李本奎 蘇學貴 李浩春 原鴻鵠 杜獻杰

(太原理工大學礦業(yè)工程學院，山西 太原 030024)

含有軟泥入侵的多溶洞型頂板巷道穩(wěn)定控制研究

李本奎 蘇學貴 李浩春 原鴻鵠 杜獻杰

(太原理工大學礦業(yè)工程學院，山西 太原 030024)

針對有軟弱黃泥入侵的多溶洞型復雜頂板，受多溶洞影響，頂板受壓時會出現(xiàn)多處無規(guī)律的應(yīng)力集中，易使圍巖松動破裂、滑移冒落，承載能力大幅降低。本研究以永聚煤業(yè)10#煤軌道大巷為實例，通過實驗測定煤、巖樣的物理力學參數(shù)；采用FLAC3D模擬不同斷面形狀和支護方式對巷道穩(wěn)定性的影響，包括巷道圍巖塑性區(qū)分布規(guī)律和圍巖應(yīng)力分布、變形等特征；工程應(yīng)用與監(jiān)測，對比不同斷面形狀與支護方式時巷道圍巖穩(wěn)定性。結(jié)果表明：拱形巷道斷面及合理的支護方式可改善巷道圍巖的應(yīng)力狀態(tài)，較好地控制了圍巖塑性區(qū)破壞范圍，有效降低了圍巖的變形量，能夠更好地維護巖溶入侵溶洞型頂板巷道的穩(wěn)定性。

多溶洞型頂板 斷面形狀 支護方式 數(shù)值模擬 穩(wěn)定性控制

軟弱黃泥入侵的多溶洞型復雜頂板受多溶洞影響，使得頂板巖層受力不均，頂板受壓時會出現(xiàn)多處無規(guī)律的應(yīng)力集中，易使圍巖松動破裂、滑移冒落，承載強度大幅降低，導致頂板極其破碎與松散。由于這些溶洞介質(zhì)的存在，使錨桿(索)施工極為困難[1-2]。永聚煤業(yè)10#煤大巷屬于這種軟泥入侵多溶洞型頂板巷道，原設(shè)計方案為梯形斷面及工字鋼架棚支護，采用原支護方案時，巷道頂板來壓劇烈，對支護棚架沖擊力異常大，工字鋼棚及鋼帶彎曲變形嚴重，巷道掘進施工及維護面臨了巨大困難?；诖?，本研究以永聚煤業(yè)10#煤層軌道大巷支護研究為工程實例，采用實驗研究、FLAC3D數(shù)值模擬分析不同巷道斷面形狀與錨桿(索)支護參數(shù)對圍巖應(yīng)力、巷道圍巖收斂及巷道穩(wěn)定性的影響，并結(jié)合工程實踐對巷道支護方案進行優(yōu)化決策。

1 工程地質(zhì)概況

1.1 巷道圍巖特性

永聚煤業(yè)10#煤層及頂?shù)拙哂腥缦绿攸c：

(1)井田構(gòu)造總體為一單斜，煤層走向北西—南東，傾向南西，10#煤層傾角一般3°～8°之間，平均厚度4.18 m，發(fā)育0～4層夾矸，結(jié)構(gòu)復雜，該煤層硬度為2～3，距上部6#煤層29.35～35 m。

(2)10#煤層直接頂為深灰色灰?guī)r(L1)，裂隙較為發(fā)育，老頂為深灰色厚層狀泥巖，底板為易脆、吸水性泥巖。通過現(xiàn)場取樣、實驗室測定，測定出巖樣的抗壓強度、彈性模量等特性，其頂?shù)装鍘r性詳見表1。

表1 頂?shù)装鍑鷰r物理力學參數(shù)

