孫疃煤礦復合破碎軟巖大斷面巷道破壞機理與支護對策

劉 偉

(淮北礦業集團公司孫疃煤礦，安徽 淮北 235121)

1 概述

孫疃煤礦南翼軌道大巷及南總回風巷(F10斷層至F28斷層段，長約1500m)，因地質勘探資料的不準確及四條大斷層：F10( ∠60～70° H=0～90m)、DF81( ∠60° H=0～25m)、DF114( ∠70° H=0～30m)、F28( ∠50～70° H=0～28m)的影響，造成南翼軌道大巷及南總回風巷多次穿7、8煤層組。該段兩條大巷基本上布置在7煤層頂板以上10m至8煤底板以下20m。

因兩條大斷層以及諸多小斷層的切割、張拉、牽引影響，巷道圍巖裂隙、滑面發育，圍巖非常破碎，強度低，極易風化、泥化。7、8煤層均由多層煤及數層泥巖、炭質泥巖夾矸組成。7煤層頂板以泥巖、粉砂巖為主，7、8煤層組之間雖然以粉、細砂巖為主，但膠結性差，8煤層底板以下30m范圍內，主要為泥巖、鋁質泥巖，且7、8煤層頂板砂巖有較弱的含水性。

南翼軌道大巷原采用錨架噴聯合支護，局部軟底段采用馬蹄形全封閉U型鋼支護。支護工藝如下：放炮→掛網并施工頂板錨桿、錨索、打上部炮眼→初噴頂部→上頂梁、側梁并過頂→出矸并清底→掛網并施工幫部錨桿、下部炮眼→初噴幫部→栽腿子并腰幫→噴漿封閉棚子→滯后注漿

巷道出現嚴重的受壓破壞，主要表現為：兩幫嚴重內擠(最大兩幫移進量1450mm)、棚腿內扎、底臌(多次挖底，最大底臌量2m以上)、底拱翻起、棚子尖頂、平頂、卡纜崩斷，巷道破壞。情況如圖1所示。

2 巷道破壞機理分析

2.1 破壞機理

孫疃煤礦南翼軌道大巷因斷層影響及巷道所穿過圍巖特征，決定著南翼軌道大巷變形、破壞和失穩定原因是多方面的。物化膨脹類、應力擴容類、結構變形類三類軟巖變形力學機制同時存在，是復合型變形力學機制。

錨噴支護與套架U型棚支護的不耦合性。因U型棚壁后沒有得到有效充填，使錨噴支護與U型棚支護不能同步承載，U型棚的能效承載能力得不到有效發揮，在巷道內來壓變形、關鍵部位(如底板、幫角等)破壞后，造成支架不均勻承載而破壞，進而導致整個支護系統的大變形、破壞。

因斷層構造的影響，巷道圍巖裂隙、滑面發育，圍巖破碎、強度低，巖層在巷道開挖后，應力狀態從三維向二維轉變，在構造應力的作用下，發生破壞而產生非線性彈塑性變形。而由于支護的不耦合性，造成臨空的塑性區隨變形加大而出現松動破壞，隨著圍巖松動圈的進一步擴大，圍巖的自承能力越來越低。

2.2 原支護方案存在的問題

(1)因圍巖非常松軟破碎、圍巖裂隙、滑面發育，以及反復穿煤層施工，放炮成型不好，加上錨桿、錨索施工過程中的圍巖的片落，放炮后緊跟迎頭施工錨桿、錨索，錨桿、錨索的施工質量難以得到保證，頻繁發生錨桿外露長，蓋板及鋼筋網不貼巖面，錨桿、錨索初錨力、錨固力達不到要求的現象；且錨桿、錨索、初噴漿等工程在棚子后面，均為隱蔽工程，不便對工程質量的監督和管理。錨桿、錨索主動支護的作用得不到有效的實現，不能通過錨桿、網、索的相互作用，防止圍巖的進一步松動破壞，充分發揮圍巖自身的穩定性和支撐作用。

(2)錨桿、錨索與棚子相互獨立，棚后沒有得到有效的充填，棚后空，錨桿(索)與U型棚不能夠共同整體承載。

(3)圍巖注漿補強不及時，圍巖裂隙沒有得到充填，松散、破碎圍巖沒有得到有效的固結，沒有充分發揮圍巖自身的穩定性和支撐作用。

(4)錨桿、錨索施工在迎頭無支護的條件下進行，容易片幫、掉頂傷人。施工安全環境不好，施工工藝均集中在迎頭進行，施工人員、機具集中，不利安全管理和平行作業。

3 支護對策

3.1 支護對策

針對巷道破壞機理及原支護方案存在的問題，提出如下支護對策：

(1)最大限度的利用和調動圍巖的自承能力，實現圍巖穩定。通過錨桿、錨索支護和圍巖注漿的作用，改善圍巖的力學性能，強化支護圍巖結構。通過對巷道圍巖及時噴漿封閉和圍巖注漿，防止巷道圍巖風化、泥化，實現錨桿為主的主動支護。

