深部大断面软岩巷道破坏变形控制及影响因素分析

杨军伟，赵忠义，陈昕昕，梁华杰

(六盘水师范学院 矿业工程系，贵州 六盘水 553004)

深部大断面软岩巷道破坏变形控制及影响因素分析

杨军伟，赵忠义，陈昕昕，梁华杰

(六盘水师范学院 矿业工程系，贵州 六盘水 553004)

为了研究软岩巷道不同围岩特征破坏变形控制方法及对其影响因素进行分析，以鹤煤三矿-800m水平轨道上山为研究背景，通过分析巷道在原支护形式下的破坏特征，提出新的支护措施，并通过数值模拟及现场实测进行验证。结果表明，影响软岩巷道变形破坏的因素主要有围岩性质、围岩地应力、采动影响以及施工设计等。与原支护方式相比，通过采用新的锚网喷+锚索+注浆+两帮和底角锚索联合支护方式，砂岩与砂质泥岩混合段和砂质泥岩段围岩顶底板和两帮移近量分别降低了86.4%和90.1%，78.5%和89.9%，从而定量地说明新支护措施的合理性和科学性。

深部；大断面；软岩巷道；破坏特征；移近量

随着煤矿开采深度的增加，受地质条件的影响，不可避免地要面临越来越多的软岩问题。目前国内外许多学者对深部软岩巷道支护稳定方面做了大量的研究，取得了许多重要的研究成果[1-11]。文献[1] 主要针对煤矿井下新采区的水平延伸和开拓过程中出现矿压增大现象，通过分析围岩属性，对围岩变形进行有效地控制，不仅降低了支护投入，而且增强了支护效果；文献[2]主要针对埋深大、地应力高的巷道，提出了巷道围岩“锚索束+注浆加固”支护理念，指出巷道底板支护强度越强，则浅部围岩应力分布就越均匀，巷道围岩应力由深部向浅部转移能力就越低；文献[3]通过分析深部软岩巷道工程岩体的物理力学特性，研究深部破碎围岩巷道的变形破坏机理，提出深部软岩巷道“一体化”耦合支护技术。上述学者对深部软岩巷道变形破坏的维护与治理做了宝贵的研究工作，但其研究对象大都断面较小且围岩岩性相对单一，对于巷道穿越不同岩性段的变形破坏特征研究较少。笔者通过分析鹤煤三矿-800m水平轨道上山在原支护形式下的变形破坏特征及其破坏机理，有针对性地提出新的支护措施，以达到控制深部软岩巷道破坏变形的目的。

1 工程概况及巷道支护参数

1.1 工程概况

鹤煤三矿-800m水平南翼轨道上山位于二1煤层底板岩层中，距离煤层底板20～50m，其埋深为750～1000m。轨道上山一端与-550m水平南大巷相连通，另一端与-800m水平南大巷相连，开口位置位于-550m水平南大巷1400m处，处于-800m水平南翼回风上山和-800m水平南翼运输上山之间，与它们分别相距26m，在巷道400m位置与-800m水平南翼总回风巷相连，在巷道的浅部有联络巷分别与回风上山和运输上山相连通，轨道上山所在位置及其附近巷道布置情况见图1所示。

图1 轨道上山附近巷道布置

1.2 巷道原支护形式及变形破坏特征

轨道上山在掘进过程中，共经历了砂岩和砂质泥岩2种岩性，围岩岩性分布大致为：开口处至100m位置为砂岩；100～400m位置为砂岩和砂质泥岩；400m至掘进头(约600m)位置为泥岩，设计总长度为1152.9m。巷道设计净断面宽×高为4000mm×3600mm，掘进断面宽×高为4200mm×3700mm，巷道断面为直墙半圆拱形，半圆拱净半径为2000mm，直墙高1600mm。巷道在各岩性段的支护形式均采用锚网喷+锚索支护。通过对轨道上山不同岩性段的监测，得出巷道内砂岩段破坏变形相对较小，顶底板及两帮最大移近量分别为110mm和150mm；砂岩与砂质泥岩混合段巷道变形破坏较严重，顶底板及两帮最大移近量分别为1010mm和340mm；砂质泥岩段巷道变形破坏最为严重，顶底板及两帮最大移近量分别达到1760mm和740mm。

2 轨道上山破坏影响因素分析及新支护形式

2.1 轨道上山破坏影响因素分析

深部软岩巷道开挖后围岩稳定性受多种因素影响，其中主要的影响因素有：围岩性质、围岩地应力、采动影响、施工设计等。鹤煤三矿-800m水平南翼轨道上山属于深部工程岩体，围岩处于高应力状态。围岩范围内的砂质泥岩强度较低，围岩的变形破坏十分严重。通过对轨道上山在原支护条件下进行数值模拟研究，分析得出该轨道上山出现两帮移近量大、底鼓严重、顶板不同程度的下沉、变形时间长等非线性大变形现象，其主要原因有：

