王琪，劉建莊,*，王盛川，賀健宇，張濤濤

（1.開灤（集團） 有限責(zé)任公司，河北 唐山 063000；2.華北理工大學(xué)河北省礦業(yè)開發(fā)與安全技術(shù)實驗室，河北 唐山 063210）

0 引言

隨著煤礦自動化、智能化開采及建設(shè)技術(shù)的不斷發(fā)展，礦井生產(chǎn)能力、機械化程度不斷提高[1]，隨之而來對于礦井巷道配置等配套能力的要求也在不斷提高。為保證人員及設(shè)備的正常通行，通常會出現(xiàn)單巷道分岔或多條巷道交叉的大斷面交叉點，巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境也隨著巷道斷面的增加變得愈發(fā)復(fù)雜，大斷面巷道的穩(wěn)定支護問題，制約著煤炭企業(yè)的高效安全生產(chǎn)[2-4]。

國內(nèi)外學(xué)者針對深部巷道大斷面穩(wěn)定支護問題開展了大量研究。孫曉明[5]等以萬福煤礦千米深井巷道交叉點為工程背景，提出了以鋼錨索為核心的聯(lián)合支護方案，通過開展現(xiàn)場支護應(yīng)用試驗，新支護材料和支護手段成功解決深部大斷面軟巖巷道交叉點大變形問題；梅青臣[6]等提出了采用超長錨索加強支護及強化巷道頂?shù)捉侵ёo對策，現(xiàn)場應(yīng)用后巷道頂?shù)装逡平?6 mm，兩幫移近70 mm，耦合支護方案可有效控制大斷面煤巷變形破壞；耿友明[7]等確定了巷道跨度及高應(yīng)力是巷道變形的重要因素并找出巷道跨度、圍巖應(yīng)力與頂板垮落高度的關(guān)系，設(shè)計并驗證了采用新支護方案解決了高應(yīng)力大斷面巷道圍巖變形量大、變形速率快等問題；郅榮偉[8]通過建立巖梁力學(xué)模型并理論計算推導(dǎo)出基本頂在煤壁內(nèi)3～3.5 m 處斷裂，運用FLAC3D 模擬分析沿空巷道不同條件下巷道應(yīng)力特征，探明圍巖變形破壞機理，并確定了煤柱寬度最小為6 m，解決了紅慶河煤礦大采高、大斷面沿空巷道變形大及難以控制的問題；劉學(xué)生[9]等通過構(gòu)建動靜組合載荷下錨固圍巖力學(xué)模型，推導(dǎo)出硐室群破壞失穩(wěn)臨界間距的解析表達式。通過FLAC3D 模擬探明不同條件下深部超大斷面硐室群圍巖變形破壞規(guī)律，經(jīng)工程算例及現(xiàn)場監(jiān)測驗證其合理性及可行性。

本文以唐山礦-1100 大斷面交叉點巷道支護為研究背景，提出錨噴+錨注聯(lián)合支護方案，運用FLAC3D 數(shù)值模擬對比分析改進前、后支護方案的巷道變形情況，并對兩類支護方案進行工業(yè)驗證性應(yīng)用、監(jiān)測，形成適用于大斷面巷道穩(wěn)定支護技術(shù)，為類似工況條件巷道支護提供技術(shù)參考。

1 工程背景

1.1 工程概況

為探究大斷面巷道支護穩(wěn)定性及增強支護穩(wěn)定性，以唐山礦-1100 中央軌道山下車場大斷面交叉點處為典型工程條件，開展巷道變形控制技術(shù)研究。

研究巷道斷面由12～14 m2提升為16～18 m2，局部區(qū)域達20 m2以上，巷道寬度由3.5～4.3 m 拓寬為4.5～8.0 m，高度由3.0 m 增高到3.5 ～4.8 m。正頂上10 m 為煤12-1 底板，各巖層偽斜厚度和特征見表1。巷道主要采用常規(guī)錨噴支護，間排距750 mm×800 mm，打設(shè)φ20 mm×2 000 mm 右旋螺紋鋼HR335 等強錨桿，鋼筋網(wǎng)采用圓鋼焊接，規(guī)格為φ6 mm×900 mm×2 100 mm，托盤為10 mm×120 mm×120 mm 錨桿專用托盤。噴射混凝土強度為C20，使用水泥：紅矸石粉=1∶3 的材料配比，加入2%～4%速凝劑。為了強化錨固區(qū)，在局部巷道正頂及兩拱角處增設(shè)φ15.24 mm×6 300 mm 錨索，托梁使用長度400 mm 的16 號槽鋼。巷道斷面支護參數(shù)如圖1 所示。

表1 唐山礦-1100 交叉點各巖層偽斜厚度和特征Table.1 Thickness and characteristics of pseudo-oblique strata at the intersection of Qianjiaying mine

