张俊文， 郭志飚， 陈 炼， 曹天培， 王昊昊

(1.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院， 北京 100083； 2.中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院， 北京 100083)

深部软岩巷道顶板冒落的机理与控制方法

张俊文1， 郭志飚2， 陈 炼2， 曹天培2， 王昊昊2

(1.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院， 北京 100083； 2.中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院， 北京 100083)

针对鹤岗矿区兴安矿深部软岩巷道变形破坏严重的问题，结合巷道围岩结构和变形破坏特征，将该矿重车线冒落区顶板划分为层状砂岩互层、节理砂岩、块状砂岩和碎裂煤岩四种结构模式。利用UDEC2D数值模拟软件，分析不同模式顶板变形破坏过程和冒落机理，并提出以锚网索喷-柔层桁架耦合支护为主体的上下双硐室稳定性耦合支护技术。结果表明，砂岩互层顶板层间黏结力不同导致不均匀变形；节理砂岩顶板节理面摩擦系数不一致导致节理面滑移；块状砂岩顶板岩块间存在节理裂隙导致顶板下沉；碎裂煤岩顶板松散破碎，在上覆岩层力的作用下冒落。新支护技术可以在较短的时间内控制巷道变形，且变形量小，稳定时间快，为深部软岩巷道冒落治理提供了参考。

深部软岩巷道； 顶板结构模型； 冒落机理； 上下双硐室支护技术

在煤炭开采逐渐向深部发展的背景下，采掘工程面临着更加复杂的工程和地质条件，高应力和软岩大变形使得巷道维护难度和成本成倍增加[1-3]。鹤岗矿区兴安矿是典型的中生代软岩矿井，其开采深度已超过750 m，是我国东北地区采深最大、变形破坏最严重的软岩矿井，井筒马头门等关键巷道和硐室在掘进和使用过程中产生了缩径、顶板严重下沉和底臌等大变形破坏现象[4-5]，其中，重车线巷道在掘进后出现大范围的顶板高冒区，冒落后巷道最高处超过13.4 m，严重威胁矿井的安全生产。究其原因，在高地应力作用下深部巷道顶板结构弱化，强度降低，导致巷道出现顶板高冒落等失稳现象[6]。

随着人们对巷道顶板冒落机理认识的不断深入，冒落区控制技术由传统单一的补强支护形式向联合支护发展。早期的冒顶区治理多以架棚支护、道木接顶为主[7]，但支架不能有效地封闭围岩，改善破碎顶板强度，因此，易发生二次冒落。根据是否保留冒落区可将联合支护分为两类：一类保留冒落区原状，对冒落区围岩采取锚喷网支护，提高围岩自身的强度和承载能力[8]，但巷道高冒区仍未消除，影响巷道使用；另一类采用注浆充填法封闭冒落区，而后采用锚网索+架棚联合支护法补强加固[9-10]，修复后巷道成型效果好，但修复成本高，工程量大。

笔者以鹤岗矿区兴安矿重车线顶板大面积冒落结构失稳机理为突破点，研究巷道的结构大变形机理。借鉴已有的高冒区治理方法，同时规避其缺点，提出以锚网索-桁架耦合支护为主体，以重点控制原巷道区域稳定为核心的上下双硐室稳定控制方法，为该矿区或类似条件矿区深部软岩巷道顶板冒落治理及控制提供参考。

1 工程地质条件与巷道变形破坏特征

1.1工程地质条件

文中以兴安煤矿四水平延伸工程重车线巷道为工程背景。重车线巷道穿过包括煤层在内的多个软弱岩层(图1)，其中，粉砂岩等顶板岩层层理、节理发育及断层的存在，破坏了岩层的连续性，围岩强度降低。巷道位置如图2所示。

巷道围岩的普氏系数值在3～4之间，巷道围岩中含有高膨胀性黏土矿物，其中，伊蒙矿物相对含量为59%～82%，与巷道中的水气接触后发生膨胀软化，导致岩体强度降低了40%～50%。兴安矿工程条件复杂，埋深大，加之黏土矿物遇水膨胀，使得重车线巷道围岩强度低、变形严重，原有支护很难适应巷道围岩大变形。

