深部高应力巷道围岩力学特征及稳定性控制技术

乔卫国，宋伟杰，林登阁，吴多华

(1.山东科技大学土木建筑学院，山东 青岛 266590；2.山东省土木工程防灾减灾重点实验室，山东 青岛 266590)

采选技术

深部高应力巷道围岩力学特征及稳定性控制技术

乔卫国1，2，宋伟杰1，2，林登阁1，2，吴多华1，2

(1.山东科技大学土木建筑学院，山东 青岛 266590；2.山东省土木工程防灾减灾重点实验室，山东 青岛 266590)

针对九龙煤矿-890m进风行人大巷复杂的工程地质情况，巷道断面较大且高应力作用显著，现已发生严重变形破坏。通过FLAC3D数值模拟对巷道围岩的力学特征进行定量分析，获得深部高应力巷道应力、应变演化特征，结合巷道周边围岩的成分分析、力学实验结果，基于FLAC3D对比优化深部高应力巷道联合支护方案，探究支护结构、支护参数的可靠性，提出以锚杆、锚索为核心的锚网索喷联合支护方案。在巷道开挖后进行矿压观测，进一步验证支护方案以及数值模拟结果的合理性，并实时监测围岩的变化特征。工程实践表明，在深部高应力巷道中采用锚网索喷联合支护，巷道的整体性与稳定性得到有效改善，围岩受力更趋稳定，变形得到有力控制，为煤矿的安全高效生产提供了技术支持。

高应力；锚网索喷；联合支护；数值模拟；定量分析

随着人类对能源需求量的增加和开采强度的不断加大，浅部资源日益减少，国内外矿山都相继进入深部资源开采状态[1]。尤其是当前煤炭资源开采深度的不断加大，巷道开挖后破坏了岩体原有的应力平衡，将引起巷道附近岩体应力状态的改变并发生应力的重新分布[2]，特别是在地质构造活动强烈的地区，残余构造应力较大，水平构造应力往往大于垂直自重应力，形成高水平地应力巷道[3]，其产生的工程灾害将以更加明显的方式表现出来，巷道变形剧烈、采场失稳加剧、岩爆与冲击地压聚增等现象层出不穷，采用传统的支护方式已经难以解决深部高应力巷道支护的难题[4]。我国多位学者对深部高应力巷道围岩变形特征进行了广泛而深入研究，提出相应控制巷道围岩变形的技术措施[5-7]。从中可以看出锚杆等主动支护形式越来越得到重视，并在深井、高应力等复杂条件下推广使用，但在深部高应力条件下岩体处于破碎或松散状态，支护结构的作用并不能完全发挥[8]。因此，对深部高应力巷道破坏机理进行分析，提出适用于深部高应力巷道的锚网索喷联合支护技术，实施积极有效的主动支护，对控制巷道变形、保证围岩稳定有着重要的意义。

1 基于数值模拟分析深部高应力巷道围岩的力学特征

本数值模拟以峰峰集团九龙煤矿-890m进风行人大巷为背景，结合工程地质资料，建立数值模拟模型长×宽×高=50m×30m×30m，共划分158000个单元和164679个节点，在模型上表面施加22.50MPa的垂直应力模拟上覆岩层自重，水平构造应力通过侧压力系数λ=1.3来实现，并限制其侧面的水平位移，固定底面三个方向的位移。模拟岩层的划分与巷道工程地质综合柱状图一致，反映岩石材料的物理力学性质的参数通过实验室MTS岩石伺服试验机进行三轴抗压实验获取如表1所示，模型采用Mohr-Coulomb破坏准则分析深部高应力巷道在围岩开挖前后的受力、变形特性。