圖1 常規(guī)錨噴支護布置Fig.1 Conventional bolting and shotcrete layout

1.2 巷道變形情況

根據(jù)工程地質(zhì)資料和現(xiàn)場調(diào)研發(fā)現(xiàn)，研究礦井大斷面交叉點巷道受到開采深度不斷增加的影響，井深巷遠(yuǎn)，支護難度不斷加大，開拓巷道地質(zhì)環(huán)境愈發(fā)復(fù)雜，瓦斯、地壓、水患等威脅突出，采掘工程擾動的礦壓顯現(xiàn)時有發(fā)生，給延深掘進施工帶來極大難度。在常規(guī)錨噴支護方式下，巷道出現(xiàn)了不同程度的支護失穩(wěn)現(xiàn)象，主要表現(xiàn)為巷道頂板破裂變形、架棚扭曲、冒頂片幫等問題，給井下施工人員生命安全帶來威脅，需要及時改善現(xiàn)有支護方式，探尋適應(yīng)深部巷道大斷面交叉點的支護方式。

交叉點幫部變形如圖2 所示，巷道受沖擊地壓影響出現(xiàn)片幫，裂隙發(fā)育范圍較大，部分區(qū)域幫部混凝土層剝落，內(nèi)部錨網(wǎng)斷裂崩解錨固失效。由圖3 可知巷道頂板出現(xiàn)離層，并沿巷道方向產(chǎn)生較長裂縫。在較大地應(yīng)力和構(gòu)造應(yīng)力的影響下，巷道頂?shù)装寮皟蓭蛪毫υ黾樱瑖?yán)重影響巷道支護穩(wěn)定性，最終導(dǎo)致巷道頂?shù)装?、?cè)幫出現(xiàn)不同程度的失穩(wěn)破壞。針對這些情況，提出錨噴+錨注聯(lián)合支護方案。

圖2 交叉點幫部變形破壞情況Fig.2 Cross point side deformation and failure state

圖3 巷道頂板變形破壞情況Fig.3 Deformation and failure state of roadway roof

2 數(shù)值模擬分析

2.1 聯(lián)合支護方案設(shè)計

聯(lián)合支護方案支護錨桿選擇型號為MSG500 高強錨桿，直徑為22 mm，長度為2 200 mm，間排距800 mm×800 mm。在巷道等斷面尺寸過大區(qū)域的正頂、拱角打設(shè)φ17.8 mm×7 300 mm 的錨索，并結(jié)合實際條件在薄弱點位增設(shè)錨索；補強支護選用兼有錨桿高強和注漿功能的注漿錨桿，桿長和注漿深度取2.4 m，間排距1.6 m×1.6 m。根據(jù)高強支護錨桿間排距均為0.8 m 設(shè)計，上頂打設(shè)17 根，2 個底角各打設(shè)1 根，下扎角30°。中空注漿錨桿間排距1.6 m 自起拱線打設(shè)，上頂打設(shè)9 根，2 個底角各打設(shè)1 根。

聯(lián)合支護方案布置如圖4 所示。

圖4 錨噴+ 錨噴聯(lián)合支護示意Fig.4 Schematic diagram of bolting and shotcrete combined support

2.2 初始計算模型

根據(jù)地應(yīng)力測試結(jié)果及歷次地質(zhì)調(diào)查數(shù)據(jù)，大斷面交叉點初始模型水平應(yīng)力取37.23 MPa，豎直應(yīng)力29.02 MPa，注漿模擬的強化系數(shù)取1.25，巷道斷面為8.0 m×4.8 m。巖性根據(jù)實際地質(zhì)揭露情況，巷道中起拱位揭露5 號（表） 淺灰色粗砂，參考表1。模型橫向和豎向范圍取7 倍的巷道寬度。圖5 為大斷面交叉點的有限元模型和初應(yīng)力平衡圖，與理論分析的地應(yīng)力情況吻合。

圖5 大斷面巷道交叉點初始模型和初始應(yīng)力Fig.5 Initial model and initial stress of large area crossing roadway

2.3 支護方案模擬及分析

2.3.1 常規(guī)錨噴支護

圖6 為單層錨噴支護下，交叉點圍巖的垂直應(yīng)力和塑性區(qū)分布情況。結(jié)果顯示，巷道頂?shù)撞康陀?.0 MPa 的低地應(yīng)力卸壓區(qū)，深度可達巷道直徑的4 倍以上，且有較大深度的受拉塊體，頂板地應(yīng)力卸壓區(qū)深度2.5 倍巷道直徑，主要承載的高應(yīng)力團塊區(qū)位于2 個底角的斜下方，大致呈對稱分布特征，最大的SZZ 應(yīng)力50.1 MPa，正頂和底板豎向塑性發(fā)育深度達3 倍左右巷道直徑。綜上可知，區(qū)域補強控制和注漿重點在正頂和底板部位，兩幫相對穩(wěn)定。最大底鼓量399 mm，頂板下沉487 mm，左幫位移62 mm，右?guī)臀灰?43 mm，巷道頂板和2 個底角錨桿受力較大（基本為150 kN），兩幫受力較小，全斷面分布不均勻。從巷道表面位移和塑性區(qū)發(fā)育趨勢看，巷道位移變形隨計算時步直線增長，說明巷道不能在該支護下自穩(wěn)。