图1 巷道岩层柱状图

图2 四水平井底车场主要巷道平面布置

Fig.2Mainroadwaylayoutplanoffourlevelinshaftstation

1.2巷道变形破坏特征

由于巷道围岩节理裂隙发育，且区域内断层的存在破坏了岩层的连续性，导致巷道稳定性差，容易因为顶板大变形破坏失稳而发生大范围冒落，顶板岩层冒落后形成冒顶区。根据冒顶区高度的不同，将巷道变形区域分为冒落区和高冒区，冒顶区高度超过3 m时称为高冒区，反之，称为冒落区，分区情况如图3所示。

图3 巷道变形破坏分区

2 巷道顶板结构模式与冒落机理

2.1巷道顶板结构模式

四种顶板结构模式分别为：

(1)层状砂岩互层顶板。如图4a所示，直接顶板为层理发育并伴随有一定竖向节理的粉砂岩交互层(图3剖面1—1区域)。

(2)节理砂岩顶板。如图4b所示，直接顶板破碎，并存在一组倾角60°的优势节理(图3剖面2—2区域)。

(3)块状砂岩顶板。如图4c所示，直接顶板为破碎粉砂岩顶板(图3剖面3—3区域)。

(4)碎裂煤岩顶板。如图4d所示，直接顶板为含有破碎煤层的煤岩混层顶板(图3剖面4—4区域)。

a 层状砂岩互层 b 节理砂岩

c 块状砂岩 d 破碎煤岩

2.2巷道顶板冒落机理

根据图4所建立的顶板结构模型，结合现场工程实际，利用离散元模拟软件UDEC2D进行数值计算，分析其变形破坏过程和机理。

2.2.1 层状砂岩互层顶板

层状结构顶板层间结构面即为弱面，掘进巷道改变了巷道围岩的应力状态，使结构面的黏结强度降低，围岩变形过程中顶板也将产生弯曲下沉。由于层间结构面与层状砂岩性质的差异，顶板岩层继续下沉后将会产生离层。随着离层的发展，巷道顶板岩层强度和整体性继续降低，最终顶板产生破坏，破碎的矸石向巷道冒落，顶板形成冒落区。

数值模拟结果(图5)表明，层状顶板的冒落破坏是由下向上逐渐发展的。临近巷道顶部的岩层首先发生断裂破坏，而来自下部围岩的限制解除后，断裂将会继续发展，同时集中应力区也将向围岩深部转移，最终巷道会达到应力相对平衡状态，顶板岩层保持稳定，冒落区维持固定形态。

由图5可知，巷道顶板岩体层理发育，各层间以及相同层间的不同位置的黏结力不同，从而导致顶板发生不均匀变形。

a 顶板冒落显现特征 b 顶板冒落破坏场

c 顶板冒落主应力场 d 顶板冒落位移场

e 层理发育 f 顶板不均匀变形

2.2.2 节理砂岩顶板

巷道顶板存在明显优势节理面，优势节理面将控制冒落形态的发展。优势节理面因为其倾角的不同，冒落性也不相同，当节理面倾角在45°～90°范围内属于强冒落性优势节理[11-14]。由图6可以看出，优势节理面呈60°倾角时，在巷道开挖后，岩体破裂形态受节理面倾角控制，局部岩体沿层理和弱面首先发生滑移， 造成帮部滑移型片帮，然后破裂面逐渐向巷道正上方转移，呈现明显的不均匀性。

