深部軟巖應力集中帶高強耦合支護技術研究與應用

靳為華

(鶴煤公司 生產技術部，河南 鶴壁 458000)

巷道支護問題是煤礦向深部開采面臨的較為突出的問題，因地應力大、應力環境復雜、圍巖巖性差別等種種不利因素的相互疊加，加劇了巷道支護的復雜性，單一支護形式在這種巷道中不可行，而采用聯合支護方式效果也不理想，往往出現前掘后修、前掘后垮的被動局面[1-3]。單一支護不可行的原因在于支護強度低，而聯合支護失效的原因在于支護體與圍巖力學特性之間不耦合。傳統的聯合支護方法僅將各種支護體進行簡單的疊加，未充分考慮支護體的支護機理、圍巖內部積蓄能力的釋放以及圍巖自承能力的發揮，從而難以實現支護體與圍巖在強度、剛度以及結構上的耦合作用[4-6]。為此，眾多學者進行了深入的研究，解決了許多理論難題及工程關鍵技術，但由于我國深部軟巖巷道賦存環境千差萬別，影響圍巖失穩的關鍵因素不盡相同，仍需進一步完善應力集中帶軟巖巷道控制機理。

隨著礦井開采深度的不斷加深，鶴煤八礦開拓巷道已進入-655 m水平，由于該巷道處于應力集中帶，圍巖穩定性差，采用傳統的聯合支護不到半年時間，巷道變形破壞嚴重，投入了大量人力、物力和財力擴幫、臥底，支護成本大幅增加，還嚴重影響了礦井的正常生產。因此要從全方位去改善圍巖結構及其性能入手，提高巷道圍巖承壓的能力和充分發揮圍巖潛在的自承能力，并選擇正確的施工方法及支護結構。通過軟巖應力集中帶高強耦合支護技術的應用，滿足了巷道支護要求，延長了巷道使用壽命，為采掘接替工作提前做好了準備，也為安全高產高效創造了有利條件。同時，為鶴煤八礦深部軟巖支護提供了重要的理論及技術支撐，也給相似條件礦井提供了有力的參考。

1 工程實例

1.1 工程概況

鶴煤八礦開拓方式為立井—斜井混合開拓，第三水平標高-655 m。-655 m水平南大巷地面標高+119.12～+171.63 m，巷道底板標高-591.4～-655.0 m，埋深710.52～826.63 m。該巷道上部巖性為深灰色砂質泥巖，含白云母碎片，具滑面；下部為深灰色泥巖，側面附有白色次生礦物，較致密、細膩，局部巖石破碎。由于所在層位地質條件復雜(C3L8和C3L2之間地層缺失將近60 m)，構造應力水平較高、斷層發育，巖層厚度不穩定，圍巖穩定性差，加上支護技術不合理和施工技術落后等多方面的原因，巷道出現大變形破壞。破壞主要表現為兩幫移近量和頂板下沉量大、底鼓，錨桿、錨索多處破斷，U36型棚屈服、斷裂等。

1.2 原支護形式

該巷道原設計施工斷面直墻半圓拱，巷道設計凈寬4 600 mm，凈高3 800 mm。初次支護采用錨網噴+錨索聯合支護，錨桿采用長度2 000 mm，直徑20 mm螺紋鋼樹脂錨桿，間排距700 mm×700 mm，金屬網采用φ6 mm鋼筋點焊網，網格100 mm×100 mm，噴厚100 mm，混凝土強度等級為C20；錨索采用長度8000mm、直徑17.8mm鋼絞線，間排距1 500 mm×2 000 mm，每排4根。用此支護方式，巷道掘進后變形破壞嚴重，錨桿多處破斷失效，半年左右收縮量普遍達到1 800 mm左右，被迫重新擴掘進行二次支護。二次支護采用錨網噴+36U型鋼棚聯合支護，錨網噴支護同初次支護相同，U型鋼棚棚距700 mm，半年左右巷道局部最大收縮量又達到1 400 mm左右，且U型鋼棚腿出現跪腿、屈服，棚梁扭曲、折斷，又再次進行擴幫、臥底重新架棚。經過多次修復，圍巖松動，自承能力降低，支護效果不佳。原-655 m南大巷情況如圖1所示。

