喬衛國，宋偉杰，林登閣，吳多華

(1.山東科技大學土木建筑學院，山東 青島 266590；2.山東省土木工程防災減災重點實驗室，山東 青島 266590)

采選技術

深部高應力巷道圍巖力學特征及穩定性控制技術

喬衛國1，2，宋偉杰1，2，林登閣1，2，吳多華1，2

(1.山東科技大學土木建筑學院，山東 青島 266590；2.山東省土木工程防災減災重點實驗室，山東 青島 266590)

針對九龍煤礦-890m進風行人大巷復雜的工程地質情況，巷道斷面較大且高應力作用顯著，現已發生嚴重變形破壞。通過FLAC3D數值模擬對巷道圍巖的力學特征進行定量分析，獲得深部高應力巷道應力、應變演化特征，結合巷道周邊圍巖的成分分析、力學實驗結果，基于FLAC3D對比優化深部高應力巷道聯合支護方案，探究支護結構、支護參數的可靠性，提出以錨桿、錨索為核心的錨網索噴聯合支護方案。在巷道開挖后進行礦壓觀測，進一步驗證支護方案以及數值模擬結果的合理性，并實時監測圍巖的變化特征。工程實踐表明，在深部高應力巷道中采用錨網索噴聯合支護，巷道的整體性與穩定性得到有效改善，圍巖受力更趨穩定，變形得到有力控制，為煤礦的安全高效生產提供了技術支持。

高應力；錨網索噴；聯合支護；數值模擬；定量分析

隨著人類對能源需求量的增加和開采強度的不斷加大，淺部資源日益減少，國內外礦山都相繼進入深部資源開采狀態[1]。尤其是當前煤炭資源開采深度的不斷加大，巷道開挖后破壞了巖體原有的應力平衡，將引起巷道附近巖體應力狀態的改變并發生應力的重新分布[2]，特別是在地質構造活動強烈的地區，殘余構造應力較大，水平構造應力往往大于垂直自重應力，形成高水平地應力巷道[3]，其產生的工程災害將以更加明顯的方式表現出來，巷道變形劇烈、采場失穩加劇、巖爆與沖擊地壓聚增等現象層出不窮，采用傳統的支護方式已經難以解決深部高應力巷道支護的難題[4]。我國多位學者對深部高應力巷道圍巖變形特征進行了廣泛而深入研究，提出相應控制巷道圍巖變形的技術措施[5-7]。從中可以看出錨桿等主動支護形式越來越得到重視，并在深井、高應力等復雜條件下推廣使用，但在深部高應力條件下巖體處于破碎或松散狀態，支護結構的作用并不能完全發揮[8]。因此，對深部高應力巷道破壞機理進行分析，提出適用于深部高應力巷道的錨網索噴聯合支護技術，實施積極有效的主動支護，對控制巷道變形、保證圍巖穩定有著重要的意義。

1 基于數值模擬分析深部高應力巷道圍巖的力學特征

本數值模擬以峰峰集團九龍煤礦-890m進風行人大巷為背景，結合工程地質資料，建立數值模擬模型長×寬×高=50m×30m×30m，共劃分158000個單元和164679個節點，在模型上表面施加22.50MPa的垂直應力模擬上覆巖層自重，水平構造應力通過側壓力系數λ=1.3來實現，并限制其側面的水平位移，固定底面三個方向的位移。模擬巖層的劃分與巷道工程地質綜合柱狀圖一致，反映巖石材料的物理力學性質的參數通過實驗室MTS巖石伺服試驗機進行三軸抗壓實驗獲取如表1所示，模型采用Mohr-Coulomb破壞準則分析深部高應力巷道在圍巖開挖前后的受力、變形特性。

