时 磊 王 满 汪 龙 刘权威 黄 滚

（1.新疆天华矿业有限责任公司，新疆尼勒克835700；2.煤矿灾害动力学与控制国家重点实验室，重庆400044；3.重庆大学资源及环境科学学院，重庆400044）

随着地下硐室、巷道的开挖深度不断加大，大变形破碎岩体工程也在逐渐增多，而破碎岩体由于自身的节理裂隙等结构面发育，在水、夹层泥、开挖扰动等外界因素干扰下极易产生破坏变形，导致支护失效和巷道失稳，引发安全问题的同时也增加了维护成本［1］。

针对破碎岩体的支护技术研究，目前普遍提出采用注浆加固技术提高岩体整体强度从而达到支护的要求［2］。李召峰［3-5］选用不同的注浆材料对富水破碎岩体进行注浆加固室内试验，以硫铝酸盐水泥熟料和钢渣微粉为原料制备高性能的注浆材料，并验证了其加固效果优于传统水泥材料；李立新［6］基于层流力学的本构方程和耦合理论，提出了一套适用于破碎岩体注浆厚度的计算方法，并推断出注浆渗透系数、注浆圈厚度及涌水量之间存在着一定的关系；康红普、张璨等［7-8］结合工程案例从应力的角度对破碎岩体中的应力集中及其峰值进行理论分析，提出了锚杆、锚索、注浆的综合支护技术，为现场的支护施工提供了有效的参考。虽然注浆加固技术在破碎岩体支护中发挥较好的效果，但其复杂的施工工艺和高额的材料成本，在短服务期限的矿山巷道难以被广泛应用。因此，研究低成本、高效率的破碎岩体巷道支护技术对矿山安全生产意义重大。

本研究以某铁矿破碎岩体巷道为工程背景，引入松动圈支护理论，通过现场试验及数值模拟提出一种适用于矿山破碎岩体的低成本支护方案。

1 工程概况

该铁矿位于哈萨克斯坦板块伊犁微地块，因普遍遭受后期构造的破坏而裂隙发育。矿体及围岩受地应力、地下水以及风化影响较为严重，同时节理裂隙间夹杂着大量遇水软化膨胀的泥质充填物。巷道开挖时，在水的冲刷作用下岩石只能在短时间内自稳，一旦支护不及时极易造成垮冒变形现象。后期爆破作业的振动、寒冬季雪水的结冰膨胀，使得裂隙继续扩张贯穿，极大地降低了岩石力学强度，给矿山带来了严重的支护问题。目前该矿山破碎岩体巷道中使用长度为2 m的管缝式锚杆+钢筋网+喷混凝土的支护方式，但在回采进路巷道、分段运输巷道和掘进工作面面临着严重的垮塌、变形问题。图1为运输大巷坍塌情况，由于巷道破损严重造成大面积的矿石难以回采，同时垮塌巷道处的二次支护工作量大、耗时长且作业安全性差，这对该矿山的正常生产组织和成本控制产生严重影响。

2 松动圈半径计算

巷道冒顶、片帮发生的根本原因是塑性区和破裂区的继续破裂，而巷道的支护不仅要降低破裂区岩石的变形同时应阻止塑性发生破裂，因此准确得到塑性区和破裂区半径大小可为支护方案选择提供有效的依据［9-11］。袁文伯等［12］根据弹性理论的基本假设，考虑岩石在塑性区与破裂区的临界状态及边界条件r=a（巷道半径）时得出松动圈计算公式：

式中，φ为内摩擦角；υ为泊松比；P0为原岩应力；σc为单轴抗压强度；σ*c为岩石残余强度；R为塑性区半径；Rt为破裂区半径；Pi为支护抗力；E为岩体的弹性模量；M0为软化模量。

已知该矿山破坏巷道的基本参数为：原岩应力12.8 MPa；单轴抗压强度13.74 MPa；残余强度4.48 MPa；泊松比0.21；内摩擦角30°；巷道半径1.9 m。代入式（1）、式（2）计算得到：塑性区大小为2.34 m；破裂区大小为1.76 m。根据文献［14］中松动圈大小分类，可初步判定该矿山巷道为大松动圈类型。因此在该矿山巷道支护中，长度为2 m的管缝式锚杆难以将破裂区的破碎岩体固定于稳定顶板层中，原支护难以达到支护要求。

3 松动圈现场实测

3.1 破裂区测量

本次巷道围岩松动圈的测量采用的设备是由武汉长盛公司生产的JL-IUCA6（A）基桩多孔自动超声仪，见图2。测量地点选在2 580分段的CM24和CM16两条进路内来布置测孔，测孔倾角为-5°，孔深约为5 m，孔间距为1.7 m。

3.2 结果分析

根据超声波测量的数据结果绘制成如图3所示波速变化曲线，分析图3可知：在CM24和CM16两条进路巷道的围岩中，随着围岩中测孔深度的增加，围岩中超声波波速都有着明显的“稳定不变—降低—增大—稳定不变”的变化趋势，这说明巷道围岩中存在松动圈。

