强采动下近距离硐室群围岩应力演化及加固对策

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(1.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013；2.煤炭科学研究总院 开采设计研究分院，北京 100013)

强采动下近距离硐室群围岩应力演化及加固对策

姜鹏飞1,2，郭相平1,2

(1.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京100013；2.煤炭科学研究总院开采设计研究分院，北京100013)

以成庄煤矿井下甲、乙水仓及变电所等近距离硐室群为背景，采用FLAC3D有限差分程序计算分析了2322工作面强采动下近距离硐室群围岩应力演化规律，采用UDEC离散元软件研究了近距离硐室群注浆加固机理，并提出了相应的加固对策。研究结果表明：成庄煤矿甲、乙水仓及变电所等近距离硐室群开挖后，围岩间垂直应力叠加效应较水平应力更为明显，但水平应力集中程度更高；2322工作面回采引起煤柱支承压力向底板传递，受煤柱高应力与底板高应力叠加作用，硐室变形特征将首先表现为强烈底鼓；相同注浆压力和水灰比条件下，沿注浆孔切向方向浆液的扩散半径大于沿径向的扩散半径；注浆锚索加固后，硐室群浅部围岩承载力大幅提高，工作面回采产生的强烈采动应力由深部转移至浅部，防止了深部岩体的进一步破坏。井下试验表明，注浆锚索加固后，2322工作面回采过程中各硐室围岩保持稳定，实现了强采动影响下近距离硐室群围岩变形的有效控制。

强采动；近距离硐室群；应力演化；浆液扩散；注浆锚索

1 概述

煤矿井下水仓、变电所等硐室具有断面大、长度短、布置密集、服务年限长、稳定性要求高等特点[1-2]。尤其是硐室群与巷道相互临近，且受到工作面回采过程中强烈采动应力作用，实现其有效支护变得更为困难[3-4]。在采动引起的高应力作用下，松散岩体挤向自由空间，硐室群围岩发生强烈剪切变形[5-7]。

近距离硐室群围岩稳定性控制方法主要有3种：一是锚杆锚索支护；二是注浆加固；三是金属支架支护等。近年来，又发展了针对近距离硐室群的注浆锚索联合支护加固技术，通过注浆将硐室群破碎围岩黏结，恢复围岩的完整结构，提高其整体强度[8-9]；注浆后再采用锚索进行补强，由于注浆后岩体强度的提高，为锚索提供了可锚基础，进而提高了锚索锚固力[10-11]；同时注浆改善了硐室围岩的完整性，使得锚索预紧力能够更有效地扩散在围岩中，有利于提高支护效果，目前该方法已广泛应用于硐室及巷道围岩的加固。

但是，目前注浆锚索联合支护加固技术在理论上研究落后于现场实践，工作面强烈动压对硐室群围岩应力场演化规律，注浆加固浆液如何扩散，注浆参数如何选取等仍需进一步深入研究。本文以成庄煤矿为例，研究井下水仓、变电所及近距离巷道等在受到工作面强烈采动影响后应力场演化规律，研究不同注浆压力、不同水灰比水泥浆液在围岩中的扩散特征，提出合理的注浆参数，并进行井下试验与效果评估。

2 工程概况

成庄煤矿二盘区下部甲乙水仓、变电所等硐室，距离近，巷间距(中-中)13～30m，将服务于二盘区后期回采全过程，服务年限在10a以上，该区域北侧分别布置有3条盘区大巷：2102，2103和2104，上述硐室及巷道形成了近距离硐室群，巷道围岩稳定性差，受扰动后极易变形。二盘区下部变电所、水泵房投入使用后，均发生了不同程度的底鼓，已影响正常使用，且2322工作面将进行回采，区域硐室、巷道围岩将经受强烈的回采动压影响。为确保矿井正常安全生产，必须采取有效措施对二盘区下部水仓、变电所等硐室围岩进行加固，以满足2322工作面回采采动应力作用后不发生剧烈变形。各巷道、硐室及工作面布置关系如图1所示。

图1 各巷道硐室和工作面之间的关系

对成庄煤矿井下巷道围岩进行了地应力测试，其垂直应力为7.8MPa，最大水平应力为8MPa，最大水平主应力方向为N45°W。硐室群顶底板煤岩层分布综合柱状见图2。

图2 煤岩层分布柱状

3 强采动下硐室群围岩应力场演化规律

3.1 数值模型及模拟方案

采用FLAC3D数值计算软件模拟分析强采动下硐室群围岩应力场演化规律。模拟中采用摩尔-库仑本构模型，模型严格按照成庄煤矿实际工程地质状况建立，共划分134940个单元，144795个节点。边界条件取为：四周采用铰支，底部采用固支，上部为自由边界。数值计算模型各硐室及巷道布置见图3所示。

