深埋软岩巷道高预应力恒阻耦合支护技术及其应用

孙晓明 ，姜铭 ，赵文超 ，缪澄宇 ，张勇 ，郭波

(1.中国矿业大学(北京) 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，北京，100083；2.中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院，北京，100083)

大量煤矿经过数十年的开采，浅部资源日益短缺，资源开采逐渐转往深部[1-2]。随着埋深增加，煤岩体所处地质条件和应力场愈发复杂，开挖扰动后煤岩体易进入破碎状态，大量的破碎区严重影响着深部煤巷工作[3-5]。同时，由于地层分布的不均匀性，在巷道的掘进过程中，不可避免地会遇到斜煤层中巷道穿越揭煤段的情况，给现场工程施工带来困难，维持巷道揭煤段围岩稳定已经成为当前煤巷工程中的难点之一[6-7]。在揭煤段之中，煤层自身强度低、分布不规律，导致整个揭煤段之中应力分布状态复杂，支护难度大，从而带来了诸如冒顶、底臌等围岩剧烈变形，严重危害煤巷工作者的人身安全[8-9]。

国内外众多学者大量研究巷道揭煤段，李贺等[10]认为随着石门揭煤段与最大主应力夹角增大，应力集中系数及位移变化梯度逐渐增大，突出危险性增强；BEAMISH等[11]认为巷道揭煤段附近发生煤与瓦斯突出的直接原因是工作面前方卸压长度减小和瓦斯压力异常升高；高魁等[12]发现巷道揭煤段开挖导致的应力集中相互叠加，有利于形成自构造软煤向周围煤层深部扩展的大型突出；刘震等[13]发现顶板岩巷卸压可以改变揭煤工作面煤体应力分布，减小集中应力，有效消除煤层突出危险性；李栋等[14]提出了多孔割缝定向水力压裂增透方法，使特大断面瓦斯隧道揭煤工程揭煤时间缩短50%。

前人研究大多聚焦于巷道揭煤段的突出机理和防治[15-18]。相对而言，对揭煤段围岩稳定性控制的研究同样非常必要。袁光明等[19]准确定位巷道揭煤段关键部位，通过数值模拟揭示巷道揭煤段变形破坏机理，提出针对性的支护对策。夏仕方等[20]通过工作面预注浆加固软弱煤岩层巷道揭煤段拱部松散破碎围岩，提高掘进过程中的顶板稳定。上述研究对巷道揭煤段围岩大变形防治工作具有一定的指导意义。然而，针对埋深大、岩层数量多且分布复杂的揭煤段围岩稳定性控制的研究较少，没有形成完备的深埋巷道揭煤段围岩控制理论体系。

本文以石垭口煤矿深埋软岩1790 回风石门为研究背景，针对回风石门岩层构造复杂、揭煤段应力分布不均匀、软岩巷道变形大等复杂问题，从研究深埋软岩巷道揭煤段围岩的大变形破坏特征与破坏原因入手，基于开挖补偿力学效应和NPR长、短锚索耦合控制机理，提出了以NPR长、短锚索为核心的高预应力恒阻耦合控制技术，以解决石垭口煤矿深埋软岩巷道揭煤段难支护问题。

1 工程概况

1.1 1790回风石门概况

1790 回风石门位于万寿山组上段，布置于M4、M7煤层之间的岩层中。巷道顶、底板为薄至中厚状，钙、泥质结构，水平层理发育，见斜交裂隙，坚硬至半坚硬，间夹34 层深灰色泥岩，泥质粉砂岩，含较多炭化植物碎屑。依据掘进工程中实际揭露情况，岩层产状为走向为210°、倾向为120°、倾角为14°～20°，平均为15°。石垭口煤矿煤层埋深约为740 m，煤层瓦斯含量超过10 m3/t，按照高瓦斯矿井管理。根据物探、钻探及运输石门掘进过程中实际揭露情况，预计掘进过程中无大断层。揭煤段位置如图1所示。

图1 揭煤段位置和测站布置Fig.1 Position of uncovering coal section and layout of measuring station

1.2 钻孔窥视分析

为了明确回风石门周边岩体破碎情况，采用钻孔窥视的方法对回风石门围岩进行成像。根据现场窥视结果，以JTG 3370.1—2018《公路隧道设计规范第一册土建工程》中岩体完整程度的定性划分表为依据，简要分析围岩完整性，如图2 所示。根据结果分析可知：