巷道顶板岩体节理发育，各岩体之间的节理面相互交叉，由于各节理面之间的摩擦系数不一致，所以导致局部岩体样节理面发生滑移，使顶板下沉，影响巷道稳定。

2.2.3 块状砂岩顶板

巷道顶板岩层为块状时，岩层顶板被很多不规则节理裂隙所切割，呈不规则块状，块状之间节理裂隙由泥质矿物和有机质所充填，其冒落性由节理裂隙面的黏结强度和摩擦力控制，特别是当围岩长期处于饱水状态时，节理裂隙间胶结矿物吸水软化，大大降低块体间的黏结力和摩擦力，造成大量块体发生剪切滑移而形成冒落。

a 顶板冒落显现特征 b 顶板冒落破坏场

c 顶板冒落主应力场 d 顶板冒落位移场

e 节理裂隙发育 f 顶板下沉变形

由图7可知，巷道顶板岩体处于复杂的地质条件当中，出现大小不均的岩块。各岩块之间节理裂隙发育，同时由于水的作用，造成顶板下沉破坏。

2.2.4 碎裂煤岩顶板

巷道顶板为松软破碎的岩体时，巷道围岩松动圈很大，冒落性强。在巷道开挖后，破碎顶板不具备承载力，顶板岩体的应力集中由浅部转移到深部稳定岩层，而浅部顶板破碎岩体则在上部岩层地应力的挤压作用下向巷道临空区整体溃散，形成整体性强、快速垮落及垮落量大的冒落体。

由图8可知，巷道顶板松散破碎，发生松动，使围岩丧失承载能力，巷道顶板在上覆岩层的作用下发生冒落。

通过对以上四种不同构造顶板的现场实测和数值计算可知，顶板不同的岩体构造形式发生的冒落机理不尽相同，主要受岩体构造形式的影响。所以，对不同形式的岩体构造，应采取相对应的支护形式。只有确定顶板岩体构造，才能有效地指导支护施工。

a 顶板冒落显现特征 b 顶板冒落破坏场

c 顶板冒落主应力场 d 顶板冒落位移场

e 块状砂岩发育 f 顶板下沉变形

a 顶板冒落显现特征 b 顶板冒落破坏场

c 顶板冒落主应力场 d 顶板冒落位移场

e 煤岩裂隙发育 f 顶板冒落变形

3 巷道稳定性控制方法与支护方案

3.1影响巷道稳定性的关键因素

结合工程地质条件、顶板岩层赋存特征和岩体物理力学性质，通过数值软件模拟顶板在不同结构模式下的冒落过程，进而分析得到影响巷道顶板稳定性的关键因素，具体如下：

(1)大埋深，高应力。重车线巷道埋深超过700 m，因此上覆岩层重力产生的垂直应力可达15 MPa，水平应力要明显高于垂直应力，最大值超过30 MPa，围岩变形具有非线性特征。

(2)构造发育，围岩强度低，整体性差。巷道围岩受地质构造影响变化剧烈，且区域内断层的发育降低了岩层的连续性，围岩整体性较差。另外，煤岩层普遍松散破碎，顶底板岩层节理裂隙发育，所含黏土矿物易遇水膨胀，围岩强度低。

(3)支护方式不合理。重车线巷道选择支护方式时并未充分考虑工程地质条件和顶板岩层结构等因素，只是简单地参照浅埋巷道设计规范进行支护参数的选取。最终选择的锚网索支护方案由于支护强度不足且不能适应围岩的大变形破坏，导致巷道底臌和顶板下沉严重，部分巷道区域出现顶板高冒落。

3.2控制方法

借鉴巷道稳定性控制领域的最新研究成果[15]，并结合数值模拟结果，按照受力及稳定性特征将顶板岩层由下向上依次称为易冒落岩体、挤压不稳定岩体和稳定岩体(图9)。随着巷道变形的发展，易冒落区岩体首先失去承载能力向巷道垮落，不稳定岩体在下方易冒落岩体垮落后临空，受到上覆岩体的挤压作用后继续冒落，当冒落进一步发展至稳定岩体时，岩体的强度和承载能力能够抵抗围岩应力和变形，并且无动荷载扰动，那么巷道顶板将保持稳定，冒落高度也不再变化。

