基于“三壳”承载结构的软岩巷道底鼓治理技术研究

韩连昌，刘 勇，康向涛，王 沉，王羽扬，冷光海,2

(1.贵州大学矿业学院，贵州 贵阳 550025； 2.贵州盘江精煤股份有限公司土城矿，贵州 盘州 553529)

软岩巷道的支护问题是世界地下工程一项重要而复杂的工程难题，地质条件日趋复杂，高地应力、高地温、高渗透压以及强扰动影响加剧了软岩巷道的支护难度，随着煤矿开采深度逐渐加深，深部地应力的逐渐加大，使得软岩巷道的支护问题进一步加剧[1-3]。

近年来，国内外专家学者针对软岩巷道的支护问题做了大量的研究工作和工程实践，在巷道顶板及两帮的治理上有一定效果，变形量在可控范围内，但底鼓的治理仍存在一定问题，治理效果不佳[4-6]。谢广祥等[7]针对淮南矿区巷道底鼓的支护难题，采用数值模拟和现场实测等方法，揭示了巷道底鼓的力学特性，提出了“超挖锚注回填”技术；刘泉声等[8]以顾北煤矿胶带机巷为工程背景，对巷道底鼓影响因素、特性进行分析，得出底鼓破坏原因，提出了“混凝土反拱地坪、深浅孔注浆、高预应力组合锚索”的支护方案，治理效果良好；杨本生等[9]分析巷道底鼓影响因素及机理，认为底鼓的破坏主要是无支护时的剪切破坏，进而应用连续“双壳”支护理论，构建了“底板浅孔注浆+深部锚索束高压注浆”的治理底鼓技术，成功解决新景矿底鼓的支护难题；王晓卿等[10]采用FLAC3D数值模拟软件分析底鼓机理，研发出了适用于底鼓支护的端锚锚索束，提出了以“端锚锚索束”为主的底鼓控制方案，并在潘一东矿西翼主胶带机大巷三联巷得到成功运用，治理效果良好；王卫军等[11]认为巷道围岩是顶板、两帮、底板组成的复合结构体，回采巷道两帮为软弱煤体，直接影响底板的稳定性，基于此提出了“加固两帮”控制底鼓，工程实践证明，支护效果良好。这些治理方法不同程度上对底鼓的治理有一定成效，但现有支护环境的复杂性，底鼓的破坏机理不同，现有的底鼓治理措施存在一定局限性，不能取得很好的治理效果。

因此，笔者以贵州省盘江矿区某矿131运输巷为工程实践背景，针对该巷道底鼓治理问题，采用现场调研、理论分析、数值模拟等研究方法，分析底鼓的变形破坏特点及原因，针对性提出“三壳”支护理论，分析其支护机理，提出了“底板浅部注浆锚杆+深部注浆锚索束+灌浆500 mm+U型可缩性支架”的支护方案，并成功运用。现场监测表明，该支护方案有效治理巷道底鼓。

1 工程概况

某矿131运输上山巷位于贵州省盘江矿区，该巷道原巷道断面为直墙半圆拱形，净宽×净宽=5 500 mm×4 750 mm，巷道埋深869 m，属于深部高应力软岩巷道。该巷道底鼓变形破坏严重，底板渗水、积水现象严重，且底板岩性多为黏土矿物，遇水极易膨胀，经现场测量底鼓破坏深度达10 m。尤其是两旁受12#煤层和14#煤层的采动影响，距巷道位置的距离分别为11.25 m和14.23 m，重复采动加剧了巷道的应力集中，使得巷道经多次返修尚且不能控制底鼓的发生，经测试最大水平主应力为18.25 MPa，侧压系数达1.5，水平应力较高，属于典型的高应力工程软岩巷道。

巷道支护方式为锚杆网索喷支护方式，各支护参数为：顶板锚杆规格为Φ20 mm×L2 200 mm，帮部锚杆为Φ22 mm×L2 000 mm，间排距为800 mm×800 mm；锚索规格为Φ17.8 mm×6 200 mm，间排距为1 600 mm×1 800 mm，钢筋网规格为Φ8 mm×100 mm×100 mm钢筋焊制，喷浆厚度为150 mm。巷道原支护方式如图1所示。