表1 巷道圍巖力學性質測試結果

1.1 深部高應力巷道開挖前后的位移演化特征

底板、頂板及其右幫斷面中部處，向圍巖內部5m處、10m處隨開挖斷面走向前后5m范圍內的垂直位移變化曲線見圖1。

圖1 深部高應力巷道開挖后圍巖位移變化曲線

由圖1分析可知，底板中部最大垂直位移為297.30mm，受開挖影響，在開挖斷面處，其垂直位移驟降至45.15mm；底板向下5m處，受開挖有小幅影響，相對于開挖斷面處的垂直位移22.21mm，開挖斷面后5m處的垂直位移為44.06mm，變化幅度為21.85mm；底板向下10m處，基本不受開挖影響，在開挖斷面前后5m范圍內垂直位移變化最大值為6.07mm。頂板中部處最大垂直位移為254.15mm，頂板向上5m處，開挖斷面至開挖斷面后5m的垂直位移變化為21.56mm，與底板向下5m處相比變化不大。右幫中部最大水平位移為235.38mm，右幫向外10m處，開挖斷面前后5m范圍內水平位移變化最大值為4.97mm，受巷道開挖影響很小。從巷道整體來看，開挖斷面后5m處，巷道表面、向圍巖內5m、10m隨著向圍巖內部深入其位移逐漸變小，隨著巷道開挖斷面后5m處至巷道斷面前5m處范圍內其位移逐漸趨于一致。

1.2 深部高應力巷道開挖前后的應力演化特征

開挖斷面后5m處、開挖斷面處及開挖斷面前5m處的底板中部、頂板中部、右幫中部向圍巖內10m范圍的最大主應力變化曲線見圖2。

由圖2分析可知，開挖斷面后5m處，底板中部向下隨著垂直距離的增加，在1.5m處最大主應力達到峰值30.79MPa，之后逐漸降低至原巖應力22.50MPa保持平穩，在開挖斷面處應力集中程度相對較低，在1m處最大主應力達到峰值27.51MPa，而開挖斷面前5m處，由于最大主應力集中區向未開挖區域擴展，最大主應力出現小幅增長。與此同時，頂板中部、右幫中部的最大主應力演化特征與地板中部基本保持一致。從巷道整體來看，巷道頂板應力集中現象最明顯，在頂板向上0.6m處已達到峰值33.82MPa，在開挖斷面前5m處的最大主應力擴展區域，底板處應力集中相對最明顯達到23.11MPa。

1.3 深部高應力巷道圍巖的力學特征

1)巷道由于處于深部高應力圍巖中，開挖后圍巖底臌、大變形、流變現象嚴重，巷道整體性遭到嚴重破壞。

2)巷道受開挖影響，巷道受力發生劇烈變化，巷道周圍出現應力集中現象，在開挖斷面頂板處應力集中趨勢最顯著，并且應力集中區域也會向未開挖區域擴展。

3)巷道開挖后，巷道表面變形嚴重，最大變形量出現在底板處，隨著向圍巖內部擴展其位移變化量逐漸降低，局部圍巖尤其是頂板、底板、底角及肩部往往伴隨著嚴重的破壞，塑性區逐漸擴展貫通，圍巖破碎，兩幫收斂嚴重，巷道處于失穩狀態且隨著時間的增長持續破壞。

2 FLAC3D數值模擬

2.1 數值模擬模型建立

采用有限差分法軟件FLAC3D進行數值模擬研究，FLAC3D是美國ITASCA咨詢集團公司研發的致力于模擬三維巖體的力學特性，特別是當材料達到屈服極限時的塑性、軟化特性，廣泛應用于巷道支護設計及評價、礦山工程、隧道工程等領域。本數值模擬采用上述分析深部高應力巷道圍巖的力學特征的模型及方法，故不在此進行贅述。

2.2 不同支護方案數值模擬結果定量分析

分別采用錨噴、錨網噴、錨網索噴3種支護方案進行數值模擬，為了定量地對比不同支護方案的效果，獲取不同支護方案的底板中部、頂板中部、右幫中部向圍巖內10m范圍的變形曲線見圖3。