图2 围岩完整性分析Fig.2 Analysis of surrounding rock integrity

1) 巷道围岩整体较破碎，节理裂隙发育程度较高，顶板为泥岩；

2) 回风石门巷道采用炮掘方式开挖后，对围岩影响范围为5.2～6.4 m；

3) 距顶板上方5.2～6.4 m 的围岩相对破碎，普通锚索设计长度为6.3 m，在顶板锚固端处于相对破碎区域，普通锚杆设计长度为2.4 m，两帮在2.0～2.4 m范围内为十分破碎和较破碎区域。

2 石门揭煤段破坏机理

2.1 原支护破坏特征

在回风石门掘进期间，顶板采用锚网索配合U形钢棚喷浆支护，两帮采用锚网配合U 形钢棚喷浆支护作为永久支护。在原支护设计(图3(a))作用下，巷道出现不同程度的围岩大变形和支护结构破断失效，巷道变形破坏严重而无法正常使用。对巷道现场破坏情况(图3(b))进行调研，巷道变形破坏特征如下。

图3 巷道原支护设计与变形破坏情况Fig.3 Original support design and deformation failure of roadway

1) 围岩变形严重。煤层位于巷道顶板时，顶板下沉量大，且拱顶局部位置出现变形。部分位置发生漏顶和网兜，喷浆层出现剥落、脱离；煤层位于巷道底板时，底板发生底臌且多集中于巷道两底角位置。底臌量大且变形速度快，局部地段底臌量可在短时间内达到600 mm以上；两帮收缩以接近底板位置尤为明显，两帮最大收缩量可达1 300 mm。

2) 支护结构破断失效。顶板锚杆出现剪断现象，同时部分锚杆虽未断裂，但其端部围岩松散、破碎严重，导致锚杆体失效。部分位置出现U 形钢支架露出和钢梁臌出，喷浆层出现剥落、脱离。

3) 巷道维护成本高。矿方采用一定技术手段翻修巷道变形严重的地段，常出现“边掘边修”现象，翻修工作工程量大，严重影响施工进度，同时极大地提高了支护成本；且翻修只能维持巷道的使用，并不能解决围岩大变形问题，严重影响煤矿安全生产。

2.2 支护数值模拟

以1790回风石门为研究对象，建立FLAC3D数值计算模型，计算模型长、宽和高均为60 m(图4)，岩层沿巷道走向存在15°倾角。该模型共划分521 600个单元，3 018 276个节点，模型底部固定，侧面限制水平移动。为模拟上覆岩体的自重应力，上表面施加荷载为18.75 MPa。材料破坏符合应变软化本构模型，采用的物理力学参数如表1所示。采用cable单元模拟锚杆和锚索，锚杆/索按原始支护设计方案布置。

表1 岩石物理力学参数取值Table 1 Values of rock physical-mechanical parameters

图4 数值计算模型Fig.4 Numerical simulation model

为研究回风石门整体的围岩变形情况，分析揭煤段煤层位于巷道不同高度时巷道整体的变形情况，共选取4 个监测面。根据采掘步距，4个位置分别为掘进15、30、45 和60 m，监测断面岩层分布图如图5所示。

图6所示为原支护时围岩的最大主应力场分布图。从图6可以看出：围岩的最大主应力在软弱煤层出现明显的应力集中现象，邻近煤层的薄层状岩体也是最大主应力集中较为明显的区域，而在下部的坚硬岩层处，最大主应力明显降低。应力集中与降低范围随着岩层移动而发生移动。

图6 原支护时围岩最大主应力场分布Fig.6 Distributions of the maximum principal stress field of surrounding rock in original supporting

图7(a)所示为原支护时围岩的垂直位移分布。从图7(a)可见：垂直位移主要集中在巷道的顶底板位置，其中顶板下沉量整体大于底臌量。随着煤层位置不同，顶底板的变形量差异较大，顶板下沉量(煤层位于巷道顶板处)最大超过600 mm，最大底臌量(煤层位于巷道底板处)超过500 mm，围岩变形大。当煤层位于巷道中间位置(30 m)时，顶板处于较坚硬的粉砂岩层中，顶板下沉量不大，而底板处于薄层状岩体中，底臌量虽较小，但仍处于较高水平。沿煤层方向，巷道顶底板的位移最大值出现在巷道与煤层交汇的位置，顶底板变形最大处总位移接近1 000 mm。图7(b)所示为围岩的水平位移分布。从图7(b)可见：巷道的水平位移主要集中在巷道的两帮，且两帮变形量接近，最大值超过600 mm。巷道水平位移最大值同样出现在煤层与两帮相交的位置，且在薄层状岩层区域位移量呈现出较高值。整个揭煤段巷道水平位移较大，变形最大处两帮总缩进超过1 200 mm。

