千米深井巷道围岩变形破坏机理与支护技术

张广超，何富连

(1.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院，北京100083)



千米深井巷道围岩变形破坏机理与支护技术

张广超，何富连

(1.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院，北京100083)

［摘要］针对深井高应力软岩巷道围岩大变形、强流变性、强烈底鼓等非线性大变形围岩控制难题，以邢东矿－980m大巷为工程背景，现场调研－980m大巷围岩变形破坏特征，阐明了高地应力、强烈地质构造、高渗透压环境下深部巷道围岩变形机制机理，以库伦－莫尔应力圆分析了－980m大巷围岩开挖造成的高主应力差对围岩破坏作用。在上述研究的基础上，针对性地提出了“高性能锚网喷+高强锚索+可缩性环形支架+注浆加固”的联合支护技术，并进行工业性实践。工程实践表明，该技术可有效解决－980m大巷围岩控制难题，对类似巷道围岩控制具有借鉴意义。

［关键词］千米深井;围岩变形;破坏机理;高应力;联合支护

［引用格式］张广超，何富连.千米深井巷道围岩变形破坏机理与支护技术［J］.煤矿开采，2015，20 (2) : 35－38，62.

随着矿山开采规模和深度不断加大，我国很多矿井相继进入深部开采状态。深部高地应力、高地温、高渗透压、强烈地质构造作用及采动影响使得深部巷道围岩呈现非线性变形和破坏［1］，围岩大变形、强烈底鼓、冲击地压、煤与瓦斯突出等深部工程地质灾害发生频率大幅度提高［2］。我国东部淮南、兖州、新汶、徐州、开滦等大型煤炭矿区都存在着深部开采问题，深部巷道围岩控制技术一直是我国煤炭领域专家学者研究的重点。

我国专家学者对深部巷道围岩变形破坏机制及控制对策进行了有益探索［3－6］，先后提出了联合支护、耦合支护、二次支护等支护理念和控制技术，解决了大量巷道稳定性难题，为深部巷道围岩变形控制提供了宝贵经验。然而，深部巷道变形破坏规律与其所处工程地质环境密切相关，所应采取的巷道支护技术也存在差异，即深部巷道围岩控制具有复杂性和差异性［7］。

本文以冀中能源股份有限公司邢东矿二水平大巷为具体背景，现场调研巷道变形破坏特征，分析深部高地应力、强烈地质构造、强流变性、高渗透压对于围岩稳定性的影响作用，在此基础上提出了“高性能锚网喷+高强锚索+可缩性环形支架+注浆加固”的联合支护形式，阐述了其围岩控制机理，并进行现场应用，证明该技术的合理性和可行性。

1　工程概况

1.1工程地质条件

邢东矿为冀中能源股份有限公司的主力矿井，位于河北省邢台市。褶皱构造为邢台矿区的主要地貌，雁行斜列式断背斜和断向斜为主要构造，煤层倾角小于15°，向斜倾角8～15°，背斜地层倾角15～30°。邢东矿采用立井水平开拓，分－760m水平和－980m水平两水平开拓方式，走向长壁采煤，主要开采2号煤层。

其中－980m大巷是二水平行人、通风主要巷道，其穿过多个地质层位，主要有野青灰岩，主采2号煤层以下45m左右，灰色和深灰色，含植物化石碎片，围岩松散软弱，较为破碎，易受工程扰动影响。－980m大巷断面半圆拱形，巷道宽度为4.5m，巷道高度为3.5m，断面面积为15.75m2，原有支护为锚网喷联合支护方式，锚杆为22mm× 2400mm的MG335硅锰钢螺纹锚杆，间排距800mm×800mm，仅构造复杂段选用21.8mm× 6500mm钢绞线锚索加强支护。－980m水平煤岩柱状如图1所示。

图1　－980m水平煤岩柱状

1.2－980m大巷围岩变形破坏特征

－980m大巷于2006年掘成，巷道使用0.5a出现大变形破坏，围岩出现大范围破碎，顶板大面积下沉，两帮剧烈收敛，底鼓沿走向开张裂缝突出，顶帮网兜现象突出，锚杆拉断、扭弯现象较多，甚至出现锚索剪短现象，巷道断面无法满足运输要求，不得不重新进行扩刷整修，破坏状况见图2。

