建新煤礦軟巖巷道變形特性及支護技術研究

胡圣輝

（豐城礦務局，江西 豐城331141）

深井軟巖巷道的變形控制是世界礦業界和巖石力學界所遇到的難題之一，也是目前國內外都非常關注的工程問題。隨著我國經濟的快速發展，對資源開發的需求將進一步擴大，目前煤礦開采正每年以10～25m的速度向深部擴展。隨著開采深度的增加，地質條件越來越復雜，越來越顯現出軟巖的特征。近些年在巷道支護方面開展廣泛的研究，已取得了十分可喜的成果，但軟巖巷道的有效支護仍然是煤礦巷道支護的薄弱環節，也是目前國內外尚需解決的技術難題，因而開展深井巷道軟巖巷道的變形分析和支護技術研究具有非常重要的意義。

1 礦區地質概況

1.1 煤層賦存情況

建新煤礦在豐城礦區西北，位于曲江～石上向斜的北翼，為單斜構造。主要含煤地層為二疊系上統龍潭組王潘里段和老山段。王潘里段地層的平均厚度為89.59m，含煤層可達16層，自下而上編號：C8～C23煤層，其中C23、C18、C8煤層為大部開采或局部可采煤層，可采厚度2.67 m，該層段含可采煤層系數2.98%。老山下亞段地層平均厚度為112.51m，該層段含可采煤層系數2.24%，含煤層1～3層，自下而上編號為B3、B4、B5煤層，其中B4煤層為建新煤礦的主采煤層，可采平均厚度2.52m。

1.2 工程地質條件

（1）頂板

①偽頂：炭質粉砂巖或炭質泥巖，一般厚度為0～0.4 m，平均厚度為0.2m，呈西薄東厚的趨勢，井筒以西有時煤層與直接頂接觸，以東局部增厚達0.6～1.2m。

②直接頂：為深灰色的砂質粉砂巖～粗粉砂巖，厚度在6～8m左右，局部達10m。下部有時為炭質泥巖，中下部夾一層3m左右極薄層理的含細砂巖條帶的砂質泥巖，在正常情況下巖芯呈柱狀，抗壓強度為11.70～26.40 MPa，抗拉強度為0.74～1.20MPa，抗剪強度為2.10～5.80MPa。在西部井田邊界附近，常有插入煤層的現象，普氏硬度為1.5～2.4。

③老頂：為灰、淺灰色的石英細砂巖，厚度在3～5m之間，抗壓強度為205.8MPa，抗拉強度為0.35MPa，抗剪強度為21MPa。普氏硬度為5～8，內摩擦角81°～87°。老頂砂巖含裂隙水，在小斷層和裂隙發育處常沿裂隙導入工作面，水量最大達3～5m3／h，隨時間推移漸小直至消失。

（2）底板

①偽底：深灰色泥質泥巖或粘土巖，厚度在0～0.3m之間，平均厚度為0.10m，西薄東厚，分布不均勻。

②直接底：淺灰、灰褐色粘土質泥巖或粘土巖，向下過渡到粉砂巖及細砂巖，厚度在2.5～3.6m左右，遇水具膨脹性。因圍巖壓力的影響，容易發生底鼓變形

2 巷道圍巖力學性能及分類

試驗采用100t電液伺服試驗機對試件進行加載。該儀器最大加載荷載為100t，加載方式采用位移控制加載，加載速率為1mm／s。正式加載前，試件先要進行物理對中和幾何對中，對中方法是預加承載力計算值的15%，校正試件和儀器儀表使其對中后卸載。隔數分鐘后，正式分級加載，以每級加載承載力估計值的10%分級加載，待讀數穩定后再讀取數據。當加至80%～90%最大荷載后，級差減半，即減少到承載力估計值的5%，繼續緩慢連續加載，直至試件破壞。

圍巖力學性能測試結果見表1、圖1。

表1 圍巖力學性能測試結果

通過對建新煤礦的圍巖性能實驗研究，參照巷道圍巖分類方法，在綜合考慮圍巖堅硬完整程度、結構面及其充填物性質、巷道橫斷面上的原巖應力分布及無支護情況下圍巖自穩時間等情況下，經過綜合分析評判，認為建新煤礦的巷道圍巖屬于Ⅲ類。

3 巷道圍巖變形測試

3.1 測點布置

經過對整個礦區的巷道變形觀察，發現7＃進風巷道變形最為嚴重，所以在該巷道布置了10個測點。7＃進風位置見圖2。

3.2 巷道變形測試結果

在不同的時間對巷道進行了三次變形監測，其結果見表2、表3、表4。

圖1 巖石力學性能測試曲線

圖2 7＃進風位置

表2 測量結果1

表3 測量結果2

表4 測量結果3

3.3 測試結果分析

（1）該巷道的變形非常嚴重，最大的變形量達0.8m。巷道的拱高、腰線、底線方面均有嚴重的變形。

（2）通過三次對變形巷道的測試，發現巷道的變形已基本穩定，只有少數測點的變形有繼續擴展的趨勢。

（3）從巷道的變形情況來看，現有的支護措施基本不能滿足保持圍巖穩定性的要求，很多U型支架出現了相當嚴重的變形。

4 深井軟巖巷道變形的理論分析

4.1 力學模型

當開采深度大于20倍的巷道半徑時，可將巷道簡化為圓形。巷道變形的理論計算模型見圖3。

4.2 基本方程

再加上相應的邊界條件，就能計算出巷道變形的彈塑性解。

圖3 巷道變形的理論計算模型

4.3 圍巖變形的彈塑性解

圍巖表面變形：

破裂區半徑：

巷道圍巖變形分區見圖4。

圖4 巷道圍巖變形分區

4.4 巷道圍巖表面變形影響因素分析

（1）開采深度的影響。隨著巷道埋置深度的增加，圍巖的原巖應力增大，巷道圍巖表面變形也增大。

（2）巖石力學性質的影響。在開采深度、巖體殘余強度和應變軟化程度等條件一定時，巷道圍巖破裂區厚度隨巖體單向極限強度增大而減小。巷道圍巖破裂區厚度隨殘余強度的減小巖石的應變軟化程度越大，巷道圍巖破裂區的厚度越大，巷首變形越嚴重，反之，則越小。