圖2 深部高應力巷道開挖后的最大主應力變化曲線

圖3 不同支護方案的圍巖變形曲線

不難看出，錨網索噴支護方案相對于其他方案展現出很好的支護效果，尤其是在底板、頂板以及兩幫隨著想圍巖內部的深入，在4m范圍內，錨噴支護與錨網噴對圍巖變形控制的表現較為一致，在圍巖表面發生較大變形后，以較大的速率降低，從而使得圍巖的穩定性存在一定隱患。而錨網索噴支護后，圍巖變形持續降低在較小水平中，圍巖表面變形為20mm左右，同時隨著圍巖向內部的深入，位移變化平穩，受力穩定，在充分調動圍巖自承能力的同時也有效的保證了圍巖的整體性與穩定性，展現出較好的支護效果。

3 工程應用

峰峰集團九龍煤礦-890m水平井底車場位于2#煤頂板層位，其周邊主要分布有石盒子組砂巖含水層和奧陶系灰巖含水層，石盒子組砂巖含水層巖性以細砂巖、中砂巖、粗砂巖及砂礫巖為主，裂隙不發育，富水性較弱。對于奧陶系灰巖含水層，如遇落差較大的斷層或陷落柱溝通，對施工巷道頂、底板或兩幫有突水危險，因此必須采取防范措施，具體支護示意圖見圖4。

圖4 進風行人大巷錨網索噴聯合支護示意圖

針對峰峰集團九龍煤礦深部高應力巷道圍巖存在的支護難題，結合數值模擬結果，提出以錨桿、錨索為核心的錨網索噴聯合支護體系，根據進風行人大巷的實際特點以及圍巖的力學特征，采用合理的支護方案，并結合現場進行動態調整。

進風行人大巷錨網索噴聯合支護參數如下所示。

錨桿：選用高強螺紋鋼錨桿，錨桿長2400mm，間排距為800mm×800mm。錨固力設計值為100KN，扭矩不小于300N·m。

錨索：采用Φ18.9×8300mm的1860MPa級1×7預應力鋼絞線。錨索布置沿巷道中心線布置，間排距為1.6m×1.6m。

金屬網：采用Φ6.5mm圓鋼焊接而成，規格1500mm×900mm，網格規格為100mm×100mm，搭接長度為100mm。

鋼筋梯子梁：采用Φ14mm鋼筋焊制而成，梯子梁規格長×寬為2.48m×0.08m，網孔規格80mm×80mm，排距為800mm。

噴射混凝土：強度等級為C25，總厚度為150mm。

水溝、鋪底及基礎混凝土：強度等級為C25，鋪底厚度為150mm，水溝兩幫及底部澆注厚度為100mm，蓋板厚度為50mm，基礎深度為100mm。

4 礦壓監測

為反映巷道開挖后支護方案的有效性和穩定性，及時了解和掌握巷道在整個服務期間的巷道圍巖變形情況和錨桿錨索的支護效應，對進風行人大巷進行了礦壓監測。在巷道掘進過程中設置相應的測站，通過測槍并配合使用測桿，對巷道圍巖表面位移進行觀測，巷道表面圍巖相對移近量與時間關系曲線見圖5。

圖5 巷道表面圍巖相對移近量與時間關系曲線

從圖5的礦壓觀測數據分析可知，巷道表面變形在30天左右達到穩定狀態，頂底板相對移近量為40mm、兩幫相對移近量為35mm，由此說明，進風行人大巷開挖通過錨網索噴支護后，支護結構與巷道圍巖協同作用，支護結構性能得到充分發揮，巷道的整體穩定性以及承載能力有效提升，深部高應力巷道的底臌、應力集中、大變形特性得到顯著改善，保證了巷道在服務年限內的安全穩定。

5 結 論

1)結合九龍煤礦所處的工程地質狀況，運用FLAC3D數值模擬軟件對巷道深部高應力巷道在開挖過程中的力學特征進行定量分析。在開挖之后，巷道表面最大變形位于底板，在深入巷道圍巖內部10m處，其受開挖影響較小；開挖過程中應力集中現象明顯，應力集中最大值均出現在圍巖內部1.5m范圍，并且伴隨開挖過程中，應力集中區域向未開挖區域逐漸擴展，至開挖斷面后5m處影響很小。