图3 巷道与硐室位置关系

数值模拟中地应力按现场实测地应力水平。煤岩体物理力学参数如表1所列。

表1 计算采用的物理力学参数

3.2 硐室群围岩应力场分布及演化

首先模拟硐室及巷道在掘进过程中的应力场分布特征，再分别模拟2322综采工作面距离甲水仓距离分别为60m，70m，80m，90m和100m时，硐室以及巷道群巷道围岩应力场演化规律。

图4、图5分别为硐室群开挖后围岩应力场分布，各硐室及巷道掘进后，各硐室巷道相互影响，应力产生叠加效应。2102巷与变电所硐室间距离较近，且硐室断面相对水仓较大，垂直应力叠加明显。乙水仓和甲水仓之间距离也较近，但由于断面相对较小，其垂直应力存在一定的叠加效应。总体上来看，硐室群开挖后垂直应力的叠加效应较水平应力更为明显；但水平应力集中程度更高。硐室群施工后最大垂直应力值为14.16MPa，最大水平应力值为24.26MPa。

图4 硐室群开挖后围岩垂直应力场分布

图5 硐室群施工后围岩水平应力场分布

2322工作面回采后，采动应力对硐室群围岩应力场分布影响见图6～图10所示。硐室群不受采动影响时，围岩中的应力分布均匀，巷道处于稳定状态。2322工作面回采引起煤柱支承压力向底板传递，导致距离煤柱较近的甲水仓硐室围岩应力集中明显加强，受煤柱高应力与底板高应力叠加作用，如不采取底板加固措施，硐室变形特征将首先表现为强烈底鼓。

从2322工作面距离甲水仓的不同距离时应力场分布来看，当工作面距离甲水仓距离为60m时，煤层回采对甲水仓围岩的应力分布影响明显，煤柱内最大压应力值为37.60MPa；当工作面距离甲水仓距离为70m时，煤层回采对甲水仓围岩的应力分布影响也较为明显，煤柱内最大压应力值为36.64MPa；当工作面距离甲水仓距离为80m时，煤层回采对甲水仓围岩的应力分布有一定影响，但影响程度明显减小，煤柱内最大压应力值为35.79MPa；当工作面距离甲水仓距离为90m时，煤层回采对甲水仓围岩的应力分布有少量影响，煤柱内最大压应力值为34.69MPa；当工作面距离甲水仓距离为100m时，煤层回采对甲水仓围岩的应力分布影响进一步减小，煤柱内最大压应力值为33.27MPa。从煤柱中应力集中程度来看，随着2322工作面距离甲水仓距离的增加，其最大应力值逐渐降低。

图6 工作面停采线距水仓60m时应力分布

图7 工作面停采线距水仓70m时应力分布

图8 工作面停采线距水仓80m时应力分布

图9 工作面停采线距水仓90m时应力分布

图10 工作面停采线距水仓100m时应力分布

4 近距离硐室群注浆加固机理分析

为分析硐室群注浆过程中浆液扩散规律，采用UDEC建立甲乙水仓、变电所等硐室群数值计算模型(图11)，模拟分析不同注浆参数下浆液扩散效果。

图11 数值分析模型

4.1 水泥浆液在围岩中扩散形态

图12为注浆压力3MPa，不同水灰比情况下浆液在硐室群围岩中的扩散形态。硐室围岩间的黑色区域代表注浆扩散范围。根据模拟结果，浆液主要扩散范围在硐室与硐室之间的应力叠加区域的破碎岩体中。不同水灰比浆液扩散范围与分布形态差别很大，在保持注浆压力3MPa条件下，当水灰比为0.5∶1时，浆液在硐室群中的扩散范围很小，且主要分布于硐室间帮部的围岩中；当水灰比为1∶1时，浆液在硐室群顶、帮、底都产生扩散，浆液扩散范围显著增大。

模拟发现，在煤岩体不产生新的裂隙情况下，浆液主要沿着岩体中的原生裂隙通道进行扩散。在注浆压力作用下，浆液以注浆孔为中心，向四周进行扩散，煤岩层的破碎程度也对浆液扩散形态产生重要影响，硐室群围岩越破碎、裂隙越发育，浆液扩散范围越大，并对破碎、裂隙岩体进行充实、黏结，进而达到加固的效果。

图12 不同水灰比时浆液在围岩中的扩散形态

4.2 不同注浆参数与浆液扩散范围的关系

对不同注浆参数下浆液的扩散半径进行模拟分析，分别模拟不同注浆压力和水灰比条件下的浆液扩散半径。为了更全面地分析浆液在硐室围岩中的扩散规律，将浆液扩散半径分为沿注浆孔切向和径向两个不同方向进行了研究，不同注浆参数与浆液扩散半径的相互关系见图13。

