巷道過地質構造冒漏區圍巖控制技術

王 琛 徐自軍 申于甲

（中檢集團公信安全科技有限公司，山東 棗莊 277100）

巷道在掘進過程中破壞了原巖整體穩定性，導致原巖內產生裂隙帶[1]。隨著應力持續作用，裂隙帶貫通，對圍巖產生剪切破壞，降低了原巖承載強度，形成圍巖“松動圈”[2-4]。地層中發育斷層的情況下，斷層對原巖已造成了嚴重破壞。巷道掘進過程中遇到斷層，斷層的形成和巷道的掘進對原巖破壞的雙層疊加，圍巖形成破碎帶，“松動圈”會加大，需要加強支護，才能安全穿過斷層。目前國內外學者致力研究圍巖破碎機理及控制技術，如崔慧鑫在“巷道冒漏區圍巖安全支護技術應用”中提出了縮小支護間排距、增加柔性支護；蘇楠在“特厚煤層巷道冒漏區頂板控制技術”中提到錨索吊棚支護等。但是多數學者研究的破碎、冒漏圍巖控制技術僅局限于傳統錨桿（索）等支護中，未從根本上對圍巖應力消除、應力控制進行分析研究。由于傳統的錨桿（索）支護主要利用錨固劑錨固作用懸吊在支護區圍巖中，通過對桿體安裝承載件并對桿體施加預應力[5]，形成連續穩定的應力梁結構，實現對圍巖支護作用，但是在圍巖“松動圈”中錨桿（索）錨固強度低、支護質量差、支護失效率高，達不到預期支護效果[6]。本文以烏化一礦9106 回風順槽為研究背景，對巷道掘進期間頂板冒漏區采取“人工假頂、架棚、注漿錨索”等聯合支護措施。

1 概述

烏化一礦9206 回風順槽位于8206 采空區下部，東為輔助水平皮帶上山，北為井田邊界，距邊界保護煤柱58.8 m，南為9206 工作面，西為實體煤。

9206 回風順槽掘進長度為800 m，施工斷面寬×高=4.2 m×3.5 m。9206 回風順槽沿9#煤層底板掘進。9#煤厚1.7～2.2 m，平均1.9 m，含夾矸2～3 層，夾矸巖性多為黏土巖、泥巖和碳質泥巖，頂板巖性為灰黑色砂質泥巖，底板為砂質泥巖或砂質黏土巖。頂底板巖性見表1。

表1 9#煤層頂底板巖性表

9206 回風順槽掘進至377 m 處揭露DF12 斷層，斷層落差為1.9 m，傾角為57°。巷道掘進369 m（距斷層8 m）出現冒漏，冒漏帶長度為4.2 m，寬度為3.5 m。冒漏區呈不規則半圓球狀，最大冒漏高度為1.7 m，冒漏巖體以雜亂無章的泥巖、塊狀砂巖為主。冒落區位于斷層上盤。

2 巷道冒漏機理

1）斷層充填物不穩定。DF12 斷層上下盤圍巖穩定性差，受準備巷道掘進影響，斷層區圍巖應力重新分布，導致斷層帶附近圍巖受牽引力影響出現失穩。同時，該斷層主要為拉伸斷層，在斷層上下盤之間存在填充物，主要以不規則小塊泥巖及砂巖為主，膠結穩定差，無法形成連續穩定的承載頂板，在外力作用下很容易發生矸石滑移。

2）集中應力影響。9206 回風順槽在掘進至斷層區時在斷層區內形成集中應力區，集中應力主要以垂直應力為主，應力對斷層兩盤附近煤巖體產生剝離破壞作用。隨著巷道掘進延伸，應力持續作用造成斷層處巖體破碎垮落，并使巷道迎頭巖體產生裂隙區[7]。

3）圍巖“松動圈”影響。通過圍巖窺視孔觀察發現，巷道掘進距斷層20 m 處時圍巖產生裂隙帶，并形成圍巖“松動圈”。當巷道掘進距斷層10 m 處時圍巖“松動圈”范圍達6.7 m，原頂板錨桿錨固段位于“松動圈”內，錨桿支護效果差，無連續穩定的承載梁結構及承載單元[8]。

4）圍巖承載強度低。巷道掘進的9#煤層埋深為650 m，巷道沿煤層底板進行掘進。煤層頂底板主要以泥巖為主，煤層單軸抗壓強度不足15 MPa，煤層以及頂底板巖體在高應力作用下承載強度低，巷道開挖后產生卸壓破壞作用，導致圍巖產生塑性變形[9]。

