深部高應力軟巖巷道圍巖控制技術研究

汪 超，陳朋磊

(1.河南能源化工集團 永煤公司車集煤礦，河南 永城 476600； 2.河南省煤炭科學研究院有限公司，河南 鄭州 450001)

深部煤炭開采過程中巷道穩定性維護始終是一個難題，有其與淺部開采完全不同的礦壓特征和規律。深部區別于淺部的最大之處，目前普遍認為是“三高與時間效應”，即深部巖體處于地應力高、溫度高、滲透壓高以及較強的時間效應[1-5]。正是由于“三高與時間效應”，使深部巖體的組織結構、基本行為特征和工程響應均發生根本性變化，也是導致深部開采中災變事故出現多發性和突發性的根本原因所在。目前，車集煤礦已明顯暴露出深部巷道特別是軟弱巖石巷道前掘后修、開挖后不到3個月就大變形、難以維護的特點。軟巖巷道的持續變形和不穩定，不僅影響了巷道施工進度，也造成了人力、物力的大量浪費和損耗，嚴重影響和制約了礦井的安全高效生產[6-10]。因此，針對這一難題進行研究，分析礦井深部軟巖巷道變形的主要影響因素及機理，提出適合礦井深部軟巖巷道的穩定性維護方案和技術措施，有效解決礦井深部軟巖巷道支護難題，為礦井煤炭安全高效開采提供技術支撐，具有重要的現實意義和理論價值。

1 原有巷道破壞現狀

車集煤礦深部軟巖巷道變形破壞的現場調研情況，研究巷道為28采區軌道下山膠帶下山、23延伸采區軌道下山、34采區膠帶下山，變形破壞情況：①掘進面巖性好，巖石為堅硬砂巖，層狀結構；②掘進以來就出現較劇烈變形和破壞，部分地段拉底；③巷道噴射混凝土后開裂、掉渣，超挖處噴層較厚、保養困難；④交叉點應力集中，底鼓較嚴重；⑤半年后兩幫明顯內移，漿皮開裂嚴重，架棚返修。深部巷道變形破壞實照如圖1所示。

圖1 深部巷道變形破壞實照Fig.1 Real photo of deformation and failure of deep roadway

2 全斷面分階段支讓協同控制技術體系

2.1 高應力大變形巷道初次強支讓壓技術

深部巷道支護的關鍵是支護系統如何去適應巷道圍巖的大變形。要求支護系統在不被破壞情況下，能夠充分地釋放圍巖的膨脹能或其他非線性能量；應能最大限度地保護圍巖的承載能力不被破壞，要求支護系統具備高阻讓壓的特性，即強調圍巖地質條件和錨網索支護系統的適應性，恰到好處地及時限制圍巖發生有害的變形損傷，做到強化支護和適度讓壓的統一。

2.1.1 巷道圍巖與錨網支護的變形耦合

巷道圍巖與錨索變形耦合模型如圖2所示。

圖2 巷道圍巖與錨索變形耦合模型Fig.2 Deformation coupling model of roadway surrounding rock and anchor cable

2.1.2 高強讓壓錨索支護技術

錨索讓壓管耦合裝置的裝配與讓壓效果如圖3所示。

圖3 錨索讓壓管耦合裝置的裝配與讓壓效果Fig.3 Assembly and pressure relief effect of anchor cable pressure relief tube coupling device

2.2 高應力巷道底板卸壓技術

頂幫采用錨桿錨索聯合支護，底板采取以下措施進行支護：①底板布置2根注漿錨桿。②巷道中部沿走向開挖卸壓槽。分別對寬300、500 mm，深1、2、3 m六種尺寸的卸壓槽進行模擬比較。采取固定卸壓槽寬度b，分別對不同深度h進行模擬，然后綜合擇優選取最理想的卸壓槽。

圖4 卸壓槽寬度為300 mm，深1、2、3 m模擬結果Fig.4 Pressure relief groove is 300 mm wide and deep 1，2，3 m simulation results

圖5 卸壓槽寬度為500 mm，深1、2、3 m模擬結果Fig.5 Pressure relief groove is 500 mm wide and deep 1，2，3 m simulation results

開挖不同尺寸卸壓槽圍巖位移量見表1。從位移圖和表中可以看出，巷道底板開挖卸壓槽后，圍巖變形明顯變小，尤其是底鼓量有了很大的改變，但是隨卸壓槽深度的增加，底鼓量減小的同時頂幫變形量相對有所增加，這是由于卸壓槽的開挖導致了變形趨勢向卸壓槽空間轉移，也就是補償，隨之帶來了頂幫得變形量相對隨深度增加而增加，但是較之底板未進行處理的情況下已經有了很大的改善。與同深度不同寬度的卸壓槽相比，有了很大的補償空間，故圍巖變形也相對減小。

表1 開挖不同尺寸卸壓槽圍巖位移量Tab.1 Excavation of different sizes of pressure relief groove surrounding rock displacement

