深埋巷道高應力破碎圍巖控制技術研究與應用

文/黃超慧

目前，采深小于600m的煤礦巷道采用合適的支護方式均能有效控制圍巖，但對于采深大于600 m的深井巷道，巷道的掘進與維護存在難度大、安全性差、成本高等問題。面對深井復雜條件下的圍巖控制，普通錨桿支護技術不能滿足煤礦安全生產需要，巷道控制效果不夠理想，嚴重制約了礦井的安全生產。平煤股份四礦為優化礦井生產系統，更好地滿足生產接替需要，根據礦井工程實際，通過采用理論分析，圍巖鉆孔檢查，錨固力試驗，巷道變形監測等綜合手段，探索適合復雜條件下的深井圍巖控制技術，并成功應用于工程實踐，為相似條件下礦區巷道圍巖控制提供了有益借鑒。

一、工程概況

平煤股份四礦戊九下延軌道第一車場為連接戊九采區與戊九下延采區準備巷道，設計服務年限1 5 年，其對應地面標高約為+240～+290m，井下標高約為-540～-550m，該巷道垂深為740～930m，平均835m。戊九下延軌道第一車場的東西兩翼曾布置有兩個回采工作面，截至開工之日，戊9-10-29190回采結束30天左右，戊9-10-29180回采結束50天左右。戊九下延軌道第一車場頂底板以粉砂質泥巖、細砂巖為主，且具有較強的膨脹性。巷道設計施工層位處于戊8煤層頂板上，自南向北與戊8煤層間距逐漸增大，車場南端距戊8煤層間距約2m，車場北端距戊8煤層間距約9m。

戊九下延軌道第一車場設計全長為90m，40m為新掘巷道，50m為原有巷道維修。其中，50m原有巷道支護方式為錨網索噴注聯合支護，受深部高地應力和附近采動影響，巷道第1次局部（長度約25m）挑頂擴幫維修，采用錨網索支護形式；后采用36U5350可縮性拱形金屬支架進行第2次維修，但是維修完工僅2個月后，巷道底鼓、支架變形嚴重，無法滿足通風、軌道運輸和行人等安全生產需要。所以，該巷道維修改造段是圍巖控制技術研究的關鍵區域。

二、巷道圍巖變形破壞特征分析

1.圍巖變形破壞特征

（1）深部巷道地應力水平高，一旦巷道開挖，圍巖即出現破壞。該施工巷道圍巖性質主要以粉砂質泥巖、細砂巖為主，雖然巷道設計施工層位處于戊8煤層直接頂中，圍巖性質相對穩定，但是由于巷道埋深超過800m，且受戊九下延軌道兩翼戊9-10-29190和戊9-10-29180采動影響，所以巷道失修地段（50m）圍巖和支護呈現出工程軟巖巷道的破壞特征較為明顯。

（2）巷道變形出現明顯的非對稱性變形破壞。原巷道采用錨網索噴注聯合支護，第1次維修前，巷道收縮變形后，頂板下沉、底鼓嚴重，巷道兩肩角處具有典型擠壓型變形破壞特征，圍巖破碎、噴層碎裂、金屬網張裂成兜。第2次維修時采用36U4550可縮性拱形支架支護（設計高度3000mm，下寬4550mm），施工時挑頂較少，支架不僅要支撐離層破碎巖石的自重，還要承載巷道圍巖深部應力向淺部轉移的迭加，破壞特征呈現底鼓嚴重、支架扭曲折斷和兩幫收縮，最終巷道高度達到1400mm左右，下寬2900mm左右。巷道經過多次維修圍巖松動圈逐步擴大，隨著時間推移變形壓力又迅速增大，新修巷道重新被破壞。

（3）大量現場勘查結果表明，在巷道維修整個過程中，支護結構出現的顯著變形破壞特征有以下幾個特點。一是錨桿破壞嚴重，維修現場過程中發現錨桿以剪切彎扭破壞為主，少數錨桿為拉伸破壞，錨桿托盤出現明顯的外翻。二是錨索存在剪切破斷和拉伸破斷兩種現象，錨索單股鋼絞線斷口多數不等長。三是金屬經緯網在搭接處出現撕裂現象，錨桿錨索托盤將金屬網拉伸變形直至切斷。