(1)巷道埋深大，围岩地应力大 巷道埋深处于750～1000m之间，容重取25kN/m3，自重应力约为20～22.5MPa，水平集中应力最大可达27MPa，已进入非线性高应力状态。

(2)构造应力的影响 根据-800m水平南翼轨道上山地质资料，轨道上山所处区域是一个很大的323背斜构造，并且还紧邻323背斜轴部，因此，该位置地质构造复杂，岩层产状变化大，另外，轨道上山掘进方向刚好是沿着323背斜的走向方向，所受水平应力较大。

(3)围岩岩性差 巷道节理裂隙发育，巷道顶、底板以砂质泥岩为主，层理、节理较发育，膨胀性较强，导致围岩变形量大，难以支护。

(4)施工设计不合理 尽管巷道采用锚网喷+锚索联合支护形式，但由于对巷道底角和底板未进行支护控制，造成底板严重鼓起，岩石的蠕变效应会使围岩性质进一步恶化。底鼓后两侧的变形又会引起巷道的肩部和顶部产生应力集中，进而产生变形破坏。

(5)底板易发生膨胀变形 变形破坏严重段围岩的岩性以砂质泥岩为主，砂质泥岩胶结性差、节理发育，围岩完整性差，亲水性强，承载能力低，尤其是底板的砂质泥岩在水的作用下极易发生膨胀变形，影响巷道的整体稳定。

基于以上分析，选择合适的断面形状、选取最佳的支护方式、确定合理的支护参数，应作为深部软岩巷道支护设计需要解决的关键问题。

2.2 巷道新掘段支护设计

根据高阻让压，强力支护；预留断面；二次支护，固结强化围岩的原则及鹤煤三矿围岩结构特点以及围岩支护要求，-800m水平南翼轨道上山围岩控制采用：锚网喷+锚索支护；顶板和两帮注浆支护；两帮和底角锚索支护。

通过分析原支护形式下轨道上山的变性特征及变形破坏机理可知，巷道内不同岩性段围岩变形特征有较大差异，因此，应采用“对症下药”的方式对巷道围岩进行支护。巷道内各岩性段围岩支护方式如表1所示。

鹤煤三矿-800m水平南翼轨道上山新掘段巷道对节理化砂质泥岩段断面形状仍选用直墙半圆拱形。净断面尺寸为4000mm×3600mm；掘进断面尺寸为4200mm×3700mm，其中直墙高为1600mm。具体支护参数如下：

表1 轨道上山各岩性段围岩支护方式

注：(1)锚网喷+锚索支护；(2)顶板和两帮注浆支护；(3)两帮和底角锚索支护

(1)锚杆 采用左旋无纵筋高强度螺纹钢树脂锚杆，锚杆规格直径×长度为22mm×2000mm，间排距为700mm×700mm，锚杆与巷道轮廓线垂直，锚杆外露长度不大于40mm，巷道两底角各布置1根距底板300mm的锚杆，俯角为30°，锚杆扭矩不小于200N·m，锚杆拉拔强度不小于80kN。

(2)锚杆垫板 采用120mm×120mm×10mm钢板作为锚杆垫板，垫板必须完全紧贴围岩岩面。

(3)网 采用直径6.5mm的钢筋片网，铺网规格为1000mm×2000mm，网孔距100mm×100mm，全断面挂网。

(4)喷层 使用水泥、砂子和石子混合均匀配料，选用32.5普通硅酸盐水泥。喷层厚度为100mm，顺序为先两帮后顶板，喷砼强度为C20。

(5)锚索 采用七芯钢绞线制作的预应力锚索，锚索规格直径长度为17.8mm×6000mm，间排距为1600mm×2100mm，锚索拉拔强度不小于200kN。

(6)锚索托盘 锚索托盘采用200mm×200mm×25mm钢板，托盘必须完全紧贴围岩岩面。

(7)锚固剂 锚杆和锚索均选用ZK2335型树脂锚固剂，每根锚杆使用3卷树脂锚固剂，每根锚索使用5卷树脂锚固剂。

3 新支护形式数值模拟研究

3.1 数值模型构建

-800m水平南翼轨道上山在掘进过程中主要经历3个岩性段，分别为砂岩段、砂岩与砂质泥岩混合段和砂质泥岩段。由于砂岩段岩石强度较大，且该段巷道变形较小，因此，此次只模拟分析砂岩与砂质泥岩混合段和砂质泥岩段的变形破坏情况，应用FLAC3D数值软件对这2种情况下巷道围岩的受力和位移大小进行分析。计算模型尺寸长×宽×高=45m×30m×45m，共划分18960个单元，20916个节点。该模型侧面限制水平移动，底部固定，模型上表面模拟上覆岩体的自重边界，施加的荷载为22.5MPa，水平方向的侧应力系数为1.2，荷载大小为27MPa。材料破坏符合Mohr-Coulomb强度准则，工程岩体的物理力学计算参数如表2所示。

