大断面反井施工硐室围岩变形破坏机理及控制对策研究

李建华，谢福星，陈 凯，荆国业，王永峰，周 明

（1.神华包头能源有限责任公司 李家壕煤矿，内蒙古 鄂尔多斯 017000；2.北京中煤矿山工程有限公司，北京 100013）

李家壕矿反井施工硐室位于立井与巷道交叉处，巷道断面较大，赋存状态复杂[1-3]，受到开挖扰动次数多且强烈，加之设计断面较大、结构复杂、要求服务年限长，其变形破坏严重影响矿井上下运输、行人与通风，制约着煤矿安全、高产、高效生产[4-6]。相关学者[7-10]通过数值模拟研究分析，提出了深浅孔滞后注浆加固技术；蔡海兵等[11]在模拟分析原支护方案下大断面硐室围岩的稳定性的基础上，进一步提出了二次支护增加底板注浆锚杆（索）；乔卫国等[12]针对深井厚冲击层软岩条件下大断面巷道，提出了高强让压锚杆+锚索+喷射混凝土和浇灌钢筋混凝土联合支护加固技术；姜玉松[13]通过现场调研对20 个大断面交叉硐室及巷道破坏实例进行总结分析，认为地质条件是大断面硐室及巷道破坏的主要影响因素。但大部分学者研究重点集中在大断面硐室及巷道支护优化设计上，并未系统揭示围岩破坏规律，尤其对于软弱地层条件下大断面硐室围岩变形破坏机理及控制技术鲜有研究。为此，以李家壕矿二水平回风立井延深段大断面反井施工硐室为研究背景，通过FLAC3D数值模拟分析大断面硐室在掘进过程中位移场、应力场与破坏场分布特征，探究大断面硐室围岩变形破坏规律，揭示大断面硐室围岩变形破坏机理，据此，提出相应围岩控制技术。

1 工程背景

李家壕矿二水平回风立井延深段上部为3-1 煤回风联络巷，下部为5-1 煤总回风巷，设计延深标高为1 191.2 m，井筒落地标高为1 113 m，总长78.2 m，掘进断面为直径6 m 的圆形，全断面一次反井掘进。反井施工硐室形状为直墙半圆拱型，大断面硐室高7 m，宽7 m，其中拱高为3.5 m，巷道断面积约为43.73 m2；常规断面硐室高2.8 m，宽3.5 m，其中拱高1.75 m，硐室断面积约为8.48 m2。二水平回风立井延深段反井施工硐室布置示意如图1。

图1 二水平回风立井延深段反井施工硐室布置示意图Fig.1 Layout diagram of raise shaft construction chamber in extension section of horizontal return air shaft II

2 大断面硐室围岩破坏机理

2.1 数值模型建立及模拟方案

根据李家壕矿地质条件，建立的数值计算模型如图2。x 轴为反井施工硐室掘进方向x=100 m，硐室为直墙半圆拱形，大断面及常规断面硐室长度分别为20 m 与25 m，大常规断面连接处为5 m；y 轴为煤层倾斜方向y=100 m；z 轴垂直向上z=100 m，底板19.42 m，共划分4 685 030 个三维单元，797 468 个节点。模型水平与底部边界限定为0。模型顶部施加27.8 MPa 载荷代表覆岩压力，模型x，y 方向施加水平应力，侧压系数取1.3。

图2 数值计算模型Fig.2 Numerical calculation model

煤岩体定义为Mohr-coulomb 模型，数值模拟中所需要的煤岩体物理力学参数见表1。按实际施工过程模拟程序为：初始应力计算平衡→常规断面硐室开挖→大断面硐室分层开挖→回风立井开挖。