2.圍巖鉆孔實測分析

維修施工中，采用鉆孔窺視儀對巷道圍巖破壞情況進行現場實測。原巷道經過2次維修，2019年8月進行第3次維修時，挑頂高度3.0～5.0m，擴幫寬度（一側）為2.0～3.0m。經過統計分析：巷道頂板以上0～7m范圍內局部出現裂隙，對錨桿（索）施工和支護質量影響不大。巷幫0～2.7m范圍內鉆孔時頻繁出現夾鉆、塌孔現象，以及藥卷穿不到孔底，不利于錨桿（索）施工，且對錨桿錨固力影響較大；巷幫2.7～5.0m范圍內局部出現裂隙，對錨索施工和支護質量有一定影響。巷幫采取注漿加固后，再施工錨桿錨索，對提高錨桿錨索錨固力、預應力是十分必要的。

綜上所述，由于圍巖自身力學性質差、支護系統整體承載能力有限、支護阻力與圍巖變形不協調、補強支護不及時，以及巷道位置、高地應力和采動影響的共同作用，造成了戊九下延軌道第一車場局部嚴重的變形失穩，在巷道圍巖控制對策和技術路線確定時，需要綜合考慮以上因素的影響。

三、圍巖控制對策與支護方案設計

1.圍巖控制思路及對策

通過現場調研及圍巖鉆孔實測資料分析，戊九下延軌道第一車場巷道圍巖破壞明顯，對圍巖穩定控制造成較大困難，其中原有巷道維修段尤為突出。

（1）圍巖破碎。由于巷道圍巖破碎，普遍存在圍巖離層、掉頂片幫等現象，造成維修段刷大斷面以及巷道護表困難，此外，在施工錨桿作業時易出現錨固弱化，使得錨桿（索）支護效果降低。

（2）圍巖松動圈范圍較大。通過現場鉆孔觀測，維修巷道圍巖松動圈范圍較大，為1.4～2.5m，在該范圍內鉆孔時易頻繁出現夾鉆、塌孔現象，不利于錨桿（索）施工。

（3）巷道斷面成型困難。由于巷道圍巖破碎松軟，且變形嚴重，在刷大或新掘巷道時，巷道成型輪廓不易把控，斷面形狀不規則，容易產生應力集中，降低巷道整體穩定性。

針對上述難點，圍巖控制思路及對策如下：

（1）提高巷道成型質量。本次施工中采取預留光面層光爆法，爆破后人工刷擴達到設計輪廓尺寸，控制圍巖環向裂隙，盡量保持巷道周邊的光滑平整，避免產生應力集中，同時改善錨桿錨索安裝質量基礎條件；然后初噴封閉圍巖，防止圍巖風化潮解，出現離層、掉頂片幫等現象，減少圍巖強度的損失，維護和保持圍巖的殘余強度，為提高支護效果創造有利條件。

（2）提高圍巖自身承載力。對于破碎圍巖巷道支護，注漿加固是巷道圍巖控制的有效途徑。借鑒煤礦井巷圍巖“支護固”整體控制技術，為提高支護效果，根據現場圍巖狀況、施工條件，有針對性地優化施工工藝。具體步驟如下：剝離圍巖松動圈，在巷道掘出合格的斷面后，在最短的時間內采用錨桿錨索聯合支護控制頂板；巷道兩幫松動圈大，進行初噴注漿加固，漿液注入破碎圍巖裂隙，充填、嵌入破碎圍巖內部裂隙，固化后整體性和抗壓強度顯著提高，再進行錨桿錨索支護，可顯著提高錨桿錨索的錨固力與可靠性。

（3）提高錨桿錨索預緊力。錨桿支護剛度是關鍵因素，預應力及其有效擴散起決定性作用。合理的預應力可使錨桿安裝后頂板處于壓應力狀態，形成預應力承載結構。單根錨桿作用范圍有限，需要通過托板、鋼帶等將預應力擴散到更遠圍巖。深部復雜困難巷道應采用高預應力、高強度、高延伸率錨桿與錨索支護，通過合理的支護設計，盡量實現一次支護有效控制圍巖變形，盡量避免二次支護。

（4）適時進行二次支護與聯合支護。充分利用錨桿、錨索、錨注等各種支護的優勢，以適應軟巖巷道變形，逐步地將圍巖變形量和變形速度控制在許可的范圍內，最后形成圍巖與支護結構體實現系統的相對穩定，取得預期的支護效果。需要強調的是，對巷道進行多次錨網索支護、噴注漿加固，對于支護抗力不是簡單的疊加，而是根據圍巖的變形情況，對圍巖進行多層面“分步加載、動態耦合”，隨著圍巖松動圈向圍巖深部發展，支護抗力由錨桿的淺部加載到長錨索深部加載，根據圍巖變形逐步由淺到深分步完成，實現支護抗力與圍巖變形的空間和時間的耦合。