2)通過FLAC3D數值模擬分析不同支護方案支護后巷道圍巖的力學特性，進行對比優化，提出了以錨桿、錨索為核心的錨網索噴聯合支護體系，驗證了此支護方案的可靠性。

3)監測數據表明，通過錨網索噴聯合支護深部高應力巷道整體性顯著提高且受力均勻，圍巖的承載能力得到加強，錨桿、錨索性能得到充分發揮，巷道大變形、應力集中及底臌等現象得到有效遏制，對煤礦的安全高效生產起到了有力的推動作用。

[1] 何滿潮，謝和平，彭蘇萍，等．深部開采巖體力學研究[J]．巖石力學與工程學報，2005，24(16)：2803-2813．

[2] 薛華俊，宋建成，李中州，等．深井巖巷掘進中的圍巖應力場的數值分析[J]．中國礦業，2013，22(5)：83-87．

[3] 何滿潮，呂曉儉，景海河．深部工程圍巖特性及非線性動態力學設計理念[J]．巖石力學與工程學報，2002，21(8)：1215-1224．

[4] 周宏偉，謝和平，左建平．深部高地應力下巖石力學行為研究進展[J]．力學進展，2005，35(1)：91-99．

[5] 柏建彪，侯朝炯．深部巷道圍巖控制原理與應用研究[J]．中國礦業大學學報，2006，35(2)：145-148．

[6] 楊軍，孫曉明，王樹仁．濟寧 2#煤深部回采巷道變形破壞規律及對策研究[J]．巖石力學與工程學報，2009，28(11)：2280-2285．

[7] 陳曉祥，勾攀峰，范增哲，等．深井高應力高突區域回采巷道變形特征及控制[J]．采礦與安全工程學報，2013，30(3)：363-368．

[8] 喬衛國，孟慶彬，林登閣，等．深部軟巖巷道錨注聯合支護技術研究[J]．西安科技大學學報，2011，31(11)：22-27．

Mechanical characteristics and stability control technology ofdeep roadway under high stress

QIAO Wei-guo1，2，SONG Wei-jie1，2，LIN Deng-ge1，2，WU Duo-hua1，2

(1.School of Civil Engineering and Architecture，Shandong University of Science and Technology，Qingdao 266590，China；2.Shandong Provincial Key Laboratory of Civil Engineering Disaster Prevention and Control，Qingdao 266590，China)

Specific to Jiulong Coal Mine -890 meters air inlet pedestrian roadway has serious deformation and destruction due to its complicated engineering geological conditions，large chamber cross section and significant effects of high stress.The paper carried out quantitative analysis of the mechanical characteristics of surrounding rocks of roadway through FLAC3Dnumerical simulation to obtain deep high-stress roadway stress and strain evolution characteristics，combining with composition analysis，mechanical test results of surrounding rocks of roadway.Based FLAC3Dcontrast optimization deep and high stress roadway combination support programs，explore supporting structure，supporting the reliability parameters，the author proposed the wire rope combined supporting scheme taking the anchor bolt and anchor cable as the core.Making the mine pressure observation after the roadway excavation，further verify the rationality of the supporting scheme and the result of numerical simulation，and monitoring the variation characteristics of surrounding rock.Engineering practice shows that adopting the bolt-anchor-shotcrete-mesh combined supporting scheme in the deep roadway under high stress，to effectively improve the integrity and the stability of the roadway.The surrounding rock stress becomes more stability，and the deformation gets more effective control，providing the technical support for the safety and efficient production in the coal mine.

high stress；bolt-anchor-shotcrete-mesh；combined support；numerical simulation；quantitative analysis

2015-01-22

國家自然科學基金項目資助(編號：51174128)；教育部新世紀優秀人才支持計劃項目資助(編號：NCET-07-0519)；山東科技大學研究生科技創新基金項目資助(編號：YC140322)

喬衛國(1963-)，男，山東榮成人，教授，博導，主要從事巖體加固理論與應用技術的研究。E-mail：qiaowg1@163.com。

TD353

A

1004-4051(2015)08-0092-04