圖1 原-655 m水平南大巷情況Fig.1 Situation of the original -655 m horizontal main roadway

由圖1可知，-655 m水平南大巷開始錨網噴，隨后頂板破碎，采取架棚支護，巷道壓力大，變形嚴重，已影響正常行人和運輸。原支護形式巷道已無法正常使用，破壞極其嚴重。

1.3 破壞原因分析

(1)巷道處于大采深范圍，埋深平均達800 m。據實測，鶴壁礦區垂直應力為理論值的1.05～1.87倍，水平應力為理論值的2.69～4.76倍，同時還存在剪應力，最大值達14.22 MPa。埋深大，地應力水平高，巷道受到高地應力擠壓，使巷道產生大變形。

(2)巷道所處位置圍巖松軟破碎。根據現場觀察，巖石為深灰色砂質泥巖，含白云母碎片，滑面發育，強度較低，巷道開挖時，自穩時間較短，容易掉頂，頂板控制難度大。多次修復致使圍巖松動圈增大，現場采用YTJ-20 型巖層鉆孔探測記錄儀對圍巖進行打孔探測，探測表明，圍巖松動圈范圍在2.3～3.8 m，超出了錨桿的錨固范圍，難以發揮主動支護作用。

(3)地質構造影響。該地區處在應力集中帶，地質條件相對復雜，構造較多，巖層節理、裂隙等軟弱結構面發育，圍巖整體強度低，影響再生頂板整體強度，對圍巖產生了明顯的破壞性影響，弱化了圍巖強度。

(4)巷道初期控制強度低，后期補強耦合節點控制欠妥，對支護材料的耦合支護機理認識不足。從現場觀察情況看，錨桿接頂狀況普遍不好，圍巖初期加固強度較弱，加固體強度受到嚴重影響，巖體擴容明顯，松動范圍擴大，變形量劇增。后期補強不及時、主動，而是待巷道破壞了被動修護，未合理確定巷道圍巖離層指標，且未在控制指標范圍內實施巖體補強加固。

(5)支護參數設計不合理，支護強度弱。原支護材料強度明顯偏弱，錨桿(索)的主動承載性能沒有得到充分發揮，同時未結合軟巖非線性大變形的特點采取有針對性的支護形式，而一味采取架棚支護形式，無法抵抗圍巖強大的變形能。且采用的36 U 型鋼棚具有一定的讓壓能力，當圍巖變形過大時，無法有效阻止變形進一步惡化，引起單棚的破壞，進而導致整個支護系統整體失穩。

(6)施工質量差，信息反饋不及時。現場施工隊伍技術力量薄弱，施工過程中過于追求施工進度，缺乏有效的監督監管，存在漏打錨桿、錨桿錨索預緊力和噴層厚度不能達到設計要求等現象；且未對施工后巷道圍巖變形進行及時的監測監控，造成返修處理不及時，使巷道圍巖破壞范圍增大，松動圍巖壓力提高，造成支護結構損壞。

除上述諸多因素外，還有很多主觀因素，如光爆成型差導致巷道噴層厚度不均勻、施工機具落后(打錨桿眼普遍采用YT-28風鉆)導致錨桿出現“穿皮”現象，“三徑兩長”不匹配導致錨桿支護結構達不到最佳支護狀態。

2 支護設計思路

根據已施工巷道的變形破壞形態分析認為：①巷道支護質量需要改善和提高，實施錨桿支護新工藝，按照光爆成型、初噴造型，增強錨固定型的程序和方法組織施工；②巷道初始支護強度偏弱，需要提高和增強；③巷道補強耦合時空節點需要科學控制，使初噴、初始支護、補強支護和注漿加固支護與圍巖形成力學特征相匹配，形成有機耦合支護狀態，最大限度地發揮圍巖的承載能力。

本次支護設計是在借鑒原支護設計和實踐經驗基礎上的改進和提高：①優化支護參數選擇，合理支護結構配置；②提高巷道支護強度，嚴格控制耦合支護時空節點；③改進施工工藝，提高支護質量，增強初始錨固力和有效性；④采用注漿加固技術，增強巖體強度和整體性。