图7 原支护时围岩位移分布Fig.7 Displacement distribution of surrounding rock diagram of original support

图8所示为原支护时围岩的塑性区分布。从图8可以看出，随着巷道掘进，巷道周围岩体塑性区逐渐发育，围岩的破坏形式主要表现为剪切破坏，同时在巷帮和顶底表面上产生一定范围的拉破坏，塑性区范围较大，说明在巷道掘进过程中，浅部围岩已在很大程度上遭到破坏，进入塑性变形阶段，失去岩体本身的强度，导致锚杆的锚固强度低。

图8 原支护时围岩塑性区分布Fig.8 Distribution of plastic zone of surrounding rock in original support

2.3 破坏原因分析

通过上述对回风石门揭煤段破坏规律、应力分布的理论分析和数值模拟，可以得出深埋软岩回风石门揭煤段变形和破坏的原因如下：

1) 埋深大，围岩长期处于高地应力环境之中。围岩应力受煤层在巷道中位置的变化而改变，尤其在软弱煤层出现应力集中现象时，围岩最大主应力明显增加，导致应力状态变得复杂。除软弱煤层之外，薄层状岩体区域同样引起地应力的不同，加大支护工程的难度。

2) 在高应力作用下，围岩自身的完整度已遭到破坏，岩体中原生裂隙发育并相互连通，导致围岩整体处于破碎状态，围岩强度低且变形量大。石门周围浅部煤岩体已出现大片的破碎区与塑性区，锚杆/索难以发挥有效的锚固力。

3) 传统支护方式没有充分考虑到围岩与支护体之间以及支护体与支护体之间的耦合作用，使支护结构在尚未完全发挥作用时就已破坏失效。传统锚索预应力较低，无法将较多的岩层锚固为一个整体，顶板层状岩体甚至会出现相互错动，层间出现剪应力集中，普通锚杆/索抗剪能力较差，进而导致锚杆/索剪切破坏失效。

3 NPR耦合支护控制对策

3.1 NPR耦合支护控制机理

传统的支护措施无法有效控制巷道揭煤段围岩大变形，故提出“NPR长锚索+NPR短锚索”的组合支护形式，如图9所示。在深埋软岩中，无论是圆形、拱形还是平顶梯形巷道，锚索支护系统通过组合拱起支护作用[21]。NPR 短锚索利用高水平的预应力，加固顶板的层状岩层，将相对独立的“薄板”加固成为“厚板”，形成组合拱结构，从而具有更高的强度与更好的整体性。NPR 长锚索对短锚索加固形成的组合拱起到悬吊作用，从而降低顶板与两帮相交位置处的应力集中，并形成新的较大范围的组合拱。

图9 NPR长、短锚索组合拱承载结构和力学模型[23]Fig.9 Bearing structure and mechanical model of combined arch of NPR long and short anchor cable[23]

在锚索产生的支护阻力作用下，组合拱环向轴力为

式中：N0为组合拱环向轴力，kN/m；q为单个组合拱的承载能力，MPa；ds为组合拱外弧微分长度单元；α为锚索对岩体的控制角，一般取45°[22]；R为巷道的半径，m；d为组合承压拱的厚度，m。

联立式(1)和(2)可得，组合拱环向轴力N0为

在组合承压拱中，沿巷道轴向单位长度上压缩拱承载合力N[23]为

式中：P为锚索产生的支护阻力，kN；φ为岩石的内摩擦角，(°)；l为锚索的有效长度，m；e为锚索的间排距，m。

对于压缩拱承载体，其承载合力N应大于环向轴力N0，即N≥N0，才能保证岩体的稳定，即

与传统的强度锚索不同，NPR 锚索是一个复合结构，其变形属于结构变形，NPR 结构由恒阻体-套筒结构组成。恒阻体的大端半径略大于套筒的内径，两者相对滑动时，套筒会产生径向膨胀，称为“结构负泊松比现象”[24-25]。NPR 锚索的结构如图10所示。

在静载条件下，NPR锚索的恒阻力P[26-27]为

式中：f为锥体和套筒之间的静摩擦因数；Is为套筒的弹性常数；Ic为锥体的几何常数，m3；E和μ分别为套筒的弹性模量和泊松比；a和b为套筒初始不变形状态的内径和外径，m；β为锥体的锥角，(°)；h为锥体的长度，m。