(3)煤層位于太原組灰?guī)r巖溶裂隙含水層組，直接頂中含有若干大小不一的裂隙溶洞，距煤層頂板3～7 m不等。這些孔洞被軟弱黃泥及塊狀巖石硬核充斥著，導致頂板圍巖強度較低。對頂板孔洞充填物做X射線衍射實驗[3]，實驗表明，孔洞充填物主要由高嶺石、綠脫石、伊利石、石英等其他礦物組成，表2為充填物各成分含量，可見孔洞中黏土類礦物成分含量較多，高達78.5%，致使頂板圍巖強度較低，極易破碎垮落。

表2 頂板孔洞充填物試樣的礦物成分

1.2 原巷道破壞情況

該礦10#煤軌道大巷設(shè)計全長約1 107 m，原設(shè)計為梯形斷面，支護方式為工字鋼架棚支護。采用原設(shè)計形式進行巷道施工時，由于頂板石灰?guī)r中含有軟泥入侵的巖石孔洞，頂板極不穩(wěn)定，而且兩幫圍巖較深范圍內(nèi)應(yīng)力分布復雜、穩(wěn)定性差，巷道斷面收縮嚴重，頂板壓力異常大，頂板極其破碎，通過工程監(jiān)測[4]，頂板最大下沉量高達90～100 mm，這給巷道圍巖管理帶來了極大困難。

2 溶洞型頂板巷道穩(wěn)定性數(shù)值模擬研究

2.1 模型的建立

模擬軌道大巷上覆巖層頂板34.56 m，其中分布有不規(guī)律的巖層溶洞，位于煤層上方3～7 m范圍內(nèi)，用以圓孔近似替代，底板15.75 m，模擬寬度90 m，如圖1所示。模型的4個側(cè)面為位移邊界，限制水平移動；底部為固定邊界，限制水平移動和垂直移動。為了保證仿真的真實性與計算效率，采用FLAC3D大型軟件建立有限元模型，整個模型共劃分為55 800個單元，76 300個結(jié)點。網(wǎng)格大小的變化使用Attach語句聯(lián)接。模型上覆巖層的重力，按均布荷載施加在模型的上部邊界。

圖1 數(shù)值模擬立體模型

2.2 數(shù)值模擬計算方案設(shè)計

由于采用原設(shè)計的梯形巷道斷面加工字鋼架棚支護，巷道頂板極不穩(wěn)定，而且兩幫圍巖較深范圍內(nèi)應(yīng)力分布復雜、穩(wěn)定性差，巷道斷面收縮嚴重，頂板極其破碎，巷道幾乎處于不可控制狀態(tài)，返修率高且維護極其困難。根據(jù)10#煤頂?shù)装逦锢砹W性質(zhì)，課題組結(jié)合頂板的特殊性，提出了2種優(yōu)化方案。針對2種不同斷面及其支護參數(shù)進行計算模擬對比分析[5-7]，如圖2所示。

(a)方案1 (b)方案2

(1)方案1。巷道采用梯形斷面，頂板及兩幫均采用φ20 mm×2 200 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距均為800 mm，頂板錨索布置2根φ17.8 mm×8 000 mm，間排距均為2 400 mm，幫部棚腿采用長3.7 m的11#礦用工字鋼，棚距800 mm。

(2)方案2。巷道采用拱形斷面，頂部錨桿采用φ20 mm×2 200 mm的左旋螺紋鋼樹脂錨桿，圓拱徑向布置，間排距均為800mm。頂部錨索采用φ17.8×8 000 mm，間排距為1 600 mm×2 400 mm。兩幫采用φ20 mm×2 000 mm的左旋螺紋鋼樹脂錨桿，間排距均為800 mm。架棚采用29U型鋼支護，棚距為800 mm，巷道表層噴射高強鋼纖維混凝土。