图9 巷道顶板岩体冒落分区

现场工程应用案例表明，如果在高冒区采用充填支护，费用高、工程量大[16-17]。为此，运用上述研究成果，提出以利用围岩自承能力和冒落拱自稳能力为核心，以锚网索喷+柔层桁架耦合支护为主体的“上下双硐室稳定性耦合支护技术”。上部硐室在冒落稳定后的高冒区中形成，并用锚网索喷进行补强支护；下部硐室采用柔层桁架耦合支护能够适应下部围岩的变形，保证修复后巷道满足矿井生产需要。双硐室的空间布局不仅大幅降低高冒区治理的工程量和难度，也为顶板高冒区治理提供了新思路。

3.3支护方案

利用“上下双硐室稳定性耦合支护技术” (图10)进行冒落区治理时，首先，进行锚网索喷对高冒区围岩补强，以提高围岩强度。然后，完成下部硐室柔层桁架和上下硐室间钢梁和钢筋网的安装，之后进行注浆支护，注入浆液选用混凝土即可，要求注入混凝土的上部轮廓线为反拱形，这样冒落后巷道便形成了上下两个硐室的空间格局。最后，先浇筑混凝土再打锚索，并在围岩变形至挤压柔层桁架时复喷混凝土进行二次支护，完成高冒区治理与控制。要求上部硐室的底部轮廓线的曲率半径为4 475 mm，下部硐室顶部轮廓线的曲率半径为2 470 mm，浇筑混凝土的厚度大于2 m，同时，为使混凝土和围岩形成一个整体，混凝土和围岩应有不小于300 mm的“重叠区”。

图10 支护设计断面

4 应用效果分析

为验证“上下双硐室稳定性耦合支护技术”治理高冒区的实际效果，在重车线返修段表面布置位移测站1#～6#，如图11所示。典型测站现场监测结果如图12所示。

从监测数据和位移曲线(图12)可以看出，重车线采用新支护技术治理高冒区后在较短的时间内即控制住了巷道围岩变形，最终巷道两帮移近量为30 mm，底臌量为27 mm，变形量小且稳定时间快。

图11 测站布置

a 2#测站

b 4#测站

Fig.12Displacementcurvesabouttypicalstationofheavycarrepairingsection

5 结 论

(1)鹤岗矿区兴安矿四水平重车线巷道顶板可以划分为层状砂岩互层、节理砂岩、块状砂岩及碎裂煤岩四种结构。

(2)不同结构模式下顶板冒落机理不同。层状砂岩互层顶板层理发育，层间黏结力不同导致不均匀变形；节理砂岩顶板节理面交叉，节理面摩擦系数不一致导致节理面滑移；块状砂岩顶板出现大小不一的岩块，岩块间节理裂隙发育，在水的作用下顶板下沉；碎裂煤岩顶板松散破碎，围岩失去承载能力，导致在上覆岩层力的作用下冒落。

(3)采用“上下双硐室稳定性耦合支护技术”治理巷道高冒区，现场监测数据表明，新支护技术能在较短的时间内控制住巷道围岩变形，有效保持巷道顶板高冒区的稳定。

[1] 何满潮, 谢和平, 彭苏萍, 等. 深部开采岩体力学研究[J]. 岩石力学与工程学报, 2005, 24(16): 2803-2813.

[2] 何满潮. 深部开采工程岩石力学的现状及其展望[C]//第八次全国岩石力学与工程学术大会论文集. 北京: 科学出版社, 2004: 88-94.

[3] 何满潮. 深部的概念体系及工程评价指标[J]. 岩石力学与工程学报, 2005， 24(16)： 2854-2859.

[4] 何满潮, 景海河, 孙晓明. 软岩工程力学[M].北京: 科学出版社, 2002.

[5] 何满潮, 孙晓明. 中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南[M]. 北京: 科学出版社, 2004.

[6] 何满潮, 李国峰, 王 炯, 等. 兴安矿深部软岩巷道大面积高冒落支护设计研究[J]. 岩石力学与工程学报, 2007, 26(5): 959-964.

