協莊煤礦-850西大巷埋深超千米軟巖巷道變形控制

劉 永

山東省新汶礦業集團水簾洞煤礦，陜西 咸陽 712000

協莊煤礦圍巖從-550m水平向下開始逐漸表現出深部軟巖的特點，到-850m水平后，深部軟巖特征更為明顯。隨著開采深度的增加，深部圍巖除一部分本身強度低呈現軟巖特性外，部分堅硬巖石也呈現明顯的軟化現象，且流變趨勢增強，表現為巷道的礦壓顯現明顯，常規的支護工藝難以有效地維護大流變圍巖[1-3]。

深井圍巖條件下地應力呈現出明顯增加的趨勢，而且構造應力不斷增加，再加上工作面開采動壓的影響，三種應力相互疊加導致深部巷道掘進及支護更加困難，巷道變形速度快，變形量大[4]。

尤其礦井進入-850m水平開采后，巖石松軟、破碎，巷道頂板冒落、漿皮開裂，受采動影響變形量加大，特別是底鼓量大，多次臥底后，兩幫圍巖形成流變、松動，兩幫錨桿失效，發生位移，進而造成整體變形。巷道支護越來越困難,巷道失修率較高。

深部巷道圍巖呈現出軟巖變形特征，兩幫及頂底板變形量大，變形持續時間長，頂板離層嚴重等現象，原有的支護技術、支護材料、施工工藝等已不能滿足生產的要求，需要重復翻修，給安全開采帶來不利影響[5]。

深部巷道長期處于不穩定狀態，經常造成前掘后修，而且后期維修工作量極大，經濟效益受到極大的影響，特別是在破碎帶及集中應力區等困難條件下，深部軟巖巷道錨桿支護面臨較多的技術問題?，F有的巷道支護技術已不能滿足生產需要，為此急需研究與之相適應的巷道支護技術，以解決深部軟巖巷道支護問題。

1 主要研究（試驗）內容

（1）找出非均質高應力軟巖巷道失穩原因、破壞特征及對力學演化機制進行分析；

（2）圍巖穩定性分類；

（3）對一次二次支護重新進行合理支護設計，對支護結構（如錨桿結構及形式、錨固方式）進行優選，確定二次支護與一次支護的最佳的配合方式以及最佳支護時間；

（4）對巷道斷面進行優化設計；基于礦壓觀測完善設計。

2 非均質高應力軟巖巷道失穩原因及支護設計

2.1 -850西大巷生產地質條件及支護現狀

-850西大巷埋深約1030m，布置在十一層煤的頂板砂質頁巖中，砂質頁巖為深灰色，性脆，局部破碎，厚度12.5m。巷道揭露巖層的硬度系數f=4～6。根據經驗估算，巷道周邊垂直應力大約為1.5×2.5×1030=38.6 MPa，超過了圍巖強度，尤其是部分軟巖強度只有20 MPa左右，屬于大部分高應力軟巖、小部分膨脹性軟巖巷道。底板軟、應力大造成了平板形底板容易起鼓變形，進而造成兩幫角收縮、拱頂受擠壓而開裂，甚至冒落。

圖1 -850西大巷支護斷面圖

支護狀態是：噴層基本完好、一次支護錨桿陷入圍巖5-8mm；噴層脫落、一次支護錨桿大部分失效；穿層部位兩幫和頂板出現片幫和冒頂，一次支護基本失效；二次支護的噴層局部開始開裂，部分二次支護錨桿失效。最終形成半徑2-3米的松動圈，使兩次支護體基本失效。

2．《舊唐書》卷一九二《隱逸·盧鴻一傳》:“盧鴻一字浩然，本范陽人，徙家洛陽。少有學業，頗善籀篆楷隸，隱于嵩山。開元初，遣備禮再征不至?！?中華書局1975年版，第5119頁)

2.2 巷道失穩原因

經過巖石物理力學試驗結果，我們可以看出協莊煤礦-850水平一采石門及水倉的圍巖屬于工程軟巖的范圍，因為其圍巖中的主要軟巖，如粉砂巖、砂質頁巖、頁巖在自然狀態下單軸抗壓強度為：45.0MPa、31.26MPa、26.46Mpa和45.24 MPa、32.82 MPa、25.13 Mpa，除了頁巖外其它巖樣強度都遠大于地質軟巖的范圍。加之第一次噴層與軟巖不能緊密結合，容易分離脫落。凝固后脆性大，容易開裂。一次支護托盤太小，強度不夠，不能有效護住巖幫；端錨不能鎖緊圍巖。金屬網網孔偏大，托盤太小，與錨網不能有效配合實現共同發揮支護作用。二次支護托盤太小，不能讓高強錨桿發揮500鋼的強度，失去了高強錨桿的作用，導致巷道變形嚴重。

軟巖工程變形、破壞和失穩的原因是多方面的，根據理論分析和大量的工程實踐，將軟巖的變形力學機制可歸納為3大類，即物化膨脹型、應力擴容型和結構變形型[6-7]。軟巖巷道的變形力學機制通常是3種變形力學機制的復合類型，根據本次試驗結果以及上述對工程軟巖的分析，本巷道圍巖的變形機制以塑性擴容為主，物化膨脹以及結構變形的影響相對較小。但是3種力學機制產生巷道變形量以及相互直接的影響關系還需要進一步分析。

2.3 圍巖變形控制方案

支護原則是根據不同的軟巖性質以及變形的力學機制采取相對應的支護方法[8]，對于以塑性擴容為主的軟巖的巷道最為有效的加固方式就是對塑性區進行注漿加固，以控制其塑性變形。

