軌道巷軟弱圍巖變形控制研究

李 鑫

（陽泉煤業集團平定裕泰煤業有限公司， 山西 陽泉 045000）

引言

近年來隨著煤礦產業的持續發展和煤炭資源的不斷開采，煤礦逐漸進入深部回采階段，而深部圍巖由于受到高地應力的影響，自身強度相對較低且應力狀態十分復雜，導致深部回采中的巷道支護成為制約礦井生產安全的關鍵要素。鑒于此，開展針對性探究，研究高效且有針對性的深部軟巖巷道支護技術對于推動礦井產業的持續發展意義重大。

1 工程概述

陽泉煤業集團平定裕泰煤業有限公司西翼軌道大巷設計埋深超過700 m，巷道斷面為直墻半圓拱形，斷面凈尺寸為4 800 mm×4 100 mm。整個巷道為穿層全巖巷道，巖性以粉砂巖、砂質泥巖和泥巖為主。巷道初始支護設計方案采用普通錨網噴支護工藝，錨桿選用長2 200 mm，直徑20 mm的等強度螺紋鋼錨桿，每根錨桿末端使用MSK2370型樹脂錨固劑固定，以800 mm×800 mm的間排距進行布設；錨索選用長6 000 mm，直徑17.8 mm的鋼絞絲，末端使用三塊MSK2350型樹脂錨固劑進行固定，相鄰錨索使用12號工字鋼充當錨索梁，以2 000 mm×1 600 mm的間排距進行布設；混凝土噴涂厚度為100mm，錨桿、錨索設計預應力分別為70kN和100kN。初始支護方案如圖1所示。但在巷道穿越泥巖層位時，原有支護措施失效，導致巷道出現劇烈的變形破壞，對井下安全造成嚴重影響[1]。

2 深部軟巖巷道變形機理分析

為實現對深部軟巖巷道變形機理的有效分析，為更加合理支護方案的提出提供依據，采用數值模擬手段對XX礦西翼軌道大巷圍巖的變形失穩過程進行研究[2-3]。數值模擬中選擇巷道所在巖層沿線和垂直應力作為變量，設計多個對比方案，開展對比分析。

圖1 初始支護方案示意圖（單位：mm）

2.1 模型構建

依據陽泉煤業集團平定裕泰煤業有限公司西翼軌道大巷實際地質狀況，采用庫倫—摩爾準則構建相應的三維計算模型，各地層材料物理學參數結合實際鉆探結果進行設定，整個模型尺寸為40m×1.6 m×40 m，巷道推薦方向以Z軸方向為正方向，模型兩側施加水平約束，底部邊界施加固定約束[4]。如圖2所示即為所構建數值模擬模型，圖中x，y，z分別代表三維坐標軸的不同方向。

圖2 數值模擬模型示意圖

2.2 數值模擬結果分析

將不同模擬解算結果依照頂板下沉、巷幫移近和底鼓進行分類統計，生成的曲線如下頁圖3所示。

圖3 數值模擬結果統計分析曲線示意圖

通過對圖中數值模擬結果的分析不難發現，XX礦西翼軌道大巷變形破壞的主要誘因為泥巖強度不足和地應力偏高。通過對比圖3中的曲線可以發現，當垂直應力介于10～15 MPa之間時，泥巖與砂質泥巖的變形速率呈現出驟增的態勢，這表明軌道大巷在垂直應力達到13.5 MPa時，便達到泥巖和砂質泥巖的軟化臨界值[5]。隨著巷道的開挖會導致圍巖中應力的重新分布，進而在巷道周圍產生應力集中現象，使得淺部泥巖在過臨界載荷的影響下發生碎脹變形并表現出軟巖流變特性。同時隨著圍巖裂隙向深部的持續拓展，塑性破壞范圍會持續增大使得圍巖進入“軟化-破壞”的非良性循環中。此外，在巷道頂板淋水區域內，圍巖在地下水滲透影響下，自身強度進一步降低，使得圍巖變形破壞現象進一步加重。鑒于此，必須在提高圍巖力學特性的同時對圍巖裂隙的拓展予以有效抑制，進而實現對軟巖巷道的有效控制[6-7]。

3 支護控制措施分析

結合井下實際支護需求和相關支護理念，提出“錨網索噴+注漿”的聯合支護工藝，其主要參數選擇如下：

3.1 初次錨網索噴支護

錨桿：巷道全斷面選用長2 400 mm，直徑20 mm的無縱筋高強度錨桿，錨桿布設間排距為1 000 mm×1 000 mm，每根錨桿使用2塊MSK2370型樹脂錨固劑進行錨固。

錨索：巷道幫部以上選用長8 000 mm，直徑17.8 mm的鋼絞絲；幫部選用長3 500 mm，直徑17.8 mm的鋼絞絲，錨索布設排間距為2 000 mm×2 000 mm。相鄰的錨索使用14號槽鋼充當錨索梁進行連接，布設時沿巷道中心線交錯邁步布設。

噴混凝土：使用標號為R42.5的硅酸鹽水泥進行噴設，混凝土強度等級不小于C20，噴層厚度為100 m。

金屬網：選用5號鋼筋焊接而成，網格尺寸為100 mm×100 mm，單片網格規格為2 000 mm×1 000 mm。

底鼓處置：使用25號U型鋼制作反底拱梁，并使用長2 400 mm，直徑20 mm的高強度錨桿穿過反底拱梁預留孔后，錨緊反底拱梁。反底拱梁布設間距為1 000 mm，上面澆筑厚600 mm的C30混凝土。

3.2 錨注加固支護

選用MLX50-27型中控螺旋注漿錨桿，錨桿長3 000 mm，直徑27 mm，布設間排距為1 000 mm×1 000 mm，同初次支護錨桿間隔布設。注漿時機應當結合軌道巷泥巖層變形破壞特征進行確定，通常為巷道開挖后15～20 d。最終支護斷面示意圖如圖4所示。

圖4 最終支護斷面示意圖（單位：mm）

4 支護效果分析

為對支護效果的合理性進行檢測，對巷道頂板下沉量、兩幫累積移近量和底鼓量進行監測，巷道內共布設監測站5個，每個間隔50 m，監測結果如圖5所示。

圖5 監測結果示意圖

由圖5分析可知，監測期間圍巖最終變形量與變形速率均值均不大，只有初始支護方案的1/3，其中頂部下沉量最大值為245 mm，巷幫移近量和底鼓量最大值分別為210 mm和102 mm。其相對應的變形速率均值分別為2.57mm/d、2.35mm/d和1.17mm/d。這表明所采用的新型支護方式對深部軟弱圍巖的變形實現了有效控制，提升了圍巖強度和整體性，對井下生產作業的安全開展提供了堅實保障。

5 結語

深部開采是煤礦行業發展的必然趨勢，實現對深部軟弱巖層巷道的有效支護，是確保井下生產作業安全的關鍵前提。礦井管理者應當充分重視這一問題，組織專業力量，充分結合礦井生產實際，探尋具有針對性的深部軟弱巖巷控制工藝，從而為整個礦井綜合效益的提升提供保障。