表1 巷道围岩力学性质测试结果

1.1 深部高应力巷道开挖前后的位移演化特征

底板、顶板及其右帮断面中部处，向围岩内部5m处、10m处随开挖断面走向前后5m范围内的垂直位移变化曲线见图1。

图1 深部高应力巷道开挖后围岩位移变化曲线

由图1分析可知，底板中部最大垂直位移为297.30mm，受开挖影响，在开挖断面处，其垂直位移骤降至45.15mm；底板向下5m处，受开挖有小幅影响，相对于开挖断面处的垂直位移22.21mm，开挖断面后5m处的垂直位移为44.06mm，变化幅度为21.85mm；底板向下10m处，基本不受开挖影响，在开挖断面前后5m范围内垂直位移变化最大值为6.07mm。顶板中部处最大垂直位移为254.15mm，顶板向上5m处，开挖断面至开挖断面后5m的垂直位移变化为21.56mm，与底板向下5m处相比变化不大。右帮中部最大水平位移为235.38mm，右帮向外10m处，开挖断面前后5m范围内水平位移变化最大值为4.97mm，受巷道开挖影响很小。从巷道整体来看，开挖断面后5m处，巷道表面、向围岩内5m、10m随着向围岩内部深入其位移逐渐变小，随着巷道开挖断面后5m处至巷道断面前5m处范围内其位移逐渐趋于一致。

1.2 深部高应力巷道开挖前后的应力演化特征

开挖断面后5m处、开挖断面处及开挖断面前5m处的底板中部、顶板中部、右帮中部向围岩内10m范围的最大主应力变化曲线见图2。

由图2分析可知，开挖断面后5m处，底板中部向下随着垂直距离的增加，在1.5m处最大主应力达到峰值30.79MPa，之后逐渐降低至原岩应力22.50MPa保持平稳，在开挖断面处应力集中程度相对较低，在1m处最大主应力达到峰值27.51MPa，而开挖断面前5m处，由于最大主应力集中区向未开挖区域扩展，最大主应力出现小幅增长。与此同时，顶板中部、右帮中部的最大主应力演化特征与地板中部基本保持一致。从巷道整体来看，巷道顶板应力集中现象最明显，在顶板向上0.6m处已达到峰值33.82MPa，在开挖断面前5m处的最大主应力扩展区域，底板处应力集中相对最明显达到23.11MPa。

1.3 深部高应力巷道围岩的力学特征

1)巷道由于处于深部高应力围岩中，开挖后围岩底臌、大变形、流变现象严重，巷道整体性遭到严重破坏。

2)巷道受开挖影响，巷道受力发生剧烈变化，巷道周围出现应力集中现象，在开挖断面顶板处应力集中趋势最显著，并且应力集中区域也会向未开挖区域扩展。

3)巷道开挖后，巷道表面变形严重，最大变形量出现在底板处，随着向围岩内部扩展其位移变化量逐渐降低，局部围岩尤其是顶板、底板、底角及肩部往往伴随着严重的破坏，塑性区逐渐扩展贯通，围岩破碎，两帮收敛严重，巷道处于失稳状态且随着时间的增长持续破坏。

2 FLAC3D数值模拟

2.1 数值模拟模型建立

采用有限差分法软件FLAC3D进行数值模拟研究，FLAC3D是美国ITASCA咨询集团公司研发的致力于模拟三维岩体的力学特性，特别是当材料达到屈服极限时的塑性、软化特性，广泛应用于巷道支护设计及评价、矿山工程、隧道工程等领域。本数值模拟采用上述分析深部高应力巷道围岩的力学特征的模型及方法，故不在此进行赘述。

2.2 不同支护方案数值模拟结果定量分析

分别采用锚喷、锚网喷、锚网索喷3种支护方案进行数值模拟，为了定量地对比不同支护方案的效果，获取不同支护方案的底板中部、顶板中部、右帮中部向围岩内10m范围的变形曲线见图3。