图13 不同注浆参数与浆液扩散半径关系

从图13中可以看出，沿注浆孔无论是切向还是径向方向，随着注浆压力的增加，浆液的扩散半径都增大。但在相同注浆压力和水灰比条件下，沿着注浆孔切向方向浆液的扩散半径要大于沿径向方向浆液的扩散半径，注浆压力为5MPa时，沿注浆孔切向方向浆液扩散半径达到5m，而沿注浆孔径向方向浆液扩散半径却为4m。同时，保持相同注浆压力情况下，不同水灰比时对浆液的扩散范围也存在较大区别，水灰比为0.5∶1和0.6∶1两种情况浆液扩散半径相差不大，但当水灰比增大到0.7∶1以上时，浆液的扩散半径显著增加。

4.3 注浆对硐室群围岩应力的影响

对硐室群单纯锚索支护和注浆后锚索支护进行了对比分析(图14)，由于受硐室开挖和工作面回采影响，硐室围岩由于已发生破坏，其承载能力很低，单纯采用锚索补强支护，硐室帮部表面围岩垂直应力约4MPa。采用注浆锚索加固后，硐室群浅部围岩承载力大幅提高，硐室帮部表面围岩垂直应力达到12MPa，提高了约2倍。从更大范围来看，采用注浆锚索加固后，由于硐室群围岩承载能力提高，使得深部围岩受工作面强烈采动产生的高应力转移至注浆后强度增大的浅部围岩，使硐室群围岩应力分布更为均匀，防止了强烈采动影响下深部岩体的进一步破坏，进而改善了硐室群围岩的结构。

图14 不同加固方式下硐室围岩垂直应力分布

5 井下应用

由于甲乙2个水仓受采动影响最为强烈，因此以甲乙水仓为例进行围岩加固方案设计与井下试验。甲乙水仓为拱形巷道断面，净宽4500mm，净高3850mm。

甲乙水仓原支护方式为锚网喷支护，底板采用C10混凝土浇筑，硬化厚度100mm。帮顶锚杆为φ20mm×2000mm的高强度螺纹钢锚杆，矩形布置，间排距800mm。拱部锚杆预紧力矩不小于120N·m，锚固力不小于100kN。墙部锚杆预紧力矩不小于80N·m，锚固力不小于70kN。帮顶围岩采用支护直径为15.24mm的锚索补强，长度为5.4m。间排距为2000mm×1600mm，锚索设计预紧力100kN。甲乙水仓原支护方案见图15所示。

图15 甲乙水仓原支护方案

采用该方案后，甲乙水仓围岩先后发生不同程度变形。受采动影响后围岩变形加剧，发生强烈底鼓现象，水仓严重处起底高度达到1500mm。

为此，需要对水仓进行加固。根据数值模拟结果，结合现场实际，确定甲乙水仓加固方案。

5.1 水仓底板加固

水仓加固前，清淤并拆除轨道、起底厚度350～400mm，加固后硬化底板厚度250～300mm。

底板注浆钻孔沿巷道走向成排、五花眼布置，排距1500mm，间距1100～1300mm。注浆钻孔直径为56mm。钻孔角度为中线上钻孔垂直于底板向下，中线两侧的钻孔外扎角6～10°。钻孔深度为(8000±50)mm。

预埋锚索7d后，安装并预紧锚索后，钻孔全长一次注浆，注浆材料为水泥浆，注浆终止压力4～6MPa。

采用的锚索规格为φ22mm，1×19股高强度预应力钢绞线，长度8300mm。配套φ20mm焊接钢筋梯梁、高强度拱形托盘、调心球垫，锚索预紧力不小于180kN。网片采用φ6.5mm焊接钢筋网，网孔100mm×100mm，规格3100mm×1500mm。

5.2 水仓帮顶围岩加固

甲乙水仓帮顶围岩打设注浆孔，吸水池附近小岩柱3000mm以下注浆孔埋管注浆后重新打设锚索，5000mm以上注浆孔直接锚固并安装锚索，注浆支护帮顶围岩，铺设钢筋网护帮护顶。

甲乙水仓帮顶注浆钻孔成排、五花布置，排距1600mm，间距1200～1700mm。钻孔深度：吸水池附近甲乙水仓三角区小岩柱段注浆孔深度分别为2500mm，3000mm，5000mm和6500mm，其余注浆钻孔总深(800030)mm。钻孔直径为56mm。注浆孔角度为两帮底脚钻孔下扎15～20°，其余注浆孔垂直岩面。

采用的锚索规格为φ22mm，1×19股高强度预应力钢绞线，长度8300mm。小岩柱区水平注浆孔附近或注浆孔内安装锚索长度分别为2800mm，3300mm，5300mm和6800mm。锚索全部安装于注浆孔内，或注浆后附近补打锚索，采用全长锚固方式。锚索预紧力不低于150kN。注浆终止压力4～6MPa。