图1 巷道原支护方式Fig.1 Original support pattern of roadway

2 底鼓破坏特点及破坏原因

2.1 巷道底鼓变形破坏特点

131运输上山巷位处高应力大变形区域，导致底鼓变形破坏严重。其破坏特点主要有以下三方面。①底鼓变形量大，变形速度快。巷道在支护完成后1个月内，底鼓最大突起量400 mm，2个月内底鼓突起量8 000 mm，平均变形率17 mm/d，严重影响巷道的正常使用。②巷道底板常有渗水、积水等现象。在水的侵蚀作用下，底板泥化现象严重。③巷道两帮及顶板的移近量大于底鼓量，经现场测量变形量是底鼓量的1.5倍，巷道断面最终只够1个人通过。

2.2 矿物围岩成分分析

取底板岩样进行室内围岩成分分析，采用panalytical多功能粉末X射线衍射仪分析得：岩性多以泥岩、页岩、粉砂岩等黏土矿物为主。以泥岩为主的矿物组分为高岭石28.5%、蒙脱石42.9%、伊利石20.1%和其他8.5%。采用HDH-1点荷载试验仪对底板岩样进行点载荷试验，以泥岩为主的单轴抗压强度为2.45 MPa。

2.3 底鼓破坏原因分析

1) 应力状态。巷道底鼓的发生与所受应力状态有极大关系，巷道埋深较深，经测试巷道位处高应力区，长期处于高应力状态，巷道开挖后受力由三向受力状态向二向应力状态转变，应力状态重新分布，期间集聚的能量释放。同时，巷道受到12#煤层和14#煤层工作面的采动影响，底板二次应力集中，最终导致底鼓发生。

2) 围岩性质。底板岩性多以泥岩、页岩、粉砂岩等黏土矿物为主，底板围岩松散破碎。其中以泥岩为主的黏土矿物组分中蒙脱石含量最高，蒙脱石属于强亲水性黏土矿物，遇水发生物理化学反应，造成内部组分改变，产生空隙和裂隙，宏观主要体现为体积膨胀，膨胀量为原体积的7倍。同时，膨胀产生较大的膨胀压力，加剧了底板的破坏。

3) 支护状态。巷道原支护方式为传统的锚杆网索喷支护，底板处于敞开无支护状态，在高应力作用下，巷道的失稳变形首先从支护的薄弱环节开始破坏，底部无支护，两帮压力Ps沿着底板滑移线向底鼓内挤压流动，底板成为高应力释放空间，从而产生严重的底鼓现象。图2为巷道底鼓破坏原因示意图。

4) 水理作用。巷道底板常有渗水、积水等现象，底板岩性本身就是亲水性黏土矿物，遇水极易膨胀，从而造成底板岩体松散破碎。破碎岩体为水的侵蚀提供便利，随着时间的推移，底鼓只会愈发严重。

Ps-两帮对底板压力；α，β-底板滑移线图2 巷道底鼓破坏原因示意图Fig.2 Schematic diagram of the destruction reason tothe tunnel bottom drum

3 “三壳”治理底鼓理论和机理

3.1 “三壳”支护理论

对底板围岩先打浅部锚杆，然后打深部锚索，最后实施底板灌浆。即灌浆体硬化形成第一承载壳，锚杆形成第二承载结构，硬化灌浆体和锚杆形成浅部支护壳，锚索调动深部围岩形成第三承载壳也可叫深部加固壳。三壳的相互协调及相互耦合，即为巷道的“三壳”支护，支护模型如图3所示。

图3 巷道围岩“三壳”支护模型Fig.3 “Triple-shell” support model for surroundingrock of roadway

3.2 “三壳”治理底鼓机理

1) 浅部围岩通过锚杆的成拱作用，将底板破碎围岩凝结为一体，减少浅部围岩的松动圈范围，提高底板围岩的整体强度，增强自身的应力承载范围，强化浅部围岩的承载能力，浅部锚杆的成拱作用形成第二承载结构，为深部围岩的稳定提供保障。

2) 锚索将浅部破碎围岩体与深部稳定围岩进行预紧挤压，将剪应力向深部延伸、扩张，减小水平应力对浅部围岩的剪切作用；帮部锚杆切断两帮压力对底板的挤压流动，减小底板的应力集中程度；打锚索时托盘预留柔性变形间隙，适当释放底板变形能，避免底板表面应力集中造成的破坏。