2.3.2 錨噴+ 錨注聯(lián)合支護

如圖7 所示為錨桿+錨注聯(lián)合支護條件下巷道圍巖的垂直應(yīng)力分布和塑性區(qū)分布情況。結(jié)果顯示，巷道塑性區(qū)沿頂板、底板、高幫底角呈三花狀分布特征，深度范圍在1.5 倍的巷道直徑，2 個底角部位錨固深度外為彈性。巷道頂?shù)撞康偷貞?yīng)力卸壓區(qū)范圍較頂部大，且有較大深度的受拉塊體，頂板主要高應(yīng)力團塊承載區(qū)位于2 個底角的斜下方，非對稱分布，最大的SZZ 應(yīng)力52.8 MPa，位于高幫軌面線標(biāo)高的外圍6.0 m 偏下位置，最大底鼓量146 mm，頂板下沉86 mm，左幫位移117 mm，右?guī)臀灰?0 mm。較常規(guī)錨噴支護，一層錨噴+二層錨注聯(lián)合支護達到了對研究巷道大斷面交叉點的變形控制和塑性損傷控制。

圖7 一層錨+ 二層錨注應(yīng)力- 位移- 塑性區(qū)Fig.7 First layer anchor+second layer anchor injection stress-displacement-plastic zone

3 工程驗證

為驗證前文中提出的錨噴+錨注聯(lián)合支護有效性，將該方法應(yīng)用于現(xiàn)場實踐并與現(xiàn)場常規(guī)錨噴支護效果進行對比分析。圖8 為兩種支護方案的頂板變形監(jiān)測結(jié)果，圖9 為巷道兩幫變形監(jiān)測結(jié)果，其中常規(guī)錨噴支護監(jiān)測周期90 d，聯(lián)合支護方案監(jiān)測周期120 d。

圖8 頂板下沉量監(jiān)測曲線Fig.8 Roof subsidence monitoring curve

圖9 巷道兩幫位移監(jiān)測曲線Fig.9 Displacement monitoring curve of two sides of roadway

從圖8、圖9 可知，在巷道初掘期間，受到深部高地應(yīng)力、采掘擾動影響，常規(guī)錨噴支護巷道前20 d 內(nèi)巷道變形速度最快，此時間段內(nèi)處于快速變形階段，頂板變形達到400 mm，兩幫位移達到170 mm；而聯(lián)合支護巷道雖受到相同因素影響，但在高強錨桿加強錨固及圍巖注漿錨注強化的作用下，巷道在30 d 左右進入到穩(wěn)定發(fā)育階段，巷道變形速度明顯低于原支護巷道。后續(xù)監(jiān)測期間內(nèi)兩者均受到臨近巷道掘進影響產(chǎn)生了不同程度的變形，但聯(lián)合支護巷道變形量更小，變形速度更慢。在深部巷道大斷面交叉點支護監(jiān)測中，采用常規(guī)錨噴支護巷道90 d 內(nèi)頂板下沉量達到566 mm，兩幫位移量近250 mm，錨噴+錨注聯(lián)合支護巷道120 d內(nèi)頂板下沉量約120 mm，兩幫位移量約113 mm，聯(lián)合支護巷道頂板下沉量較原支護方式下降低了78.8%，兩幫位移量下降了54.8%。綜上所述，錨噴+錨注聯(lián)合支護效果明顯優(yōu)于原錨噴支護，滿足巷道穩(wěn)定支護要求。

4 結(jié)論

為解決深部大斷面巷道變形難題，以唐山礦-1100 大斷面交叉點巷道為典型工程背景，基于工程現(xiàn)狀分析提出錨噴+錨注聯(lián)合支護方案并開展相關(guān)數(shù)值模擬、工程驗證，得出以下結(jié)論。

（1） 深部大斷面巷道受到深部高地應(yīng)力、高溶水壓及大跨度等因素綜合影響下，更易發(fā)生頂板垮落冒頂、幫部變形等，為實現(xiàn)該類巷道穩(wěn)定支護，需要提高支護強度，加強對巷道圍巖的控制作用。

（2） 運用FLAC3D 開展原支護及聯(lián)合支護數(shù)值模擬對比分析，模擬結(jié)果顯示，常規(guī)錨網(wǎng)噴支護下大斷面巷道頂板下沉和幫部位移量較大，巷道不能實現(xiàn)自穩(wěn)；錨噴+錨注聯(lián)合支護下巷道變形量大幅降低，巷道基本實現(xiàn)自穩(wěn)，方案設(shè)計理論上滿足巷道支護要求。

（3） 工程驗證表明，采用錨噴+錨注聯(lián)合支護巷道較原支護頂板下沉量由566 mm 下降到120 mm，降低了78.8%，兩幫變形量由250 mm 下降到113 mm，降低了54.8%。該工程條件下，錨噴+錨注聯(lián)合支護實現(xiàn)了大斷面巷道穩(wěn)定支護。