图2 深部高应力巷道开挖后的最大主应力变化曲线

图3 不同支护方案的围岩变形曲线

不难看出，锚网索喷支护方案相对于其他方案展现出很好的支护效果，尤其是在底板、顶板以及两帮随着想围岩内部的深入，在4m范围内，锚喷支护与锚网喷对围岩变形控制的表现较为一致，在围岩表面发生较大变形后，以较大的速率降低，从而使得围岩的稳定性存在一定隐患。而锚网索喷支护后，围岩变形持续降低在较小水平中，围岩表面变形为20mm左右，同时随着围岩向内部的深入，位移变化平稳，受力稳定，在充分调动围岩自承能力的同时也有效的保证了围岩的整体性与稳定性，展现出较好的支护效果。

3 工程应用

峰峰集团九龙煤矿-890m水平井底车场位于2#煤顶板层位，其周边主要分布有石盒子组砂岩含水层和奥陶系灰岩含水层，石盒子组砂岩含水层岩性以细砂岩、中砂岩、粗砂岩及砂砾岩为主，裂隙不发育，富水性较弱。对于奥陶系灰岩含水层，如遇落差较大的断层或陷落柱沟通，对施工巷道顶、底板或两帮有突水危险，因此必须采取防范措施，具体支护示意图见图4。

图4 进风行人大巷锚网索喷联合支护示意图

针对峰峰集团九龙煤矿深部高应力巷道围岩存在的支护难题，结合数值模拟结果，提出以锚杆、锚索为核心的锚网索喷联合支护体系，根据进风行人大巷的实际特点以及围岩的力学特征，采用合理的支护方案，并结合现场进行动态调整。

进风行人大巷锚网索喷联合支护参数如下所示。

锚杆：选用高强螺纹钢锚杆，锚杆长2400mm，间排距为800mm×800mm。锚固力设计值为100KN，扭矩不小于300N·m。

锚索：采用Φ18.9×8300mm的1860MPa级1×7预应力钢绞线。锚索布置沿巷道中心线布置，间排距为1.6m×1.6m。

金属网：采用Φ6.5mm圆钢焊接而成，规格1500mm×900mm，网格规格为100mm×100mm，搭接长度为100mm。

钢筋梯子梁：采用Φ14mm钢筋焊制而成，梯子梁规格长×宽为2.48m×0.08m，网孔规格80mm×80mm，排距为800mm。

喷射混凝土：强度等级为C25，总厚度为150mm。

水沟、铺底及基础混凝土：强度等级为C25，铺底厚度为150mm，水沟两帮及底部浇注厚度为100mm，盖板厚度为50mm，基础深度为100mm。

4 矿压监测

为反映巷道开挖后支护方案的有效性和稳定性，及时了解和掌握巷道在整个服务期间的巷道围岩变形情况和锚杆锚索的支护效应，对进风行人大巷进行了矿压监测。在巷道掘进过程中设置相应的测站，通过测枪并配合使用测杆，对巷道围岩表面位移进行观测，巷道表面围岩相对移近量与时间关系曲线见图5。

图5 巷道表面围岩相对移近量与时间关系曲线

从图5的矿压观测数据分析可知，巷道表面变形在30天左右达到稳定状态，顶底板相对移近量为40mm、两帮相对移近量为35mm，由此说明，进风行人大巷开挖通过锚网索喷支护后，支护结构与巷道围岩协同作用，支护结构性能得到充分发挥，巷道的整体稳定性以及承载能力有效提升，深部高应力巷道的底臌、应力集中、大变形特性得到显著改善，保证了巷道在服务年限内的安全稳定。

5 结 论

1)结合九龙煤矿所处的工程地质状况，运用FLAC3D数值模拟软件对巷道深部高应力巷道在开挖过程中的力学特征进行定量分析。在开挖之后，巷道表面最大变形位于底板，在深入巷道围岩内部10m处，其受开挖影响较小；开挖过程中应力集中现象明显，应力集中最大值均出现在围岩内部1.5m范围，并且伴随开挖过程中，应力集中区域向未开挖区域逐渐扩展，至开挖断面后5m处影响很小。

