深部大斷面軟巖巷道破壞變形控制及影響因素分析

楊軍偉，趙忠義，陳昕昕，梁華杰

(六盤水師范學院 礦業(yè)工程系，貴州 六盤水 553004)

深部大斷面軟巖巷道破壞變形控制及影響因素分析

楊軍偉，趙忠義，陳昕昕，梁華杰

(六盤水師范學院 礦業(yè)工程系，貴州 六盤水 553004)

為了研究軟巖巷道不同圍巖特征破壞變形控制方法及對其影響因素進行分析，以鶴煤三礦-800m水平軌道上山為研究背景，通過分析巷道在原支護形式下的破壞特征，提出新的支護措施，并通過數(shù)值模擬及現(xiàn)場實測進行驗證。結(jié)果表明，影響軟巖巷道變形破壞的因素主要有圍巖性質(zhì)、圍巖地應(yīng)力、采動影響以及施工設(shè)計等。與原支護方式相比，通過采用新的錨網(wǎng)噴+錨索+注漿+兩幫和底角錨索聯(lián)合支護方式，砂巖與砂質(zhì)泥巖混合段和砂質(zhì)泥巖段圍巖頂?shù)装搴蛢蓭鸵平糠謩e降低了86.4%和90.1%，78.5%和89.9%，從而定量地說明新支護措施的合理性和科學性。

深部；大斷面；軟巖巷道；破壞特征；移近量

隨著煤礦開采深度的增加，受地質(zhì)條件的影響，不可避免地要面臨越來越多的軟巖問題。目前國內(nèi)外許多學者對深部軟巖巷道支護穩(wěn)定方面做了大量的研究，取得了許多重要的研究成果[1-11]。文獻[1] 主要針對煤礦井下新采區(qū)的水平延伸和開拓過程中出現(xiàn)礦壓增大現(xiàn)象，通過分析圍巖屬性，對圍巖變形進行有效地控制，不僅降低了支護投入，而且增強了支護效果；文獻[2]主要針對埋深大、地應(yīng)力高的巷道，提出了巷道圍巖“錨索束+注漿加固”支護理念，指出巷道底板支護強度越強，則淺部圍巖應(yīng)力分布就越均勻，巷道圍巖應(yīng)力由深部向淺部轉(zhuǎn)移能力就越低；文獻[3]通過分析深部軟巖巷道工程巖體的物理力學特性，研究深部破碎圍巖巷道的變形破壞機理，提出深部軟巖巷道“一體化”耦合支護技術(shù)。上述學者對深部軟巖巷道變形破壞的維護與治理做了寶貴的研究工作，但其研究對象大都斷面較小且圍巖巖性相對單一，對于巷道穿越不同巖性段的變形破壞特征研究較少。筆者通過分析鶴煤三礦-800m水平軌道上山在原支護形式下的變形破壞特征及其破壞機理，有針對性地提出新的支護措施，以達到控制深部軟巖巷道破壞變形的目的。

1 工程概況及巷道支護參數(shù)

1.1 工程概況

鶴煤三礦-800m水平南翼軌道上山位于二1煤層底板巖層中，距離煤層底板20～50m，其埋深為750～1000m。軌道上山一端與-550m水平南大巷相連通，另一端與-800m水平南大巷相連，開口位置位于-550m水平南大巷1400m處，處于-800m水平南翼回風上山和-800m水平南翼運輸上山之間，與它們分別相距26m，在巷道400m位置與-800m水平南翼總回風巷相連，在巷道的淺部有聯(lián)絡(luò)巷分別與回風上山和運輸上山相連通，軌道上山所在位置及其附近巷道布置情況見圖1所示。

圖1 軌道上山附近巷道布置

1.2 巷道原支護形式及變形破壞特征

軌道上山在掘進過程中，共經(jīng)歷了砂巖和砂質(zhì)泥巖2種巖性，圍巖巖性分布大致為：開口處至100m位置為砂巖；100～400m位置為砂巖和砂質(zhì)泥巖；400m至掘進頭(約600m)位置為泥巖，設(shè)計總長度為1152.9m。巷道設(shè)計凈斷面寬×高為4000mm×3600mm，掘進斷面寬×高為4200mm×3700mm，巷道斷面為直墻半圓拱形，半圓拱凈半徑為2000mm，直墻高1600mm。巷道在各巖性段的支護形式均采用錨網(wǎng)噴+錨索支護。通過對軌道上山不同巖性段的監(jiān)測，得出巷道內(nèi)砂巖段破壞變形相對較小，頂?shù)装寮皟蓭妥畲笠平糠謩e為110mm和150mm；砂巖與砂質(zhì)泥巖混合段巷道變形破壞較嚴重，頂?shù)装寮皟蓭妥畲笠平糠謩e為1010mm和340mm；砂質(zhì)泥巖段巷道變形破壞最為嚴重，頂?shù)装寮皟蓭妥畲笠平糠謩e達到1760mm和740mm。