联立式(7)和(8)可得，

NPR长、短锚索组合拱承载能力q'为

式中：Is1和Is2分别为短锚索和长锚索套筒的弹性常数；Ic1和Ic2分别为短锚索和长锚索锥体的几何常数，m3；l1和l2分别为短锚索和长锚索的有效长度，m；α1和α2分别为短锚索和长锚索对岩体的控制角，取45°；e1和e2分别为短锚索和长锚索的间排距，m。

由式(12)可知，在其他参数不变时，锚索的有效作用长度l越长，组合拱的承载能力也越大。NPR 锚索在产生大变形的同时依然可以提供恒定阻，层状软岩顶板出现大变形时，NPR 锚索随着岩层变形而产生变形，有效地释放了岩层中积聚的应力，可以将各岩层紧密地连接为一个整体，从而减少因层间错动引起的锚索剪切破坏。

根据Mohr-Coulomb准则，巷道未开挖时围岩处于原始三向应力状态，包络曲线位于摩尔包络线之内(图11)，整体稳定。巷道开挖后围岩应力重分布，导致一个方向应力σ3卸载为0(图中箭头①)，按照静水压力下围岩应力分布特点，集中应力最大可以达到2σ1。传统支护不能将已卸载的围岩应力σ3恢复到较高状态，从而会造成围岩失稳。而NPR 支护可以有效地提供尽可能高的预应力，使得已卸载的应力σ3得到最大限度恢复(图中箭头②)，从而保证巷道围岩的稳定。

图11 开挖补偿力学效应[28-29]Fig.11 Excavation compensation mechanical effect[28-29]

3.2 NPR耦合支护数值模拟

为验证回风石门高预应力恒阻耦合支护方案的可行性，进行NPR 耦合控制数值模拟分析。本节所采用的数值模拟设计方案的模型尺寸、单元划分、节点布置及模型边界条件与前文数值模拟方案相同。

NPR 锚索由cable 单元生成，利用Fish 语言在锚固段端头设置抗拉强度较高的锚固剂强度，并设定其与围岩刚性接触。当NPR 锚索的轴力达到恒阻后，即刻产生轴向拉伸变形。当变形量达到预定值(锚索长度的30%)时，判定锚固剂失效，释放锚索单元，使其达到设定的大变形效果[30]。

巷道采用全断面“NPR 长、短锚索 + 底角注浆锚杆 + 反底拱”进行支护，其中NPR 锚索恒阻值为350 kN，预紧力为280 kN。根据煤层位置和原支护数值结果情况，将巷道支护方案分为3 种。NPR长、短锚索耦合支护设计方案参数见表2，支护设计见图12。

表2 NPR长、短锚索耦合支护设计方案参数Table 2 NPR long and short anchor cable coupling support design parameters

图12 NPR长、短锚索耦合支护设计Fig.12 Coupling support of NPR long and short anchor cable

图13 所示为NPR 支护时围岩的最大主应力场分布。从图13 可以看出，围岩的最大主应力分布较普通支护条件更为均匀，围岩整体性较好。NPR 支护后，围岩储存的能量得到控制性释放，最大主应力减小，应力集中现象得到缓解，巷道围岩的承载能力和稳定性得到提高。

图13 NPR支护围岩的最大主应力分布Fig.13 Distributions of maximum principal stress of surrounding rock in NPR support

图14(a)所示为NPR 支护时围岩的垂直位移场分布图。从图14(a)可以看出，巷道的最大垂直位移仍然出现在煤层当中，但是位移却得到了良好的控制，顶板下沉量最大值约为380 mm，底臌最大值约为350 mm。而巷道顶底位移总量最大的断面(煤层位于巷道顶底板处)位移约为600 mm，其他区段，变形量都控制在300 mm之内。同时，在普通支护中，过煤层后的薄层状岩体阶段也有着较大变形量，但这一部分变形量在NPR 支护下得到很好的控制，围岩变形量小且均匀。

图14 NPR支护时围岩位移场分布Fig.14 Displacement field distribution of surrounding rock diagram of the NPR support

图14(b)所示为NPR 支护时围岩的水平位移分布。从图14(b)中可以看出：相比普通支护，巷道围岩的水平位移有明显的降低，帮部变形得到了良好控制。其中，帮部最大总变形量为336 mm，围岩相对稳定，且大多区段巷道围岩变形量在200 mm左右。

