤矿有限责任公司，辽宁 沈阳 110000；4.内蒙古上海庙矿业有限责任公司 新上海一号煤矿，内蒙古 鄂尔多斯 016299)

底鼓破坏是深埋软岩巷道常见的现象，也是影响煤矿开采效率的一个关键技术问题。何满潮等[1]针对徐州矿区深部煤巷出现的底鼓问题，研究了顶板、帮部、底角3个部位与支护结构相互作用对控制底鼓的作用机制，提出了“底鼓三控”的一体化控制对策，有效控制了底板位移。刘泉声等[2]针对淮南矿区过断层破碎带围岩底鼓现象，分析了破碎围岩底板的变形特性，通过考虑顶板、帮部对底板的间接牵制作用，制定了综合控制对策。孙晓明等[3]针对兴村煤矿巷道出现的非对称底鼓大变形，提出在锚网喷基础上，采用锚索与底板锚杆组合加固关键区域的不对称耦合支护措施。郭志飚等[4]针对兴安矿四水平空车线巷道，提出了基于高预紧力的锚网索耦合支护对策。文志杰等[5]针对榆树井煤矿出现的巷道剧烈底鼓，建立剪切错动型力学模型，提出新型反底拱技术，并对反底拱的结构参数进行优化。谷拴成等[6]分析了引起底鼓的五个因素，建立了底鼓量的计算公式，针对玉华煤矿的严重底鼓破坏，提出了锚杆注浆和切槽的联合支护方式。

深井软岩大变形巷道埋深大、地应力高、软岩变形问题显著，底鼓问题突出，各煤矿工程地质条件不同，提出的各种控制方法和对策仅适用于既定的工程条件。本文针对大强煤矿0908运输巷道的底鼓大变形问题，分析巷道底鼓的原因，提出了以NPR锚索为核心，锚杆、反底拱、底板注浆锚索相结合的一体化底鼓防控技术。

1 工程概况

大强煤矿井田面积29.94km2，设计生产能力150万t/a，开采方式为综采放顶煤开采，全部垮落法顶板管理。0908运输巷道位于-890m水平，埋深约1020m，沿1#煤层顶板施工，煤层呈一单斜构造。1#煤层分层2～11层，厚度7.67～11.0m，平均厚度9.81m。围岩岩性较差，巷道底鼓状况较严重，粘土矿物含量较高，易吸水软化膨胀；地质构造复杂，埋深大，地应力高。巷道直接顶为油页岩、灰质泥岩互层；底板为泥岩，平均厚度0.55m，基本底为中砂岩、粉砂岩、粗砂岩、泥岩互层，岩层综合柱状如图1所示。

图1 综合柱状

2 原支护破坏机制

2.1 原支护设计

大强煤矿0908运输巷道断面为圆弧拱形，断面为4900mm×4900mm(净宽×净高)，原支护由∅22mm×2400mm等强锚杆、∅28.6mm×8300mm长锚索、钢筋网、混凝土喷层和反底拱联合支护，原支护设计方案如图2所示。原支护情况下反底拱浇筑采用C20混凝土，浇筑材料强度低，巷道围岩变形严重，底鼓变形明显，短期内快速变形，最大底鼓量约为510mm；混凝土砌碹发生局部破裂及剥落，巷道多次返修仍无法控制底板变形，严重影响巷道掘进和工作面的正常回采。

图2 原支护设计方案(mm)

2.2 原支护数值模拟

采用FLAC3D数值模拟软件，建立0908运输巷道原支护下的三维数值模型，分析围岩位移场及应力场的分布发育情况。模型尺寸为40m×30m×40m(长×宽×高)，单元格共计80400个，节点共84878个。赋予岩层Mohr-Coulomb本构模型，三维模型侧面四周采用固支约束，底部采用固定约束，顶部边界无约束，施加均布自重应力25MPa(容重取2.5×104N/m3，埋深取1000m)。由于埋深大，水平应力起主导作用，结合现场地应力测试情况，侧压系数取1.56，故水平地应力取39MPa。煤岩体物理力学参数见表1。

表1 主要岩石力学参数

1)位移场分布规律。位移场分布如图3所示，巷道围岩出现了明显变形，顶底板和两帮最为严重。顶板下沉量最大为356mm，底鼓量最大为516mm，两帮最大收敛量出现在中间位置且呈对称分布，最大变形601mm。

图3 原支护位移场分布

2)应力场分布规律。应力场分布如图4所示，巷道顶、底板出现了不同程度的水平应力集中，主要出现在灰质泥岩上部和粉砂岩下部，最大水平应力49.8MPa。巷道直接顶和直接底应力较小，并无应力集中现象，说明巷道受到高地应力，且在围岩深部显现；巷道帮部两侧出现垂直应力集中，集中区位于巷道左右两帮煤层深处，最大垂直应力达44.9MPa。