2.3 數(shù)值計算結(jié)果分析

2.3.1 不同斷面形狀對巷道屈服破壞的影響

2種巷道斷面形狀圍巖塑性區(qū)破壞范圍見圖3。梯形斷面采用11#工字鋼支護時，巷道頂板破壞1.8～2.5 m，巷道兩幫破壞2.2 m，底板破壞1.6 m；拱形斷面以錨桿錨索及29U型鋼聯(lián)合支護后，頂板破壞1.4 m，兩幫破壞1.3 m，底板破壞1.6 m。由于巷道頂板情況較為特殊，含有軟弱黃泥入侵及巖層溶洞的存在，頂板呈破碎態(tài)，導致巷道頂板極不穩(wěn)定，且承載能力差。采用梯形巷道斷面時，頂板破碎范圍(1.8～2.5 m)已基本超過了頂板錨桿的錨固范圍，使得頂錨桿支護能力大幅減低甚至消失，斷面形狀改進后，采用拱形巷道，頂板破壞區(qū)在錨桿錨固范圍以內(nèi)，巷道圍巖處于可控狀態(tài)。

(a)方案1

(a)方案2

2.3.2 不同斷面形狀對巷道圍巖應(yīng)力分布的影響

2種巷道斷面形狀圍巖垂直應(yīng)力及水平應(yīng)力分布見圖4、圖5。梯形巷道斷面與拱形巷道斷面相比，圍巖中兩幫應(yīng)力基本都呈對稱分布，由于巷道斷面形狀的變化，巷道圍巖垂直應(yīng)力的分布有了明顯的改善，最大垂直應(yīng)力由17.5 MPa減小至11.9 MPa，最大水平應(yīng)力由24 MPa減小至15.7 MPa。拱形斷面整體垂直應(yīng)力小于梯形斷面，拱形斷面整體水平應(yīng)力遠小于梯形斷面。而且采用梯形斷面時，巷道兩肩角、兩底角處均產(chǎn)生極大的應(yīng)力集中現(xiàn)象，最大集中應(yīng)力約為18.6 MPa，斷面優(yōu)化后，拱形斷面在巷道兩底角處產(chǎn)生了不太明顯的應(yīng)力集中，最大集中應(yīng)力約為12 MPa。

(a)方案1

(a)方案2

(a)方案1

(b)方案2

綜合2種斷面形狀及支護參數(shù)可知，針對這種復雜特殊的巷道頂板，采用拱形巷道時，圍巖應(yīng)力有了很大的改善，且減小甚至消除了巷道肩角部位的應(yīng)力集中現(xiàn)象。

2.3.3 不同斷面形狀對巷道圍巖位移分布的影響

2種巷道斷面形狀圍巖垂直位移分布見圖6，梯形巷道斷面與拱形巷道斷面相比，梯形斷面頂板最大下沉量為147.8 mm，下沉范圍位于巷道頂板中央，處于錨桿錨固范圍內(nèi)，拱形斷面頂板最大下沉量為55.3 mm，下沉范圍主要位于半圓拱右半部分，下沉范圍也處于錨桿錨固范圍內(nèi)，2種斷面形狀頂錨桿均起到了有效的支護作用。

(a)方案1

(b)方案2

2種巷道斷面形狀圍巖水平位移分布見圖7，梯形斷面巷道右?guī)鸵平棵黠@大于左幫，兩幫最大收縮量為31.7 mm，超過了幫錨桿的錨固支護范圍，拱形斷面巷道右?guī)鸵平柯源笥谧髱?，兩幫最大收縮量為21.5 mm，兩幫圍巖移動范圍幾乎接近了錨桿錨固端。

(a)方案1

(b)方案2

綜合2種斷面形狀及支護參數(shù)可知，采用拱形斷面，巷道頂?shù)装寮皟蓭鸵平烤∮谔菪螖嗝妫覈鷰r移動的范圍遠小于梯形斷面，使得幫錨桿發(fā)揮了支護作用。

