大埋深向斜軸部泥巖巷道復合支護方式應用研究

董抗抗，宋 道，姚 賀

(河南能源化工集團 永煤公司陳四樓煤礦，河南 永城 476600)

隨著礦井開采年限的增加，采區的深度在逐步加大，致使工作面水文地質條件趨于復雜化、涌水量及圍巖應力也大大增加，并伴隨各種地質構造的影響，導致陳四樓煤礦深部圍巖的支護與控制難度大大增加，巷道后期形變明顯、維護返修量增加明顯，對深部巷道的掘支技術提出了更高的要求。深部巖體開挖后，由三向受力轉變為兩向受力狀態，且深部圍巖原巖應力本身就較大，如支護的強度不夠、永久支護滯后巖體開挖時間久，將導致巷道表面圍巖因承受超出承載能力的壓剪應力而發生持續的形變，并進一步致使開挖體巖體發生塑性變形與坍塌，最終導致巷道周圈巖體出現整體失穩狀況，巷道支護失去對圍巖的約束與加固作用，增加巷道的坍塌風險[1-7]。

陳四樓煤礦九采區1號聯絡巷底板標高-860 m，處于二2煤層頂板的砂質泥巖層位，位于陳四樓向斜軸部附近，臨近落差為0～7 m的XF5斷層，處于高應力場內。若支護方式不合理，易出現錨桿索斷裂、頂板嚴重向巷道內收縮等問題，對安全生產產生較大影響。

1 工程概況

1.1 工程地質條件

陳四樓煤礦九采區發育有陳四樓向斜構造，主采二2煤層隨向斜呈凹狀賦存，二2煤層頂底板巖性如圖1所示。

圖1 二2煤層頂底板巖性Fig.1 Lithology of coal seam roof

九采區1號聯絡巷在九采區軌道下山底車場內開口，南部及東部為已掘的九采區軌道下山底車場。該巷道埋深約900 m，位于陳四樓向斜東翼，全長約46.2 m，斜墻半圓拱形斷面，寬4.48 m，高3.60 m，涌水量為5～20 m3/h。沿二2煤層頂板的砂質泥巖掘進，距二2煤層23.8～40.0 m。砂質泥巖遇水易發生膨脹、破碎，且巖石硬度低，巷道處于劣質圍巖環境。九采區1號聯絡巷布置如圖2所示。

圖2 九采區1號聯絡巷平剖面布置Fig.2 Layout of No.1 connecting roadway in No.9 mining area

1.2 聯絡巷支護概況及破壞原因分析

(1)九采區1號聯絡巷支護概況。九采區1號聯絡巷初始支護方案采用“錨網噴+錨索”支護形式，選用φ22 mm×2 500 mm左旋高強螺紋鋼錨桿，錨桿間排距均為700 mm；選用φ21.6 mm×6 300 mm的錨索加強支護，錨索間排距均為1 400 mm；噴漿厚度為100 mm。九采區軌道下山支護后期巷道發生錨桿斷裂、頂板下沉、兩幫收斂、底板臌起、漿皮開裂脫落嚴重，巷道加固后再次出現錨桿斷裂、漿皮開裂情況。

(2)九采區軌道下山破壞原因分析。①九采區軌道下山底車場位于二2煤層頂板的砂質泥巖層位，受砂巖水的影響，巷道圍巖強度較低[4，8]，致使巷道極易發生變形破壞。②九采區軌道下山底車場埋深約900 m，垂直應力約21.7 MPa，水平應力遠大于垂直應力。且九采區軌道下山底車場位于向斜軸部，而向斜軸部應力更為集中[2，6-11]。在自重應力與構造應力綜合作用下，九采區軌道下山底車場更易發生變形破壞。③九采區軌道下山底車場穿越2條正斷層，斷層附近圍巖破碎、應力集中且伴有圍巖涌水，易造成巷道失穩[8，12]。④在九采區軌道下山底車場變形破壞劇烈處均發生了錨桿、索斷裂現象，頂板下沉、底板鼓起、肩窩及幫部外鼓，表明巷道支護方式不合理[13]。

2 支護方案及施工工藝

2.1 支護方案

針對鄰近的九采區軌道下山底車場巷道支護失效的原因，對九采區1號聯絡巷采取針對性的加強支護方案。采用斜墻半圓拱形斷面，采取先噴后錨、再套U型鋼棚加強支護、最后進行壁后注漿的支護形式[14-20]。

(1)錨網支護方案。巷道全斷面采用15根φ22 mm×2 500 mm高強錨桿支護(屈服強度500 MPa)，并配備長、寬均為200 mm的鐵托盤，間排距為700 mm×800 mm，拱部錨桿錨固力不小于120 kN，幫部錨桿錨固力不小于100 kN[14-16]。

巷道拱部布置3根φ21.6 mm×6 300 mm的錨索，并配備長250 mm、寬250 mm、厚16 mm的鐵托盤，間排距均為1 600 mm。每根錨索錨固力不小于200 kN，預緊力不小于100 kN[13，17]。支護滯后掘進面在10 m范圍內。