（3）支護的影響。及時支護能對圍巖破裂區的形成產生影響，從而在一定程度上減小圍巖破裂范圍。

（4）采動的影響。開采相當于使巷道的埋深（開采深度）成倍增加，因而使圍巖破裂范圍明顯增大。

5 模擬結果分析

1）錨桿長度對巷道表面變形影響較大。錨桿越長，巷道表面變形越小，所以我們在巷道中要選擇較長錨桿，尤其對于深井巷道，原巖應力較大，更應該選擇長錨桿，或使用錨索支護。

2）計算結果表明，隨錨桿密度增加，巷道表面變形減小；原巖應力較小時，錨桿密度不同，圍巖變形相差并不明顯，原巖應力越大，錨桿對圍巖變形控制作用越顯著。但并不是錨桿布置越密越好，綜合經濟性、巖性和巷道埋深，存在合理錨桿密度使支護效果最佳。

3）巷道內壁噴層襯砌能改變巷道內壁的應力應變分布狀態，減小巷道的變形，對于地質條件較差的巷道更應該采用噴層，保持圍巖內壁的整體性。

6 深井軟巖巷道的支護方案

6.1 支護方式

（1）頂板、兩幫：錨桿（或＋錨索）＋金屬網＋噴漿。

（2）底板不支護。

6.2 支護方案及參數

依據此前理論分析及數值模擬的結果，得到巷道支護方案及參數。

（1）錨桿：頂板、幫部采用直徑20mm、長度240mm的左旋無縱筋HRB400螺紋鋼高強預應力錨桿，配與金屬網聯合支護，錨桿間排距為700mm×700mm。安裝預緊力矩≤150N.m，預緊力≤50kN，錨固力≤120kN。巷道兩幫兩距巷道底板300mm的底角錨桿俯角為30°，其余幫錨桿均水平布置。錨桿均采用全長錨固，樹脂藥卷采用K2360。

（2）錨桿托板：錨桿托板采用厚8mm鋼板加工成碟形墩窩托板，規格為長×寬×厚＝150mm×150mm×8 mm。

（3）金屬網：采用直徑6mm鋼筋焊制，規格為長×寬＝1100mm×1100mm，網孔規格為100mm×100mm。

（4）噴漿：采用噴射標號為C20的混凝土漿，噴厚為100mm。

（5）異常地段支護：異常地段加用錨索和棚架支護或聯合支護方式。錨索采用1×7×15.24（7股直徑5mm）的高強度鋼絞線，低松弛級，強度級別為1860MPa，最低拉斷荷載為260.7kN，長度為8.5m。錨索五花布置，中間一排錨索沿巷中布置，另外兩排距巷中兩側各1200 mm，每排錨索間距為2200mm。每根錨索選用1只K2360和2只Z2360低稠度樹脂做錨固劑。托板使用300mm長18＃槽鋼，鋼墊板規格為100mm×100mm×100mm。鎖具采用錨索專用鎖具，型號為MK－15。

7 結語

1）通過現場取芯和巖石力學性能實驗，該類巖石為較完整軟弱巖石，塊狀較軟弱、軟弱巖石，破碎巖石。層間膠結差，易風化剝落；結構面發育，以構造裂隙、卸荷風化裂隙為主，貫通性好，多數張開、夾泥，夾泥厚度一般大于結構面起伏高度，咬合力弱，構成較多不穩定塊體。建新煤礦的圍巖單軸抗壓強度較低，實驗結果大多數為26MPa左右。

2）某些巷道變形嚴重，尤其是7＃進風巷道。該巷道拱高2.6m左右的直墻巷道，其最大變量達0.8m，礦壓較大，巷道支護變形較大。但通過三次測量，發現巷道的變形已基本穩定。

3）利用彈塑性理論，推導得到了巷道圍巖變形的半徑的彈塑性解，并通過理論分析，得出圍巖變形的影響因素。理論表明，影響巷道圍巖表面變形的因素有開采深度、圍巖巖石力學性能、支護反力、環境擾動以及巷道斷面形狀及尺寸等影響。深井軟弱圍巖顯現為顯著變形，必須加強支護以及采用注漿法改變圍巖性質以保持圍巖穩定。

4）采用數值計算的方法，研究分析了錨桿長度、錨桿密度以及內壁噴層等因素對巷道變形的影響。計算表明：錨桿越長、越密，以及有內壁噴層均能使巷道受力均勻，降低巷道變形。對于深井軟巖巷道，支護時應布置密度較大的長錨桿，或者采用錨索。

5）綜合分析建新煤礦的變形特點和巖石力學性能，建議建新礦采用錨＋網＋噴＋注漿支護方式，參數為錨桿長度2400mm，錨桿密度2根／m2。構造帶、破碎帶等特殊地段采用錨索加固，錨索長度取8500mm，錨索間距為2200 m。或采用聯合支護，聯合支護方式為：工作面前方超前注漿錨桿＋“掌子面網噴＋支架＋高預應力超高強錨桿”一次支護＋滯后掌子面80～100m的錨索二次支護＋滯后掌子面200m的注漿補強加固。由于現場實際情況的復雜性，上述支護參數均需以現場支護效果加以修正。