刘泉声，肖 虎，卢兴利，崔文泰

（1. 中国科学院武汉岩土力学研究所 岩土力学与工程国家重点实验室，武汉 430071；2. 山东科技大学 土木建筑学院，山东 青岛 266510）

1 引 言

随着我国经济的不断发展，煤炭需求量不断增加，开采深度也不断增大，地质条件恶化，地应力、水头压力和地温梯度明显升高，特别是巷道经过断层带时岩性恶化、地下水发育、构造地应力突增，巷道围岩普遍出现了较严重的底板下沉、两帮收敛和底臌变形及其带来的支护结构失稳现象，给巷道围岩和施工安全控制带来了十分严峻的挑战[1－3]。

在巷道顶底收敛变形中，底臌变形占据大部分。巷道围岩支护体系作为一个系统整体，某一部分的失效，将造成整个系统的失效。由于认识上的不足和施工条件等因素限制，底板往往处于不支护或者弱支护，即便经过加固的底板效果也并不理想，所以底板已经成为巷道支护体系的一个薄弱环节，是造成巷道失稳的关键因素。底臌问题已引起了国内外学者的广泛重视，一直是研究的热点问题。

20 世纪90 年代，康红普[4]从软岩巷道的物理力学性质出发，以数值模拟、物理模拟及现场监测为手段，分析了软岩巷道底臌机制，认为底臌原因有底板弹塑性变形、岩层扩容、岩层遇水膨胀、岩层流变和岩层弯曲断裂。他将控制对策总结为支护加固法（底板锚杆、注浆、封闭钢架）、卸压法（挖槽、爆破卸荷等）和联合法。

姜耀东、陆士良等[5－7]将底臌总结为4 种类型：挤压流动型、挠曲褶皱型、剪切错动型和遇水膨胀型，分别对底臌机制有一定分析。提出底板岩性、围岩应力、水理作用和支护强度是影响底臌的4 个关键因素。

文献[8－12]研究表明，顶板、两帮和底板是一个整体系统，底板的稳定过程是这3 个部分相互作用最终达到平衡的过程。

Wang 等[13]提出，控制巷道围岩稳定性的一些原则，介绍了应用可伸缩底板梁控制底臌的方法。何满潮等[9]提出在顶板、两帮和底板3 个关键部位分别加固，共同限制底臌。谢广祥等[14]提出，超挖锚注回填技术控制底臌。杨生彬[15]模拟了底脚锚杆在底臌控制中的重要性，并将其应用到实际中。王汉鹏等[16]提出，使用预应力锚索反底拱联合支护的方式控制底臌。

底臌问题是煤矿巷道围岩稳定性控制的关键问题之一[2]。过断层巷道围岩构造应力效应显著、岩体破碎、裂隙水发育，巷道底臌问题也愈加突出。目前提出的各种控制方法，均有其局限性。例如：在实践中，对于过断层破碎型底板进行锚杆加上注浆的方法来控制底臌效果并不理想，一是对于常见的破碎含泥围岩，注浆扩散效果不好，二是底板破裂损伤深度过大，锚杆长度不够，锚杆效果很差。

本文在总结自己和他人的研究成果的基础上，着重分析了高应力下过断层带破碎围岩底臌特性，提出充分利用顶板和帮部的补强对底板变形的牵制作用，以超挖、预应力锚索、底脚锚杆、深孔注浆和回填为体系的直接底板综合控制对策。

2 底臌变形特性及影响因素分析

2.1 过断层带破碎底板的变形特性分析

根据在淮南、平顶山、国投新集等矿区所做长期的现场监测，过断层带破碎型围岩底臌主要呈现如下特征：

（1）底臌变形量大。底臌变形占到顶底变形的大部分，如果底板弱支护或者不支护，底臌变形量甚至可以超过巷道设计高度。图1 是淮南潘二矿东二采区回风大巷和胶带机大巷经过两次刷帮卧底巷修后的底臌变形情况。图1（a）为回风大巷顶底板间距紧余1 400 mm（设计为4 050 mm），图1（b）为胶带机大巷最近卧底3 个月后的情况。

（2）底臌呈现挤压剪切流变特征。图2 是在断层带破碎围岩中常见的U 型架腿脚内移，随着底臌量的增大，腿脚内移会加剧，甚至失稳。图2（a）反映了在两帮来压挤压作用下巷道底臌严重，图2（b）可以看出U 型架受左侧来压的挤压影响严重，底臌严重。图3 是两帮变形、底臌量与时间的曲线，其中轨道巷底板经过弱支护，而胶带机巷底板未加支护，可以看出，底臌变形与两帮变形的相关性以及底臌的流变特征。

