深部巷道大断面交叉点联合支护技术研究

王琪，刘建庄,*，王盛川，贺健宇，张涛涛

（1.开滦（集团） 有限责任公司，河北 唐山 063000；2.华北理工大学河北省矿业开发与安全技术实验室，河北 唐山 063210）

0 引言

随着煤矿自动化、智能化开采及建设技术的不断发展，矿井生产能力、机械化程度不断提高[1]，随之而来对于矿井巷道配置等配套能力的要求也在不断提高。为保证人员及设备的正常通行，通常会出现单巷道分岔或多条巷道交叉的大断面交叉点，巷道围岩应力环境也随着巷道断面的增加变得愈发复杂，大断面巷道的稳定支护问题，制约着煤炭企业的高效安全生产[2-4]。

国内外学者针对深部巷道大断面稳定支护问题开展了大量研究。孙晓明[5]等以万福煤矿千米深井巷道交叉点为工程背景，提出了以钢锚索为核心的联合支护方案，通过开展现场支护应用试验，新支护材料和支护手段成功解决深部大断面软岩巷道交叉点大变形问题；梅青臣[6]等提出了采用超长锚索加强支护及强化巷道顶底角支护对策，现场应用后巷道顶底板移近86 mm，两帮移近70 mm，耦合支护方案可有效控制大断面煤巷变形破坏；耿友明[7]等确定了巷道跨度及高应力是巷道变形的重要因素并找出巷道跨度、围岩应力与顶板垮落高度的关系，设计并验证了采用新支护方案解决了高应力大断面巷道围岩变形量大、变形速率快等问题；郅荣伟[8]通过建立岩梁力学模型并理论计算推导出基本顶在煤壁内3～3.5 m 处断裂，运用FLAC3D 模拟分析沿空巷道不同条件下巷道应力特征，探明围岩变形破坏机理，并确定了煤柱宽度最小为6 m，解决了红庆河煤矿大采高、大断面沿空巷道变形大及难以控制的问题；刘学生[9]等通过构建动静组合载荷下锚固围岩力学模型，推导出硐室群破坏失稳临界间距的解析表达式。通过FLAC3D 模拟探明不同条件下深部超大断面硐室群围岩变形破坏规律，经工程算例及现场监测验证其合理性及可行性。

本文以唐山矿-1100 大断面交叉点巷道支护为研究背景，提出锚喷+锚注联合支护方案，运用FLAC3D 数值模拟对比分析改进前、后支护方案的巷道变形情况，并对两类支护方案进行工业验证性应用、监测，形成适用于大断面巷道稳定支护技术，为类似工况条件巷道支护提供技术参考。

1 工程背景

1.1 工程概况

为探究大断面巷道支护稳定性及增强支护稳定性，以唐山矿-1100 中央轨道山下车场大断面交叉点处为典型工程条件，开展巷道变形控制技术研究。

研究巷道断面由12～14 m2提升为16～18 m2，局部区域达20 m2以上，巷道宽度由3.5～4.3 m 拓宽为4.5～8.0 m，高度由3.0 m 增高到3.5 ～4.8 m。正顶上10 m 为煤12-1 底板，各岩层伪斜厚度和特征见表1。巷道主要采用常规锚喷支护，间排距750 mm×800 mm，打设φ20 mm×2 000 mm 右旋螺纹钢HR335 等强锚杆，钢筋网采用圆钢焊接，规格为φ6 mm×900 mm×2 100 mm，托盘为10 mm×120 mm×120 mm 锚杆专用托盘。喷射混凝土强度为C20，使用水泥：红矸石粉=1∶3 的材料配比，加入2%～4%速凝剂。为了强化锚固区，在局部巷道正顶及两拱角处增设φ15.24 mm×6 300 mm 锚索，托梁使用长度400 mm 的16 号槽钢。巷道断面支护参数如图1 所示。

表1 唐山矿-1100 交叉点各岩层伪斜厚度和特征Table.1 Thickness and characteristics of pseudo-oblique strata at the intersection of Qianjiaying mine