深度2.4 m以上的围岩波速稳定值在3 000～3 400 m/s之间，说明此处围岩完整；深度在2.4～1.8 m波速发生急剧下降，围岩由原岩状态过渡到破裂区，说明此处岩石处于塑性状态，岩石开始发生一定程度的破坏；因此，可以从关系曲线中判断出围岩松动圈厚度的大小约为1.8 m，其结果与松动圈理论计算值比较吻合。根据现有的松动圈支护理论［13-14］分析发现，该矿山的松动圈范围为大松动圈，为一般不稳定的Ⅳ类围岩，针对大松动圈破碎岩体表现出的软岩工程特性，采用锚杆+锚索+钢筋网+喷射混凝土的支护方式。

4 支护参数选择及施工

4.1 支护方案选择

根据该铁矿在大变形破碎巷道支护方面取得的研究成果以及积累的实践经验，对其围岩支护方案进行初步选择。

现场测得的松动圈半径为1.8 m，而矿山使用的管缝式锚杆长度为2 m（有效长度约1.8 m），难以将破裂区岩体固定于稳定层，因此建议使用长度较长的锚索。目前矿山采用间距为1 m×1.2 m、长度2 m的管缝式锚杆，考虑单根锚杆需承受岩体的重量为

对现场锚杆进行拉拔力测试得到平均拉拔力约为29 kN，远小于理论上单根锚杆的抗拉拔值，因此管缝式锚杆并不能满足矿山破碎岩体巷道支护要求，故建议选用抗拉拔力更强的树脂锚杆。

锚杆群与钢筋网的结合可将破裂区的岩石固定形成组合拱，长锚索可将拱体悬吊于深部稳定岩层中形成一个主动承压支护。通过高强度锚杆和长锚索的组合叠加，可有效控制破碎岩体小范围的移动以及大范围的变形，解决矿山巷道支护的难题。

4.2 支护参数设计及施工

具体支护参数设计如下：①锚杆：选用材质25Mn螺纹钢树脂锚杆，直径18 mm，长度2 200 mm，锚杆间距0.7 m×0.8 m，每排布置15根；②锚索：选用直径17.8 mm，长度6.5 m，间排距1.5～2 m，每排布置5根；③钢筋网：直径6 mm的圆钢点焊成1 300 mm×9 000 mm的网片，网孔的尺寸为100 mm×100 mm；托板选用碟形托板，规格为120 mm×120 mm×6 mm；④喷射混凝土：开挖后立即初喷30 mm厚的混凝土，挂网、安设树脂锚杆后再喷40 mm的混凝土，最后复喷30 mm的混凝土，使达到永久支护设计时混凝土总厚度为100 mm。图4为巷道断面参数设计图。

5 数值模拟验算

5.1 模型构建

利用FLAC3D对优化后的支护参数进行模拟分析，采用摩尔—库伦模型建立20 m×10 m×20 m的几何模型，巷道采用的是3.8 m×（1.9+1.7）m的半圆拱形断面，如图4所示。

5.2 模型开挖

本次采用3种方案（图5）对巷道开挖后的变形进行对比分析，验证不同锚杆支护间距下的支护效果。具体数值分析方案：方案一，仅进行巷道的开挖；方案二，选用1 m×1.2 m的锚杆支护间距进行喷射混凝土和锚杆支护；方案三，选用0.7 m×0.8 m的锚杆支护间距进行喷射混凝土和锚杆支护。

5.3 结果分析

根据设计的支护方案对3种支护方案下巷道的塑性区进行分析，见图6所示。同时对3种方案下的巷道拱顶垂直方向、右拱肩水平方向和拱底垂直方向的位移变形分别进行监测，以验证支护方案的合理性，见图6。图7为3种开挖方案下监测点收敛量曲线。

从图6和图7可以看出：

（1）对比1 m×1.2 m支护间距，0.7 m×0.8 m的锚杆支护间距下的塑性区更小，说明设计的小支护间距对破碎岩体塑性区有更好的控制效果。

（2）3种开挖方式下巷道的拱顶、拱底和拱肩都发生不同程度的变形，且随着时间的推移而逐渐增大，并最终趋于自稳。其中拱顶和拱底在3种方案下的自稳时间约为25 d，说明支护间距的改变对拱顶、拱底自稳时间的影响较小，而右拱肩在支护前后的自稳时间由20 d减少为10 d，收敛值从3.4 cm降低到1.5 cm，说明支护在降低巷道水平自稳时间的同时也减小了巷道的收敛值。

6 结论

（1）利用理论计算得到破裂区和塑性区大小分别为1.75 m和2.34 m，现场松动圈实测结果为1.8 m和2.4 m，与理论值吻合较好，以此确定了巷道围岩为大松动圈类型。同时发现矿山原采用长度2 m的管缝式锚杆并不能满足1.8 m厚的松动圈巷道支护要求，因此提出长锚索+高强度树脂锚杆的组合支护方案。

（2）数值模拟结果显示，0.7 m×0.8 m的锚杆支护间距对塑性区范围有明显改善，对巷道开挖进行监测发现，采用锚杆+锚索的支护方案不仅能减少巷道围岩变形量，同时能明显缩小自稳时间，对巷道的安全稳定发挥重要作用。

（3）根据理论分析和数值模拟，建议支护参数中锚杆的间排距选用0.7 m×0.8 m，并且每排布置15根锚杆，利用锚杆群形成组合拱的同时，长锚索可提供对破碎岩体的主动支护，防止裂隙进一步扩张。使用锚杆+长锚索+金属网+喷射混凝土的组合支护方式施工简单、材料成本低，可有效控制破碎岩体巷道的大变形，基本实现开挖巷道支护一次成功。