（3）底臌受动荷载和地下水影响较大。图4 是淮南潘二矿东二采区胶带机大巷底臌监测曲线，可以看出，在邻近轨道大巷（水平距离为20 m）扩刷爆破荷载影响下，底臌速率有3 次突变性增长。另外对于底板遇水膨胀、崩解的岩性条件，底臌变形很大[4]。

图2 淮南潘二矿东二采区U 型架变形情况 Fig.2 Deformation of U-steel at Donger mining area, Paner mine, Huainan

图3 淮南潘二矿东二采区胶带机巷和轨道 巷两帮及底板变形曲线 Fig.3 Deformation curves of floor at two main roadways, Donger mining area, Paner mine, Huainan

2.2 过断层带破碎底板底臌影响因素分析

断层带由于历史构造作用强烈，构造应力很大，岩层节理裂隙和地下水较发育，在开挖卸荷后底板软弱岩层一般呈破碎状。从地应力、底板岩性、地下水和支护荷载4 个方面分析断层带破碎底板底臌影响因素。

2.2.1 地应力

随着开采深度的增加，地应力不断增大，而断层带地层一般都经历过强烈的地质构造运动，因而，在地层中一般都赋存了很高的构造应力。表1 列举了淮南矿区地应力研究的部分成果。可以看出，淮南矿区-720～-820 m 水平过断层带，最大水平主应力一般超过20 MPa，最高达25 MPa，垂直应力也接近或超过20 MPa，说明原岩应力为高应力状态；侧压系数大于1，说明水平构造应力影响对巷道稳定性占主导。在高应力和水平应力的主导作用影响下，通过数值模拟位移场分析和深部位移现场测试，可以总结出高地应力影响下断层带破碎底板底臌挤压流动性运动特性如图5 所示。图5 为巷道受到垂直于走向的高地应力时的位移矢量图，箭头指向表示位移方向，箭头长短表示位移大小。

图5 底板位移矢量图 Fig.5 Displacement vectorgraph of floor

表1 淮南矿区地应力测试结果 Table 1 Results of geostress survey in Huainan mining area

2.2.2 水理作用

断层带存在大量裂隙水，节理裂隙的发育为地下水的存储和运移提供了条件，另一方面，现场经验表明注浆技术在巷道支护的大范围使用，大量施工用水进入围岩。而煤层周围岩体往往以泥岩或泥质胶结岩体为主，在水理作用下，岩体强度弱化严重，对于含较多蒙脱石的黏土岩发生膨胀，甚至发生崩解。对破碎型底板底臌产生很不利的影响。

2.2.3 地层岩性

底板岩层的强度和结构是对底臌起决定性作用的因素[6]。对于过断层破碎岩层来说，底板岩体的力学性质一般很差，在开挖卸荷和碎胀力的作用下，节理裂隙进一步扩展，岩体结构基本呈碎裂状。加之高应力和底板的应力集中，低强度底板将产生很高的蠕变速率更易于破坏。

2.2.4 支护荷载

底板支护阻力对底臌量的控制起着关键作用。长期稳定岩体开挖后应力状态从三向应力状态变成二向应力状态，同时应力向巷道周向转移调整，引起应力集中。在偏应力和集中应力的作用下，岩体性质进一步恶化，由于开挖后自由面的存在，岩体的流变也进一步加强。图6[17]显示了蠕变与应力-应变全过程曲线，可以看出，差应力越大，应变量越大。支护荷载能够改变围岩应力状态，弱化应力集中，对蠕变也有一定抑制。

图6 蠕变应力-应变全过程曲线 Fig.6 Relation between creep and complete stess-strain path

3 底臌控制对策研究

随着开采深度加大和开采条件的恶化，断层带破碎底板底臌问题突出。顶板、帮部和底板是一个整体系统，具体的说就是顶板和帮部的稳定有助于底臌的控制，反过来底臌将带动两帮收敛和顶板下沉。底板的治理不仅要提高直接针对底板的支护强度，同时要提高顶板和帮部的强度，充分利用顶帮对底臌的牵制作用；不仅要增强刚性限制强度，还要加强修复固结、扩大承载圈、转移应力和改变底板应力状态。

3.1 现有支护对策研究

现有针对深部巷道围岩底板的支护对策目前主要有两种思路：一是提高底板岩体自身强度；二是刚性限制被动支护。前一种思路就是通过提高岩体的c，φ 提高岩体强度，进而提高岩体的自稳能力。常用到注浆、锚杆等支护手段，注浆使浆液充填于岩体裂隙之中，使趋于破碎的岩体胶结成整体，提高岩体的胶结强度，锚杆改变底板的应力状态，切断底脚部位塑性滑移线，提高锚固体的抗拉及抗剪强度。后一种思路就是利用支护结构自身的刚度提供的支护力抑制底板变形，被动支护条件下一定范围内支护荷载与围岩变形成正关系，进而改变围岩应力状态。

