深部鄰近硐室群圍巖注錨一體化加固技術

鄭 陽，楊龍威，楊世府

（1.青島市技師學院，山東 青島 266000；2. 中國礦業大學（北京） 能源與礦業學院，北京100083）

0 引言

近年來，隨著我國煤礦開采深度的增加，“五高兩擾動”等[1]技術問題日益突出，深部軟巖巷道隨之迎來頂板、底鼓、水、松動圈較大、地應力復雜、非對稱線性大變形等[2-3]一系列災害，增加了對深部資源開采的難度。井底車場是礦井的樞紐，擔負任務多，為滿足全礦井的各類需求，其開挖硐室較多且距離近，因此造成鄰近硐室群及巷道圍巖破壞嚴重[4]。針對松軟破碎硐室群破壞問題，康紅普等提出了一種深孔高壓注漿組合支護技術[5]；何滿潮等根據現場觀測提出對交叉硐室按照不同開挖順序以減少其變形破壞[6]；趙呈星等提出了混凝土噴射+注漿錨桿/錨索聯合支護方案[7]對回風石門進行修復；鄧廣哲等針對深部軟巖大變形巷道提出了錨注一體化支護技術，能夠有效控制圍巖大變形[8]；潘浩等對深部水倉硐室群圍巖偏應力進行了分析并提出采用強力錨網索和厚層U 型混凝土聯合支護技術[9]；楊仁樹等針對支護復雜巖層大斷面硐室群提出“強柱固底”的加固支護方案[10]。姜鵬飛等在引進自主研發的基礎上，形成了包括支護材料與構件等一體的錨架充協同控制技術[11]。此外，還有眾多學者通過彈性力學方法分析頂板破斷規律，提出了針對破壞巷道的聯合支護方式[12-14]，對巷道圍巖控制起到關鍵性作用。康紅普對煤礦巷道支護加固材料與構件之間存在的問題進行了分析，并指明了下一步研究方向。

以上學者針對深部軟巖受損巷道提出了眾多可靠的支護手段，然而，對于深部高應力破碎頂板鄰近硐室群破壞巷道，缺乏針對性研究其破壞機理及支護方式。本文通過現場觀測及數值模擬，分析五陽礦擴區井底車場北側鄰近硐室群變形破壞機理，運用FLAC3D 數值模擬軟件模擬在硐室開挖后巷道圍巖變形情況，提出注錨一體化加固技術對破壞巷道進行支護及修復，以確保深井大斷面硐室群圍巖長期穩定。

1 工程概況

1.1 工程地質條件

五陽煤礦隸屬山西潞安，產量為3.0 Mt/a，井底車場擴區工程在天倉向斜軸部，長約15 km，擴區工程內長4 km，呈緩“S”型展布。

各硐室布置在井底車場北側，依次為操控硐室、液壓站室、拉緊硐室。其中操控硐室斷面寬×高=5500 mm×4850 mm，掘進斷面積23.43 m2；液壓站室斷面寬×高=5500 mm×3850 mm，掘進斷面積23.74 m2；拉緊硐室寬×高=3200 mm×3200 mm，掘進斷面積9.14 m2，形成了大斷面硐室群，相互影響。井底連接處平面布置如圖1 所示。

圖1 井底連接處平面示意Fig.1 Bottom-hole connection plan

擴區井底車場位于3 號煤層下方約26 m 處，巷道穿過的巖層有砂質泥巖、中粒砂巖、泥巖。巖層破碎，整體穩定性較差且層理發育，劃分為Ⅴ級不穩定巖體。巷道煤巖層及地層綜合柱狀圖如圖2所示。

1.2 硐室群圍巖破壞狀況

擴區井底車場新建硐室群開挖后，由于巷道穿過砂質泥巖、薄層泥巖等穩定性較差、巖體破碎、層理發育的巖層，導致在掘進巷道時片幫、冒頂現象頻頻出現。頂板最大冒落高度超出原有設計巷道掘進高度的1200 mm，平均冒頂高度在600 ～800 mm，巷道成型極差。