图4 原支护应力场分布

3)塑性区分布。围岩塑性区分布如图5所示。塑性区呈对称分布，水平范围为26.36m，垂直范围为18.58m。以剪切破坏为主，巷道顶板以上小范围曾发生拉剪破坏；直接顶和底板泥岩以下围岩曾发生剪切破坏；巷道左右两侧和下部近距离围岩曾发生剪切破坏，现仍以剪切破坏为主，且左右大致呈对称样式。由于原支护底板仅使用C20混凝土浇筑的反底拱进行控制，强度较低，导致底板以下部位出现剪切破碎带，塑性区范围长度9.29m，宽度8.89m，剪切破坏较为严重，无法有效控制底臌变形。

图5 原支护围岩塑性区分布

2.3 原支护变形力学机制

以软岩工程力学为理论基础[8]，结合室内岩石力学实验结果和现场地质条件，综合分析0908运输巷道的变形力学机制，最终确定为ⅠAB型(分子吸水膨胀型、胶体膨胀型)、ⅡABD型(构造应力型、重力变形型、工程偏应力型)、ⅢABC型(断层型、软弱夹层型和层理型)[9]。具体分析如下：

1)巷道围岩结构中含有大量黏土软岩矿物成分，吸水后极易发生体积膨胀，具有非线性大变形的特征，故变形力学机制包含ⅠAB型(分子吸水膨胀型和胶体膨胀型)。

2)巷道埋深约1020m，上覆岩体自重较大，具有较高的地应力，所在盆地有多个同沉积的断轴背、向斜构造，构造应力影响较大，还受到工作面开采、相邻巷道开挖的工程偏应力，故变形力学机制包含ⅡABD型(“构造应力型+重力变形型+工程偏应力型”)。

3)巷道掘进期间过9条断层，掘进过断层区域可能出现构造裂隙出水情况，同时断层影响区域煤岩层松散、破碎，断层交叉复合部位破坏了底板的整体平衡，加重了对底板的破坏；地层呈倾斜状，具有较强的可扩展性和较弱的结构，围岩的强度较低，故变形力学机制包含ⅢABC型(断层型、软弱夹层型和层理型)。

3 稳定性转化控制对策

3.1 变形力学机制转化

针对0908运输巷道的变形力学机制，提出了以NPR锚索为核心，锚杆、反底拱、底板注浆锚索相结合的一体化底鼓防控技术，通过优化支护，把复合型变形力学机制转化为单一型，转化对策如下：

1)ⅠAB型：使用NPR锚索，利用其具有的恒阻吸能、大变形的力学特性，吸收围岩释放的能量。

2)ⅢABC型：底板打入深孔注浆锚索，锚固底部坚硬岩层，控制底板塑性滑移线的分布，然后进行喷射混凝土、反底拱联合支护。

3)ⅡABD型：通过调整NPR锚索以及底板注浆锚索的间排距，提高支护强度，形成一体化支护结构。

通过制定一体化底鼓防控对策，巷道围岩变形力学机制由复合型ⅠABⅡABDⅢABC转化为稳定的ⅡB型(自重应力型)。转化过程如图6所示。

图6 复合型变形力学机制转化过程

3.2 优化支护设计

深部矿井受高地应力及采动高集中应力的联合作用，传统锚索最大拉伸量一般在200mm左右，因此在较大压力下容易被拉断，而NPR锚索最大能够提供350kN恒阻力，且最大拉伸量可达500mm以上。NPR锚索的结构由恒阻体、锁具、托盘和钢绞线组成[10]，如图7所示。其中恒阻体为负泊松比效应材料，包括锥体和套管。钢绞线与锥体相连，锥体在套管中靠近托盘的位置，其短端直径小于套管内径，长端直径大于套管内径。在受力拉伸时，锥体与套管内壁发生相对滑移，套管发生径向膨胀变形，进而产生恒定阻力[11]。

图7 NPR锚索结构

NPR锚索对围岩的支护过程大致可分为两个阶段，首先当围压较小时，锚索发生弹性小变形，围岩保持稳定状态；当围岩受力到达一定范围时，恒阻装置通过在套筒内滑移吸收能量，待围岩能量释放后，拉伸量停止增加，围岩支护体系再次进入稳定状态。使用NPR锚索进行支护能够吸收冲击能量，从而有效控制围岩变形[12-14]。

在原支护方式下，支护结构发生了不同程度的破坏，底板变形显著，不能有效控制巷道围岩的变形，因此提出以NPR锚索为核心，锚杆、反底拱、底板注浆锚索相结合的一体化底鼓防控技术对巷道稳定性进行控制。优化后的支护方式为“锚杆+NPR锚索+钢筋网+底板注浆锚索+反底拱+喷射混凝土”联合支护。