2 軌道上山破壞影響因素分析及新支護形式

2.1 軌道上山破壞影響因素分析

深部軟巖巷道開挖后圍巖穩(wěn)定性受多種因素影響，其中主要的影響因素有：圍巖性質(zhì)、圍巖地應(yīng)力、采動影響、施工設(shè)計等。鶴煤三礦-800m水平南翼軌道上山屬于深部工程巖體，圍巖處于高應(yīng)力狀態(tài)。圍巖范圍內(nèi)的砂質(zhì)泥巖強度較低，圍巖的變形破壞十分嚴重。通過對軌道上山在原支護條件下進行數(shù)值模擬研究，分析得出該軌道上山出現(xiàn)兩幫移近量大、底鼓嚴重、頂板不同程度的下沉、變形時間長等非線性大變形現(xiàn)象，其主要原因有：

(1)巷道埋深大，圍巖地應(yīng)力大 巷道埋深處于750～1000m之間，容重取25kN/m3，自重應(yīng)力約為20～22.5MPa，水平集中應(yīng)力最大可達27MPa，已進入非線性高應(yīng)力狀態(tài)。

(2)構(gòu)造應(yīng)力的影響 根據(jù)-800m水平南翼軌道上山地質(zhì)資料，軌道上山所處區(qū)域是一個很大的323背斜構(gòu)造，并且還緊鄰323背斜軸部，因此，該位置地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜，巖層產(chǎn)狀變化大，另外，軌道上山掘進方向剛好是沿著323背斜的走向方向，所受水平應(yīng)力較大。

(3)圍巖巖性差 巷道節(jié)理裂隙發(fā)育，巷道頂、底板以砂質(zhì)泥巖為主，層理、節(jié)理較發(fā)育，膨脹性較強，導(dǎo)致圍巖變形量大，難以支護。

(4)施工設(shè)計不合理 盡管巷道采用錨網(wǎng)噴+錨索聯(lián)合支護形式，但由于對巷道底角和底板未進行支護控制，造成底板嚴重鼓起，巖石的蠕變效應(yīng)會使圍巖性質(zhì)進一步惡化。底鼓后兩側(cè)的變形又會引起巷道的肩部和頂部產(chǎn)生應(yīng)力集中，進而產(chǎn)生變形破壞。

(5)底板易發(fā)生膨脹變形 變形破壞嚴重段圍巖的巖性以砂質(zhì)泥巖為主，砂質(zhì)泥巖膠結(jié)性差、節(jié)理發(fā)育，圍巖完整性差，親水性強，承載能力低，尤其是底板的砂質(zhì)泥巖在水的作用下極易發(fā)生膨脹變形，影響巷道的整體穩(wěn)定。

基于以上分析，選擇合適的斷面形狀、選取最佳的支護方式、確定合理的支護參數(shù)，應(yīng)作為深部軟巖巷道支護設(shè)計需要解決的關(guān)鍵問題。

2.2 巷道新掘段支護設(shè)計

根據(jù)高阻讓壓，強力支護；預(yù)留斷面；二次支護，固結(jié)強化圍巖的原則及鶴煤三礦圍巖結(jié)構(gòu)特點以及圍巖支護要求，-800m水平南翼軌道上山圍巖控制采用：錨網(wǎng)噴+錨索支護；頂板和兩幫注漿支護；兩幫和底角錨索支護。

通過分析原支護形式下軌道上山的變性特征及變形破壞機理可知，巷道內(nèi)不同巖性段圍巖變形特征有較大差異，因此，應(yīng)采用“對癥下藥”的方式對巷道圍巖進行支護。巷道內(nèi)各巖性段圍巖支護方式如表1所示。

鶴煤三礦-800m水平南翼軌道上山新掘段巷道對節(jié)理化砂質(zhì)泥巖段斷面形狀仍選用直墻半圓拱形。凈斷面尺寸為4000mm×3600mm；掘進斷面尺寸為4200mm×3700mm，其中直墻高為1600mm。具體支護參數(shù)如下：