綜上所述，根據模擬得出卸壓槽尺寸為寬500 mm，深2 m。但考慮現場施工爆破控制與方便耙矸機出矸，提高施工的安全性和便捷性，卸壓槽尺寸宜為寬1 m，深2 m。

2.3 巷道二次強支強注穩定成巷技術

2.3.1 頂幫高剛度錨索加固技術

采用φ18.9 mm甚至φ21.6 mm的高強鋼絞線錨索，配400 mm×400 mm×16 mm大鐵托盤，或者配16號槽鋼梁組合施工。

2.3.2 U型棚及全封閉馬蹄形剛性支架支護技術

目前采用既讓壓又限制變形的帶有限位裝置的全封閉馬蹄形U型棚支護技術，在大變形劇烈底鼓軟巖巷道得到了一定應用，也取得了一定效果。每節之間搭接500 mm，搭接處用2副卡纜固定。卡纜可采用單槽板、或雙槽板卡纜，槽板厚20 mm、卡纜螺桿為M27。限位塊為70 mm長度的U型鋼短節。

2.3.3 混雜纖維混凝土濕噴技術

采深的增加，礦壓顯現強烈，巷道表面混凝土噴層受到圍巖的應力較大，導致深部巷道表面漿皮開裂及脫落嚴重。混凝土噴層與圍巖結合不牢和噴層干縮性導致噴層處于受拉狀態，巷道周圍各點切線的法向拉應力大于混凝土的抗拉強度時，噴層就會產生斷裂，噴層斷裂使混凝土噴層裂隙縱橫交錯，導致噴層局部形成獨立塊，當噴層附著力較弱時就會產生剝落，這一方面是因為施工中沖洗巖面不干凈形成墻皮，另一方面是采用的干噴工藝的缺陷導致噴層之間黏結力較弱。

2.3.4 底板錨注加固技術

開挖底板卸壓槽等技術對巷道圍巖進行一次應力調整，將巷道圍巖承受的支撐壓力峰值向深部巖層傳遞后，通過注漿封閉密實底板巖層裂隙，提高底板巖層的各項力學性能，為錨索加固提供有力的著力基礎；施工長度大于產生底鼓巖層深度的錨索，將底板巖層的高應力傳遞到深部，提高底板巖層承載結構的厚度，提高底板巖層的整體承載性能，與已經加固的幫頂圍巖形成強度協調統一的承載結構，促使巷道圍巖由二向受力狀態向三向受力狀態轉變，有利于維護巷道圍巖的長期穩定。

2.4 全斷面分階段支讓協同控制技術體系

在深井軟巖高水平應力圍巖條件下巷道，頂幫均采用讓壓長錨索加長錨桿，鋼笆網護頂護幫不同的支護方式，同一支護方式的不同施工要求，不同支護方式的不同施工組合，對圍巖的支護效果是不一樣的。全斷面分階段支讓協同控制技術體系如圖6所示。

圖6 全斷面分階段支讓協同控制技術體系Fig.6 Full-section，phased，coordinated control technology system

3 工業性試驗

3.1 試驗巷道地質條件

車集煤礦28采區軌道下山掘進目的是為形成28采區的運輸生產系統，滿足28采區掘進及回采時的進風、提升及行人等服務(圖7)。設計長度為738.59 m。服務年限約41年。28采區位于26采區下部二2煤層底板標高在-810～-1 060 m，在11～15勘探線，西部淺部以F5正斷層為界，深部以DF024和DF025正斷層為界，東部以DF082斷層煤柱為界，上部與26采區為鄰，下部至井田邊界。自然災害主要受斷層、煤層底板灰巖裂隙承壓水的威脅，導致發生突水，影響安全生產。

圖7 28采區軌道下山及28采區二聯巷平面布置Fig.7 Mining area track downhill and 28 mining area two joint road layout

3.2 支護方案及具體參數

巷道斷面形狀為斜墻半圓拱，巷道拱基線凈寬5.0 m，墻高1.4 m，拱高2.5 m，斷面面積為16.8 m2，具體支護如圖8所示。

圖8 巷道錨架+幫頂注漿加固+底板卸壓槽+底板錨注加固布置Fig.8 Roadway anchor frame + top grouting reinforcement + floor pressure relief groove + floor anchor grouting reinforcement arrangement

3.3 現場試驗礦壓觀測

巷道頂、底板，兩幫相對移近量的監測采用測槍、測桿或頂板動態儀等每隔50 m布置1個測站，共4個測站，定期觀測，對觀測數據進行整理和總結。主要包括兩幫移近和頂底移近，對4個測站的觀測數據進行處理，得出相應圍巖變形量曲線，如圖9所示。

圖9 巷道圍巖變形量曲線Fig.9 Deformation curve of surrounding rock of roadway

巷道表面位移是反映巷道圍巖穩定狀況的綜合指標。巷道在成巷后的10 d以內，巷道圍巖整體收斂量較大，巷道表面位移增大較快；15 d以后，圍巖移近速度變慢，巷道表面位移緩慢增加，圍巖進入穩定狀態，但巷道仍保持較小的變形速度，主要是由于軟巖的流變特性。根據近半年的礦壓觀測顯示，巷道右幫變形量大于左幫變形量，28采區膠帶下山及28采區二聯巷與巷道間距較小，受臨近巷道影響，巷道圍巖穩定性較差。同時，巷道底鼓量較大，底板支護強度相對幫頂較小，巷道圍巖承受的應力以巷道底鼓的形式得到釋放。總體來說，試驗段巷道最大底鼓量接近50 mm，兩幫移近量最大80 mm左右，頂板下沉量最大約30 mm，巷道圍巖的維護情況較好，整體大變形得到了有效控制。