2.聯合支護方案設計

根據平煤股份四礦丁戊組石門、三水平皮帶機頭硐室、三水平己戊石門等地點高應力軟巖巷道維修工程經驗，采用工程類比法，最終確定錨網索噴注聯合支護方案。其中，錨桿選用MSGLW500左旋無縱肋樹脂錨桿，規格為?22×2600mm；注漿管規格采用?=1 8 m m，L=2500mm中空注漿管；錨固劑采用MSCK2335和MSK2335型錨固劑，規格為?=23mm，L=350mm，類型為超快速和快速；錨索采用規格為?=22mm，L=7000mm，19絲鋼絞線錨索；注漿錨索采用規格為?=22mm，L=5300mm，中空注漿錨索。

具體支護參數：（1）巷道支護錨桿間排距為700×700mm；（2）注漿管間排距為1400×1400mm；（3）錨索間排距為1400×1400mm；（4）中空注漿錨索間排距為1400×1400mm。

巷道支護斷面如圖1所示。

圖1 維修支護斷面圖

四、工程應用與效果分析

1.施工方案

戊九下延軌道第一車場巷道設計全長90m，其中50m為維修巷道，40m為掘進巷道。維修段巷道由于圍巖松動圈大，設計斷面高度10.0m，寬度10.0m，實體掘進段巷道設計斷面高度4.5m，寬度5.8m。施工中，沿戊九下延軌道自北向南掘進車場實體段，與戊九軌道下段貫通，后對戊九下延軌道失修巷道進行維修改造為采區車場。

由于失修巷道圍巖破碎、松動圈大，原U型鋼支護頂板上方已經出現冒頂，最終確定采用挑頂擴幫的施工方案，采取鉆爆法掘進維修，挑頂高度3.0～5.0m，擴幫寬度4.0～5.8m。鑒于巷道施工斷面大，采用臺階式施工法，自上而下，先頂后幫分階段進行維修。施工工藝流程如下：

挑頂擴幫刷大斷面達到設計輪廓尺寸→臨時支護，頂板施工錨桿錨索，防止頂板冒落→頂板、巷幫初噴，巷幫注漿加固→掛網施工幫錨桿錨索→復噴、第二次掛網打錨桿，打注漿錨索→第二次注漿→以礦壓監測為依據，及時進行復注。

為確保施工安全，巷道刷擴斷面達到設計尺寸后，必須在最短時間內施工頂板錨桿錨索，做到頂板支護緊跟迎頭，允許兩幫錨桿適當滯后。兩幫初噴4h后，打孔安裝注漿管注漿，兩幫錨桿允許滯后頂板支護最長距離不超過4.8m。每個施工臺階高度控制在1.8m左右。按照高預應力支護要求，錨桿預緊力矩不小于320N·m，錨索預緊力控制在250～450KN。

2.巷道圍巖控制效果分析

該巷道自2019年7月份開工，10月份完工，采用巷道表面位移觀測方法進行礦壓觀測。其中維修段共布設測站4個。測站1和測站2為頂板位移監測點，兩個測站間距為25m。測站3為底板位移監測點，測站4為兩幫位移監測點，測站3和測站4位于測站1和測站2中間。巷道施工80天內頂板最大下沉量為32mm，最大底鼓量為115mm，巷幫（兩側）最大移近量為63mm，支護效果良好。

五、結論

通過現場調研、實測以及理論分析，對平煤股份四礦戊九下延軌道第一車場巷道圍巖控制技術進行了系統研究，并開展了工業性試驗，主要結論如下：

1.通過現場調研與鉆孔實測，分析了四礦戊九下延軌道第一車場巷道圍巖破壞特征，由于受采動影響嚴重且埋深較大，其圍巖松動圈范圍約為1.4～2.5m，且巷道表面淺層圍巖較為破碎，據此確定了圍巖控制方案。

2.針對軟巖巷道圍巖破壞特點和維修施工難點，提出了頂錨控頂，初噴護表，注漿加固，分步加載，耦合強化的圍巖控制思路，提出了多層次“錨噴注”一體化支護方案，打造以提高圍巖殘余強度和改善力學性質為核心，以錨桿、錨索、錨注耦合支護為切入點，恢復和提高巷道圍巖支護工作阻力，形成一個由淺及深，由外而內，由弱到強，多層次、多結構和多單元的厚壁組合拱支護圈體，對控制軟巖巷道的長期穩定起到關鍵性作用。

3.根據支護方案，實施了工業性試驗，現場實測分析表明巷道施工80天頂板最大下沉量32mm，最大底鼓量115mm，巷幫（兩側）最大移近量63mm，支護效果良好，為礦區相似條件下巷道圍巖控制提供了有益借鑒。