(2)允許巷道圍巖在開挖初期的彈、塑性能的釋放，但同時又限制的塑性變形，防止松動破壞。合理確定最佳支護時段，在巷道塑性變形增加速度變緩而又沒有松動破壞前，及時支護。

(3)在圍巖與支護體共同作用過程中，實現支護體與圍巖的一體化、荷載的均勻化。

(4)加強關鍵部位的補強支護，防止因關鍵部位的破壞，進而導致整個支護系統的失穩。

(5)采用動態分步加固、過程控制技術，對支護參數及時進行調整，決定采用架噴注錨注動態聯合加固支護技術。

3.2 支護參數

(1)支架采用五節直墻半圓拱U36型鋼棚支護，凈寬×凈高=5200mm×4100mm，側腿外扎角為87°；棚距600mm，梁腿搭接長度500mm，每個搭接處用3副限位卡纜緊固連接；柱鞋規格：長×寬×厚=200mm×200mm×10mm；腰幫背頂采用鋼筋笆，鋼筋直徑10mm，網孔規格：100mm×90mm。

(2) 錨桿采用GM20/2800-570mm高強錨桿，錨桿間距為800mm、排距600mm；在巷道頂板布置3套YMS17.8/6.3-1860錨索，錨索間距2000mm、排距1800mm；每根錨桿采用兩卷Z2550型樹脂藥卷加長錨固，錨索使用一卷K2550和三卷Z2550型樹脂藥卷加長錨固。

(3)淺孔注漿錨桿只布置在巷道拱基線以上，在迎頭頂部噴漿前預埋，長度為1.2m，間1500mm、排距1200mm，注漿滯后掘進迎頭5～8m施工(緊跟前探梁后)，注漿壓力1.0MPa，注漿采用P.O.425硅酸鹽水泥，水灰比0.85～1.0。注漿順序：從拱基線眼孔開始注漿，依次向上把棚后空隙充填實。

(4)深孔強化注漿。根據礦壓觀測決定是否進行深孔強化注漿；每斷面7孔布置，排距1800mm，間距1800mm，均勻布置，兩幫最下一根注漿錨桿開孔至巷道底不大于300mm，并向下扎30°，注漿壓力為3MPa；注漿錨桿長度2600 mm，4分鋼管制成，鋼管底端砸扁并擰成麻花狀(長度200mm)，錨桿底部采用一卷Z2550型樹脂藥卷錨固；注漿滯后耙矸機，距迎頭80m左右實施。

(5)鎖腿卡纜及鎖腿錨桿。每一架U型棚底板以上400mm位置進行鎖腿(鎖腿錨桿與幫部最下一根支護錨桿二合一)。并在兩幫底角底板以上100mm，按間距600mm增加護底錨桿，錨桿規格同上，錨桿下扎角25°。

(6)巷道底板、幫部圍巖松軟破碎、易膨脹時，在兩幫底板以上800mm處，按間距1800mm增加一根幫部錨索，錨索規格為YMS17.8/4.5-1860，每根錨索使用一卷K2550和三卷Z2550型樹脂藥卷。

(7)架棚后初噴120mm厚C20砼，要求封閉U型棚襠且棚后不少于90mm的噴厚墊層。復噴80mm。

3.3 支護工藝

從2008年四季度開始，南翼軌道大巷改用架噴注錨注動態聯合加固支護技術。支護工藝如下：放炮→上頂梁、側梁并過頂→預埋淺孔注漿錨桿→噴頂部并對棚后進行充填→施工上部炮眼→出矸并清底→栽腿子、腰幫→噴幫部，并對棚后進行充填→施工下部炮眼，滯后迎頭三棚施工幫部錨桿及鎖腿錨桿，淺孔注漿滯后掘進迎頭5～8m施工(緊跟前探梁后)。淺孔注漿一個圓班后，兩個圓班內施工頂部錨桿、錨索、預埋頂部深孔注漿錨桿(滯后迎頭8～12m施工)，耙矸機后補打幫部深孔注漿錨桿及鎖底錨桿、復噴漿、深孔高壓注漿補強。