掘進巷道埋深約760 m，導致地壓大，其井底連接處開口處砌碹支護段混凝土出現局部開裂、掉皮掉渣現象。

局部地區頂板來壓較大，導致多根錨索崩斷，錨具退錨失效，且一次支護段噴漿層不同程度發生裂縫、掉塊及墻部開裂脫落。

擴區井底車場北側繞道段巖層為泥巖、泥巖和砂質泥巖互層，巖性較軟，在掘進時頻繁發生片幫冒頂。

綜上，破壞巷道在支護完畢4 個月后，凈尺寸最小點僅比設計凈尺寸大180 mm，巷道內噴漿層開裂較為嚴重。

1.3 鄰近硐室群原支護方式

擴區井底車場硐室原支護方式采用錨網索噴+雙鋼筋梯子梁+鋼筋混凝土砌碹支護（操控硐室和液壓站室），錨網索噴+雙鋼筋梯子梁支護（拉緊硐室）。

采用支護方案后，硐室群圍巖仍發生較為嚴重的變形，修護困難，對圍巖穩定性控制效果欠佳。

2 硐室群破壞現狀數值模擬

2.1 模型建立

（1） 根據礦井設計資料，對擴區井底車場硐室群進行數值模擬建立，如圖3 所示。

圖3 硐室群有限元模型Fig.33D finite element model of cavern group

（2） 模型尺寸。模型長80.0 m，寬4.2 m，高69.0 m，巷道斷面為半圓拱形，巷道穿過中粒砂巖和砂質泥巖，頂底板為砂質泥巖和泥巖。

（3） 參數賦值。模型水平方向固定，底部邊界固定，上邊界施加均布載荷，原巖應力按照計算，模型上邊界施加19 MPa 壓應力，側壓系數取1.2，重力加速度取10 m/s2，根據五陽礦擴區井底車場附近圍巖地質條件，固定除上邊界外各邊界計算，使模型達到平衡狀態。

2.2 初始巷道開挖分析

根據現場觀測結合數值模擬對硐室群開挖后破壞情況進行分析。

開挖巷道埋深為-760 m，垂直方向施加20.5 MPa 的均布載荷，水平方向施加24.6 MPa 的均布載荷，施加重力場后進行開挖分析。初始開挖后巷道垂直應力分布如圖4 所示，巷道圍巖塑性區破壞如圖5 所示。

由圖4 可知，硐室群巷道開挖后，由于頂底板垂直應力集中，導致其頂板破壞嚴重，且由于該硐室群埋深大，存在水平應力作用，導致在巷道周圍有集中應力的產生。

圖4 初始開挖硐室群垂直應力Fig.4 Initial excavation chamber group vertical stress

由圖5 可知，位于擴區井底車場的操控硐室與液壓站室距離僅為3.5 m，導致其塑性區破壞嚴重，巷道周圍存在較薄松動圈，在松動圈后出現范圍較大塑性區疊加區，兩硐室開挖后互相影響，頂板塑性區破壞深度達3.1 m，兩幫達到4.4 m，底板破壞范圍較小，對巷道圍巖控制影響不大，鄰近硐室間窄巖柱塑性區破壞較大且受擠壓變形嚴重。

圖5 巷道圍巖塑性區破壞Fig.5 Plastic zone failure of surrounding rock of roadway

2.3 硐室群破壞機理

通過數值分析，結合現場實際，導致硐室群破壞主要原因有4 個：①鄰近硐室間距過小，硐室間煤柱過窄，且受兩側硐室集中應力影響導致破壞嚴重；②硐室群位于擴區井底車場，服務年限長，支護困難，無法長時間服務礦井；③五陽礦擴區井底車場鄰近硐室群巷道圍巖復雜、穿層較多，圍巖巖性由軟到硬，導致巷道頂底板應力分布復雜，且施工難度大；④新建擴區井底車場構造復雜，附近開挖工作較多，容易造成采動影響，不利于硐室群穩定。

3 支護方案設計對比

3.1 一次支護原則及錨桿索參數

錨桿支護應盡量一次支護就能有效控制圍巖變形，避免二次支護以及維護巷道。巷道圍巖一旦揭露立即支護，效果最佳，在已發生離層、破壞的圍巖中安裝錨桿，支護效果會受到顯著影響。錨桿索一次支護方案如圖6 所示。