图15 所示为NPR 支护时围岩的塑性区分布。从图15 可以看出，巷道围岩的塑性区形式与普通锚杆索支护形式下并无明显差异，但围岩的塑性区范围明显减小。围岩整体仍以剪切破坏为主，在巷道表面围岩局部位置出现拉破坏，围岩破碎程度较普通支护情况下的更小，围岩强度更高。

图15 NPR支护时围岩塑性区分布Fig.15 Distribution of plastic zone of surrounding rock in NPR support

4 工程应用

4.1 测站布置

为了全面分析高预应力恒阻耦合支护对揭煤段的控制效果，在回风石门前17 m采用普通支护，后60 m采用NPR耦合支护。设置1号测站、2号测站和3 号测站，进行为期110 d 的监测，包括巷道围岩变形量、NPR 锚索受力和NPR 锚索变形量，具体的测站布置如图1。

4.2 监测结果

4.2.1 围岩变形

图16所示为巷道围岩变形量随时间变化曲线。从图16 可见，不同支护段内围岩变形均经历了快速变形、缓慢变形和变形稳定3个阶段。

图16 巷道围岩变形量随时间变化曲线Fig.16 Deformation curve of roadway surrounding rock with time

普通支护段内巷道围岩变形速度快且持续时间长，总变形量较大，顶板下沉量达750 mm，底臌量接近500 mm，两帮缩进量为850 mm。NPR支护段内巷道围岩变形速度慢且变形持续时间短，累积变形量较小，较普通支护形式围岩变形减小300～500 mm，支护效果明显。与2号测站相比，3号测站变形量有所减小，这是由于3号测站附近都为NPR 耦合支护段，高强度支护保障了巷道围岩的稳定。

4.2.2 NPR锚索受力监测

图17 所示为NPR 锚索受力曲线。由图17 可知：NPR 长短锚索在受力方面无明显差别，均经历了缓慢增压、显著增压和压力稳定3个阶段。锚索初始阶段压力增长较慢，处于缓慢增压阶段。随着围岩变形，锚索受力开始出现快速增长，锚索压力快速增长至350 kN，并在达到峰值之后出现回落，之后在340 kN 附近波动，锚索表现出高恒阻的特点。NPR 锚索受力水平高且稳定，保证了对围岩的加强作用，使围岩处于相对稳定状态。

图17 NPR锚索受力曲线Fig.17 NPR anchor cable stress curve

4.2.3 NPR锚索变形量监测

图18 所示为NPR 锚索锁具变形量曲线。从图18 可知：NPR 锚索的变形也经历了3 个阶段，分别是弹性变形、塑性变形和极限变形阶段。横向对比各个阶段时不同锚索之间的锁具变形量可以发现：长锚索比短锚索的变形量大150 mm 左右，而同种锚索之间又表现为顶板锚索变形量大于两帮锚索变形量，两帮锚索内缩量相差不大。锚索整体变形量与围岩变形量相差在100 mm之内，变形量相差不大，说明锚索与围岩之间耦合作用较好，锚索的大变形性能得到了充分的发挥。

图18 NPR锚索锁具变形量曲线Fig.18 Deformation curve of NPR anchor cable lock

采用NPR 长短锚索恒阻耦合补强支护措施之后，支护段内回风石门围岩变形得到有效控制，围岩整体性及稳定性较好，全支护段内未出现锚杆索被剪断、拔出的现象，支护效果明显。

5 结论

1) 围岩破坏呈现出顶板冒落、底板臌起、两帮大幅收缩、肩窝处易出现网兜及锚杆被层间应力剪断等主要特征，再现了深埋软岩巷道揭煤段围岩破坏过程。

2) 揭示了巷道揭煤段围岩变形破坏机理，主要是围岩强度低且变形量大，围岩在高应力作用下破碎严重。现有锚杆/索在超出其屈服极限后，强度急剧降低并破断、失效，难以满足巷道的控制要求。

3) 提出了以NPR 长、短锚索为核心的高预应力恒阻耦合控制对策。高预应力恒阻耦合支护可以有效地控制巷道揭煤段围岩的大变形，显著减小围岩应力集中范围和应力峰值。

4) 现场工程应用中，在高预应力恒阻耦合支护作用下，巷道围岩变形量减小300～500 mm，NPR 锚索受力最终稳定为340 kN 左右，NPR 锚索与围岩耦合充分，控制效果明显。