随着我国经济的快速发展，资源需求量快速上升，磷矿石、磷化学品供不应求。为满足磷矿石需求，磷矿开采正逐步向地下转移，埋深也逐渐增加[1]。深部开采势必会改变巷道围岩原有的原岩应力场，进而造成应力重分布现象，导致岩体破坏和变形，影响巷道支护结构与围岩体的稳定性，并且开采深度越大，地应力作用越大[2]。巷道围岩受高应力的影响出现变形大、巷道支护难度增大等问题[3]。部分深部软岩巷道围岩的岩体强度偏低，自承能力较弱，在施工深部软岩巷道时，由于岩体强度偏低，导致围岩变形较大，顶板和两帮会出现不同程度的下沉和收敛等。

深部矿井巷道所处的地质条件以及现场施工因素非常复杂，因此，巷道控制所需要的方式难以准确把握。针对此问题，学者们开展了大量的工作。王社光等[4]提出了“反底拱+锚网喷+短锚索”的组合支护方案，使巷道的变形趋势得到了有效的控制。吴少康等[5]运用现场监测、理论分析及数值模拟研究巷道顶底板和两帮变形问题，并提出了“卸转固”协同控制技术，使巷道围岩变形明显降低。原贵阳等[6]分析了围岩变形破坏方式及控制方法，开发了锚网 - 围岩接触面注浆充填预应力施加技术，有效解决了锚杆、锚索失效等问题。XIE等[7]利用基于物理优化算法的各种新型智能技术，对巷道的稳定性进行调查和预测，并给出支护方案，以保证在采矿过程中巷道的稳定性。WANG等[8]提出利用新型高强高韧性岩石支护用钢的吸能特性，可以显著提高岩石锚杆的变形能力和吸收能量的能力，进而提高支护效率，保证围岩的稳定性。王卫军等[9]发现要对围岩塑性区进行科学控制，并提出分阶段控制围岩塑性区。李为腾等[10]提出对于高应力软岩巷道，锚网喷支护具有明显的局限性，可采用新型高强拱架支护方式使巷道围岩稳定性得到有效控制。王卫军等[11]采用理论分析、数值计算、现场试验等手段，研究了支护阻力对深部高应力巷道围岩变形与塑性区的影响，提出了支护结构应满足围岩大变形的协调支护原则。华心祝等[12]分析了巷内锚杆支护和巷旁锚索加强支护的作用机理，为较大断面支护技术提供了理论依据和借鉴经验。

由此可见，及时对已经掘进的巷道进行针对性控制支护，可以有效防治巷道围岩不稳定的情况。在我国各地分布的深部矿井中，不同巷道之间的交叉口会形成大断面，此处围岩稳定性较差且会受到后续采动影响[13-15],在没有得到有效控制支护的情况下，很容易出现意外事故甚至会影响生产进度。为保证矿井长期安全稳定生产，需针对不同巷道围岩变形情况制定相应的支护方案，将变形控制在许可范围内。本文针对翁福磷矿磨坊矿三采区1080进风斜坡道3#交叉口支护后，仍出现较大变形且伴随有碎石掉落的情况，在原有支护方案的基础上提出了“锚杆+钢筋网+钢拱架+预应力锚索”的支护优化方案，用于解决该交叉口巷道变形量大的问题。

1、地质概况及施工情况

1.1 地质概况

贵州磨坊深部磷矿三采区1080进风斜坡道K0+334.703 m处交叉口，巷道围岩为破碎白云岩，掌子面为强风化白云岩，岩层软弱且破碎，掌子面及顶板有大量滴水，产状254°∠10°。巷道断面为拱形，跨长20 m、跨宽18.25 m, 地面高程为1 107.895 m, 巷道埋深90 m。

1.2 施工情况

交叉口与巷道同步开挖施工，随巷道前掘，正向布置的交叉口逐步扩大掘进，边掘进边支护，临时喷混凝土支护厚度不小于50 mm, 岩石破碎时加挂金属网或结合超前支护施工。掘至交叉口最大断面处时，停止掘进，将交叉口主体部分按设计要求进行支护。

主体部分支护完成后，沿交叉口主巷掘进3～4 m并按设计支护。然后主巷停掘，沿支巷方向掘进，支巷掘进长度应不少于15 m, 完成该部分支巷掘进后，停掘支巷继续掘主巷，主巷掘进一段距离并确保安全后，即可在支巷内布置施工设备施工支巷，并作为新增掘进工作面与主巷掘进工作面平行施工。

