深部巷道大斷面交叉點聯合支護技術研究

王琪，劉建莊,*，王盛川，賀健宇，張濤濤

（1.開灤（集團） 有限責任公司，河北 唐山 063000；2.華北理工大學河北省礦業開發與安全技術實驗室，河北 唐山 063210）

0 引言

隨著煤礦自動化、智能化開采及建設技術的不斷發展，礦井生產能力、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。為保證人員及設備的正常通行，通常會出現單巷道分岔或多條巷道交叉的大斷面交叉點，巷道圍巖應力環境也隨著巷道斷面的增加變得愈發復雜，大斷面巷道的穩定支護問題，制約著煤炭企業的高效安全生產[2-4]。

國內外學者針對深部巷道大斷面穩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合支護方案，通過開展現場支護應用試驗，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底角支護對策，現場應用后巷道頂底板移近86 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力是巷道變形的重要因素并找出巷道跨度、圍巖應力與頂板垮落高度的關系，設計并驗證了采用新支護方案解決了高應力大斷面巷道圍巖變形量大、變形速率快等問題；郅榮偉[8]通過建立巖梁力學模型并理論計算推導出基本頂在煤壁內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；劉學生[9]等通過構建動靜組合載荷下錨固圍巖力學模型，推導出硐室群破壞失穩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律，經工程算例及現場監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+錨注聯合支護方案，運用FLAC3D 數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驗證性應用、監測，形成適用于大斷面巷道穩定支護技術，為類似工況條件巷道支護提供技術參考。

1 工程背景

1.1 工程概況

為探究大斷面巷道支護穩定性及增強支護穩定性，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研究。

研究巷道斷面由12～14 m2提升為16～18 m2，局部區域達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。巷道主要采用常規錨噴支護，間排距750 mm×800 mm，打設φ20 mm×2 000 mm 右旋螺紋鋼HR335 等強錨桿，鋼筋網采用圓鋼焊接，規格為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，在局部巷道正頂及兩拱角處增設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 常規錨噴支護布置Fig.1 Conventional bolting and shotcrete layout

1.2 巷道變形情況

根據工程地質資料和現場調研發現，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，支護難度不斷加大，開拓巷道地質環境愈發復雜，瓦斯、地壓、水患等威脅突出，采掘工程擾動的礦壓顯現時有發生，給延深掘進施工帶來極大難度。在常規錨噴支護方式下，巷道出現了不同程度的支護失穩現象，主要表現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，需要及時改善現有支護方式，探尋適應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片幫，裂隙發育范圍較大，部分區域幫部混凝土層剝落，內部錨網斷裂崩解錨固失效。由圖3 可知巷道頂板出現離層，并沿巷道方向產生較長裂縫。在較大地應力和構造應力的影響下，巷道頂底板及兩幫壓力增加，嚴重影響巷道支護穩定性，最終導致巷道頂底板、側幫出現不同程度的失穩破壞。針對這些情況，提出錨噴+錨注聯合支護方案。

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 數值模擬分析

2.1 聯合支護方案設計

聯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域的正頂、拱角打設φ17.8 mm×7 300 mm 的錨索，并結合實際條件在薄弱點位增設錨索；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。根據高強支護錨桿間排距均為0.8 m 設計，上頂打設17 根，2 個底角各打設1 根，下扎角30°。中空注漿錨桿間排距1.6 m 自起拱線打設，上頂打設9 根，2 個底角各打設1 根。

聯合支護方案布置如圖4 所示。

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

2.2 初始計算模型

根據地應力測試結果及歷次地質調查數據，大斷面交叉點初始模型水平應力取37.23 MPa，豎直應力29.02 MPa，注漿模擬的強化系數取1.25，巷道斷面為8.0 m×4.8 m。巖性根據實際地質揭露情況，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力平衡圖，與理論分析的地應力情況吻合。

圖5 大斷面巷道交叉點初始模型和初始應力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 常規錨噴支護

圖6 為單層錨噴支護下，交叉點圍巖的垂直應力和塑性區分布情況。結果顯示，巷道頂底部低于5.0 MPa 的低地應力卸壓區，深度可達巷道直徑的4 倍以上，且有較大深度的受拉塊體，頂板地應力卸壓區深度2.5 倍巷道直徑，主要承載的高應力團塊區位于2 個底角的斜下方，大致呈對稱分布特征，最大的SZZ 應力50.1 MPa，正頂和底板豎向塑性發育深度達3 倍左右巷道直徑。綜上可知，區域補強控制和注漿重點在正頂和底板部位，兩幫相對穩定。最大底鼓量399 mm，頂板下沉487 mm，左幫位移62 mm，右幫位移243 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發育趨勢看，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。

2.3.2 錨噴+ 錨注聯合支護

如圖7 所示為錨桿+錨注聯合支護條件下巷道圍巖的垂直應力分布和塑性區分布情況。結果顯示，巷道塑性區沿頂板、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。巷道頂底部低地應力卸壓區范圍較頂部大，且有較大深度的受拉塊體，頂板主要高應力團塊承載區位于2 個底角的斜下方，非對稱分布，最大的SZZ 應力52.8 MPa，位于高幫軌面線標高的外圍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，右幫位移30 mm。較常規錨噴支護，一層錨噴+二層錨注聯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+ 二層錨注應力- 位移- 塑性區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+錨注聯合支護有效性，將該方法應用于現場實踐并與現場常規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測結果，圖9 為巷道兩幫變形監測結果，其中常規錨噴支護監測周期90 d，聯合支護方案監測周期120 d。

圖8 頂板下沉量監測曲線Fig.8 Roof subsidence monitoring curve

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

從圖8、圖9 可知，在巷道初掘期間，受到深部高地應力、采掘擾動影響，常規錨噴支護巷道前20 d 內巷道變形速度最快，此時間段內處于快速變形階段，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 左右進入到穩定發育階段，巷道變形速度明顯低于原支護巷道。后續監測期間內兩者均受到臨近巷道掘進影響產生了不同程度的變形，但聯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測中，采用常規錨噴支護巷道90 d 內頂板下沉量達到566 mm，兩幫位移量近250 mm，錨噴+錨注聯合支護巷道120 d內頂板下沉量約120 mm，兩幫位移量約113 mm，聯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+錨注聯合支護效果明顯優于原錨噴支護，滿足巷道穩定支護要求。

4 結論

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，基于工程現狀分析提出錨噴+錨注聯合支護方案并開展相關數值模擬、工程驗證，得出以下結論。

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

（2） 運用FLAC3D 開展原支護及聯合支護數值模擬對比分析，模擬結果顯示，常規錨網噴支護下大斷面巷道頂板下沉和幫部位移量較大，巷道不能實現自穩；錨噴+錨注聯合支護下巷道變形量大幅降低，巷道基本實現自穩，方案設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+錨注聯合支護實現了大斷面巷道穩定支護。