图1 常规锚喷支护布置Fig.1 Conventional bolting and shotcrete layout

1.2 巷道变形情况

根据工程地质资料和现场调研发现，研究矿井大断面交叉点巷道受到开采深度不断增加的影响，井深巷远，支护难度不断加大，开拓巷道地质环境愈发复杂，瓦斯、地压、水患等威胁突出，采掘工程扰动的矿压显现时有发生，给延深掘进施工带来极大难度。在常规锚喷支护方式下，巷道出现了不同程度的支护失稳现象，主要表现为巷道顶板破裂变形、架棚扭曲、冒顶片帮等问题，给井下施工人员生命安全带来威胁，需要及时改善现有支护方式，探寻适应深部巷道大断面交叉点的支护方式。

交叉点帮部变形如图2 所示，巷道受冲击地压影响出现片帮，裂隙发育范围较大，部分区域帮部混凝土层剥落，内部锚网断裂崩解锚固失效。由图3 可知巷道顶板出现离层，并沿巷道方向产生较长裂缝。在较大地应力和构造应力的影响下，巷道顶底板及两帮压力增加，严重影响巷道支护稳定性，最终导致巷道顶底板、侧帮出现不同程度的失稳破坏。针对这些情况，提出锚喷+锚注联合支护方案。

图2 交叉点帮部变形破坏情况Fig.2 Cross point side deformation and failure state

图3 巷道顶板变形破坏情况Fig.3 Deformation and failure state of roadway roof

2 数值模拟分析

2.1 联合支护方案设计

联合支护方案支护锚杆选择型号为MSG500 高强锚杆，直径为22 mm，长度为2 200 mm，间排距800 mm×800 mm。在巷道等断面尺寸过大区域的正顶、拱角打设φ17.8 mm×7 300 mm 的锚索，并结合实际条件在薄弱点位增设锚索；补强支护选用兼有锚杆高强和注浆功能的注浆锚杆，杆长和注浆深度取2.4 m，间排距1.6 m×1.6 m。根据高强支护锚杆间排距均为0.8 m 设计，上顶打设17 根，2 个底角各打设1 根，下扎角30°。中空注浆锚杆间排距1.6 m 自起拱线打设，上顶打设9 根，2 个底角各打设1 根。

联合支护方案布置如图4 所示。

图4 锚喷+ 锚喷联合支护示意Fig.4 Schematic diagram of bolting and shotcrete combined support

2.2 初始计算模型

根据地应力测试结果及历次地质调查数据，大断面交叉点初始模型水平应力取37.23 MPa，竖直应力29.02 MPa，注浆模拟的强化系数取1.25，巷道断面为8.0 m×4.8 m。岩性根据实际地质揭露情况，巷道中起拱位揭露5 号（表） 浅灰色粗砂，参考表1。模型横向和竖向范围取7 倍的巷道宽度。图5 为大断面交叉点的有限元模型和初应力平衡图，与理论分析的地应力情况吻合。

图5 大断面巷道交叉点初始模型和初始应力Fig.5 Initial model and initial stress of large area crossing roadway

2.3 支护方案模拟及分析

2.3.1 常规锚喷支护

图6 为单层锚喷支护下，交叉点围岩的垂直应力和塑性区分布情况。结果显示，巷道顶底部低于5.0 MPa 的低地应力卸压区，深度可达巷道直径的4 倍以上，且有较大深度的受拉块体，顶板地应力卸压区深度2.5 倍巷道直径，主要承载的高应力团块区位于2 个底角的斜下方，大致呈对称分布特征，最大的SZZ 应力50.1 MPa，正顶和底板竖向塑性发育深度达3 倍左右巷道直径。综上可知，区域补强控制和注浆重点在正顶和底板部位，两帮相对稳定。最大底鼓量399 mm，顶板下沉487 mm，左帮位移62 mm，右帮位移243 mm，巷道顶板和2 个底角锚杆受力较大（基本为150 kN），两帮受力较小，全断面分布不均匀。从巷道表面位移和塑性区发育趋势看，巷道位移变形随计算时步直线增长，说明巷道不能在该支护下自稳。

