軟弱圍巖煤巷變形機理及控制研究

谷恒山

（大同煤礦集團，山西 大同 037000）

同生安平煤業一盤區運輸巷出現嚴重變形失穩情況，頂、底板及兩幫變形量分別達到1255mm 和1236mm，巷道斷面凈面積減小25%以上，已然無法滿足支護要求，嚴重影響運輸巷的安全，有必要對運輸巷圍巖變形量進行補強支護。通過對現場原支護方案下圍巖變形破壞情況的分析，提出“全斷面高強錨注+U 型鋼支架”聯合支護的方法進行圍巖穩定性的控制。

1 工程背景

該礦年設計生產能力90 萬t/a，埋深223m，運輸巷位于一盤區，該巷道服務年限較長，服務于整個盤區，受臨近采動及采空區影響十分明顯，圍巖變形較大。

巷道斷面形狀為半圓拱平頂形斷面，凈寬5000mm，凈高4500mm，原支護采用錨網索噴聯合支護，設計方案如圖1 所示。

圖1 原支護方案

頂、幫采用Ф22mm、2400mm 的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，設計扭矩均為200N?m，間排距為800mm×800mm；錨索采用Ф22mm、6500mm高強低松弛預緊力鋼絞線及配套鎖具，間排距為1200mm×1600mm，預緊力為150kN，每排布置2根；兩幫分別平行頂板錨索布置一根錨索于兩根垂直錨桿中間。

鋼筋網采用Ф6.5mm 鋼筋焊接而成，網孔尺寸為150mm×150mm，規格為2000mm×1800mm，噴漿所用混凝土強度為C20。

2 原支護變形規律及分析

2.1 變形規律

巷道所處層位為泥巖，直接頂為0.7~2.5m 的砂質泥巖，基本頂為15m 厚的粉細砂巖，圍巖性質具有遇水易膨脹變形、風化脫落、承載能力低等特性，頂板易冒落；直接底為厚度2.8m 的砂質泥巖，同樣遇水易膨脹，控制變形具有一定難度。圍巖力學參數如表1 所示。

表1 圍巖力學參數

原支護方案下巷道變形主要表現為：（1）在巷道掘進60d 后，圍巖變形量大，破壞嚴重，頂板下沉量達到581mm，底臌量為674mm，兩幫移近量達到1236mm。（2）頂板出現網兜現象，護表作用無法有效發揮。出現錨桿斷錨、錨具脫落等現象，導致支護構件無法充分發揮支護作用。（3）頂板出現離層以及底板出現嚴重底臌現象。

2.2 變形原因分析

（1）圍巖所處應力場條件復雜。受采掘交替作業影響，運輸巷緊鄰上一工作面采空區，隨下一工作面回采的影響，采空區覆巖重新運動，對該巷道產生較大擾動，因此該巷道在緊鄰采空區側煤柱受力明顯大于實體煤幫受力；同時由于水平應力在該巷道兩側的不均勻性導致頂板受到擠壓產生破碎以及下沉等現象。因此，要保證巷道圍巖在掘進期間的穩定性，就需要保證支護構件保留充分的殘余強度余量。

（2）巷道頂板在高水平應力的作用下，頂板巖梁發生失穩，并且隨埋深增加，失穩的程度越大，在動力擾動作用下，發生沖擊性破壞，由于沖擊載荷通常表現為垂直加載的形式，因此離層現象不可避免。

（3）該巷道屬于典型大斷面巷道，頂板在兩幫跨度較大，頂板中間容易出現局部集中應力，造成頂板彎曲下沉，形成網兜，嚴重時造成冒頂事故；巷道高度的增加，也為兩幫的承載性能增加了難度。因此，如果關鍵部位支護不到位，或者護表面積的不足都會導致圍巖穩定性變差。

（4）錨桿斷錨、錨具脫落等現象經常發生，主要原因在于該巷道兩側受力差異較大，煤柱側緊鄰采空區受力較大，實體煤幫受力相對較小，因此造成頂板泥巖與砂巖出現水平錯動，導致錨桿發生剪切破斷。另外，鋼筋網焊接強度較低，出現金屬網開焊及脫落現象。