交叉口设计支护方案为锚杆+钢拱架支护。锚杆直径为20 mm, 长度为2 000 mm, 间排距为800 mm×1 000 mm, 预紧力为200 kN;钢拱架为18#工字钢，排列间距为1 m。 由于该交叉口跨度较大，围岩较为破碎且受水侵蚀风化，长时间大面积暴露在外，部分拱顶及侧帮有明显变形并且伴有少量碎石块掉落，如图1所示。由图1可以看出，巷道围岩处在不稳定状态，现有支护强度不能够使巷道围岩处于稳定状态，需要对此支护方案进行进一步优化来解决深部磷矿软岩巷道变形大的问题。新支护方案如下：在原支护方案的基础上增加预应力锚索，采用的锚索型号为SKP17.8-7/1860,由7根单细钢丝扭制而成，每根钢丝直径为17.8 mm, 抗拉强度为1 860 MPa, 一排5根，每根长8 m, 间排距为2 000 mm×2 000 mm, 锚索的预紧力为200 kN。

图1 交叉口现场

2、巷道变形与破坏机理

现场调研发现交叉口处围岩稳定性较差，且局部出现碎石掉落现象。

进一步经过室内试验以及对巷道变形的分析，判定巷道变形破坏的机理主要有以下几个方面。

(1) 局部区域围岩承载能力较低。

围岩主要包括白云岩和板岩，邻近两岩层存在某些共性的过渡岩层以及风化较为严重、岩体较破碎岩层，这种过渡岩层的岩石物理力学性质指标介于两种岩层之间，加之各岩层间连续性较差，RQD值较低，围岩整体承载能力将受到极大影响。

(2) 顶板强度较低。

较破碎的白云岩是顶板的主要成分，它对顶板的强度具有一定的弱化作用，容易导致顶板局部应力集中，出现碎石冒落甚至大面积冒顶现象[16]。

(3) 地下水以及地应力的影响[17-18]。

巷道所处位置围岩风化较为严重，这种围岩对水非常敏感，岩体的强度与整体性等性能在遇水后明显趋于劣化，锚杆锚固性能明显降低，且局部区域软弱破碎巷道围岩体受水平地应力影响，更易导致巷道的变形与破坏。

(4) 支护体结构不具有针对性。

不同巷道支护结构和参数需要有相对应的支护方式，3#交叉口围岩条件较差且形状不规则，支架与围岩接触不良，导致支护体和部分围岩在刚度、变形、强度上不耦合，造成围岩变形，降低了支护效果。

3、支护方案及数值模拟分析

3.1 数值模型建立

利用FLAC3D数值模拟软件，根据磨坊矿1080进风斜坡道地质与岩层分布的实际情况，选取交叉巷道处构建真实地表实体模型作为计算模型，巷道埋深90 m, 建立如图2所示的计算模型，模型的尺寸为150 m×80 m×150 m(长×宽×高),在模型的前、后、左、右以及底部施加固定约束，顶部为自由边界。数值模拟计算中采用实体单元模拟地层、衬砌、钢架，用cable单元模拟预应力锚索。

图2 数值模型

模拟所用的岩石物理力学参数和预应力锚索参数分别见表1和表2。

表1 岩石物理力学参数

表2 预应力锚索参数

3.2 原支护方案数值模拟

原支护方案采用锚杆+钢拱架支护，巷道断面如图3所示。数值计算结果如图4所示。

图3 原支护方案巷道断面

图4 原支护方案下巷道位移云图

由垂直位移云图可知，巷道顶板沉降最大位移为18.71 mm, 位于交叉口暴露面积最大部位，同时从水平位移云图可以看出，交叉口左右两帮收敛位移为4.91 mm。由此可以得出，交叉口巷道顶板沉降变形较为明显，变形主要集中在交叉口暴露面积最大处，考虑到该交叉口跨度大、暴露面积大且拱顶伴有碎石掉落，长期如此，会削弱支护系统的整体性，拱顶状态不稳定，因此，需要制定针对性的支护方案对顶板围岩进行改善。

3.3 新支护方案数值模拟

在原支护的基础上增加预应力锚索，新支护方案巷道断面如图5所示。数值计算结果如图6所示。

图5 新支护方案巷道断面

由图6可知，巷道顶板沉降最大位移为0.87 mm, 位于交叉口开挖区域顶部，两帮收敛位移为0.29 mm。分析巷道整体位移矢量云图可得出，少量变形依旧集中在拱顶部位，交叉口巷道顶板沉降变形改善较为明显，两帮收敛变形也得到了改善。