3 支護設計方案

根據以上分析及巷道埋深、層位圍巖結構特點，該巷道的設計方案：①對巷道爆破刷大斷面后初噴找平，及時充填微裂隙、填凹補平和封閉裸露巖體，形成相對平整的噴射混凝土層面；②及時進行錨桿支護，縮短圍巖裸露時間，提高圍巖的穩定性；③錨桿受力到達15 t左右，巷道變形量達到80 mm左右，立即進行錨索補強支護，使錨索與錨桿合理耦合，共同加固巖體，有效阻止圍巖快速變形，達到抗讓新的平衡；④巷道施工基本支護成巷完成20 d后，或在掘進工作面后方50 m以外及時實施錨索注漿加固，通過注漿錨索將破碎圍巖膠結成整體，改善圍巖的結構及其物理力學性質，提高圍巖自承載能力，為錨桿(索)提供可靠的著力點，使錨桿(索)對松散圍巖的錨固作用得以發揮，控制巷道變形。

巷道采用錨梁網索與注漿錨索耦合加固聯合支護方式[7-10]。巷道掘進斷面：寬×高=4.8 m×3.9 m，凈斷面：寬×高=4.6 m×3.8 m，如圖2所示。

圖2 支護設計Fig.2 Supporting design

(1)錨桿。采用長度2 400 mm、直徑22 mm的MSGLW500左旋高強度無縱肋螺紋鋼，錨桿間排距均為700 mm。采用快速安裝扭矩螺母，托盤為蝶形托盤，規格150 mm×150 mm×10 mm(長×寬×厚)。

(2)錨索。頂板和兩幫錨索均采用直徑21.6 mm、長度5 250 mm、抗拉強度等級不低于1 860 MPa、延伸率不小于3.5%～7.0%的預應力鋼絞線，錨索間排距分別為1 000 mm和1 400 mm，每排錨索布置9根，錨索托盤規格為300 mm×300 mm×14 mm(長×寬×厚)蝶形托盤。

(3)注漿錨索。采用直徑21.6 mm、長度7 250 mm鋼絞線錨索，一排7根，間排距均為1 400 mm，用快硬水泥封孔，封孔長度600 mm，注水泥漿水灰比為1.0∶2.0～1.0∶1.6，注漿壓力1～2 MPa，在巷道施工基本支護成巷完成20 d后，或在掘進工作面后方50 m以外實施錨索注漿加固施工。每根錨索注漿量有一定的離散性，根據經驗取其平均值為0.072 m3。

(4)錨固劑。頂板錨桿選用錨固劑型號為K2360和Z2360兩種，每根錨桿使用錨固劑2卷，1卷K2360和1卷Z2360；兩幫錨桿選用錨固劑型號為K2335和Z2360兩種，每根錨桿使用錨固劑2卷，1卷K2335和1卷Z2360；頂板和兩幫錨索選用錨固劑型號均為K2360和Z2360兩種，頂板錨索使用3卷錨固劑，1卷K2360和2卷Z2360，兩幫錨索使用2卷錨固劑，1卷K2360和1卷Z2360。

(5)組合支護構件。鋼筋梯子梁：頂板和兩幫均使用鋼筋梯子梁，長度分別為4 700 mm和3 300 mm，寬度均為90 mm，鋼筋直徑16 mm。金屬網：選用菱形金屬網，采用直徑不得小于8號鐵絲編織，頂板用金屬網長度4 800 mm，寬度900 mm，網孔尺寸40 mm×40 mm。兩幫用金屬網長度3 300 mm，寬度900 mm，網孔尺寸40 mm×40 mm。

4 施工中關鍵點

(1)做好優質光面爆破，最大限度減少對圍巖的破壞，為錨桿支護質量控制打好基礎。①鉆眼前，畫圓弧線，定炮眼眼位。②鉆眼時，定人、定位、定炮眼范圍，嚴格按照爆破圖表設計的炮眼數量、位置、角度打眼。③嚴格按照爆破圖表設計的不同炮眼裝藥量要求裝藥和規定的順序依次爆破，控制好抵抗層。

(2)錨桿“三徑兩長”要合理匹配。①錨桿鉆孔鉆頭配置為直徑30 mm，錨固劑直徑選用23 mm，錨桿直徑選用22 mm，達到錨桿優質“三徑”匹配，這是錨桿達到系統等強錨固力的基礎。②施工錨桿孔的鉆桿要與錨桿等長，且鉆桿與鉆頭要同心，避免出現超深打孔、鉆桿刷孔等問題，在現場實際操作中要嚴格控制，否則將會嚴重影響和損害支護質量。

