破碎圍巖巷道支護技術研究及工程應用

凌 濤，王衛軍，2，彭文慶，2，姚 廣，郭罡業，王 金

(1.湖南科技大學能源與安全工程學院，湖南湘潭411201;2.湖南科技大學煤礦安全開采技術湖南省重點實驗室，湖南 湘潭411201;3.湖南科技大學 土木工程學院，湖南 湘潭411201)

破碎巖層巷道的圍巖控制是煤礦開采過程中的一個難題，一般的支護方式難以維持巷道的穩定，國內外學者對此進行了大量研究:王衛軍［1］等指出在牛馬司水井頭煤礦采用高強度錨桿、強力錨索和注漿加固圍巖的“高阻讓壓、高強度”支護方案能有效控制高應力極軟破碎巖層巷道的穩定;李樹清［2］等針對斜嶺煤礦破碎巷道提出了先淺部、再深部的“多步注漿”施工工藝，取得了良好效果;趙文華［3］針對松軟破碎的圍巖提出了一種柔模混凝土巷道支護結構，將柔?；炷另垠w與圍巖形成一個共同體，以柔模混凝土碹體的剛度和強度抑制圍巖進一步的變形和破裂;方新秋［4］等提出先用U型鋼可縮性支架進行支護，后用錨注與錨梁網索聯合支護，該二次支護方法在薛湖煤礦西翼軌道大巷得到應用，控制破碎圍巖變形效果明顯;劉泉聲［5］等針對顧北煤礦軟巖破碎巷道底臌提出采用混凝土反拱地坪+深淺孔注漿+高預應力組合錨索綜合處置技術。平煤六礦新建斜井將穿越采空區，該采空區覆巖均已破壞垮落，且采空區內積水、積氣也給巷道施工帶來安全隱患，掘進工作面面臨條件極其復雜，先掘后支等常規的掘進技術已經不能滿足冒落破碎中掘進的安全要求，為解決這一難題，本文以現有研究成果為基礎［6－11］，提出“先臨時支護，后永久支護”的方案，該方案保證了掘進工作面的安全，也解決了采空區內圍巖破碎巷道穩定性差的難題。

表1數值計算參數Tab.1 Numerical parameters

1 工程概況

平煤六礦新建皮帶明斜井井口位于工業廣場老斜井北側，斜長1 575 m，傾角17°47'，預計在斜井斜長為1 020 m的位置將直接揭露丁5－6煤層采空區，丁5－6煤層已經于1993～1995年采過，且斜井下方多處煤層已經開采，已采煤層上覆圍巖受到采動的影響，使得采空區鄰近巖層裂隙充分發育，形成的冒落帶范圍較大，因而采空區附近圍巖破碎且易冒落，增加了斜井巷道支護的困難。

通過X射線衍射儀對該礦圍巖礦物成份進行分析可知，該礦巖層中含石英7.5%，珍珠石5.2%，高嶺石79.4%，利蛇紋石3.7%，蒙脫石4.5%，其中含高嶺石、蒙脫石等粘土礦物較多，此種圍巖遇水后容易軟化、膨脹，影響斜井巷道穩定。

2 “三帶”確定的數值模擬

2.1 計算模型及參數

本次模擬采用FLAC3D進行。根據現場開挖和計算研究的需要，模型的邊界條件為:下邊界的位移為零;左、右、前、后邊界采用水平構造應力;上邊界為自由邊界。為了提高安全系數，在本次分析中側壓系數定為1。根據地質及相關資料，圍巖采用摩爾－庫侖(Mohr－Coulomb)屈服準則。礦體和主要巖層的力學參數列于表1所示。

2.2 計算結果分析

由圖1～圖2的計算結果可知，丁5－6煤層采空區上覆巖層應力整體分布較為均勻，采空區上方有一定程度的應力釋放，但釋放范圍不大，這是由于采空區上方的垮落巖石被壓實應力重新分布而引起的;采空區中央巖層位移較大，直接影響明斜井開挖巖層的穩定，影響的范圍主要位于明斜井斜長為980～1 150 m左右，這段巖層主要集中表現為采空區引起的冒落帶和裂隙帶。

3 支護方案的確定

3.1 支護原理

目前巷道支護大多在傳統的支護方式上通過優化支護參數和加大支護強度來實現巷道穩定，如錨網索噴聯合支護、U型鋼支護、錨注支護等支護技術，主要圍繞提高圍巖強度、合理支護技術和減小圍巖應力等方面進行支護［12］。不同于一般的巖層巷道，破碎巖層圍巖由于煤層開采導致覆巖破壞嚴重，形成了較大的破碎區和塑性區，加上周圍煤層開采采動的影響，巖體強度較低。因此此類巷道的圍巖控制首先要阻止破碎巖體的垮落，其次要提高圍巖自身強度，加強自承能力。