图2　－980m水平围岩及支护系统破坏状况

矿方对－980m大巷围岩变形规律进行现场监测，典型测站位移变形曲线如图3所示，可以看出深部巷道围岩变形呈现如下特征:围岩变形量大，四周来压。顶底板累计位移量为463mm，两帮累计位移量为415mm，巷帮以中部煤体内移为主，顶板以大面积下沉为主要形式，大变形与高地应力、围岩软弱有关;巷道顶底板移近量大于两帮移近量。两帮和顶板初期变形速率相差不大，但在后期流变过程中，顶底板流变速率明显大于两帮变形速率，导致顶底板变形量大于两帮移近量;底鼓变形突出，由现场矿压显现可知，局部地段底板鼓起量可达到数百毫米，混凝土喷层开裂现象极为普遍;流变特性显著，－980m大巷在巷道开掘后90d内都无法保持稳定，巷道围岩流变变形速度约为2.6～3.0mm/d，巷道处于持续变形状态。

图3　－980m大巷围岩变形曲线

2　深部巷道围岩变形破坏机制及控制对策

2.1深部巷道围岩变形破坏机制

－980m大巷围岩变形呈现变形量大、速度快、流变性强等非线性特征，这与深部巷道高地应力、强烈地质构造作用、高渗透压、围岩强流变性等赋存特点密切相关。

2.1.1高地应力作用

理论研究表明，深部岩体破坏是开挖扰动引起的高主应力差与围岩低强度相互作用的结果［8］。巷道开挖前后主应力差状态改变对围岩稳定性的影响可以用莫尔应力圆进行说明。巷道开挖前，围岩均处于三向受压状态，其受力情况可用图4中应力圆1表示，此时莫尔应力圆直径σ1－σ3，即主应力差很小，此时巷道围岩应力状态远离围岩强度包络线A，巷道处于原岩稳定状态。巷道开挖后引起围岩应力重新分布，使得巷道周边主应力σ3减小至低应力值σ3'，最大主应力σ1增大为σ1'，一般为σ1的2～3倍，此时围岩中任一点的应力状态可用图4中应力圆2表示，此莫尔圆直径即主应力差σ1'－σ3'差值急剧增大，莫尔圆范围突破围岩强度包络线A，围岩发生变形破坏。与此同时，随着莫尔圆突破强度曲线，围岩发生剪切破坏，破坏区岩剪切面发生错动破坏，围岩的力学性质恶化，围岩主要力学参数，如黏聚力、内摩擦角等急剧下降，围岩强度包络线由A发展为B，围岩条件进一步恶化。同时围岩强度大幅度降低造成围岩变形破坏，进而引发巷道破坏失稳。

图4　巷道开挖前后围岩应力状态与强度改变

－980m大巷埋深近1000m，覆岩压力可达25MPa以上，且深部岩体多经历强烈地质构造作用，侧压系数2～3，水平应力远大于30MPa。在如此高应力作用下，深部围岩在未开挖之前仍能保持完整性，这主要跟围岩所处的高围压作用有关，围岩主应力差保持较低值，该值小于围岩抗压强度。巷道开掘后，表面围岩卸荷幅度达22MPa，切向应力增加约为45～65MPa，主应力差(σ1'－σ3')达到45～65MPa，如此巨大的主应力差值必将导致围岩内部出现塑性滑动面，围岩经历“损伤扩容—剪切滑移破坏—碎胀大变形”失稳进入围岩破裂损伤区，岩体强度急剧降低，并使得围岩应力深部转移，如此反复直至达到新的平衡［9－10］。

2.1.2强烈地质构造作用

深部煤体多经受了2～3亿年长期地质作用，内部结构中含有大量的空隙、裂隙、层理、节理等软弱结构面和颗粒胶结物质，这些统称为多结构面，它的存在打断了岩体的连续性、完整性和匀质性，使得岩体呈现出各种各样的破坏现象，使得岩体呈现出各种非连续性物理力学现象。深部巷道开掘过程中采动应力的影响，诸多结构面将扩展、贯通，并产生新的结构面，从而使得深部煤岩体强度及稳定性大大降低，力学性能上表现为黏聚力C、内摩擦角f等参数的降低，围岩强度包络线A的斜率和截距降低，与莫尔圆交错的可能性大幅度提高，围岩稳定性骤降。－980m大巷区域断层、褶曲等地质构造分布广泛，使得围岩节理裂隙极度发育，围岩强度大幅度降低，在扰动作用下容易碎裂，增大巷道支护难度。

