王天祿，王維國，劉 嘯，2，劉 帥，2

(1.興義市工業(yè)和科學技術局，貴州 興義 562400；2.安徽理工大學 深部煤礦采動響應與災害防控安徽省重點實驗室，安徽 淮南 232001)

近年來隨著煤礦開采強度不斷增大，多數(shù)礦井逐步轉向深部開采，由此帶來的“三高一擾動”問題給礦井生產帶來了新的技術難題。尤其當埋深達700m以上時，淺部支護表現(xiàn)穩(wěn)定的巷道，進入深部后圍巖表現(xiàn)出軟巖特性，已有的支護措施不足以滿足圍巖穩(wěn)定性要求[1-5]。

國內外學者從圍巖賦存結構、原巖應力場、工程應力分布以及支護結構對軟巖的力學作用出發(fā)，開展了大量研究。分析各因素對圍巖變形的影響，提出了諸多圍巖控制理論并積累了豐富的工程實踐經驗[6-10]。支護措施方面：王衛(wèi)軍等從控制圍巖集中應力轉移和縮小圍巖破碎區(qū)范圍等方面考慮，提出了高強度錨桿、強力錨索、注漿加固圍巖的高阻讓壓和高強度支護技術[11]；李海燕等研發(fā)了新型高預應力錨索及其配套工藝，可有效阻止開挖后圍巖的快速變形，并提出了以新型高預應力錨索和注漿錨桿為核心的聯(lián)合控制技術[12]；王琦等針對三軟煤層沿空巷道結構復雜、圍巖易膨脹、軟化特點，提出以錨注為核心的“U型棚+注漿錨桿+注漿錨索”聯(lián)合支護技術[13]；支護原理方面：柏建彪等提出了主動有控卸壓方法，釋放圍巖膨脹變形能，將高應力向圍巖深部轉移，減小淺部圍巖應力[14]；余偉健等針對深部軟弱圍巖的“錨噴網+錨索”聯(lián)合支護特點，提出由主壓縮拱(錨桿支護)和次壓縮拱(密集型錨索支護)共同構成的疊加拱承載體力學模型[15]，并給出初次支護和二次支護的承載能力量化解析式。支護設計方面：現(xiàn)有研究成果多是從巷道群中單一巷道穩(wěn)定性出發(fā)，研究其圍巖變形特征及支護對策，忽略了鄰近巷道或工作面等采掘工程對其圍巖破裂失穩(wěn)機理及支護結構力學特性的影響[16]。

本文基于劉橋一礦非對稱變形失穩(wěn)特征，采用現(xiàn)場實測、實驗室試驗、數(shù)值模擬綜合研究方法，分析圍巖賦存稟賦、原巖應力場、支護結構穩(wěn)定性、鄰近采掘工程擾動對巷道圍巖穩(wěn)定性的影響并提出相應優(yōu)化設計方案，通過工業(yè)性試驗對設計方案的合理性進行證明。

1 下山巷道工程概況

1.1 工程背景

劉橋一礦位于安徽省皖北礦區(qū)，采用立井多水平集中大巷布置方式。主要開采4#和6#煤層，兩煤層間距60～80m，煤系地層平均傾角13°。各煤層單獨布置準備巷道，工作面采用走向長壁綜合機械化采煤法進行回采。4#煤和6#煤II水平在采工作面埋深均已超過800m，現(xiàn)向1000m埋深掘進。以Ⅱ66輔助下山為工程背景，該下山位于6#煤頂板，周圍采掘工程分布復雜。除鄰近4#煤、6#煤綜采工作面外，輔助下山附近還有軌道下山、回風下山。輔助下山與鄰近巷道、回采工作面空間關系如圖1所示。

圖1 輔助下山及周圍采掘工程空間布置

輔助下山距離6#煤頂板24m，主要位于細砂巖中，部分區(qū)段穿層掘進，穿層巖性包括鋁質泥巖、粉砂質泥巖、泥質細砂巖、粉砂巖等。現(xiàn)場觀測顯示，巷道兩幫及頂板圍巖完整性較好，底板極為軟弱破碎。

1.2 原支護參數(shù)及變形破壞特征

Ⅱ66輔助下山斷面形狀為直墻半圓拱，寬4.0m，中線高3.6m，巷道掘出后，先以U29型鋼支架作為基本支護，后輔以錨網索噴聯(lián)合支護，原支護方案如圖2所示。

圖2 輔助下山原支護方案(mm)

型鋼支架間距為600mm，由3節(jié)拱搭接而成，搭接長度500mm。螺紋鋼錨桿間排距為800mm×800mm，錨索間排距1200mm×1600mm，分別由鋼筋梯子梁連接。