2.3.2 锚喷+ 锚注联合支护

如图7 所示为锚杆+锚注联合支护条件下巷道围岩的垂直应力分布和塑性区分布情况。结果显示，巷道塑性区沿顶板、底板、高帮底角呈三花状分布特征，深度范围在1.5 倍的巷道直径，2 个底角部位锚固深度外为弹性。巷道顶底部低地应力卸压区范围较顶部大，且有较大深度的受拉块体，顶板主要高应力团块承载区位于2 个底角的斜下方，非对称分布，最大的SZZ 应力52.8 MPa，位于高帮轨面线标高的外围6.0 m 偏下位置，最大底鼓量146 mm，顶板下沉86 mm，左帮位移117 mm，右帮位移30 mm。较常规锚喷支护，一层锚喷+二层锚注联合支护达到了对研究巷道大断面交叉点的变形控制和塑性损伤控制。

图7 一层锚+ 二层锚注应力- 位移- 塑性区Fig.7 First layer anchor+second layer anchor injection stress-displacement-plastic zone

3 工程验证

为验证前文中提出的锚喷+锚注联合支护有效性，将该方法应用于现场实践并与现场常规锚喷支护效果进行对比分析。图8 为两种支护方案的顶板变形监测结果，图9 为巷道两帮变形监测结果，其中常规锚喷支护监测周期90 d，联合支护方案监测周期120 d。

图8 顶板下沉量监测曲线Fig.8 Roof subsidence monitoring curve

图9 巷道两帮位移监测曲线Fig.9 Displacement monitoring curve of two sides of roadway

从图8、图9 可知，在巷道初掘期间，受到深部高地应力、采掘扰动影响，常规锚喷支护巷道前20 d 内巷道变形速度最快，此时间段内处于快速变形阶段，顶板变形达到400 mm，两帮位移达到170 mm；而联合支护巷道虽受到相同因素影响，但在高强锚杆加强锚固及围岩注浆锚注强化的作用下，巷道在30 d 左右进入到稳定发育阶段，巷道变形速度明显低于原支护巷道。后续监测期间内两者均受到临近巷道掘进影响产生了不同程度的变形，但联合支护巷道变形量更小，变形速度更慢。在深部巷道大断面交叉点支护监测中，采用常规锚喷支护巷道90 d 内顶板下沉量达到566 mm，两帮位移量近250 mm，锚喷+锚注联合支护巷道120 d内顶板下沉量约120 mm，两帮位移量约113 mm，联合支护巷道顶板下沉量较原支护方式下降低了78.8%，两帮位移量下降了54.8%。综上所述，锚喷+锚注联合支护效果明显优于原锚喷支护，满足巷道稳定支护要求。

4 结论

为解决深部大断面巷道变形难题，以唐山矿-1100 大断面交叉点巷道为典型工程背景，基于工程现状分析提出锚喷+锚注联合支护方案并开展相关数值模拟、工程验证，得出以下结论。

（1） 深部大断面巷道受到深部高地应力、高溶水压及大跨度等因素综合影响下，更易发生顶板垮落冒顶、帮部变形等，为实现该类巷道稳定支护，需要提高支护强度，加强对巷道围岩的控制作用。

（2） 运用FLAC3D 开展原支护及联合支护数值模拟对比分析，模拟结果显示，常规锚网喷支护下大断面巷道顶板下沉和帮部位移量较大，巷道不能实现自稳；锚喷+锚注联合支护下巷道变形量大幅降低，巷道基本实现自稳，方案设计理论上满足巷道支护要求。

（3） 工程验证表明，采用锚喷+锚注联合支护巷道较原支护顶板下沉量由566 mm 下降到120 mm，降低了78.8%，两帮变形量由250 mm 下降到113 mm，降低了54.8%。该工程条件下，锚喷+锚注联合支护实现了大断面巷道稳定支护。