文章在此引入“雙殼支護”的概念［12－13］，并拓展其內涵，本文中“表面承載殼”指具有“高強度、大剛度”的支護方式形成的支護承載結構，“內部承載殼”是指注漿體。當巷道掘進時，先通過巷道表面承載殼阻止破碎圍巖的垮落，控制塑性區和破碎區范圍擴大，然后通過注漿對破碎圍巖進行修復，提高圍巖的殘余強度，形成巷道內部承載殼。巷道圍巖表面和內部形成兩個殼體共同形成支護結構，既能抵御巷道深部的高應力作用，又能阻止巷道表面圍巖進一步破碎，另外，在兩層殼體之間的柔性層還可以吸收圍巖深部高應力對巷道作用后產生的變形能，起到讓壓的作用，整體上增強支護結構抗變形能力，提高了巷道的穩定性。

3.2 支護效果的數值模擬

為了保證支護效果，采用FLAC3D軟件模擬了4種支護方案的效果，方案一是無支護;方案二是錨桿+錨索支護;方案三是全斷面U型鋼支護;方案四是全斷面U型鋼+混凝土澆筑+壁后注漿支護。結果如圖3所示:

從圖3的位移云圖可知，隨著支護強度的增加，巷道各部位變形逐漸變小(如表2)，由于采空區圍巖較為破碎，無支護的條件下巷道各部位變形量最大，方案四在方案二和方案三的基礎上進行了壁后注漿和混凝土澆筑，巷道穩定性明顯改善，這說明方案四有利于巷道的穩定，特別是進行注漿后，提高了巖體的整體性和承載能力。

表2不同支護方案巷道變形量Tab.2 Deformation of roadway by different support scheme

3.3 支護方案及參數

根據巷道破壞變形的特點及支護原理，新建斜井的支護主要圍繞以下幾點展開:一加強初期支護強度，阻止破碎區范圍擴大;二修復圍巖，提高破碎圍巖承載能力;三封閉圍巖，防止圍巖遇水軟化、膨脹。

根據相似模擬、數值計算及理論分析的結果，確定如下支護方案:

(1)金屬網。金屬網為Ф6 mm，網格100 mm×100 mm，規格為1 000 mm×800 mm;金屬網接茬處必須有鋼筋梯子梁將其上緊并緊貼巖面，網間搭茬長度不少于100 mm，鋼筋梯子梁由直徑12 mm圓鋼焊制而成。

(2)全斷面U型鋼+底拱連鎖梁。采用帶底拱的U36型鋼支架剛性連接;相鄰底拱之間采用三道長度為1 m的U36型鋼底盤連接，用Φ16 mm×180 mm的螺栓固定在底拱上，用卡纜固定底盤;每架棚子八道拉桿，支架間距為500 mm;全斷面鋪設直徑為4 mm，規格為40 mm×40 mm的編制網;木背板規格:850 mm×100 mm×30 mm，間距500 mm。

(3)澆筑混凝土。厚500～671 mm，立模澆筑，混凝土強度C30。

(4)壁后注漿。注漿孔長度為3 m，其中頂拱注漿孔的間排距為2 100 m×2 100 m;幫部注漿孔的間排距為2 100 m×2 100 m，注漿材料采用水泥－水玻璃雙液漿。

4 控制效果及監測分析

為驗證支護方案的合理性和可靠性，項目組成員對斜井巷道特別是穿越采空區地段的位移變形情況進行了長達220天的觀測。

由圖4可知，支護初期巷道位移變形較大，50天以后變形速率趨于穩定，圍巖變形能得到較好地控制，其中頂底板移近量為47 mm，兩幫移近量26 mm。結果表明:本項目組提出的支護方案在斜井穿越采空區段圍巖進行支護后，巷道支護效果較好，其變形量較小，符合生產要求。

5 結論

1)丁5－6煤層開采后覆巖破壞嚴重，其保護煤柱周圍屬于應力增高區，對于此類巷道圍巖的支護，應盡力維護圍巖的整體完整性，提高圍巖的自承能力，形成內部結構，與外部支護結構能夠良好的協調工作。

2)確定了“金屬網+全斷面U型鋼+底拱連鎖梁+澆筑混凝土+壁后注漿”的高阻剛性支護方案，很好的解決了采空區圍巖松散，自承載結構能力差的圍巖控制技術難題。

3)“先臨時支護，后永久支護”的方式能確保巷道掘進過程安全，可供類似掘巷工程借鑒。

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