巷道頂板、幫部鋪設由φ6 mm鋼筋加工而成、網目為100 mm×100 mm的金屬網片。

(2)套棚支護方案。采用凈寬4.2 m、凈高3.6 m的36U型鋼棚加固。U型棚共3根梁，頂梁長3.75 m，幫梁長3.59 m；每道棚使用鋼板連接板9道、卡纜6副。棚梁搭接450 mm，緊固卡纜3個，棚距800 mm。卡纜螺栓力矩為300～350 N·m[18]。

鋼棚后鋪設由φ6 mm鋼筋加工而成、網目為100 mm×100 mm的金屬網片，使用雙股14號鍍鋅鐵絲按照間距不大于300 mm進行連接，使用半圓木背實。九采區1號聯絡巷支護方案如圖3所示。

圖3 九采區1號聯絡巷支護方案Fig.3 Supporting scheme of No.1 connecting roadway in No.9 mining area

(3)噴漿及壁后注漿支護方案。錨網支護前先初噴封閉圍巖，噴厚20～50 mm；待巷道套棚結束后進行復噴成巷，噴厚以U型鋼棚外露50 mm為準。混凝土的質量配合比為水泥∶砂子∶石子=1∶2∶2，強度等級C20。砂子為中粗砂，細度模數宜大于2.5，含水率為8%～10%。石子粒徑5～15 mm。速凝劑摻入量為水泥質量的2%～5%。

復噴成巷后，進行壁后注漿。注漿孔排距2.4 m、間距2.0 m，每排打設5根注漿管。注漿管采用φ20 mm×2 000 mm鍍鋅鋼管加工而成；漿液水灰比0.8～1.0，注漿壓力在0.8～1.0 MPa。注漿后打探眼檢查注漿質量。注漿時按照自下而上、巷道成巷先后順序從后往前依次注漿[19-20]。九采區1號聯絡巷注漿孔布置如圖4所示。

圖4 九采區1號聯絡巷注漿孔布置斷面Fig.4 Grouting hole layout section of No.1 connecting roadway in No.9 mining area

2.2 施工工藝

光面爆破后首先進行安全檢查確認，然后采用“前探梁+螺母吊環+鋪設金屬網”的形式進行臨時支護。臨時支護完成后拱部初噴施工，初噴結束后施工錨桿、錨索。幫部支護工序同拱部支護。掘進結束后再進行套棚加固，完成復噴。最后進行壁后注漿，采用2ZBQ-11.5/3型煤礦用氣動注漿泵進行注漿加固，對所有注漿管編號，并做好注漿記錄。注漿結束后對注漿情況進行驗收，確保注漿孔不遺漏。注漿結束后打探眼檢查注漿質量。九采區1號聯絡巷施工工藝流程如圖5所示。

圖5 九采區1號聯絡巷施工工藝流程Fig.5 Construction process of No.1 connecting roadway in No.9 mining area

3 工程實施效果

3.1 礦壓觀測方案

為驗證支護方案的實施效果，以1號聯絡巷開口位置為起點，分別在九采區1號聯絡巷5 m、40 m位置安裝表面位移測站，分別命名為KY1、KY2(圖2)。表面位移測站原理如圖6所示。

圖6 表面位移測站原理示意Fig.6 Principle of surface displacement measuring station

測站安裝完成后，按照每隔15 d觀測一次、觀測不少于90 d的要求進行持續觀測，并根據變形情況采取相應的加固措施。

3.2 礦壓觀測結果

根據巷道表面位移測站觀測與記錄，獲得兩測站的巷道變形量數據，繪制巷道變形量隨時間的變化曲線(圖7)。

圖7 九采區1號聯絡巷巷道變形觀測結果Fig.7 Deformation observation results of No.1 connecting roadway in No.9 mining area

從圖7可以看出，巷道拱頂及幫部成巷初期變形稍快，隨后變形量逐漸放緩至趨于穩定。兩處測點巷道變形情況為：90 d內KY1處兩幫變形量最大，變形量均為29 mm；KY2處拱頂、左幫變形量最大，變形量均為40 mm，相對規格為4.48 m×3.60 m的斷面而言，變形量可以忽略。礦壓觀測結果表明，九采區1號聯絡巷采用“錨網索+U型鋼棚+注漿”先噴后錨的支護方案合理有效，滿足圍巖控制要求。

4 結語

陳四樓煤礦九采區1號聯絡巷位于陳四樓向斜軸部附近，臨近一條落差為0～7 m的正斷層，處于大埋深與軟弱泥巖環境，巷道圍巖強度低、極易發生變形。本文以分析工程地質條件為基礎，借鑒以往支護經驗，提出“錨網索+U型鋼棚+注漿”先噴后錨的復合支護方案，有效控制了大埋深向斜軸部附近的九采區1號聯絡巷的變形破壞，取得了理想的支護效果，可為同等條件下的巖巷支護提供借鑒。