表1 煤岩体物理力学参数Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock

2.2 数值模拟结果分析

2.2.1 硐室垂直位移与水平位移

硐室围岩垂直位移如图3，硐室围岩水平位移图4。

图3 硐室围岩垂直位移Fig.3 Vertical displacement of surrounding rock of chamber

图4 硐室围岩水平位移Fig.4 Horizontal displacement of surrounding rock of chamber

1）垂直位移分布特征。大断面、常规断面硐室垂直位移均呈现对称分布，最大下沉量发生在硐室顶板竖向中心线处，分别是1 450、505 mm，其中大断面硐室垂直位移是常规断面硐室垂直位移的2.8倍。上述反井施工硐室垂直位移分布特征与其尺寸大小密切相关，大断面硐室开掘过程中形成的空间较大，进而对周围岩体扰动较大，因此出现大断面硐室顶板垂直位移远大于常规断面硐室。

2）水平位移分布特征。由浅至深，反井施工硐室顶板及两帮水平位移呈逐渐减小趋势，顶板水平位移沿巷道竖向中心线对称分布，呈挤压状态。大断面及常规断面硐室最大水平位移均出现在距硐室顶板一定距离处，分别是189、23 mm。造成这一现象的原因在于，顶板岩层岩性与立井开挖的叠加影响，顶板为软弱岩层，强度较低，加之立井开挖，顶板岩层受到扰动作用，裂隙发育，岩体更为破碎，并且立井开挖空间为顶板岩层运动提供了水平运动空间[14-16]。常规断面硐室水平位移亦是如此，大断面硐室为其提供了水平运动空间。因此，在支护设计过程中，特别需要提高硐室顶板对水平运动的适应性，防止顶板出现挤压变形破坏。

2.2.2 硐室围岩破坏与垂直应力

硐室围岩破坏场与垂直应力分布如图5。

1）塑性区分布特征。由图5（a）和图5（b）可知，反井施工硐室围岩处于大范围剪切破坏状态，其中大断面硐室顶板破坏深度约为24 m，两帮破坏深度为13.5 m；常规断面硐室顶板破坏深度约为7.3 m，两帮破坏深度为4.5 m，部分处于拉伸破坏，顶部破坏深度大，需要对顶部强化支护控制。

图5 塑性区与垂直应力分布Fig.5 Plastic zone and vertical stress distribution

2）垂直应力分布特征。由图5（c）和图5（d）可知，反井施工硐室底板与两帮浅部煤体均处于应力释放状态，平均应力约为1 MPa，表明硐室周围浅部围岩已经发生了严重破裂损伤；对于大断面硐室而言，从硐室帮表面开始，应力呈现逐渐增大的趋势，距巷帮表面14 m 处达到峰值应力35 MPa，应力集中系数为1.06；对于常规断面硐室而言，应力亦呈现逐渐增大的趋势，距巷帮表面9 m 处达到峰值应力，峰值应力为40.6 MPa，应力集中系数为1.23。

3 大断面硐室围岩控制原理与技术

3.1 大断面硐室围岩控制原理

1）该矿反井施工硐室顶板岩层为软弱岩层，强度较低，顶板岩层受扰动影响较大，因此顶板出现显著下沉变形，立井开挖与硐室尺寸变化，为硐室顶板岩层水平运动提供了移动空间，致使硐室顶部发生显著水平位移，呈现出向硐室竖向中心线挤压状态[17-18]。

2）反井施工硐室大断面区段因其尺寸较大，开挖过程中形成空间大，因此顶板垂直位移远大于常规断面硐室；立井的反井施工为大断面硐室顶板岩层水平运动提供了充足的空间，因此其水平位移亦是大于常规断面硐室。

3.2 李家壕矿大断面硐室围岩控制技术

基于该矿生产地质条件和反井施工硐室围岩变形破坏规律，对反井施工硐室不同断面区段采用不同支护方案，反井施工硐室支护方案如图6。

图6 反井施工硐室支护方案Fig.6 Chamber support scheme for raise shaft construction

李家煤矿大断面硐室顶帮使用φ20 mm×2 500 mm 左旋螺纹钢锚杆，顶板锚杆间排距为1 000 mm×1 000 mm，采用φ14 mm 圆钢焊制钢筋梯子梁连接，采用φ21.6 mm×8 000 mm 锚索对顶板进行强化支护，间距为2 000 mm。两帮锚杆间排距为800 mm×1 000 mm，垂直两帮布置。

