松散煤體巷道礦壓顯現規律及加固技術研究

呂大凱

（山西長平煤業有限公司，山西 高平 048400）

1 工程概況

晉能控股煤業集團長平煤業1#軌道石門布置在3#煤層內，蓋山厚度680～733 m，位于一采區東部，巷道東側為采區保護煤柱，西側為規劃的1#運輸石門，南側與副斜井相接，井下位置詳情如圖1（a）。3#煤層最大厚度6.23 m，煤層結構4.57 m（0.11 m）1.38 m。3#煤層基本頂為砂質泥巖，厚6.13 m，普氏硬度平均4.9，抗壓強度4.90～104.30 MPa，平均48.79 MPa，抗拉強度0.20～5.20 MPa，平均為1.81 MPa；直接頂為泥巖，厚1.90 m，普氏硬度平均3.53，抗壓強度4.30～70.50 MPa，平均35.41 MPa，抗拉強度0.20～1.50 MPa，平均0.84 MPa；直接底為泥巖，厚2.50 m，普氏硬度平均3.5，抗壓強度5.6～77.2 MPa，平均35.34 MPa，抗拉強度0.5～2.2 MPa，平均1.17 MPa；基本底為砂質泥巖，厚3.95 m，普氏硬度平均4.18，抗壓強度23.5～68.8 MPa，平均41.25 MPa，抗拉強度1.1～3.0 MPa，平均1.81 MPa。1#軌道石門沿3#煤層底板布置，巷道頂板及兩幫均為煤體，較松散破碎。設計巷道采用拱形斷面，凈寬、凈高=5.6 m、3.8 m，永久支護方式為“36U型鋼棚+錨桿+噴漿”，鋼棚排距800 mm，錨桿直徑20 mm、長2.4 m。支護詳情如圖1（b）。

圖1 1#軌道石門布置剖面圖

2 巷道圍巖變形特征研究

在1#軌道石門掘進初期對巷道表面變形量進行長時間的監測，測站布置在距開口位置100 m 處。通過為期300 d 的監測，得到巷道圍巖變形規律如圖2。由圖可以看出，巷道頂底板移近及兩幫移近變形具有明顯的時效特性，隨著成巷時間的延長，圍巖收斂量逐漸增大。經過為期300 d 的監測，兩幫收斂變形量881 mm，頂底板收斂變形量310 mm，兩幫變形接近頂底板變形的3 倍。成巷的前30 d 內，兩幫收斂變形量605 mm，頂底板收斂變形量248 mm，圍巖變形已達到總體變形的70%左右。該階段圍巖變形速率較大，波動幅度大，變形速率逐漸減小。在成巷約60 d 時，巷道圍巖變形速率迅速降低，且在60～300 d 期間的圍巖變形量僅占總變形量的15%左右，表明巷道的變形可分為兩個階段，前60 d 的減速大流變階段和60～300 d 的等速緩流變階段。結合現場情況可知，該煤巷具有變形速度快、時間長、變形量大、支護系統破壞較多的特征，現有支護無法有效控制巷道圍巖，急需更為合理高效的圍巖控制方案。

圖2 礦壓監測結果

3 高壓水平旋噴擴孔成樁現場試驗

根據1#軌道石門掘巷初期礦壓顯現特征可知，巷道流變顯現凸顯，采用傳統的架棚、錨噴等手段控制困難，圍巖收斂變形較為嚴重，巷道在未投入使用前需多次返修，嚴重影響生產效率及安全。隨著近年來對于深部軟巖流變特性巷道控制技術的研究發展[1-2]，注漿技術常用于巷道圍巖的改性加強。以提高松散煤體自身物理力學性質為出發點，將注漿作為基本手段，并借鑒巖土工程中成熟的高壓旋噴預注漿技術進行1#軌道石門圍巖的控制。為考察高壓旋噴注漿在松散煤層加固時的可行性，在1#軌道石門已掘段距開口130 m 處進行現場試驗，通過初步試驗觀測松軟煤層中旋噴樁的成樁質量、直徑、滲透加固情況。旋噴工藝主要工序如圖3 所示，先由鉆具在煤幫上鉆出一個近水平的鉆孔，然后將鉆具的鉆頭更換成高壓旋噴頭，將高壓旋噴頭送至鉆孔底部，鉆桿的尾部用高壓管與高壓水泵相連，高壓管放入預制的水泥漿液中，開啟高壓水泵和鉆具，鉆桿不斷緩慢回退，高壓水泥漿由高壓旋噴頭噴出，漿液切削、沖蝕、滲透鉆孔周圍松散煤體，凝固后即為旋噴加固體。現場用鉆頭直徑為123 mm，旋噴后斷面呈現完整圓形，樁體直徑達到420 mm 左右，水泥漿與鉆孔黏結完全，質地堅硬，強度較高，基本滿足預期設計。高壓旋噴預加固松軟煤層技術應用是可行的。