3 冒漏區圍巖控制技術

3.1 冒漏區圍巖控制

9206 回風順槽掘進至369 m 處頂板出現冒漏，巷道掘進前需對冒漏區圍巖進行控制。冒漏區處理方案為：補打密集組合錨索→冒漏區內補打單錨索→施工人工假頂→注漿填充→架設U29型鋼棚。

1）在距冒漏區10 m 處開始補打密集組合錨索，主要防止受冒漏影響附近圍巖出現牽引垮落。每排3組組合錨索，布置間距為2.0 m，排距為3.0 m，共計補打4 排。每組組合錨索由3 根直徑為21.8 mm 錨索組成，其中2 根長度為8.3 m，1 根長度為10.3 m。托盤采用異型拱形鋼托盤，長度及寬度為0.5 m。

2）冒漏區外圍組合錨索施工完后，將冒漏區下方矸石清理干凈并搭設工作盤，采用錨索鉆機向冒漏區內補打單錨索。錨索長度為5.0 m，直徑為17.8 mm，補打錨索數量以冒漏區范圍大小而定。錨索補打后安裝鋼筋網、托板并預緊。

3）單錨索施工后對冒漏區進行人工假頂施工。首先在冒漏區下方施工4 架錨索吊棚，每架錨索吊棚長度為3.8 m，由工字鋼梁和3 根錨索組成。錨索吊棚垂直巷道走向布置，布置間距為1.5 m，第一架錨索吊棚布置在距冒漏區邊緣0.5 m 處。錨索吊棚施工完后在其上方依次鋪設鋼筋網、風筒布、道木，并對吊棚進行預緊，最后對冒漏區內注射羅克休膨脹劑。如圖1。

圖1 冒漏區人工假頂支護剖面示意圖（mm）

3.2 過冒漏區后圍巖控制

冒漏區控制后巷道繼續掘進，為了防止斷層區頂板再次出現連續冒漏現象，在365～400 m 段頂板采取“超前管棚+注漿錨索棚+U29型鋼棚”聯合支護，如圖2。

圖2 9206 回風順槽斷層區聯合支護示意圖（mm）

3.2.1 超前管棚支護工藝

斷層區頂板巖體抗載荷能力差，承載強度低，通過對工作面頂板施工超前管棚體，形成連續穩定的梁效應結構，從而防止超前應力作用導致頂板破碎、垮落事故發生。

1）超前管棚支護體采用無縫鋼管焊制而成，管棚中部為中空，端頭為削尖實芯結構。管棚支護體長度為3.0 m，外徑為30 mm，內徑為20 mm，削尖實芯長度為0.5 m。鋼管壁均勻布置3 排卸壓小孔，每排布置5 個，卸壓小孔直徑為8 mm。

2）采用手持式鉆機進行管棚支護孔施工。巷道迎頭每排布置15 個孔，孔間距為0.3 m，鉆孔開口位置距巷道設計頂板0.2 m。所有鉆孔以3°仰角布置。

3）鉆孔施工完后安裝管棚支護體，安裝后巷道方可繼續掘進。掘進時托頂施工，每掘進0.8 m在管棚支護體下方施工一排錨桿（索）支護。

3.2.2 注漿錨索棚施工

1）與傳統單錨索支護相比，注漿錨索支護實現了注漿與錨注協同支護，通過注漿對鉆孔壁破裂巖體進行填充、黏接，提高圍巖韌性及抗載荷能力[10]。同時，注漿液能夠使錨索支護體與孔壁巖體膠結為一體，實現錨索全錨支護作用，即縮短了傳統注漿、錨桿（索）施工時間，又提高了錨索應力梁支護作用。

2）注漿錨索長度為8.0 m，直徑為28 mm，采用9 股直徑為7 mm 反麻花鋼絲組成，如圖2（c）。錨索中部安裝一根直徑為14 mm 無縫中空鋼管，鋼管延伸至注漿錨索底端1.5 m 處，注漿錨索底端布置主注漿孔和輔助注漿孔。錨索延展率為16%，屈服強度為650 MPa。