表1 軌道上山各巖性段圍巖支護方式

注：(1)錨網(wǎng)噴+錨索支護；(2)頂板和兩幫注漿支護；(3)兩幫和底角錨索支護

(1)錨桿 采用左旋無縱筋高強度螺紋鋼樹脂錨桿，錨桿規(guī)格直徑×長度為22mm×2000mm，間排距為700mm×700mm，錨桿與巷道輪廓線垂直，錨桿外露長度不大于40mm，巷道兩底角各布置1根距底板300mm的錨桿，俯角為30°，錨桿扭矩不小于200N·m，錨桿拉拔強度不小于80kN。

(2)錨桿墊板 采用120mm×120mm×10mm鋼板作為錨桿墊板，墊板必須完全緊貼圍巖巖面。

(3)網(wǎng) 采用直徑6.5mm的鋼筋片網(wǎng)，鋪網(wǎng)規(guī)格為1000mm×2000mm，網(wǎng)孔距100mm×100mm，全斷面掛網(wǎng)。

(4)噴層 使用水泥、砂子和石子混合均勻配料，選用32.5普通硅酸鹽水泥。噴層厚度為100mm，順序為先兩幫后頂板，噴砼強度為C20。

(5)錨索 采用七芯鋼絞線制作的預(yù)應(yīng)力錨索，錨索規(guī)格直徑長度為17.8mm×6000mm，間排距為1600mm×2100mm，錨索拉拔強度不小于200kN。

(6)錨索托盤 錨索托盤采用200mm×200mm×25mm鋼板，托盤必須完全緊貼圍巖巖面。

(7)錨固劑 錨桿和錨索均選用ZK2335型樹脂錨固劑，每根錨桿使用3卷樹脂錨固劑，每根錨索使用5卷樹脂錨固劑。

3 新支護形式數(shù)值模擬研究

3.1 數(shù)值模型構(gòu)建

-800m水平南翼軌道上山在掘進過程中主要經(jīng)歷3個巖性段，分別為砂巖段、砂巖與砂質(zhì)泥巖混合段和砂質(zhì)泥巖段。由于砂巖段巖石強度較大，且該段巷道變形較小，因此，此次只模擬分析砂巖與砂質(zhì)泥巖混合段和砂質(zhì)泥巖段的變形破壞情況，應(yīng)用FLAC3D數(shù)值軟件對這2種情況下巷道圍巖的受力和位移大小進行分析。計算模型尺寸長×寬×高=45m×30m×45m，共劃分18960個單元，20916個節(jié)點。該模型側(cè)面限制水平移動，底部固定，模型上表面模擬上覆巖體的自重邊界，施加的荷載為22.5MPa，水平方向的側(cè)應(yīng)力系數(shù)為1.2，荷載大小為27MPa。材料破壞符合Mohr-Coulomb強度準則，工程巖體的物理力學計算參數(shù)如表2所示。

3.2 模擬結(jié)果分析

表2 鶴煤三礦-800m水平軌道上山工程巖體物理力學參數(shù)

新掘巷道砂巖和砂質(zhì)泥巖混合段在新的錨網(wǎng)索+錨噴+注漿+底角錨索聯(lián)合支護形式下圍巖的垂直方向位移與水平方向位移如圖3所示。從數(shù)值模擬結(jié)果可以看出，巷道圍巖最大底鼓量、兩幫移近量和頂板下沉量分別為54，47，31mm，與圖2原支護相比，分別降低了90.4%，85.2%，88.5%。

圖2 原支護形式下垂直方向與水平方向位移

圖3 新支護形式下垂直方向與水平方向位移

圖4 原支護形式下垂直方向與水平方向位移

圖5 新支護形式下垂直方向與水平方向位移

圖4為原支護形式下砂質(zhì)泥巖段垂直方向與水平方向位移。

新掘巷道砂質(zhì)泥巖段在新的錨網(wǎng)索+錨噴+注漿+底角錨索聯(lián)合支護形式下圍巖垂直方向位移與水平方向位移如圖5所示。從圖5中可以看出，巷道圍巖最大底鼓量、兩幫移近量和頂板下沉量分別為69，56，38mm，與圖4原支護相比，分別降低了90%，88.8%，87.4%。

通過數(shù)值模擬分析表明深部軟巖巷道砂巖和砂質(zhì)泥巖混合段與砂質(zhì)泥巖段圍巖選用錨網(wǎng)噴+錨索+注漿+底角錨索的聯(lián)合支護形式是合理可行的。

4 現(xiàn)場施工

4.1 測站布置

為了驗證鶴煤三礦-800m水平軌道上山在新掘巷道圍巖支護中采用新的錨網(wǎng)噴+錨索+注漿+兩幫和底角錨索聯(lián)合支護方式的控制效果，在現(xiàn)場新掘巷道中的砂巖與砂質(zhì)泥巖混合段和砂質(zhì)泥巖段各布置1組測站，兩測站相距30m，在每個觀測站分別設(shè)置1個圍巖表面位移觀測斷面。