3) 采用高压底板灌浆，浆液可在高压泵的作用下渗透在底板破碎围岩裂隙中，浆液在围岩裂隙中渗透、蠕动形成网络骨架结构，提高底板浅部围岩的黏聚力和内摩擦角，进而提高底板围岩的承载性能；其次浆液可将底板围岩中出现的大裂隙、小缝隙进行充填，从而提高底板围岩的整体完整性。

4) 第二承载壳和第三承载壳将底板深浅围岩的导水裂隙通道进行了充填、封堵，阻止底板深部以及浅部的渗水作用对底板围岩的侵蚀；高压灌浆(第一承载壳)阻隔了顶板及两帮的长期积水对底板的侵蚀，“三壳”的保护避免了底板围岩因水的侵蚀导致的膨胀变形。

5) 底板灌浆的混凝土支护结构与支架形成了既能高强度抗压又能适度让压支护体系，锚索托盘的柔性变形间隙和灌浆体的硬化过程达到“适度让压”的目的；灌浆体硬化形成的混凝土支护结构让底板围岩的受力状态由二向受力向三向受力状态转变，与支架的共同作用能提供较大的主动承载性能，从而防止底鼓的发生。

4 “三壳”治理底鼓关键技术及治理效果

4.1 “三壳”治理底鼓关键技术

根据软岩巷道支护理论，结合巷道的变形破坏特征以及变形破坏原因，基于“三壳”底鼓控制理论，针对贵州省盘江矿区某矿131运输上山巷提出以下底鼓治理关键技术：巷道底板浅部打注浆锚杆形成锚杆群即“第二承载壳”，深部注浆+锚索束“即第三承载壳(深部加固壳)”，巷道底板表面灌浆500 mm+U型可缩性支架即“第一承载壳”。

1) 巷道的失稳变形首先从支护的薄弱环节开始破坏，肩角、肩窝、底角往往为巷道变形破坏的突破口，为避免巷道支护过程中出现薄弱环节，巷道形状采用马蹄形巷道断面。

2) 将巷道断面施工至设计断面，净宽×净高=6 300 mm×4 800 mm，卧底达到设计要求，底板起底1 200 mm。

3) 底板浅部施加注浆锚杆(第二承载壳)。浅部锚杆间排距1 500 mm×1 800 mm，底板布置4根注浆锚杆，布置方式为巷道中心线两侧交错布置，锚杆规格为Φ22 mm×L2 500 mm高强螺纹钢锚杆，底板帮角锚杆与水平方向角度为20～30°，注浆压力控制在4～5 MPa；顶板锚杆采用Φ20 mm×L2 400 mm，帮锚杆采用Φ22 mm×1 800 mm，间排距为800 mm×800mm，每排施工13根，每根采用Z2835树脂药卷3卷；钢筋网规格为1 800 mm×980 mm，搭接长度为100 mm，锚杆螺丝的紧固力矩达到160～220 N·bm。

3) 采用底板锚索钻机打底板锚索孔，采用Φ21.6 mm×L8 000 mm的高强度低松弛钢绞绳(深部加固壳)，底板布置锚索3根，底板中心线两侧交错布置与垂直方向成15°；顶板锚索采用Φ21.6 mm×L600 mm预应力锚索，间排距为1 200 mm×1 200 mm，每排施工5根锚索，每根锚索采用5节锚固剂，锚固长度1 500 mm，锚索紧固后外露长度为150～250 mm，锚索设计预警力不低于200 kN。

4) 底板灌浆厚度为500 mm，浆液配比为水泥：砂子=1∶3，浆液加入速凝剂，用量为水泥的3%～5%，喷射灌浆工作压风控制在0.13～0.21 MPa，工作水压比风压大0.1 MPa，以便于水环喷出的水能够充分湿润瞬间通过喷头的混合料。

5) 支架采用U36型钢可缩性支架，支架由4节组成，搭接处采用3副卡缆，卡缆间距为170 mm，卡缆预紧力矩为360～400 N·bm。U型钢架设棚距为800 mm，支架采用直拉杆连接，保证支架稳定性，支护方案设计图见图4。

4.2 数值模拟分析

图4 支护方案设计图Fig.4 The design of supporting scheme

图5 数值模拟力学模型Fig.5 Mechanical model of the numerical simulation

为进一步验证方案的合理性，采用FLAC3D数值模拟软件进行数值分析，建立数值模拟力学模型，如图5所示。模型尺寸为65 m×10 m×75 m，计算模型共有15 820个单元和17 940个节点，开挖过程中模型底部、前后、左右限制移动，顶部施加18.56 MPa的局部载荷，巷道开挖后马上进行支护，支护中锚杆锚索采用Cable单元，支架采用Beam单元，模型运算煤岩层力学参数见表1。锚杆锚索支护参数见表2。U型钢支架力学参数见表3。