(3)抓好錨桿、錨索安裝質量。①錨桿(索)要定眼位打眼。錨桿位置誤差不得大于50 mm，鉆孔角度誤差不大于5°。錨索位置誤差不大于±100 mm，鉆孔角度不得大于10°，鉆孔深度不大于50 mm。鉆眼操作時，錨桿鉆機要擺放平穩，不得隨意擺動和移動，勻速鉆進，保證成孔質量和安裝質量，做好掃孔細節，達到最佳錨固效果。③錨桿安裝時，要按照要求把快速錨固劑在前、中速錨固劑隨后，用錨桿桿體輕輕推入孔底，防止錨固劑中途破損，待錨固劑完好裝入孔底后，用錨桿機均勻攪拌，錨桿機旋轉和升起要配合得當，勻速升起，保證錨固劑均勻充分攪拌。攪拌后，待錨固劑初凝，再上緊螺母，錨桿螺母扭矩不得小于260 N·m，錨桿露出螺母長度不得超過40 mm，托盤要壓在鋼筋梯子梁中間且緊貼鋼筋梯子梁。④錨索安裝時，與錨桿安裝相同。由于錨固劑裝入數量較多，在攪拌時，錨桿機向上推進的速度要稍快些，旋轉速度也要加快一些，實現均勻攪拌，防止出現“竄液”以及避免錨索安裝不能到達孔底的情況。錨索的索具要張緊，托盤要緊貼巖面，錨索的張緊力不得小于20 t，外露長度控制在150～250 mm。⑤對于失效、松動等不合格錨桿(索)必須及時進行補打或重新張緊和緊固，所有操作人員須嚴格按照設計使用的鉆頭、鉆桿配套打眼，嚴格按照設計的錨固劑規格、型號和數量進行安裝。

(4)施工過程中必須預留壓茬網，保證網連接處的強度不減弱。壓茬寬度200 mm，壓茬網壓茬位置必須壓在鋼筋梯子梁下，用錨桿穿入壓緊，保證錨桿兩邊壓茬寬度相等、均勻，鋪設的金屬網要繃緊，與初噴噴層接觸良好。

5 效果檢驗

為檢驗支護效果，采用“十”字觀測對拱頂相對移近量、兩幫及肩部相對移近量、底板相對移近量進行了觀測。每隔20 m設1組檢測點，觀測巷道表面位移情況，每組檢測點在巷道拱頂、肩窩及兩幫拱基線處各設一個檢測點(釘上水泥釘作為標記)，做好初始讀數記錄，以后每10 d觀測1次。截至目前，巷道頂板下沉量30～100 mm，底鼓量30～60 mm，兩幫收縮量50～150 mm，在安全、運輸、通風等方面均能滿足安全生產的需要。在-655 m北大巷再次進行了驗證，同樣取得了很好的效果。現-655 m水平南大巷支護情況如圖3所示。

圖3 -655 m水平南大巷支護情況Fig.3 -655 m level roadway supporting situation

6 結論

(1)鶴煤八礦-655 m水平南大巷為典型的深部高應力軟巖巷道，采用幾種支護體簡單疊加方式無法保證巷道圍巖穩定性，主要是由于巷道埋深大、地應力水平高、圍巖強度低和自穩能力差、支護設計不合理、施工質量差等因素造成的。

(2)原支護所采用的支護方式僅將幾種支護體進行簡單疊加，未考慮支護體的支護機理及結構上的耦合作用，導致巷道變形破壞嚴重。通過錨梁網索與注漿錨索耦合支護技術的應用，巷道頂板離層、兩幫移近量和底鼓量大幅減小，巷道維護狀況顯著改善，效益顯著，解決了支護問題。

(3)采用錨梁網索與注漿錨索耦合支護，使初噴、初始支護、補強支護和注漿加固支護的整個支護過程實現有機耦合，形成有層次的、完整的及時耦合強化體，整個支護體的每個階段都能夠在適度讓壓變形后得到強化，在讓抗結合的過程中達到巷道的有效控制和穩定，極大地提高支護結構的整體性和圍巖的自身承載能力。

(4)從-655 m水平南大巷返修巷道支護效果可以看出，該支護技術方案技術路線合理，成功地解決了鶴煤八礦深部軟巖應力集中帶巷道圍巖穩定控制和支護技術難題，是一種非常好的主動支護形式，為礦井深部應力集中區域軟巖巷道的治理提供了一條行之有效的技術途徑，可以較好地解決深部軟巖巷道的支護問題。 同時也為其他軟巖巷道或硐室的支護設計與施工提供了理論依據和實踐參考。