（5）支護構件間排距較大，支護強度低是造成圍巖穩定性差的另一原因。支護構件護表面積小，導致預應力擴散效果差，遇到集中應力出現，不能及時擴散至其他構件以分散集中應力，無法形成構件之間的聯動支護效應。

3 支護方案改進

（1）增加支護強度。變普通錨索（桿）為中空注漿錨索（桿），可以實現全長錨固，防止頂底板產生離層，固結破碎巖體，使頂底板形成穩定的一個整體，對兩幫實現全長錨固可以防止兩幫產生位移，控制變形，提高承載能力。

（2）布置U 型鋼支架，圍巖與支架間用背板背實，以提高承載能力，U 型鋼支架能夠有效分散頂板中部出現的應力集中現象，防止離層，同時對于控制兩側圍巖變形具有積極作用。

（3）施加高預緊力，在注漿加固的基礎上，對錨索（桿）等構件施加高預緊力，提高主動支護效果，抵抗圍巖變形。

（4）超挖底板，對底板采用注漿錨索進行支護，每排錨索采用槽鋼進行連接，共同抵抗底板變形。

支護參數如下：

頂板兩側中空注漿錨桿采用Ф25mm、3000mm規格，傾斜30°布置，排距為800mm。底腳注漿錨桿規格同上，傾斜45°布置。每斷面4 根。

頂板注漿錨索采用Ф22mm、6500mm 規格，間排距為1400mm×1400mm，每排之間用槽鋼進行連接；巷道兩側注漿錨索規格同上，布置于兩側每兩排錨桿之間，間距1400mm；底板超挖300mm 布置注漿錨索，間排距為1200mm×1200mm，每排注漿錨索采用槽鋼進行連接，混凝土回填，保證錨索不露頭。每斷面7 根。

U 型鋼支架排距為1200mm，支護穩固后采用噴漿進行處理。具體設計方案如圖2 所示。

圖2 改進后支護方案

4 應用效果

對采用改進后的支護方案進行檢驗，設置斷面監測，觀測圍巖表面變形量情況，如圖3 所示。

圖3 圍巖變形曲線

通過圖3 可以發現，圍巖在初期變形量較大，隨時間推移，變形量趨緩，直至穩定。頂板下沉量最大達到121mm，底臌量最大為143mm，兩幫移近量最大為251mm，分別較原支護方案下降了79.2%、78.8%和79.7%，取得了良好效果。

分析圖3，可得：

（1）由于注漿錨索（桿）的全長錨固，提高了圍巖整體承載能力，巷道在掘進20d 內，圍巖變形呈現快速增加后趨緩直至穩定的特征，至觀測第60d 時，圍巖基本不再發生形變；另外注漿錨索通過槽鋼進行連接，能夠實現應力有效轉移，防止局部應力集中的出現。

（2）U 型鋼支架的布置，結合頂板注漿錨索支護對于頂板巖梁中部發生彎曲變形以及離層均能夠有效控制，對于分散頂板集中應力，并且抵抗圍巖變形，固結破碎頂板，形成整體穩定具有重要作用。

（3）圍巖變形量得到有效控制，說明改進后的技術方案在主動承載能力的發揮上能夠得到有效實施，使得圍巖應力重新分布，圍巖變形趨于平緩。

5 結論

（1）原支護方案下無法有效發揮主動支護的優勢，出現變形速度較快、變形量較大、錨桿斷裂、托盤脫落、網兜等現象。主要在于圍巖所處應力場條件復雜、底板易膨脹變形、圍巖整體承載能力較低、護表面積小以及斷面尺寸較大等原因。

（2）改進后的支護方案提出針對性措施：一方面通過將普通錨索（桿）替換為注漿錨索（桿）實現全長錨固，縮小間排距；另一方面采用U 型鋼支架聯合支護的方法，共同抵抗圍巖變形；最后通過底板布置注漿錨索，有效控制底臌量，實現圍巖變形量的控制。

（3）通過設計全斷面高強錨注+U 型鋼支架聯合支護的方案，現場試驗表明：改進后的支護方案頂板下沉量、底臌量、兩幫移近量分別較原支護方案下降了79.2%、78.8%和79.7%，對于安全生產具有重要意義。