4.2 表面位移監(jiān)測分析

4.2.1 測站1表面位移分析

測站1位于新掘巷道中的砂質(zhì)泥巖段內(nèi)，從監(jiān)測數(shù)據(jù)可以看出，該測站在20d后變形已經(jīng)趨于穩(wěn)定，并且變形量較小，在100d內(nèi)，底鼓量、頂板下沉量、兩幫移近量分別為94，81，75mm，平均變化速率分別為0.94，0.81，0.75mm/d。測站1圍巖移近量與時間關(guān)系如圖6所示。

4.2.2 測站2表面位移分析

測站2位于新掘巷道中的砂質(zhì)泥巖和砂巖混合段內(nèi)，在120d內(nèi)，底鼓量、兩幫移近量、頂板下沉量分別為81，73，56mm，平均變化速率分別為0.68，0.61，0.47mm/d，大約在15d圍巖變形速率趨于穩(wěn)定，但之后變形仍有波動，到30d已經(jīng)基本穩(wěn)定。測站2圍巖移近量與時間關(guān)系圖如圖7所示。

圖7 測站2圍巖移近量與時間關(guān)系

綜上所述，新掘段巷道在實施新的支護設(shè)計20d左右，各階段巷道圍巖的變形已趨于穩(wěn)定，且變形量均在設(shè)計允許范圍之內(nèi)，與原支護時相比圍巖底鼓量、兩幫移近量和頂板下沉量分別降低了81%，71.6%，67.9%，從而定量地說明新支護設(shè)計方案的合理性和科學性。

5 結(jié) 論

(1)通過采用新的錨網(wǎng)噴+錨索+注漿+兩幫和底角錨索聯(lián)合支護方式，監(jiān)測不同巖性段巷道內(nèi)變形情況，與原支護時相比，砂巖與砂質(zhì)泥巖混合段和砂質(zhì)泥巖段圍巖頂?shù)装搴蛢蓭鸵平糠謩e降低了86.4%和90.1%，78.5%和89.9%，從而定量地說明新支護設(shè)計方案的合理性和科學性。

(2)根據(jù)-800m水平南翼軌道上山的變形破壞特征，分析得出其主要影響因素包括圍巖性質(zhì)、圍巖地應(yīng)力、采動影響和施工設(shè)計，針對各種影響因素，可采用“對癥下藥”的方式，對深部軟巖巷道進行維護與治理。

(3)鶴煤三礦-800m水平南翼軌道上山屬于深部軟巖巷道，巷道斷面大且穿越不同巖性巖層，地質(zhì)條件相對復(fù)雜，因此整體上表現(xiàn)出與一般軟巖巷道不同的變形破壞特征，研究成果可為相似地質(zhì)條件下巷道維護與治理提供參考。

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[責任編輯：于健浩]

Analysis of Influence Factors and Broken Deformation Control of Soft Roadway with Large Section in Deep

YANG Jun-wei，ZHAO Zhong-yi，CHEN Xin-xin，LIANG Hua-jie

(Mine Engineer Department，Liupanshui Teachers School，Liupanshui 553004，China)

In order to study broken deformation control method and it’s influence factors of soft rock roadway with different surrounding rock characters，it taking -800m level track raise of Hemei No.3 mine as studying background，the broken characters of roadway with old supporting style was analyzed，new supporting way was put forward，then verified by numerical simulation and practical test. The results showed that the main factors that influenced soft rock roadway deformation and broken were surrounding rock characters，ground stress，mining and designing and so on. Compared with old supporting way，according new couple supporting method of wire mesh spray and cable and grouting and cable supporting on two sides and base angle，the convergence of roof to floor and two sides of sand stone and sandy mud stone mixing section and sandy mud stone section decreased 86.4% and 90.1%，78.5% and 89.9%，respectively，and the reason ability and scientific of new supporting way was verified.

in deep；large section；soft rock roadway；broken characters；convergence

2016-10-13

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.02.013

貴州省教育廳自然科學研究項目(黔教合KY字[2015]404號)；貴州省科學技術(shù)基金(黔科合LH字[2014]7465號)；六盤水師范學院高層次人才科研啟動基金(LPSSYKYJJ201410)

楊軍偉(1984-)，男，甘肅景泰人，副教授，碩士研究生，從事煤礦及爆破方面的教學與研究工作。

楊軍偉，趙忠義，陳昕昕，等.深部大斷面軟巖巷道破壞變形控制及影響因素分析[J].煤礦開采，2017，22(2)：47-50，99.

TD353

A

1006-6225(2017)02-0047-04