图6 新支护方案下巷道位移云图

3.4 模拟结果对比分析

为解决磨坊矿三采区1080进风斜坡道3#交叉口软弱围岩变形较大的问题，提出“锚杆+钢筋网+锚索+钢拱架”的综合支护方式，以维护巷道软弱围岩整体稳定为前提，最大限度减少围岩的变形。通过模拟结果中巷道垂直方向位移云图可以看出，采用原支护方案时，巷道顶板沉降的最大位移量为18.71 mm, 而采用优化后的支护方案时，最大位移量仅有0.87 mm, 较原支护方案位移量减少了95.35%。 通过模拟结果中巷道水平方向位移云图可以看出，采用原支护方案时，巷道左右两帮的位移量分别为2.95 mm、1.96 mm, 移近量为4.91 mm。采用优化后的支护方案，巷道左右两帮位移量分别为 0.19 mm、0.10 mm, 移近量为0.29 mm, 左帮位移量较原有支护方案减少了93.56%;右帮位移量较原有方案减少了94.90%,总体两帮移近量减少了5.62 mm, 较原有支护方案下降了94.29%。可以看出支护方案优化后，巷道围岩处于稳定状态，围岩变形量也得到了有效的控制。

4、现场应用分析

4.1 巷道交叉口顶板沉降位移分析

为验证磨坊矿三采区深部磷矿1080进风斜坡道3#交叉口优化后支护方案的现场效果，更直观地观察交叉口变形较大位置处的岩体稳定性，选择该交叉口断面较大位置处作为变形监测分析断面，对其进行位移监测，总观测时间为210 d。图7为1080三采区进风斜坡道3#交叉口监测断面拱顶累积沉降曲线，分析拱顶监测数据发现，交叉口大跨度拱顶沉降累积值最大约为2.00 mm。监测过程中拱顶沉降存在正负值现象，整个监测时间内变形速率均稳定在0.10 mm/d以内，小于《隧道施工技术规范》(JTG/T 3660—2020)中基本稳定变形速率阈值(0.20 mm/d),说明上述井巷在初支阶段存在一定的拱顶沉降，但拱顶沉降在监测阶段后期较长时间趋于基本稳定或稳定阶段，说明新支护方案有效地控制了顶板变形。

图7 三采区3#交叉口断面拱顶累积沉降曲线

4.2 巷道交叉口边帮位移收敛分析

图8为1080三采区进风斜坡道3#交叉口监测断面边帮收敛曲线。变形监测结果表明，监测断面的边帮累积收敛值均小于3.00 mm, 收敛速率在较长时间范围内稳定在0.25 mm/d以内，小于《隧道施工技术规范》(JTG/T 3660—2020)规定的边帮收敛变形速率基本稳定阈值上限(0.50 mm/d)。说明井巷施工完成一定时期后，随着井巷支护结构与围岩内部的应变变化与应力调整，边帮收敛变形趋于稳定或基本稳定。

图8 三采区3#交叉口断面边帮累积收敛曲线

4.3 应用价值

图9为采用优化支护方案的1080三采区进风斜坡道3#交叉口，监测分析和现场观察均表明巷道围岩始终处于相对稳定状态，未出现围岩变形大和冒顶片帮现象，保障了后续的巷道掘进工作顺利进行。采用优化后的支护方案，一方面加快了掘进进度，减少了施工成本，提高了经济效益；另一方面，该交叉口的支护方案现场应用有效，可为特殊工况下采用对应支护方案提供参考。

图9 支护优化后的交叉口现场

5、结论

(1) 3#交叉口顶板发生大变形的原因是：所处围岩风化较为严重，且受到地下水的影响，岩体的强度与整体性等性能遇水后产生劣化，进而导致锚杆锚固性能明显降低；交叉口形状不规则，导致支护体和部分围岩在刚度、变形、强度上不耦合，造成部分围岩变形，降低了支护效果。

(2) 提出“锚杆+钢筋网+锚索+钢拱架”的综合支护方式，模拟分析显示，采用优化后的支护方案，顶板沉降量较原方案下降了95.35%,两帮移近量下降了94.29%。

优化支护方案的现场应用效果显示，3#交叉口监测断面拱顶沉降累积值最大约为2.00 mm, 沉降速率稳定在0.10 mm/d以内；两帮累积收敛变形小于3.00 mm, 收敛速率稳定在0.25 mm/d以内。

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基金资助:湖南省自然科学基金项目(2021JJ30265); 国家自然科学基金项目(52274194);

文章来源:侯新澳,万文,赵延林,等.深部磷矿大断面交叉口软弱围岩稳定性分析及支护方案优化研究[J].矿业研究与开发,2024,44(08):132-138.