2.1.3深部岩体的强流变特性

－980m大巷所处高地应力、高地温、强渗透压环境使得岩体呈现出强流变特性，巷道变形往往延续一段较长时期，主要表现为巷道各个方向发生持续的挤出性变形，其蠕变变形量可达瞬时变形量的300%以上，常规支护理论与技术无法有效解决此类巷道的围岩控制问题。如邢东矿主副暗斜井开掘后其围岩平均变形速率为2.6mm/d，不得不对其进行不间断地整修;－980m大巷经历二次整修后，仍发生大变形。

2.1.4高渗透压力作用

在深部巷道赋存环境中，地下水是一种最为活跃的因素，水也是深部物理化学反应的一种加速剂，它能够促使或加速岩体煤体化学作用的发生，加速煤体岩体内部裂隙的劣化速度、裂隙加剧的趋势。

邢东矿二水平巷道部分区域顶板有淋水现象，因此，巷道围岩存在高渗透压力的作用。在巷道开掘后，围岩浅部裂隙中水头压力大大降低，围岩结构开始产生应力集中，导致表面裂隙向围岩深部扩展，围岩的完整性受到破坏。裂隙自身的扩展增大了水的流速和流量，导致围岩深处孔隙压力降低，有效应力进一步增大，使得由表及里裂隙的迅速扩展，岩体强度降低。

综上所述，深部巷道在高地应力、强烈地质构造作用及高渗透压作用下，围岩中的主应力差值升高，同时造成围岩强度降低，两者之间不可调和的冲突引起深部巷道围岩的剧烈变形破坏。

2.2深部巷道围岩控制对策

根据对－980m大巷围岩变形破坏特征、失稳机制的分析研究，采用单一常规支护技术无法控制围岩大变形，且深井巷道围岩储存变形能量大，企图一次性高强支护控制围岩变形也不切实际，需采取新的巷道支护理念和支护技术，据此，结合相关理论及工程实践［11－12］，确定－980m大巷采用“高性能锚网喷+高强锚索+可缩性环形支架+注浆加固”的联合支护技术，该技术通过多种支护手段相互配合，实现巷道长期稳定，其控制对策如下:

(1)高性能锚网喷一次支护考虑到－980m大巷经历过多次整修，围岩裂隙发育深度较大，巷道扩修后围岩变形量大、速度快，此时应立即采用高性能锚网喷进行一次支护，形成具有一定刚强度的承载结构，改善围岩浅部受力状态，限制围岩初期大变形;同时该结构具有一定可缩性，可避免围岩与支护系统刚度不耦合造成支护体系损毁。

(2)高强度锚索加强支护锚索具有支护强度大、锚固深度大、延伸率大的特点，可在浅部高性能锚喷支护的基础上增强浅部围岩支护阻力，将浅部锚固体系与深部围岩联系在一起，充分调动深部围岩稳定性，限制深部围岩变形。考虑到－980m大巷多次整修，破坏深度较大，在进行锚杆支护时，同步进行锚索深部加固，提高围岩承载能力。

(3)大吨位可缩性长环形支架二次支护－980m大巷围岩变形流变特性显著，巷道持续变形长达90d，应在初期变形稳定后采取大吨位可缩性长环形支架，给围岩提供最终的支护强度，保证巷道长期稳定，大吨位可缩性支架支护时间一般在锚网索支护后20d内进行。

(4)注浆加固修复围岩－980m大巷围岩经过多次扰动作用，围岩裂隙深度发育，为提高锚网喷支护质量，同时保证巷道长久稳定，应在基本支护完成后一定时间内对巷道破碎地带进行注浆加固，提高围岩强度和整体性，其一般滞后大吨位可缩性支架支护1～2d。