2.3.1 總體方案

（1）拱形底板可以有效改善底板圍巖穩定性，有利于控制巷道變形，尤其是控制膨脹性軟巖底板變形；

（2）改平底巷道（礦上目前使用的巷道）為拱形底板巷道并對底板進行錨注加固處理；

（3）底板加固之后，造成巷道周圍應力重新分布，其表現形式巷道兩幫和頂板變形量增大。因此，巷道支護是一個系統工程，底板加固處理在一定程度上影響頂板和兩幫支護效果；

（4）在成功控制底鼓后，兩幫變形成為深部高應力軟巖巷道控制重點[9]，尤其是在巖層破碎地段，如斷層破碎帶等。因此，為保證較好的支護效果，應加長二次支護錨桿的長度，增大錨桿直徑，加大托盤直徑，必要時對巷道頂板和兩幫采取注漿加固處理，采用錨索聯合支護等。

此段巷道已經進行了二次支護，所以只需進行錨注支護，其工藝流程為：首先開挖巷道，開挖成圓弧形底板；然后清理巷道，為打孔做準備；在布置完鉆孔后裝入注漿錨桿或者加強筋，然后封孔，同時進行注漿材料的準備；在封孔完成后馬上進行注漿；注漿完成后清理巷道，在需要的區域內進行底板錨索桁架支護；最后噴層完成施工。

本方案采取與-850西大巷試驗段相同的底板錨注工藝，頂板和兩幫的錨注采取普通的注漿錨桿進行錨注加固，而底板和底角則采用L2000×Φ22mm螺紋鋼加強筋+1000mm塑料管封孔器+注漿的新工藝。

2.3.2 施工方案

（1）全斷面注漿

根據注漿材料的擴散半徑以及圍巖的破裂程度，確定底板注漿孔的間距為1-1.5m，兩幫和頂板注漿孔間距為1.2m，排距均為2m。為了加強支護效果，底板注漿孔采用交差布置，既相鄰斷面采取布置不同的布置方式，具體布置方式如圖3所示：

圖2 全斷面注漿孔布置斷面圖

圖3 全斷面注漿孔布置斷面圖

（2）底板和兩底腳錨注

采用L2000×Φ22mm螺紋鋼作為加強筋，需要采用專門的底板錨桿機進行鉆孔，鉆孔直徑32mm-35mm。在每個斷面內布置4～5組鉆孔，每斷面間隔2m左右，其具體布置情況如圖4所示。

圖4 底板注漿孔布置圖

（3）注漿材料

采用水泥單液漿，水泥強度等級52.5的高強水泥，或者強度相當的42.5水泥。水灰比0.5，注漿時應摻和UNF4型復合早強減水劑，其用量為水泥重量的2%。采用常規注漿泵，注漿壓力大于2MPa。

在第一次錨注加固施工完成后，加強礦壓觀測，通過監測評價前期的支護效果，若巷道變形達到加強支護預期的效果，則繼續使用此方法進行加固；若通過觀測發現巷道變形未達到加強支護預期的效果則需要進一步優化現有的支護方式和支護材料。

2.3.3 礦壓觀測評價

在2009年8月底板錨注加固工程施工完成后，在煤層底板巷道注漿段與未注漿段相比底板變形量由原來平均4mm變為5mm，而兩幫變形量由10.5mm降到7.5mm。

與之相似的，在底板為砂質頁巖的巷道內兩幫的平均變形量由18mm下降到5.5mm，底鼓變形量則有8.5mm下降到7.5mm。

由于礦壓觀測的時間較短，-850m西大巷還未受到上面2203工作面跨采的影響，其巷道變形并不顯著，底板變形量較小，底板錨注加固的效果不是很明顯，但隨著2203工作面的推進，巷道受動壓影響后，注漿加固的效果將會非常明顯。

另外底板錨注后，兩幫的位移量明顯較少，證明了軟巖巷道支護中“控頂必先控底”的支護原則。

3 小結

（1）通過對巷道軟巖物理力學性質測試、分析以及圍巖應力研究找出協莊煤礦-850西大巷非均質高應力軟巖巷道的變形機制以塑性擴容為主，物化膨脹以及結構變形的影響相對較??；以塑性擴容為主的軟巖的巷道最為有效的加固方式就是對塑性區進行注漿加固，以控制其塑性變形。

（2）進行了加固支護試驗，同步進行礦壓觀測，施工結果達到了預期目標。研究成果可以為相似工程的深井軟巖支護提供借鑒。

[1]錢鳴高，石平五.礦山壓力與巖層控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，2003.

[2]侯朝炯，勾攀峰.巷道錨桿支護圍巖強度強化機理研究[J].巖石力學與工程學報，2000(3).

[3]何滿朝.煤礦力學軟巖變形機制與支護對策[J].水文地質工程地質，1997，(2)：12-16.

[4]王連國，李明遠，王學知.深部高應力極軟巖巷道錨注支護技術研究[J].巖石力學與工程學報，2005， 24(16)：2889-2893.

[5]吳和平，陳建宏，張濤等.高應力軟巖巷道變形破壞機理與控制對策研究[J].金屬礦山，2007，(9)： 50-54.

[6]孫曉明，何滿潮，楊曉杰.深部軟巖巷道錨網索耦合支護非線性設計方法研究[J].巖土力學， 2006， 27(7)：1061-1065.

[7]靖洪文, 李元海, 許國安. 深埋巷道圍巖穩定性分析與控制技術研究[J]. 巖土力學,2005, 26(6): 877－881.

[8]李希勇，孫慶國，胡兆鋒.深井高應力巖石巷道支護研究與應用[J].煤炭科學技術，2002，30(2)：12-13

[9]許興亮, 張農, 徐基根等. 高地應力破碎軟巖巷道過 程控制原理與實踐[J]. 采礦與安全工程學報, 2007, 24(1): 51－56.