3.4 實際效果和經濟效益分析

3.4.1 巷道維護實際效果

工業性試驗在28采區軌道下山進行，自28采區二聯巷向下先后施工巷道200 m左右。巷道基本采用強支護加讓壓、卸壓并存的支護方式，巷道整體支護效果如圖10所示。

圖10 28采區軌道下山支護效果Fig.10 Supporting effect of track downhill in 28 mining area

形成鮮明對比的是，28采區軌道下山及膠帶下山原來已掘進巷道的破壞情況：巷道變形嚴重，膠帶巷成巷8個月左右，設計斷面4.6 m，現只有3.8～4.0 m，兩幫內移較大，頂幫有大量的漿皮掉落，其主要原因是巷道的走向與最大地應力斜交，巷道的初期支護強度太小，也沒有適當的讓壓、卸壓手段。最后生產及安全都無法得到保證，不得不進行返修，增加了支護費用及工人勞動量。

3.4.2 技術經濟效益分析

(1)支護成本與人工成本。選取與28采區軌道原支護設計方案基本相同，且與該巷道臨近的28采區膠帶下山作為比較對象。因爆破材料、設備維護及運輸費用等在不同支護設計中的區別較小，故在此僅對支護成本和人工費用進行比較。

以28采區軌道下山試驗段施工為例，按在冊施工人員36人，人均月平均工資5 000元，月進尺40 m計，每米人工費用為4 500元。綜上所述，采用新支護方案，28采區軌道下山的支護與人工成本合計19 922.27元。按在冊施工人員36人，人均月平均工資5 000元，月進尺60 m計，每米人工費用為3 000元。采用原支護方案的28采區膠帶下山成巷后3個月即出現較大變形，底鼓量600 mm以上，原設計4.6 m寬巷道兩幫移近量均達1 m以上，部分地段斷面收縮率達50%以上，6個月后巷道變形已嚴重影響安全生產，不得不對后巷進行巷修施工。按在冊施工人員18人，人均月平均工資5 000元，月進尺為50 m，每米巷修人工費用為1 800元。28采區膠帶下山施工和后期巷修投入支護和人工成本共計21 248.37元。

(2)技術經濟效果分析。新支護方案較原有支護方案在支護和人工成本有大幅度的提高，但整體來看，新支護方案能夠較好地維護巷道圍巖的穩定，而在在原方案的支護下短時間內巷道就必須進行大規模的巷修施工，其綜合成本高達21 248.37元，較新支護方案每米支護和人工成本高出1 326.1元。比較2種支護方案，新支護方案月進尺為40 m，而原支護方案綜合巷修后，月進尺僅為28 m。綜合上述，新支護方案極大地強化了圍巖支護結構，維護了巷道圍巖的穩定性，大幅減少了巷道后期維護次數和維護成本，達到了預期支護效果；雖然單次支護成本增加很多，但綜合后期的維護成本，整個巷道的施工維護成本呈較大程度的下降，且較大幅度提高了巷道的綜合進尺水平，極大地降低了工人的勞動強度，節約了人力和物力。同時，新的支護設計方案和支護技術的應用對車集煤礦深部高應力軟巖巷道治理起到了積極范例作用，具有重要的戰略意義。因此，提出的圍巖控制技術和支護方式具有明顯的技術經濟及社會效益，可進一步深化研究和推廣應用。

4 結語

(1)長錨桿、鋼芭網護頂護幫強化支護，通過高預緊力充分調動圍巖的自穩能力，在頂板、兩幫形成了穩定的錨固承載結構，有效抑制圍巖初期變形，對巷道的圍巖變形起到了很好的控制作用；錨索受力狀況良好，載荷增長迅速、及時承載。在此基礎上，又利用底板卸壓槽適當卸壓，不僅使支撐壓力峰值向巷道圍巖深處轉移，使巷道處于應力降低區，還為巷道圍巖變形提供了補償空間，使巷道圍巖變形量減小。最后，及時對幫頂及底板進行封閉注漿密實和錨索加固，極大提高支護系統承載性能。不同的支護方式，同一支護方式的不同施工要求，不同支護方式的不同施工組合，對圍巖的支護效果是不一樣的。在深部軟巖巷道中實行全斷面分階段支讓協同控制技術，采用不同性能的單一支護的組合結構，發揮各自的性能，彌補不足，共同作用，促使圍巖穩定。

(2)現場工業性試驗是在車集煤礦28軌道下山進行的，現場工業性試驗自28采區二聯巷向下，共施工巷道200 m。采取動態加固，有力地控制了深部軟巖巷道變形，巷道整體支護效果良好。