2.3.4 2種方案綜合對比分析

由數(shù)值計算軟件FLAC3D模擬可知，采用梯形巷道斷面時，由于頂板強度較低，加之梯形斷面巷道肩角部位形成了很大的應(yīng)力集中區(qū)，使得巷道頂板更破碎，下沉量大，兩幫收縮極其明顯，幫錨桿支護失效，巷道幫角部位巖層間軟弱面易發(fā)生剪切滑移變形[8]。對巷道斷面形狀改進后，采用拱形斷面，減小甚至消除了巷道幫角處的應(yīng)力集中現(xiàn)象，控制了頂板破碎范圍及圍巖大范圍的移動、變形等，在一定程度上使得圍巖處于可控狀態(tài)，有利于巷道的后期維護。

3 工程應(yīng)用

將優(yōu)化后的拱形斷面巷道應(yīng)用于永聚煤業(yè)10#煤軌道大巷。為了評價斷面選擇的合理性及巷道支護的穩(wěn)定性，課題組人員對巷道進行了為期1個多月的監(jiān)測，觀測內(nèi)容包括錨索的工作載荷和巷道頂?shù)装宓囊平浚饕O(jiān)測結(jié)果如圖8所示。圖8顯示原方案梯形巷道斷面頂?shù)装迨諗吭?～17 d內(nèi)急劇上漲，17～30 d內(nèi)增長速度變緩并持續(xù)上升，30 d以后也未達到穩(wěn)定，而拱形巷道斷面頂?shù)装迨諗吭?～15 d內(nèi)持續(xù)增長，其增長速率是原方案梯形斷面的38.3%，增長速率明顯小于梯形斷面，15～30 d內(nèi)增長極為緩慢，增長速率僅為原方案梯形斷面的10.2%，在30 d以后基本達到了穩(wěn)定狀態(tài)。

圖8 1#測點巷道收斂與時間曲線

圖9為拱形巷道斷面錨索工作載荷與時間曲線，從總體來看，頂板右部錨索受力大于頂板左側(cè)，巷道頂板左部錨索受力總均值29.5 kN，右部為41.1 kN，右部高出左部47.6%，總均值為35.5 kN。現(xiàn)場觀測表明，錨索鋼絞線在整個支護過程中經(jīng)歷了讓壓、逐步承載受力、穩(wěn)定承載3個階段，最終保持穩(wěn)定狀態(tài)。

圖9 1#測站錨索工作載荷與時間曲線

工程實踐研究表明，針對永聚煤業(yè)10#煤軌道大巷多溶洞復雜巷道頂板支護，采用拱形巷道斷面及錨桿錨索加29U型鋼和高強度鋼纖混凝土噴層聯(lián)合支護，對巷道圍巖起到了有效的控制作用，解決了采掘過程中巷道維護的困難。

4 結(jié) 論

(1)由于巷道頂板富含巖溶溶洞，且溶洞充填物主要由黏土類礦物組成，性質(zhì)較軟，因而頂板很難形成穩(wěn)定的、整體的力學承載結(jié)構(gòu)，導致了頂板承載能力低、易破碎，巷道頂板支護及后期維護困難。

(2)針對此類復雜的多溶洞巷道頂板，頂板來壓無規(guī)律且頂板承載能力弱，巷道肩角部位易滑移變形，采用被動支護難以控制巷道變形。

(3)由于煤層頂板圍巖復雜，原方案的梯形巷道斷面不利于對巷道圍巖的控制，采用拱形斷面巷道，改善了頂板圍巖的受力狀態(tài)，有效的控制了圍巖的急劇變形與破壞，保證巷道的穩(wěn)定性。

(4)針對這種圍巖地質(zhì)條件，研究表明，采用錨桿錨索和29U型鋼及高強度鋼纖混凝土聯(lián)合支護，能夠有效的控制圍巖的變形與破壞，使得后期維護工程量小，實現(xiàn)了煤礦生產(chǎn)的安全、高效、經(jīng)濟等。

[1] 黎 斌，范秋雁，秦風榮.巖溶地區(qū)溶洞頂板穩(wěn)定性分析[J].巖石力學與工程學報，2002，21(4)：532-536. Li Bin，F(xiàn)an Qiuyan，Qin Fengrong.Analysis of roof stability of karst cave in karst area [J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2002，21(4)：532-536.