3）梯形棚由2 根圓鋼、9 根螺紋鋼和3 塊托板組成，如圖2（b）所示。圓鋼長度為4.0 m，直徑為20 mm，螺紋鋼長度為0.5 m，直徑為15 mm。圓鋼與螺紋鋼焊接成梯形結構，在梯形架上均勻焊制3 塊托板，托板長度及寬度為0.3 m，托盤中部布置一個直徑為30 mm 錨索支護孔。

4）注漿錨索棚施工工序如下：施工錨索支護鉆孔（孔深為8.0 m，直徑為30 mm）→錨注注漿錨索→安裝梯形棚→注漿施工。注漿材料采用聚氨酯有機化學注漿材料，該材料主要由聚氨酯預聚劑和催化劑等部分組成。注漿錨索棚布置排距為3.0 m。

3.2.3 架棚、噴漿支護

1）DF12 斷層區長度為40 m，斷層區頂板支護后在365～400 m 段安裝U29型鋼棚。鋼棚由棚腿、弧形頂梁、拉桿組成。棚腿及頂梁采用U29型鋼焊制而成，棚腿長度為3.5 m，每節弧形梁長度為2.3 m，每節弧形梁端頭為“L”型弧形結構。2 節頂梁搭接長度為0.2 m，頂梁與棚腿之間搭接長度為0.4 m，搭接處采用雙組卡纜進行預緊。

2）U29型鋼棚布置間距為0.7 m，斷層區共計安裝50 架。鋼棚安裝后保證頂梁與頂板接觸嚴實，如頂板破碎區無法實現頂梁完全接頂時采用水泥背板填充。

3）待所有鋼棚架設完成后從365 m 處開始對巷道表層全覆蓋噴漿施工。噴漿主要作用是利用混凝土凝固后具有剛強度黏結固化作用，可將巷道永久支護與圍巖黏結為一體形成一定厚度的圓拱梁結構，從而共同承載圍巖應力。噴漿混凝土采用水泥、細沙、石墨以1:2:2 混合而成，噴漿厚度為150 mm。

4 實際應用效果分析

9206 回風順槽過斷層區采取聯合支護技術后，從經濟效益、圍巖控制等方面分析了實際取得的應用效果。

4.1 經濟效益

通過對DF12 斷層區采取聯合支護后巷道頂板沿錨桿（索）支護失效現象、圍巖變形、破碎現象得到了明顯控制，避免了巷道二次復修工程量及工程費用，預計可減少失效錨桿（索）補打支護費用、修巷費用、人工費用達24.2 萬元。

4.2 控制了圍巖變形現象

為了對比分析聯合支護圍巖變形情況，在巷道380 m 處布置一個測點，測點頂板上安裝一臺YH-300 型頂板離層儀，兩幫布置紅外位移監測儀，通過30 d 現場觀察，觀察結果如圖3。

圖3 聯合支護后斷層區圍巖變形曲線圖

聯合支護后在0～10 d 范圍內兩幫移進量、頂板下沉量呈直線上升趨勢，頂板下沉量為140 mm，兩幫移進量為175 mm。在10～20 d 范圍內圍巖變形速率降低，20 d 后圍巖變形趨于穩定，頂板最大下沉量為180 mm，兩幫最大移進量為250 mm。

4.3 降低了支護失效率

采取聯合支護前由于圍巖破碎嚴重并形成圍巖“松動圈”，導致頂板錨桿（索）支護失效率達19%。采用聯合支護技術后，控制了圍巖變形、下沉、冒漏現象，控制了圍巖“松動圈”范圍擴大，提高了圍巖承載強度，圍巖內支護失效率降低至3%以下，強化了冒漏區支護質量。

4.4 提高了巷道掘進效率

聯合支護前傳統錨桿（索）支護對斷層區圍巖變形現象控制效果差，巷道每掘進5.0 m 需對后方10 m 范圍內頂板及兩幫圍巖進行修復并二次補強支護，導致巷道掘進效率低。現場觀察發現過冒漏區前期巷道掘進量不足1.8 m/d。采用聯合支護技術后，強化了施工工序，降低了巷道二次修復施工工程量，后期過斷層應力區掘進效率提高至5.4 m/d。

5 結語

通過對9206 回風順槽過DF12 斷層區圍巖采取聯合支護技術后，成功解決了構造應力牽引造成頂板破碎冒漏、圍巖收斂嚴重、圍巖控制難度大、支護效果差等技術難題，有效降低了斷層區圍巖變形量以及支護失效率，為類似地質條件下巷道掘進支護提供了實踐支護依據。