现有支护对策主要问题在于支护策略单一，手段很有限，往往效果不理想。如采取锚杆加上注浆的支护形式，如果注浆效果不理想，那么锚杆将很难发挥其功能，将导致底板支护失败。

3.2 底臌综合控制对策研究

研究表明，底板破碎围岩深度一般为0.8 倍的巷道设计宽度以上[6]，现场松动圈实测结果也表明，底板标高以下3～4 m 甚至更大范围内围岩进入破裂滑移状态。对于底板的直接支护，一方面要对底板近表围岩破裂损伤区进行固结和修复；另一方面要将高应力峰值向围岩底板深处转移，将锚注增强加固区与深层稳定岩体结成一体，实现围岩承载圈范围的扩大。另外，充分发挥帮、顶补强对底臌的间接限制。

通过数值计算不难发现，底脚是剪应力集中区及底板中央为拉应力集中区，底脚锚杆将巷道开挖后应力重分布所导致的竖向于水平荷载进行有利的转化，起到了切断底板底脚部位塑性滑移线的作 用[12]，而且将应力向深部传递。高强度预应力锚索，锚固端位于底板破损区以外的深处岩体上，对于加强岩体的结构、改变底板围岩的应力场和扩大围岩承载圈范围效果显著。深孔注浆有利于浆液的扩散，扩大加固修复区范围，从而加强岩体结构，提高底板承载圈的范围。底板超挖除去底板表层松动岩体，有利于支护结构作用发挥和施工开展。

底臌综合控制对策就是要发挥高强度预应力锚索、深孔注浆、底脚底板锚杆对底板的直接控制作用和帮、顶部位补强对底板的牵制作用。

4 底臌综合控制的数值模拟研究

数值计算采用FLAC3D软件，对巷道掘进后底板弱支护条件下的围岩位移场、塑性区以及底板综合控制之后围岩的位移场、塑性区对比研究。

4.1 数值模型的建立

对淮南潘二矿东二采区回风大巷进行一定简化处理后得到如图7 所示的工程地质模型，模型尺寸为45.0 m×10.0 m×45.0 m。FLAC3D中相应的三维计算模型如图8 所示，包含2.63×104个单元2.99×104个网格节点。模型六面全部采用链接的约束方式。模型计算过程采用了Mohr-Coulomb 本构模型。

图7 巷道工程地质模型 Fig.7 Engineering geology model of roadway

图8 三维数值计算模型 Fig.8 3D numerical model

4.2 计算参数

计算模型中岩层力学参数见表2。

表2 计算模型岩石力学参数 Table 2 Rock mechanical parameters of numerical model

计算模型地应力参数见表3。其参数根据潘二矿东二采区实测结果简化来而来。

表3 地应力参数 Table 3 Geostress parameters

数值计算中采用的两套支护方案如图9 所示。图9(a)所示方案未进行底板支护，所采用的锚杆长度为2 800 mm，排距为1 400 mm，预应力为25 kN，所采用的锚索长度为6 300 mm，排距2 100 mm，预应力为80 kN，帮顶喷浆厚度为100 mm 以及帮顶注浆。图9(b)所示方案在图9(a)所示方案中增加了底板喷浆、4 根底、拱角锚杆、底板锚索和注浆。

4.3 计算过程及结果

4.3.1 数值计算过程：

步骤1：建立模型、赋予参数、选择本构、施加边界条件。

步骤2：开挖巷道、应力释放。

步骤3：对帮顶进行喷浆、注浆、锚杆锚索支护如图9(a)，计算得到结果Ⅰ。

步骤4：在步骤3 支护形式的基础上进行底板综合治理如图9(b)，计算得到结果Ⅱ。

图9 支护方案简图 Fig.9 Sketches of supporting plan

4.3.2 计算结果Ⅰ分析

（1）位移场分析

围岩位移场如图10 所示。底板变形比顶板变形大很多，顶板下沉为75 mm，底臌变形为350 mm。水平位移成对称分布，水平最大位移集中在拱角处，水平最大位移量为150～190 mm。

图10 巷道围岩位移场（单位：m） Fig.10 Displacement field of rocks surrounding the roadways (unit: m)

（2）塑性区分析

围岩塑性状态分布如图11 所示。巷道围岩剪切破坏较严重，集中在巷道顶部和底部，两帮也有分布。巷道围岩底板中央有拉伸塑性集中。

图11 巷道围岩塑性状态分布 Fig.11 Plastic state distribution of rocks surrounding the roadway

4.3.3 计算结果Ⅱ分析

（1）位移场分析 围岩位移场如图12 所示。底板变形比顶板变形大，顶板下沉为15 mm，底臌变形为150 mm。水平位移成对称分布，最大位移集中在拱角处，最大位移量为80 mm 左右。