1)顶部、帮部使用 ∅22mm×2400mm 等强锚杆，间排距为800mm×800mm，托盘使用 120mm×120mm×20mm钢板，每孔使用MSCK23140型树脂锚固剂1卷。

2顶板打入三根∅21.8mm×8300mm NPR锚索，间排距为1600mm×1600mm。托梁采用11号工字钢，长度2000mm，每根沿走向连接两根锚索。托盘使用300mm×300mm×20mm 的钢板，每孔使用CK2860、M28120树脂锚固剂锚固各一卷。

3)对巷道底板进行卧底后，底板打入三根∅22mm×4800mm注浆锚索，间排距为1600×1600mm。注浆锚索施工完毕后，距掘进迎头为100m实施滞后注浆，注浆浆液为PO42.5级普通硅酸盐水泥配制成的单液浆，水灰比为1∶2，使用添加剂促凝，注浆压力达到5MPa，持续稳定10min。

4)反底拱采用C40混凝土，浇筑至底板平行位置。

5)钢筋网规格为∅6.5mm，长×宽：510mm×1010mm，网格：100mm×100mm。

6)巷道喷射厚度为300mm的C20的混凝土喷层，水灰比为0.51。

底板注浆锚索与反底拱共同作用来加固关键区域，适应和调整支护体系与围岩之间的变形能力，发挥协同支护的承载能力。底板深孔注浆锚索能够将底板软岩与深部粗砂岩等坚硬岩体锚固在一起，减小巷道底部的压力，可以大大提高巷道底板的稳定性。

优化方案设计如图8所示。

图8 优化方案设计(mm)

3.3 优化支护数值模拟

采用FLAC3D数值模拟软件，对优化支护建立三维数值模型，模拟优化支护效果下围岩的应力应变状态。如图9—图11所示。

图9 优化支护位移场分布(mm)

由位移场分布图可知，优化支护设计后，在NPR锚索、底板注浆锚索、反底拱和混凝土的共同作用下，围岩变形量显著减小，顶板沉降控制在56mm，相较于原支护减小了84.2%；巷道底板变形量控制在70mm，相较于原支护减小了86.4%；两帮收敛量控制在80mm，相较于原支护减小了86.7%。

图10 优化支护应力场分布(MPa)

由图10可知，围岩应力分布较为均匀，应力集中区范围显著减小，并向远离巷道处进行转移，最大垂直应力得以减小，能够有效提高围岩稳定性。

图11 优化支护围岩塑性区分布

由围岩塑性区分布图可看出，塑性区范围大幅减小，水平范围减小至20.02m，垂直范围减小至14.75m。左右两帮发生剪切破坏的围岩面积减少，底板以下围岩剪切破坏区影响深度显著减小。

4 现场工业试验

将上述优化方案应用于大强煤矿0908运输巷道，设置巷道变形监测控制点对现场进行监测，得到监测点的位移-时间曲线如图12所示。

图12 测点位移随时间变化曲线

近90d监测数据表明，巷道围岩变形在前20d内为快速变形阶段，变形增幅较大；20～60d内为减速变形阶段，变形增幅减小；在60d后为变形趋稳阶段，变形逐渐趋于平衡稳定。巷道底鼓量最大97mm，顶板下沉量最大83mm，两帮收敛量最大为115mm。相较于原支护方案起到了很好的控制效果。

现场工业试验表明，优化后的支护能够有效控制0908运输巷道的底鼓变形破坏，解决了深埋软岩巷道底鼓的问题，大大提高了巷道使用的安全性，保证了矿井工作面安全高效的回采。以NPR锚索为核心，锚杆、反底拱、底板注浆锚索相结合的一体化底鼓防控技术得以成功实践。

5 结 论

1)基于软岩工程力学，结合现场精准工程地质分析，确定了大强煤矿0908运输巷道软岩变形力学机制为ⅠABⅡABDⅢABC复合型。

2)利用优化后的一体化底鼓防控技术将巷道变形力学机制由ⅠABⅡABDⅢABC复合型转化为稳定的IIB型，底板围岩状态好转，应力向深部传递，底板岩层的整体性得到加强。

3)大强煤矿0908运输巷道采用以NPR锚索为核心，锚杆、反底拱、底板注浆锚索相结合的一体化底鼓防控技术后，巷道底鼓量最大97mm，顶板下沉量最大83mm，两帮收敛量最大115mm，围岩变形量得到有效控制，围岩的应力状态得到改善。为类似工程条件下深埋软岩巷道底鼓控制难题提供借鉴。