采用上述支護方案，輔助下山在采掘過程中發(fā)生嚴重變形，輔助下山變形破壞特征如圖3所示，頂?shù)鬃畲笠平繛?48mm，兩幫最大移近量為866mm。現(xiàn)場調查顯示，巷道頂板出現(xiàn)臺階式下沉，錨桿、錨索被拉斷或剪斷發(fā)生區(qū)域超過巷道延深長度1/3，巷道底鼓嚴重并帶動兩幫內移，近軌道下山側巷幫變形明顯小于于另一側，整體呈非對稱性，部分風水管路拖架擠壓斷裂。

圖3 輔助下山變形破壞特征

2 輔助下山變形失穩(wěn)機理分析

巷道圍巖穩(wěn)定性主要受工程地質條件和生產條件影響。工程地質條件是指圍巖賦存條件、物理力學性質以及礦井涌水、地溫等。生產條件主要是指巷道周圍采掘工程分布狀況以及與其他巷道、采煤工作面等采掘工程的時空關系。

2.1 圍巖物理力學特性

在6#煤頂板取70m巖芯并進行室內力學測試，獲得輔助下山圍巖物理力學參數(shù)見表1。結果顯示，輔助下山圍巖完整性較差，物理力學強度較低。

表1 圍巖物理力學性質

由于輔助下山圍巖主要為細砂巖，對細砂巖進行CT掃描并開展三維重構如圖4所示。巖樣中存在較多光滑板狀裂隙，微裂隙的存在極大削弱了的其物理力學強度。X射線衍射實驗發(fā)現(xiàn)，細砂巖中存在富含伊利石、長石和綠泥石，均為親水性礦物，遇水后顯著降低巖體強度。

圖4 細砂巖孔隙裂隙分布

2.2 原巖應力測試及分析

地應力是驅動地下工程變形、失穩(wěn)的源動力，為保證支護設計的合理性，首先應掌握該區(qū)域準確的地應力分布特征。采用空心包體應變法在II66采區(qū)水平變電所泵房開展了原巖應力實測，測試設備及所獲巖芯如圖5所示，測試結果見表2。

圖5 地應力測試設備及所獲巖芯

表2 原巖應力測試結果

當原巖應力值在18～32MPa時，可認為該區(qū)域為高應力區(qū)，原巖應力實測顯示，水平變電所泵房最大主應力為31.87MPa，最小主應力為19.77MPa，且均為水平應力，表明該區(qū)域以構造應力場為主。側壓系數(shù)λ為1.6，水平地應力非均勻系數(shù)ζ為1.51。最大主應力方位角為N233°E，在進行巷道布置時，需重點考慮最大主應力與巷道軸線夾角。

2.3 支護結構穩(wěn)定性分析

現(xiàn)有支護措施，無論是U型鋼被動支護，還是錨網索等主動支護，均是在圍巖表面或是淺部區(qū)域形成具有自穩(wěn)能力的承載結構。在進行支護設計時，大多注重提高支護體的強度、剛度而忽略承載結構的穩(wěn)定性。已有研究表明，U型斷面頂板拱結構承載能力遠高于兩幫梁結構，而拱結構的承載能力又受梁結構制約，一旦梁結構產生破壞，拱結構承載能力隨之急劇降低[17，18]。輔助下山斷面形狀為直墻半圓拱形，其支護結構可抽象為可動鉸支座的二鉸拱模型，鉸鏈處具有三個自由度，該結構抗側壓能力較差。在進行支護設計時應將支護結構中的可動鉸支座改進為固定鉸支座，如圖6所示。

圖6 可縮性支架失穩(wěn)模式

W.J.Gale研究提出，深井水平應力通常大于鉛直應力，地下空間開挖后，應力在圍巖內重新分布，垂直應力通常向幫部轉移，水平應力通常頂?shù)装遛D移。垂直應力主導幫部圍巖破壞，水平應力主導頂?shù)装鍑鷰r破壞[17，18]。Ⅱ66采區(qū)最大主應力為水平應力，方向為N233°E，與輔助下山軸線夾角為71°，輔助下山頂、底板承受較高水平作用。原支護方案未采取控底措施使得底板成為巷道失穩(wěn)突破口，底臌嚴重進而帶動幫墻失穩(wěn)、頂板拱結構承載能力降低，最終導致支護結構整體失穩(wěn)。

2.4 圍巖穩(wěn)定性數(shù)值分析

Ⅱ66輔助下山先后受到下山巷道群巷間掘進擾動、4#煤層工作面回采、6#煤層工作面回采影響?；冖?6采掘工程地質條件，采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件，模擬下山巷道群開挖、臨近工作面回采，獲得輔助下山圍巖變形演化規(guī)律。

2.4.1 應力場分析

下山巷道群掘出后圍巖垂直應力等值線如圖7所示。由圖7可知，巷道群巷間應力疊加顯著，輔助下山圍巖應力呈現(xiàn)非對稱性。應力峰值為40MPa，右側峰值應力影響范圍較小，圍巖由淺入深形成應力降低區(qū)、增高區(qū)、原巖應力區(qū)。左側峰值應力影響范圍較大，受軌道下山影響不存在原巖應力區(qū)。