数值模拟过程中采用原支护方案和设计方案进行对比分析。数值模拟分析对比了无支护、原支护和设计支护三种设计方案，由图6和图7分析结果得知：巷道开挖后，由于没有采取任何的支护措施，巷道由开挖前的三向受力状态变为二向受力状态，巷道表面位移量随着开挖时间而不断增加，最终底鼓量以及顶板的位移量最大分别为450 mm和380 mm，塑性区范围最广，变形量较大，故巷道开挖后应立即施加支护；采用原支护方案，底板未进行支护，顶板及两帮围岩得到改善，位移量明显减少，顶帮的加固对底鼓的治理有一定效果，但底板塑性区范围仍广，变形量不可控范围内，易发生底鼓，影响巷道的正常使用，故应立即对底鼓施加支护；采用设计方案相比底鼓量以及顶板位移量明显降低，底鼓量由原支护方案的175 mm降到25 mm，顶板下沉量由150 mm降到35 mm，塑性区范围显著减小，支护效果良好。设计方案提高了围岩整体承载性能，形成既能高强抗压又能适度让压的支护体，巷道底鼓的治理得到改善。综上，设计的支护方案有效地控制了底鼓变形。

表1 岩层力学参数Table 1 Physical and mechanical parameters of rockemployed in numerical simulation

表2 锚杆锚索支护参数Table 2 Supporting parameters of anchor and cable

表3 U型钢支架力学参数Table 3 Supporting parameters of anchor and cable

图6 巷道围岩塑性区分布图Fig.6 Roadway surrounding rock state contour

图7 巷道围岩位移云图Fig.7 Roadway surrounding rock displacement contour

4.3 现场实测

为进一步验证支护方案的可行性，该设计方案在贵州省盘江矿区某矿131运输上山巷得到成功运用。支护完成后对现场支护情况进行了为期3个月观测，现场采用十字布点法对巷道的表面位移进行观测，并设置多个测点，选取最为具有代表性的两个测点进行分析，测量曲线如图8所示。

从监测曲线中分析得知，巷道断面的变形大致可分为三个阶段：快速变形阶段、缓慢变形阶段和稳定阶段。巷道在支护后20 d变形最为剧烈，顶板最大变形量58 mm，最大底鼓量53 mm，此阶段的支护主要依靠锚杆索支护；20～45 d变形较为缓和顶板最大变形量42 mm，最大底鼓量40 mm，此阶段灌浆支护体逐渐硬化与U型钢支架的作用逐渐显现出来，围岩变形速率降低；支护后45 d巷道围岩的变形量逐渐降低，最终趋于稳定，顶板、底板、两帮的变形速率分别为0.27 mm/d、0.35 mm/d、0.55 mm/d，此阶段灌浆浆液硬化形成混凝土支护体，支架的作用也充分发挥，两者提供较大的主动承载性能，共同维持巷道的稳定。

图8 巷道围岩位移监测曲线Fig.8 Roadway surrounding rock displacement monitoring graph

5 结 论

1) 针对某矿131运输上山巷底鼓严重问题，分析认为底鼓的主要影响因素为：巷道埋深大，巷道位处高应力环境复杂区，受重复采动影响显著；巷道底板岩层松散破碎，破坏深度深且处于敞开无支护状态，在高应力作用下，发生剪切破坏；底板渗水、积水严重，岩层遇水易产生较大膨胀压力。

2) 针对该巷道底鼓的治理问题，提出了“三壳”支护理论，并分析其底鼓治理机理，同时构建了“三壳”支护结构模型。

3) 分析巷道变形破坏特点及破坏原因，基于“三壳”底鼓控制理论，提出了“底板浅部注浆锚杆+深部注浆+锚索束+灌浆500 mm+U型可缩性支架”的支护体系并成功应用。

4) 经现场监测，巷道在采用该支护方案后45 d围岩变形量趋于稳定，最大底鼓量95 mm，最大顶板下沉量102 mm，巷道的整体变形量在可控范围内，底鼓治理效果良好。