[2] 李仁江，盛 謙，張勇慧，等.溶洞頂板極限承載力研究 [J].巖土力學，2007，28(8)：1622-1629. Li Renjiang，Sheng Qian，Zhang Yonghui，et al.Study on ultimate bearing capacity of upper rock plate of karst cave[J].Rock and Soil Mechanics，2007，28(8)：1622-1629.

[3] 楊永康.大厚度泥巖頂板煤巷破壞機制及控制對策研究 [J].巖石力學與工程學報，2011，30(1)：59-66. Yang Yongkang.Damage mechanics of mudstone roof with great-thick in coal roadway and its controlling countermeasures[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2011，30(1)：59-66.

[4] 蘇學貴，李彥斌，田萬壽.煤礦巷道支護與礦壓觀測研究 [J].太原理工大學學報 ，2008，39(5)：527-529. Su Xuegui，Li Yanbin，Tian Wanshou.Mine roadway support and mine pressure observation[J].Journal of Taiyuan University of Technology.，2008，39(5)：527-529.

[5] 錢鳴高，石平五.礦山壓力與巖層控制[M].徐州:中國礦業(yè)大學出版社，2003. Qian Minggao，Shi Pingwu.Mining Pressure and Strata Control[M].Xuzhou：China University of Mining and Technology Press，2003.

[6] 卞恩林，王利民，田春光.巷道斷面最佳設(shè)計 [J].煤炭技術(shù) ，1999，18(2)：14-28. Bian Enlin，Wang Limin，Tian Chunguang.Best design of the heading section[J].Coal Technology，1999，18(2)：14-28.

[7] 吳 忠，羅運軍，秦本東.斷面形狀對巷道穩(wěn)定性影響的研究 [J].礦山壓力與頂板管理 ，2004，4(4)：41-43. Wu Zhong，Luo Yunjun，Qin Bendong.Study on the effects of cross-section shape of roadway stability[J].Mining Pressure and Roof Administration，2004，4(4)：41-43.

[8] 殷展眉，李 霞，金寶宏.煤礦巷道斷面形狀及錨桿支護圍巖變形的數(shù)值分析[J].寧夏工程技術(shù)，2012，11(1)：49-53. Yin Zhanmei，Li Xia，Jin Baohong.Analysis of coal mine roadway section shape and deformation of support surrounding rock bolt numerical[J].Ningxia Engineering Technology，2012，11(1)：49-53.

(責任編輯 石海林)

Research on Roadway Stability Control of More Karst Cave Roof with Weak Mud Invasion

Li Benkui Su Xuegui Li Haochun Yuan Honghu Du Xianjie

(CollegeofMiningTechnology，TaiyuanUniversityofTechnology，Taiyuan030027，China)

More karst cave roofs with weak mud invasion are affected by karst caves.More irregular stress concentration occurs when the roofs are under pressure，thus easily resulting in loose cracking，sliding and caving of surrounding rocks and dramatically reducing its bearing strength.Taking No.10 rail roadway of Yongju Coal Industry for instance，the physical and mechanics parameters of coal and rock samples are measured through experiments.The FLAC3Dis adopted to simulate the influences of different cross-section shape and support way on the roadway stability，including the plastic zone distribution regularity and the stress distribution and deformation of surrounding rocks.Through the engineering applications and monitoring，the stability of surrounding rocks around roadway under different cross-section shape and support way is contrasted.The results indicate that the arched section jointed with rational support can improve the stress status of tunnel surrounding rocks，better control the failure area of plastic zone，and effectively lower the rock deformation.Also，it can better maintain the stability of the karst cave roof with rocks invasion.

More karst cave roof，Cross section shape，Supporting method，Numerical simulation，Stability control

2014-04-09

國家自然科學基金項目(編號：51274145)。

李本奎(1990—)，男，碩士研究生。通訊作者 蘇學貴(1963—)，男，副教授，博士。

TD322

A

1001-1250(2014)-08-143-05