4#煤、6#煤工作面回采完成后巷道群圍巖垂直應力如圖8所示，由圖8可知，巷道群巷間應力集中程度顯著提升，輔助下山左側圍巖應力峰值增加到48MPa，增長20%。右側應力峰值增長為43.7MPa且向圍巖深部轉移，說明圍巖塑性范圍增大。

圖7 掘巷后垂直應力等值線

圖8 4煤、6煤回采完成巷道群圍巖垂直應力等值線

2.4.2 位移場分析

下山巷道群掘進完成后輔下山圍巖位移如圖9所示，由圖9可知，輔助下山變形呈現(xiàn)非對稱性，整體偏于右側，巷道左幫最大位移量為200mm，右?guī)秃偷装遄畲笪灰屏窟_300mm。

圖9 巷道群掘出后輔助下山圍巖位移等值線

4#煤、6#煤工作面開挖后輔助下山圍巖位移如圖10所示，由圖10可知，輔助下山變形加劇，最大位移量增加至400mm，增加33%，整體變形仍偏于右側。鄰近工作面的開挖加劇了巷道失穩(wěn)。

圖10 4煤、6煤回采完成輔助下山垂直應力等值線

3 支護方案優(yōu)化

基于現(xiàn)場觀測結果和變形失穩(wěn)機理分析，提出優(yōu)化支護方案。

對于非對稱變形失穩(wěn)巷道，支護的關鍵在于加強關鍵部位的控制。應力集中程度較高和變形的始發(fā)部位均為關鍵支護區(qū)域，需增大支護強度。同時對于深井軟巖巷道，圍巖塑性圈范圍較大，應以深淺孔組合注漿為核心，為錨桿、錨索提供可靠著力點，限制峰值應力轉移。針對Ⅱ66輔助下山，提出打底板錨桿(索)和分區(qū)注漿來抑制底鼓，同時在幫腳增設錨桿并結合錨梁在肩窩和幫部位置對型鋼支架鎖棚來加強其結構穩(wěn)定性。優(yōu)化后支護方案如圖11所示。

圖11 輔助下山優(yōu)化支護方案

巷道重新起底刷擴后，選用U29型鋼支架作為臨時支護，打錨桿聯(lián)合型鋼卡纜對棚腿加強支護。錨桿選用Φ22mm×2500mm中空組合注漿錨桿，間排距為800mm×800mm，預緊力大于60kN。底板錨索選用Φ22mm×6500mm中空注漿錨索，幫部及頂板錨索規(guī)格為Φ22mm×9200mm，間距、排距為3000mm，預緊力大于160kN，優(yōu)化方案采用雙層金屬網，規(guī)格為1600mm×900mm，輔助下山優(yōu)化支護方案如圖11所示。

輔助下山為非對稱變形，右側位移整體高于左側。優(yōu)化后方案支護斷面共布置9根中空注漿錨索，重點在右側肩窩進行了加密。底板施作2根底腳注漿錨桿，右側幫腳施作2根幫腳注漿錨桿。錨索結合錨梁在肩窩和幫部位置對U型鋼棚進行結構補強，錨梁采用20#槽鋼制作，相鄰錨梁上下交錯布置。錨桿采用1.5MPa低壓注漿，膠結破碎區(qū)圍巖，錨索采用4MPa高壓注漿，膠結塑性區(qū)圍巖，間隔9d。

4 工業(yè)性試驗

采用上述方案對輔助下山重新進行支護?，F(xiàn)場支護效果良好，在鄰近工作面回采后未發(fā)生大面積垮落失穩(wěn)，保障了礦井安全高效生產。通過鉆孔窺視對圍巖塑性區(qū)進行觀察，在0.7～2.6m范圍內，圍巖完整性保持良好，如圖12所示。

圖12 優(yōu)化方案鉆孔窺視結果

5 結 論

1)現(xiàn)場觀測發(fā)現(xiàn)，輔助下山底板軟弱破碎，巷道非對稱變形顯著。現(xiàn)場取芯時，成孔困難，圍巖完整性較差。室內力學測試顯示，圍巖強度較低，屬軟弱巖層。X射線衍射實驗發(fā)現(xiàn)，細砂巖中存在富含伊利石、長石和綠泥石等親水性礦物。

2)地應力實測發(fā)現(xiàn)，Ⅱ66輔助下山處于高原巖應力區(qū)，最大主應力為水平應力且與巷道軸線夾角呈70°，不利于圍巖穩(wěn)定。

3)數(shù)值分析結果與現(xiàn)場觀測相近，輔助下山受鄰近采掘工程擾動影響較大，是其呈現(xiàn)非對稱破壞的主要原因。

4)基于現(xiàn)場觀測和變形失穩(wěn)機理分析，采用“注漿錨桿+注漿錨索”多層次組合控制措施，同時對U型支架進行結構補強，工業(yè)性試驗結果較好，滿足現(xiàn)場需求。