3　深部巷道围岩稳定性控制技术

综合数值模拟分析、理论计算和工程类比进行支护参数设计，最终确定“高性能锚网喷+高强锚索+可缩性环形支架+注浆加固”的联合支护技术参数，巷道支护断面如图5所示。

图5　－980m大巷支护断面

锚杆选用22mm×3.0m螺纹钢超强锚杆，其剪断载荷达到125～147kN，拉断载荷达180～210kN，间排距为800mm×800mm，每孔使用S2360 和Z2360树脂锚固剂各1卷锚固，配合100mm× 100mm×10mm的穹形托盘;加强锚索选用21.8mm×8.5m的钢绞线，间排距为2000mm× 800mm，每孔使用1卷S2360和2卷Z2360树脂锚固剂锚固。36U长环形支架由4节构成，采用卡缆连接;支架间距800mm。注浆孔排式布置，间排距1500mm×3200mm，隔4架1排，注浆孔深度分别为2m和8m，注浆管长度为0.6m，1.2m，2.0m，深浅孔交错布置，每排8根，顶板布置3个，两帮各1个，底板布置3个，顶底板两角处注浆孔外摆35°，同时考虑到顶底板围岩破坏深度大，深孔注浆偏于顶底板布置，浅孔注浆偏于两帮。注浆材料选用42.5号普通硅酸盐水泥、水玻璃，浅孔注浆压力第1次为1.0MPa，第2次为2.5MPa，深孔注浆压力为6.0MPa。注浆材料选用42.5号普通硅酸盐水泥、水玻璃，设计浅孔注浆压力3～5MPa，深孔注浆压力为5～8MPa。

4　支护效果分析

按照上述设计方案在－980m大巷进行工业性试验，为了解“高强预应力锚杆(索) +36U全断面长环形支架+壁后注浆”的综合支护措施的支护效果，在巷道表面设立围岩变形观测的测站，对巷道表面位移进行观测，其中3号测站围岩变形曲线如图6所示。

图6　－980m大巷矿压观测结果

由图6可知，巷道扩刷后围岩变形先快速增长，后逐渐稳定，巷道整修后0～25d内，围岩变形快速增长，30d后开始变形逐渐稳定，两帮累计变形185mm，顶板累计变形154mm，底板累计变形141mm，60d后围岩变形速率＜1mm/d，巷道围岩处于稳定状态。

5　结论

(1)－980m大巷原有支护为锚网喷支护，巷道掘出后短期内出现剧烈矿压显现，围岩变形呈现变形量大、四周来压、顶底板变形＞两帮变形、强烈底鼓、流变显著的特征，分析了高地应力、地质构造作用、高渗透压等对围岩破坏作用。

(2)－980m大巷开挖后表面围岩卸荷幅度达到22MPa，巷道切向应力增加约为45～65MPa，主

应力差(σ1'－σ3')达到45～65MPa，主应力差值与围岩强度间的巨大差异是导致围岩出现破碎损伤的主要原因。

(3)针对性地提出了“高性能锚网喷+高强锚索+可缩性环形支架+注浆加固”的联合支护形式，并在－980m大巷进行工程应用。工程实践表明，该支护形式可有效解决深部巷道问题，对类似巷道围岩控制具有一定借鉴意义。

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［责任编辑:姜鹏飞］

特殊采煤与矿区环境治理

Surrounding Rock Deformation and Failure Mechanism and Supporting Technology of Roadway in 1000m Deep Mine

ZHANG Guang-chao，HE Fu-lian

(Resources＆Safety Engineering School，China University of Mining＆Technology (Beijing)，Beijing，100083，China)

Abstract:In order to solve the difficult problem of controlling surrounding rock including large deformation，strong rheological property，strong floor heave in soft-rock roadway with high stress in deep mine，by surveying deformation and failure characteristic of main roadway at -980m level in Xingdong Colliery，its deformation mechanism under the environment of high geo-stress，strong tectonic and high seepage pressure was discussed.Applying Coulomb-Mohr stress circle，failure action of high principal stress difference on surrounding rock induced by excavation of main roadway was analyzed.On the basis of this，combined supporting projection of“anchored mesh injecting + high-strength anchored cable + grouting reinforcement”was put forward.Engineering practice showed that this technology could effectively solve the supporting problem of -980m main roadway and had reference value for similar condition.

Keywords:1000m deep mine; surrounding rock deformation; failure mechanism; high stress; combined supporting

［作者简介］张广超(1987－)，男，山东泰安人，博士研究生，主要从事矿井灾害治理方面的研究。

［基金项目］国家自然科学基金项目(51234005) ;中央高校基本科研业务费专项资金资助(2010YZ02)

［DOI］10.13532/j.cnki.cn11－3677/td.2015.02.011

［收稿日期］2014－09－21

［中图分类号］TD353

［文献标识码］A

［文章编号］1006-6225 (2015) 02-0035-04