采用上述方案加固后，甲、乙水仓围岩注浆材料消耗见图16～图19所示。

甲水仓底板注浆干水泥消耗330.55t，平均消耗1.92t/m；帮顶围岩注浆干水泥消耗219.45t，平均消耗1.28t/m。底板及帮顶各断面材料消耗比较均匀，但各断面消耗干水泥量较大，说明甲水仓巷道破坏程度相当严重。乙水仓底板注浆干水泥消耗29.48t，平均消耗0.253t/m；帮顶围岩注浆干水泥消耗44t，平均消耗0.38t/m。底板及帮顶各断面材料消耗比较均匀，说明乙水仓巷道围岩破坏程度比较严重。

图16 甲水仓帮顶注浆材料分布

图17 甲水仓底板注浆材料分布

图18 乙水仓帮顶注浆材料分布

图19 乙水仓底板注浆材料分布

注浆锚索加固后，对2322工作面回采过程甲乙水仓等近距离硐室群进行了变形监测，加固后各硐室围岩保持稳定，两帮收敛及底鼓最大观测值均为14mm，通过注浆锚索加固，有效控制了强采动影响下近距离硐室群围岩巷道大变形。

6 结论

(1)成庄煤矿甲、乙水仓及变电所等近距离硐室群开挖后，围岩间将产生应力叠加效应，相比之下垂直应力的叠加效应较水平应力更为明显，但水平应力集中程度更高。

(2)2322工作面回采引起煤柱支承压力向底板传递，导致距离煤柱较近的甲水仓硐室围岩应力集中明显加强，受煤柱高应力与底板高应力叠加作用，如不采取底板加固措施，硐室变形特征将首先表现为强烈底鼓。

(3)煤岩层的破碎程度对浆液扩散形态产生重要影响，相同注浆压力和水灰比条件下，沿注浆孔切向方向浆液的扩散半径大于沿径向的扩散半径。

(4)注浆锚索加固后，硐室群浅部围岩承载力大幅提高，工作面回采产生的强烈采动应力由深部转移至浅部，使硐室群围岩应力分布更为均匀，防止了强烈采动影响下深部岩体的进一步破坏，改善了硐室群围岩的结构。

(5)井下试验表明，注浆锚索加固后，2322工作面回采过程中各硐室围岩保持稳定，实现了强采动影响下近距离硐室群围岩变形的有效控制。

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[责任编辑：王兴库]

Stress Development and Reinforcement Countermeasure of Surrounding Rock ofClose-distance Caverns Influenced by Strong Mining

JIANG Peng-fei1,2, GUO Xiang-ping1,2

(1.Coal Mining & Designing Department, Tiandi Science & Technology Co., Ltd., Beijing 100013, China;2.Coal Mining & Designing Branch, China Coal Research Institute, Beijing 100013, China)

Stress development rule of close-distance caverns influenced by 2322 face's strong mining was researched with FLAC3D, and the mechanism of grouting reinforcement for close-distance caverns was researched by applying UDEC software.Corresponding reinforcement countermeasure was put forward.Results showed that after close-distance caverns including water sumps and substation were excavated, superimposition effect of vertical stress of surrounding rock between caverns was more obvious than that of horizontal stress, but horizontal stress concentration degree was larger.Mining of 2322 face result into abutment pressure of coal-pillar moving to floor.Influenced by high stress superimposition of coal and floor, strong floor heave occurred in caverns.Under the condition of the same grouting pressure and ratio of water-to-ash, slurry diffusion radius along tangential direction of hole was larger than that along radial direction.Bearing capacity of caverns' shallow surrounding rock largely increased by reinforcing with grouting anchored-cable.High mining stress was transferred from deep to shallow location, which prevented further failure of deep rock.Underground test showed that after applying grouting anchored-cable, surrounding rock of every cavern could keep stability and deformation of surrounding rock of close-distance caverns influenced by strong mining was effectively controlled.

strong mining; close-distance caverns; stress development; slurry diffusion; grouting anchored-cable

2014-09-25

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2014.06.018

国家自然科学基金青年基金项目(51304119)；天地科技股份有限公司研发项目(KJ-2013-TDKC-05)；天地科技股份有限公司开采设计事业部生产力转化基金项目(KCSJ-SCLZH-2012-01)

姜鹏飞(1984-)，男，四川三台人，硕士，从事岩石力学与巷道支护技术等方面的研究工作。

姜鹏飞，郭相平.强采动下近距离硐室群围岩应力演化及加固对策[J].煤矿开采，2014，19(6)：68-73.

TD353

A

1006-6225(2014)06-0068-06