3.4 支護時段

相關文獻表明，在掘進工作面到其后方5m范圍內，頂底板變形迅速發展，相對移近量較大；在掘進后方5～10m范圍內，相對移近量增加速度變緩；在掘進工作面后方10～15m范圍內，相對移近量增加緩慢，圍巖變形逐漸趨于相對穩定。基于此，并考慮到施工的方便，爆破后架棚噴漿充填幫頂，滯后迎頭三棚施工幫部錨桿及鎖腿錨桿，滯后迎頭8～12m施工頂部錨桿、錨索，滯后迎頭約80m進行深孔高壓注漿補強。

4 支護原理分析

(1)初噴及時并對U型棚后進行噴漿充填，封閉、粘結了破碎圍巖，保持了圍巖的相對完整性，防止了圍巖進一步風化、泥化。

(2)架噴錨注聯合支護因棚后的噴漿充填并配合淺孔注漿進一步充填棚后及淺表裂隙，實現支護體與圍巖的一體化、荷載的均勻化，充分發揮了U型棚的承載性能，實現了圍巖在錨桿、錨索、U型棚聯合支護下的共同高阻讓壓。

(3)明錨施工，避免了因圍巖破碎、放炮成型不好，或錨桿、錨索施工過程中的松散破碎圍巖的片落而造成的錨桿、錨索蓋板不貼巖面的問題，便于對錨桿、錨索施工質量的監督和管理，充分發揮了錨桿、錨索的主動支護作用，調動了圍巖自身的穩定性和支撐作用。

(4)通過調整支護工藝及工序安排，架噴錨注聯合支護允許巷道剛開挖時圍巖在U型可縮支架及棚后充填的限制下彈性能施放，給巨大的塑性能釋放時間，使應力集中區從巖壁向縱深適當偏移，但同時在變形速度變緩后及時采用錨桿、錨索主動支護，限制圍巖無限制的塑性變形至松動破壞。

(5)鎖腿錨桿及鎖腿卡纜的使用，使錨桿與U型棚有效的形成一個支護整體，錨桿(索)與U型棚整體承載。

(6)深孔高壓注漿，充填圍巖松動圈裂隙，改變圍巖的松散結構，提高粘聚力和內摩擦角，增加裂隙面的摩擦阻力，提高圍巖的整體性，從而提高圍巖的強度、穩定性和自承能力。注漿后，對于含水裂隙來說還能起到堵水作用，防止圍巖泥化。

5 施工要點

(1)光面爆破是前提，首先要做好光面爆破；棚后的充填是關鍵，必須加強棚后充填質量的監督和管理。

(2)注漿錨桿要進行編號，嚴格按編號順序注漿，并做好注漿記錄。注漿要設專人進行監督、記錄，并打檢驗孔采用頂板窺視儀進檢查，以確保注漿質量。

(3)每個施工工序，要按設計進行緊密銜接，不能滯后也不能超前。

(4)細節的質量控制也非常重要，要加強每個施工環節的質量控制。

6 支護效果

采用架噴注錨注聯合支護后，對巷道頂底板及兩幫移進量進行了觀測。巷道的受壓變形得到了有效的控制，巷道變形量很小，整體支護狀況良好，兩幫最大移近量170mm，頂底板最大移近量70mm，支護成本也得到了降低。

7 結 論

(1)揭示了復合破碎軟巖大斷面巷道破壞機理。因孫疃煤礦南翼軌道大巷的復合破碎大斷面巷道的復合型變形力學機制，因原支護錨噴支護與套架U型棚支護的不耦合性，以及沒有采取有效措施充分發揮圍巖自身的穩定性和支撐作用，導致整個支護系統的大變形、破壞。

(2)復合破碎軟巖大斷面巷道的支護，必須與巷道圍巖力學特征相適應，才能保持巷道圍巖的穩定性。本文提出了架噴注錨注動態聯合加固支護技術對策，通過采取及時支護封閉圍巖、棚后充填、高阻讓壓、讓支結合、最佳支護時段、深孔高壓注漿加固等措施，來適應復合破碎軟巖大斷面巷道圍巖力學特征。

(3)實踐證明，架噴注錨注支護技術，通過架錨的剛柔耦合與圍巖的深孔高壓注漿加固的結合，是控制復合破碎軟巖大斷面巷道變形破壞的有效方法，具有良好的技術經濟效益。

[1] 何滿潮，孫曉明．中國煤礦軟巖巷道工程支護設計與施工指南[M]．北京：科學出版社，2004．