3.2 模拟结果分析

表2 鹤煤三矿-800m水平轨道上山工程岩体物理力学参数

新掘巷道砂岩和砂质泥岩混合段在新的锚网索+锚喷+注浆+底角锚索联合支护形式下围岩的垂直方向位移与水平方向位移如图3所示。从数值模拟结果可以看出，巷道围岩最大底鼓量、两帮移近量和顶板下沉量分别为54，47，31mm，与图2原支护相比，分别降低了90.4%，85.2%，88.5%。

图2 原支护形式下垂直方向与水平方向位移

图3 新支护形式下垂直方向与水平方向位移

图4 原支护形式下垂直方向与水平方向位移

图5 新支护形式下垂直方向与水平方向位移

图4为原支护形式下砂质泥岩段垂直方向与水平方向位移。

新掘巷道砂质泥岩段在新的锚网索+锚喷+注浆+底角锚索联合支护形式下围岩垂直方向位移与水平方向位移如图5所示。从图5中可以看出，巷道围岩最大底鼓量、两帮移近量和顶板下沉量分别为69，56，38mm，与图4原支护相比，分别降低了90%，88.8%，87.4%。

通过数值模拟分析表明深部软岩巷道砂岩和砂质泥岩混合段与砂质泥岩段围岩选用锚网喷+锚索+注浆+底角锚索的联合支护形式是合理可行的。

4 现场施工

4.1 测站布置

为了验证鹤煤三矿-800m水平轨道上山在新掘巷道围岩支护中采用新的锚网喷+锚索+注浆+两帮和底角锚索联合支护方式的控制效果，在现场新掘巷道中的砂岩与砂质泥岩混合段和砂质泥岩段各布置1组测站，两测站相距30m，在每个观测站分别设置1个围岩表面位移观测断面。

4.2 表面位移监测分析

4.2.1 测站1表面位移分析

测站1位于新掘巷道中的砂质泥岩段内，从监测数据可以看出，该测站在20d后变形已经趋于稳定，并且变形量较小，在100d内，底鼓量、顶板下沉量、两帮移近量分别为94，81，75mm，平均变化速率分别为0.94，0.81，0.75mm/d。测站1围岩移近量与时间关系如图6所示。

4.2.2 测站2表面位移分析

测站2位于新掘巷道中的砂质泥岩和砂岩混合段内，在120d内，底鼓量、两帮移近量、顶板下沉量分别为81，73，56mm，平均变化速率分别为0.68，0.61，0.47mm/d，大约在15d围岩变形速率趋于稳定，但之后变形仍有波动，到30d已经基本稳定。测站2围岩移近量与时间关系图如图7所示。

图7 测站2围岩移近量与时间关系

综上所述，新掘段巷道在实施新的支护设计20d左右，各阶段巷道围岩的变形已趋于稳定，且变形量均在设计允许范围之内，与原支护时相比围岩底鼓量、两帮移近量和顶板下沉量分别降低了81%，71.6%，67.9%，从而定量地说明新支护设计方案的合理性和科学性。

5 结 论

(1)通过采用新的锚网喷+锚索+注浆+两帮和底角锚索联合支护方式，监测不同岩性段巷道内变形情况，与原支护时相比，砂岩与砂质泥岩混合段和砂质泥岩段围岩顶底板和两帮移近量分别降低了86.4%和90.1%，78.5%和89.9%，从而定量地说明新支护设计方案的合理性和科学性。

(2)根据-800m水平南翼轨道上山的变形破坏特征，分析得出其主要影响因素包括围岩性质、围岩地应力、采动影响和施工设计，针对各种影响因素，可采用“对症下药”的方式，对深部软岩巷道进行维护与治理。

(3)鹤煤三矿-800m水平南翼轨道上山属于深部软岩巷道，巷道断面大且穿越不同岩性岩层，地质条件相对复杂，因此整体上表现出与一般软岩巷道不同的变形破坏特征，研究成果可为相似地质条件下巷道维护与治理提供参考。

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[责任编辑：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

贵州省教育厅自然科学研究项目(黔教合KY字[2015]404号)；贵州省科学技术基金(黔科合LH字[2014]7465号)；六盘水师范学院高层次人才科研启动基金(LPSSYKYJJ201410)

杨军伟(1984-)，男，甘肃景泰人，副教授，硕士研究生，从事煤矿及爆破方面的教学与研究工作。

杨军伟，赵忠义，陈昕昕，等.深部大断面软岩巷道破坏变形控制及影响因素分析[J].煤矿开采，2017，22(2)：47-50，99.

TD353

A

1006-6225(2017)02-0047-04