圖6 原支護方案Fig.6 Original support plan

（1） 支護材料。錨桿采用MSGW-500/22 mm×2400 mm 高強樹脂錨桿，錨索材料為SKP22-1×19/1860，長度為8300 mm。

（2） 錨固材料。錨桿配用MSK2335 和MSZ2360 型樹脂錨固劑，拱形高強度托盤。

（3） 支護施工。錨桿間排距800 mm×800 mm，預應力不小于80 kN；錨索間排距為1600 mm×800 mm，預應力不低于150 kN。

3.2 錨桿索一次支護數值模擬分析

根據礦井原數據資料進行數值分析，其錨桿軸向力云圖及圍巖最大主應力云圖如圖7、圖8 所示。

圖7 錨桿索軸向應力云圖Fig.7 Axial stress cloud diagram of anchor cable

圖8 一次支護最大主應力云圖Fig.8 Cloud diagram of maximum principal stress of primary

針對概礦破壞巷道，頂板破壞較為嚴重，原支護方案中錨桿索預應力不足以控制上覆圍巖荷載。

支護體系無法形成壓縮承載拱結構，無法與圍巖形成承載整體，從而對上覆巖層支撐達不到理想效果。

3.3 加強支護方案

針對五陽礦硐室群巷道破壞情況，結合原支護方案，提出注錨一體化加固技術對其破壞巷道進行二次加強支護，支護方案如圖9 所示。

圖9 加強支護方案圖Fig.9 Reinforcement support scheme drawing

（1） 錨桿采用MSGW-500/22×2400 mm 高強樹脂錨桿，錨索材料為SKP22-1×19/1860，長度為8300 mm，注漿錨索采用SKZ29-1/1770-6600，長度為9300 mm。

（2） 每排錨桿數目確定為16 個，錨索為7個，注漿錨索為8 個。

（3） 錨桿預應力不低于100 kN，錨索預應力不低于200 kN。

3.4 加強支護方案數值模擬分析

根據分析，五陽礦擴區井底車場鄰近硐室群原支護方案無法保障礦井安全高效生產，采用加強支護方案后數值模擬分析如圖10 所示。

圖10 加強支護最大主應力云圖Fig.10 Cloud diagram of maximum principal stress of strengthened support

（1） 采用加強支護方案后，在錨桿支護區內距巷道頂板1.4 m 內形成完整壓縮承載拱結構，在錨索支護區5m 內形成完整承載壓縮拱。

（2） 中空注漿錨索全長錨固后，在距離巷道9.5 m 內形成較為完整支護承載結構，對深層巷道圍巖起到較好的控制作用。

3.5 加強支護應用效果

在采用加強支護方案后，在井下布置測點，分別對修復后硐室群巷道頂板、底板、兩幫移近量進行監測。巷道圍巖收斂量如圖11 所示。

圖11 巷道圍巖收斂量Fig.11 Convergence of roadway surrounding rock

在使用加強支護方案后，井下觀測60 d，對兩幫、拱頂以及底板收斂量進行記錄，可以得出：在使用加強支護方案30 d 左右，頂板收斂量達到峰值140 mm 后趨于穩定，底板收斂量達到峰值120 mm 后趨于穩定，40 d 后兩幫收斂量達到峰值130 mm 后趨于穩定。

4 結論

（1） 通過數值模擬對支護前后方案對比分析得出：①原支護方案支護使用后無法與上覆巖層形成承載結構，對巷道變形起不到關鍵控制作用；②使用加強支護方案后，可與圍巖形成三級承載結構，即淺層壓縮拱（1.4 m）、中層壓縮拱（5.0 m）及深層支護承載結構（9.5 m），能夠有效提高圍巖體強度值，控制圍巖變形破壞。

（2） 加強支護方案對鄰近硐室群間窄巖柱應力集中現象有大幅削減，巖柱殘余強度與峰值強度得到提高，控制了整體巷道片幫、起底、冒頂等災害。

（3） 采用注錨一體化控制技術，改加長錨索為注漿錨索，進一步對深部圍巖形成拱結構，且將頂板及兩幫最大收斂量分布控制在140 mm 和130 mm 左右，底板最大收斂量控制在120 mm，縮短變形周期，利于井底車場硐室群服務于礦井生產。