2)通过FLAC3D数值模拟分析不同支护方案支护后巷道围岩的力学特性，进行对比优化，提出了以锚杆、锚索为核心的锚网索喷联合支护体系，验证了此支护方案的可靠性。

3)监测数据表明，通过锚网索喷联合支护深部高应力巷道整体性显著提高且受力均匀，围岩的承载能力得到加强，锚杆、锚索性能得到充分发挥，巷道大变形、应力集中及底臌等现象得到有效遏制，对煤矿的安全高效生产起到了有力的推动作用。

[1] 何满潮，谢和平，彭苏萍，等．深部开采岩体力学研究[J]．岩石力学与工程学报，2005，24(16)：2803-2813．

[2] 薛华俊，宋建成，李中州，等．深井岩巷掘进中的围岩应力场的数值分析[J]．中国矿业，2013，22(5)：83-87．

[3] 何满潮，吕晓俭，景海河．深部工程围岩特性及非线性动态力学设计理念[J]．岩石力学与工程学报，2002，21(8)：1215-1224．

[4] 周宏伟，谢和平，左建平．深部高地应力下岩石力学行为研究进展[J]．力学进展，2005，35(1)：91-99．

[5] 柏建彪，侯朝炯．深部巷道围岩控制原理与应用研究[J]．中国矿业大学学报，2006，35(2)：145-148．

[6] 杨军，孙晓明，王树仁．济宁 2#煤深部回采巷道变形破坏规律及对策研究[J]．岩石力学与工程学报，2009，28(11)：2280-2285．

[7] 陈晓祥，勾攀峰，范增哲，等．深井高应力高突区域回采巷道变形特征及控制[J]．采矿与安全工程学报，2013，30(3)：363-368．

[8] 乔卫国，孟庆彬，林登阁，等．深部软岩巷道锚注联合支护技术研究[J]．西安科技大学学报，2011，31(11)：22-27．

Mechanical characteristics and stability control technology ofdeep roadway under high stress

QIAO Wei-guo1，2，SONG Wei-jie1，2，LIN Deng-ge1，2，WU Duo-hua1，2

(1.School of Civil Engineering and Architecture，Shandong University of Science and Technology，Qingdao 266590，China；2.Shandong Provincial Key Laboratory of Civil Engineering Disaster Prevention and Control，Qingdao 266590，China)

Specific to Jiulong Coal Mine -890 meters air inlet pedestrian roadway has serious deformation and destruction due to its complicated engineering geological conditions，large chamber cross section and significant effects of high stress.The paper carried out quantitative analysis of the mechanical characteristics of surrounding rocks of roadway through FLAC3Dnumerical simulation to obtain deep high-stress roadway stress and strain evolution characteristics，combining with composition analysis，mechanical test results of surrounding rocks of roadway.Based FLAC3Dcontrast optimization deep and high stress roadway combination support programs，explore supporting structure，supporting the reliability parameters，the author proposed the wire rope combined supporting scheme taking the anchor bolt and anchor cable as the core.Making the mine pressure observation after the roadway excavation，further verify the rationality of the supporting scheme and the result of numerical simulation，and monitoring the variation characteristics of surrounding rock.Engineering practice shows that adopting the bolt-anchor-shotcrete-mesh combined supporting scheme in the deep roadway under high stress，to effectively improve the integrity and the stability of the roadway.The surrounding rock stress becomes more stability，and the deformation gets more effective control，providing the technical support for the safety and efficient production in the coal mine.

high stress；bolt-anchor-shotcrete-mesh；combined support；numerical simulation；quantitative analysis

2015-01-22

国家自然科学基金项目资助(编号：51174128)；教育部新世纪优秀人才支持计划项目资助(编号：NCET-07-0519)；山东科技大学研究生科技创新基金项目资助(编号：YC140322)

乔卫国(1963-)，男，山东荣成人，教授，博导，主要从事岩体加固理论与应用技术的研究。E-mail：qiaowg1@163.com。

TD353

A

1004-4051(2015)08-0092-04