圖3 水平旋噴樁工藝流程圖

4 控制方案設計及可行性分析

4.1 控制方案設計

借鑒新奧法理論的要點[3-4]，設計采用旋噴加固技術為主并輔以“U 型鋼棚+噴砼”的松散煤巷控制技術。采用旋噴樁替代巷道淺部松散煤體，作為支護的主要結構，不僅能夠控制開挖初期的快速流變，也可提高掘巷階段圍巖穩定性，降低冒頂風險。結合1#軌道石門巷道斷面布置及旋噴樁現場試驗結果，設計其支護詳情如圖4。旋噴樁沿巷道軸線方向施工，仰角控制在4°～5°，設計長度18 m，間距300 mm，預計成樁直徑為400 mm，所有旋噴樁施工完成后形成拱棚結構。旋噴水泥漿液采用P.O 425 硅酸鹽水泥，水灰比0.7:1，旋噴壓力25 MPa。掘巷階段每開挖2 m，在巷道表面噴射C20 混凝土，樁間凹陷找平后再噴50 mm 厚，表面噴層固結后進行U36 可縮性棚式支架施工，布置排距2.0 m。

圖4 大流變巷道圍巖控制方案示意圖（mm）

4.2 可行性分析

為進一步驗證大流變煤巷采用高壓水平旋噴樁控制的可行性，借助FLAC3D軟件建立三維數值計算模型，進行原有支護及優化支護條件下的巷道開挖模擬。將旋噴樁區域采取網格加密處理，旋噴樁中部最小網格間距0.1 m。隨著與旋噴樁距離的增大，網格尺寸逐漸增大。模型中煤體本構模型設為前期編制和驗證好的改進型CVISC 流變模型，煤漿固結體的破壞符合摩爾庫倫準則。通過數值模擬研究得到成巷期限為300 d 時巷道圍巖位移分布情況如圖5。在原“U 型鋼棚+錨網”支護條件下，巷道開挖支護完成300 d 后，兩幫圍巖表現為向斜下方向擠出變形的特征，底板出現較為嚴重的底鼓變形，巷道左側幫部、右側幫部表面水平位移分別為587 mm、591 mm，兩幫移近量達到1178 mm，兩幫表面垂直位移達到414 mm，頂板表面垂直位移約350 mm，巷道底板整體底鼓37 mm。原支護條件下圍巖變形較嚴重。采用高壓水平旋噴樁加固后，兩幫圍巖變形形式同樣為向斜下方向擠出，左側幫部、右側幫部表面水平位移分別為231 mm、227 mm，兩幫移近量達到458 mm，相較于原支護降幅達到61.1%，兩幫表面垂直位移最大為231 mm，相較于原支護降幅達到44.2%，底板整體底鼓量約為25 mm，底角處出現輕微的擠出變形。總體而言，支護效果顯著提升，預計可有效控制松散煤巖的大流變破壞。

圖5 原支護及優化支護條件下圍巖位移分布

5 現場監測與穩定性分析

1#軌道石門采用高壓水平旋噴樁支護技術新掘巷段進行礦壓監測，得到其表面變形規律如圖6。新掘段在成巷約20 d 后，巷道表面變形量基本趨于穩定。成巷40 d 后，圍巖整體步入穩定狀態，表面變形量不再變化，左幫變形量為82 mm，右幫62 mm，頂板115 mm，底鼓59 mm，圍巖總體變形很小，巷道流變得到有效控制，支護效果達到預期目標。采用“高壓旋噴樁+U 型鋼棚+噴砼”支護技術可有效控制巷道的大流變破壞。

圖6 優化支護方案新掘段變形規律

6 結語

以長平煤業1#軌道石門掘進施工為背景，通過現場調研、礦壓監測、工業性試驗、數值模擬等手段，進行松散煤體巷道圍巖控制技術研究。礦壓監測結果表明，煤巷具有變形速度快、時間長、變形量大、支護系統破壞較多的特征，現有“U 型鋼棚+錨桿+噴漿”支護無法有效控制巷道圍巖。提出了采用高壓水平旋噴樁進行治理，設計具體的旋噴樁布置方案，通過數值模擬研究確定方案具有可行性，巷道表面變形量顯著減小，成巷約40 d 后圍巖整體穩定，達到了預期的圍巖控制效果。