[7] 刘 伟, 李书奎, 沐俊卫. 锚喷网支护处理软岩巷道大冒顶的实践[J]. 煤炭科学技术, 2002(6): 15-16.

[8] 张传安, 郜锦柱. 锚网梁喷注联合支护技术在大冒顶区的应用[J]. 煤炭技术, 2005, 24(11): 74-75.

[9] 梁勇生. 超高范围冒落巷道注浆处理技术[J]. 矿业安全与环保, 2004, 31(2): 116-120.

[10] 何满潮, 李国峰, 任爱武, 等. 深部软岩巷道立体交叉硐室群稳定性分析[J]. 中国矿业大学学报, 2008, 37(2): 167-170.

[11] 钱鸣高. 20年来采场围岩控制理论和实践的回顾[J]. 中国矿业大学学报, 2000, 19(1): 1-4.

[12] Sellers E J, Klerck P. Modeling of the effect of discontinuities on the extent of the fracture zone surrounding deep tunnels[J]. Tunneling And Underground Space Technology,2000,15(4): 463-469.

[13] 杨彦群. 煤巷锚杆支护顶板冒落的原因分析[J]. 西山科技, 2002(6): 26-27.

[14] 范秋雁, 朱维申. 软岩最优支护计算方法[J]. 岩土工程学报, 1997, 19(2): 77-83.

[15] 段群苗. 隧道围岩优势节理面统计及其块体稳定性分析[J]. 现代隧道技术, 2013, 50(3): 52-58.

[16] 邓 坤, 惠兴田, 韦正范. 基于自稳隐形拱原理的锚杆支护设计[J]. 中国矿业, 2007, 16(2): 57-62.

[17] 李 宁, 陈蕴生, 陈方方, 等. 地下洞室围岩稳定性评判方法新探讨[J]. 岩石力学与工程学报, 2006, 25(9): 1941-1944.

(编校荀海鑫)

Mechanismunderlyingroofcavingindeepsoftrockroadwaysandcontrolmethod

ZhangJunwen1,GuoZhibiao2,ChenLian2,CaoTianpei2,WangHaohao2

(1.School of Resources & Safety Engineering, China University of Mining & Technology(Beijing)， Beijing 100083, China; 2.School of Mechanics & Civil Engineering， China University of Mining & Technology(Beijing)， Beijing 100083， China)

This paper is motivated by the necessity of eliminating the larger deformation of deep soft rock roadways in Xing’an mine. The research combined with the analysis of surrounding rock structure and roadway deformation pattern involves classifying the loaded-line roof in caving area into four types: interbeded layered sandstone, joint sandstone, massive sandstone and fragmented coal-rock; analyzing the caving mechanism and deformation process of the above-mentioned 4 structure models using the numerical analysis software UDEC2D; and developing a double chamber stability coupling support technology based mainly on bolt-mesh-anchor three-dimensional truss coupling support. The results show that the inconsistent layer cohesion produces the inhomogeneous deformation of interbeded layered sandstone; incongruous bedding surface friction results in bedding surface slippage in joint sandstone; joints and fracture in rock blocks is responsible for roof sag in massive sandstone; and the pressure of the overlying strata leads to the collapse of fragmented coal-rock roof. The proposed technique capable of effectively controlling roadway deformation in a relatively short period of time with a smaller deformation and a faster stability time may provide a reference for controlling deep soft rock tunnel caving.

deep soft rock roadway; roof structural model; mechanism of caving; upper and lower double cavern stability control countermeasures

10.3969/j.issn.2095-7262.2017.06.001

TD353

2095-7262(2017)06-0575-06

A

2017-06-30

国家自然科学基金项目(51574114)；国家重点研发计划专项资助项目(2016YFC0600901)

张俊文(1977-)，男，内蒙古自治区凉城人，副教授，博士，研究方向：开采方法及矿山压力与岩层控制，E-mail：zhangjunwen1977@163.com。