图12 巷道围岩位移场 Fig.12 Displacement fields of rocks surrounding the roadways

（2）塑性区分析

围岩塑性状态分布如图13 所示。巷道围岩剪切破坏较严重，集中在巷道两肩和底部。巷道围岩底板中央有拉应力产生的塑性集中。

图13 巷道围岩塑性状态分布 Fig13 Plastic state distribution of rocks surrounding the roadway

4.3.4 结果Ⅰ与结果Ⅱ对比分析

对底板综合支护后，整个巷道围岩的变形得到有效控制，顶部变形量减小80%，两帮及底板变形量减小50%。

对底板综合支护后，巷道围岩的塑性区范围减小，特别是顶板和底板剪切塑性状态得到有利改善。

5 工程应用

潘二煤矿东二采区-530 m 3 条大巷布置在11煤底板以上，掘进期间将先后过F19（H =2～10 m）、F10(H =10～12 m)、FX1(H =3 m)、FX2（H =3～ 5 m）、FX3（H =8～10 m）、FX4（H =3～5 m）、FD39（H =0～10 m）以及F11（0～75 m）等断层，其中H 表示断层大小。开展水压致裂法地应力测试结果为：最大水平主应力值在20.2～21.41 MPa 之间，最小水平主应力值在10.84～10.99 MPa 之间，最大水平主应力方向为NE830°左右（与巷道走向近垂直）。巷道周围岩性以泥岩、煤和砂质泥岩为主，如图7 所示。围岩高地应力与低强度之间的矛盾突出，巷道支护非常困难。

原设计支护方案如图14 所示。帮、顶锚杆参数为φ 22 mm L2 800 mm @700 mm×700 mm，总共9根，预应力为 50 kN。锚索参数为φ 17.8 mm L6 300 mm@1 600 mm×2 100 mm，总共5 根，预应力150 kN。29U 型钢棚排距为500 mm。喷浆厚度为200 mm，强度为C20，铺设钢笆片。帮、顶注浆孔长度为5 000 mm，6 分注浆管长为3 000 mm，排距为2 100 mm，间距为1 500 mm。每断面共布置8根深孔注浆管，注浆压力为4.0 MPa，，封孔长度为500 mm。

在原方案下，两帮收缩变形量在2 m 以上的有25 m；1.5 m 以上的有40 m，1 m 以上的有120 m。巷道底臌量平均为600～700 mm。经卧底后底臌量平均又达300～400 mm。底臌十分严重，帮顶炸浆、掉浆严重。

图14 潘二矿东二采区大巷原支护方案（单位：mm） Fig.14 Pre-supporting plan of Donger mining region,Paner mine (unit: mm)

在详细调研后，中国科学院武汉岩土力学研究所提出了加强底板综合治理新方案，如图16 所示。新方案维持了原方案中对帮顶的支护参数，底板治理方面引进了河北同成矿业科技有限公司研制的ZQJ-300/1.1 气动冲击钻机如图15(b)施工。该钻机成孔深度可达10 m 以上，钻孔可兼作底板深孔注浆孔。底板底、拱角锚杆为4 根φ 22 mm L2 800 mm锚杆，排距为700 mm，底脚锚杆与底板成30°，拱角锚杆与帮部成30°，预应力50 kN。底板锚索为3根φ 17.8 mm L6 300 mm，排距3 000 mm，与巷道底板成15°或者垂直，预应力150 kN 施工完成的锚索如图15(a)所示。底板注浆在锚索孔中进行，注浆深度为6.0 m，压力为4 MPa。由于该钻机采用 80 mm 冲击钻头有一定的扩大裂隙的作用，注浆量比较可观，一般达2～3 t。

经过综合控制后，底板变形得到了有效地控制，图17 为表面位移测点的监测成果。

图15 底板治理现场图片 Fig.15 Photos of the floor control scene

图16 潘二矿东二采区大巷底板综合治理方案（单位：mm） Fig.16 Comprehensive floor control plan of Donger mining region, Paner mine (unit: mm)

图17 底板综合治理后的变形曲线 Fig.17 Derformation curves after comprehensive floor control measures

6 结 论

（1）高地应力破碎软岩巷道底板不仅受动荷载和水影响较大，而且底臌量非常大，呈现挤压剪切流变特性。

（2）底板与两帮及顶板是一个完整的系统，相互依存。对于底板的控制，一方面要利用好顶、帮的间接限制；另一方面要加强底板的修复固结、应力转移以及围岩承载圈的扩大。

（3）综合控制对策能够有效控制底臌以及帮、顶收敛状况，减小巷道围岩的塑性区，改善围岩应力状态。

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