李家壕矿常规断面硐室顶帮使用φ16 mm×2 000 mm 圆钢锚杆，间排距为1 100 mm×1 000 mm；硐室顶部使用φ21.6 mm×6 500 mm 锚索进行强化支护，排距2 000 mm，与锚杆交错布置。反井施工硐室采用分次开挖分次支护，常规断面硐室一次成形。现场具体实施过程为：常规断面硐室开挖→常规断面硐室支护→大断面硐室开挖第1 层→大断面硐室支护第1 层→大断面硐室开挖第2 层→大断面硐室支护第2 层。

3.3 围岩控制效果数值分析

采用FLAC 中“cable”结构单元模拟锚杆（索），锚杆（索）单元的力学和几何参数见表2。支护方案模拟图如图7，支护条件下硐室水平、垂直位移如图8，支护条件下硐室围岩塑性区分布如图9。

表2 锚杆（索）力学参数Table 2 Mechanical parameters of anchor rod（cable）

图7 支护方案模拟图Fig.7 Simulation diagram of support scheme

图8 支护条件下硐室水平、垂直位移Fig.8 Horizontal and vertical displacement of chamber under support conditions

图9 支护条件下硐室围岩塑性区分布Fig.9 Distribution of plastic zone of chamber surrounding rock under support conditions

由图8（a）和图8（b）可知：在进行支护条件下，大断面硐室垂直位移为461 mm，相比无支护条件，减少989 mm，约68%；常规断面硐室亦呈减小趋势，减少471 mm，约为93%。由图8（c）和图8（d）可知：大、常规断面马头门水平位移分别为41、9.6 mm，分别减少了148、13.4 mm。硐室顶板锚杆（索）交错布置，与浅部顶板围岩共同作用形成承载拱结构，提高了顶板围岩强度，进而有效减少了顶板围岩垂直与水平位移。

由图9 可知：支护条件下大断面、常规断面硐室围岩处在剪切破坏状态，相比未支护条件，剪切破坏的范围有所减小；大断面、常规断面硐室顶板破坏深度分别为10、5.6 m，同比减少14、1.7 m，两帮破坏深度分别为7.4、3.7 m，同比减少6.1、0.8 m。锚杆（索）通过与深部完整围岩锚固作用，为顶板及两帮浅部围岩提供压应力，提高围岩强度，增强稳定性，控制围岩变形破坏，限制深部围岩破坏扩展，降低塑性区范围。

3.4 围岩控制效果

李家壕矿二水平回风立井延深段反井施工硐室在实际掘进过程中，将上述支护方案进行应用。经硐室掘进一段时间后，常规断面硐室顶板及两帮变形逐渐趋于稳定，硐室顶底板变形量基本控制在1 mm/d 内；大断面硐室顶板累积下沉值为132 mm，两帮相对位移累积值为74 mm，底板无明显鼓起现象，均在可控范围内，可以看出李家壕矿二水平回风立井延深段反井施工硐室围岩控制效果良好。

4 结 语

1）李家壕矿二水平回风立井延深段反井施工硐室顶板岩层岩性较软，强度低，是导致其围岩变形破坏的主要影响因素，立井开挖与硐室尺寸变化也是影响硐室变形破坏的重要因素。

2）反井施工硐室最大垂直位移均发生在顶板处，大断面、常规断面硐室垂直位移分别为1 450、505 mm，大断面硐室开挖空间大，围岩受扰动大，并且其顶板岩层处在立井开挖形成的塑性区内，故出现大断面硐室顶板垂直位移远大于常规断面硐室。

3）反井施工硐室最大水平位移发生在顶板一段距离处，呈现向硐室竖向中心线挤压状态，原因在于顶板岩层较为软弱，立井开挖与反井施工硐室高度变化为顶板提供了水平运动空间。

4）李家壕反井施工硐室围岩稳定性控制的关键在于强化顶板围岩控制，并根据不同硐室断面尺寸提出不同的支护设计方案及施工工序，提高了大断面反井施工硐室围岩承载能力。