掘進巷道過斷層破碎區支護應用分析

王海江

（山西焦煤霍州煤電集團呂梁山煤電公司方山店坪煤礦，山西 呂梁 033100）

巷道掘進過程中受斷層應力擾動影響，圍巖力學性質發生改變，穩定性降低，圍巖內部出現裂隙發育現象，減小了圍巖內摩擦角及內摩擦系數，造成巷道掘進頂板下沉破碎、巷幫垮落收斂等失穩現象[1-5]，這不僅增加了巷道維護難度及支護成本費用，而且還威脅著巷道掘進、支護等施工安全。店坪煤礦2002 巷在過斷層區時受斷層牽引影響，巷道進入斷層應力區后圍巖支護效果差、圍巖變形量大，頂板出現大面積網兜以及局部冒漏等現象，致使巷道掘進效率低、支護難度大[6-7]。由此，店坪煤礦結合工程實際，決定對斷層應力區頂板支護進行優化，即采取“管棚注漿+ 噴射混凝土”等支護臨時控制圍巖蠕動變形現象，降低構造應力的破壞作用，采用“鋼筋網+ 讓壓錨索+π 型鋼棚”等永久支護，增強頂板支護強度，控制圍巖松動圈范圍擴大，確保巷道頂板下沉量、兩幫收斂量、底鼓量長期控制在允許范圍內。

1 工程概況

店坪煤礦2002 巷位于井田東翼，巷道北部為200 工作面，東部為830 北翼輔助運輸巷，南部為202 工作面，西部為830 水平回風、軌道、皮帶大巷。

2002 巷從830 皮帶巷道開口沿9#煤層底板掘進，巷道掘進長度為1 775 m，斷面規格為寬×高=4.6 m×3.0 m。9#煤層厚度為2.6～3.8 m，均厚2.8 m，平均傾角為3°，根據《煤礦地質工作規定》計算煤層可采性指數Km=1＞0.95，煤厚變異系數γ=8.8%＜25%，屬于穩定煤層，煤層頂底板巖性如表1 所示。

表1 2002 巷掘進的9#煤層頂底板巖性

直接頂為細砂巖，頂板穩定性較好，裂隙發育程度低；直接底為砂質泥巖，硬度較軟，遇水膨脹軟化程度小。頂底板情況對回采影響程度小。

2002 巷掘進至470 m 處巷道右幫揭露一條編號為F3正斷層，斷層以60°～70°斜角貫穿巷道斷面，斷層實測落差為1.7 m。巷道揭露斷層后工作面頂板往上1.5 m 范圍內為黑灰色泥巖，呈刀鋒狀，巖體穩定性差。巷道掘進至478 m 處時、距迎頭5.0 m 范圍內兩幫垮落嚴重且伴隨著頂板斷裂，巷道掘進后空頂面積大。

2 巷道原支護方案

2.1 臨時支護

2002 巷在掘進過程中，補打永久支護前對巷道迎頭空頂區采用絲杠式前探梁臨時支護，該支護主要有橫梁、縱梁、吊環、絲杠等部分組成，如圖1（b）所示。首先將三組吊環安裝在距迎頭前三排錨桿下方，每組3 個均勻布置，然后對每一組吊環內搭設一根帶有三個絲杠的橫梁，橫梁鋪設完成后在橫梁上方鋪設四根長度為3.5 m 縱梁，橫梁與縱梁均采用槽鋼焊制而成。縱梁鋪設完成后擰動絲杠使縱梁升起直至與頂板接觸嚴實，縱梁端頭延伸至巷道迎頭位置，從而起到臨時支護作用。

圖1 2002 巷原臨時、永久支護

2.2 永久支護

2002 巷初步設計中頂板主要采用錨網梁+錨索復合支護方式，其中：（1）頂板采用規格為φ20 mm×2 000 mm 左旋螺紋鋼高強錨桿，“五·五”布置方式，錨桿間距×排距為1 075 mm×1 000 mm。錨桿承載件采用鋼筋梁，梁長為4.5 m，寬度為0.2 m，采用4根直徑為12 mm 圓鋼焊制而成。護頂網采用8#鐵絲編制的菱形網，網長度為6.0 m，寬度為1.2 m，鋪網時兩端與幫網搭接寬度為0.7 m，與頂網搭接寬度為0.2 m。頂板錨索采用 “二·二” 布置方式，錨索規格為φ18.9 mm×6 200 mm，如圖1（a）所示。（2）幫部采用錨網鋼帶支護方式，選用φ16 mm×1 500 mm 錨桿采用“三·三”布置，間排距1 200 mm×1 000 mm，最上端錨桿距離頂板300 mm。鋼帶采用長度為0.45 m，寬度為0.25 m“W”型鋼帶，幫護網采用8#鐵絲編織而成，規格為4 000 mm×2 400 mm。

2.3 支護不足分析

原支護方案不足之處主要有三點：（1）臨時支護強度低。受應力作用巷道迎頭煤巖體內部出現超前破碎，而絲杠式臨時支護利用槽鋼前探梁對空頂區進行支護，頂板出現變形下沉時前探梁很容易出現變形不接頂現象，且只能對開挖后的巷道頂板進行支護，無法實現對煤體內部超前支護，支護強度低，超前支護效果差。（2）錨桿（索）失效率高。在構造應力作用下圍巖內部出現塑性破壞區，并形成“圍巖松動圈”，隨著應力持續作用松動圈范圍不斷擴大，原頂板采用的錨桿長度為2.5 m，采用端頭錨固方式，錨固長度為0.6 m，隨著“松動圈”范圍擴大，錨桿（索）錨固端圍巖出現失穩現象，孔壁出現裂隙帶[8]，導致錨桿（索）錨固合格率低，預應力無法連續傳遞至穩定巖體內，錨桿（索）支護梁（拱）作用效果差。（3）圍巖風化剝離破壞現象嚴重。應力區巷道支護后圍巖表層裸露在空氣中，表層圍巖整體穩定性差出現裂隙區，空氣進入裂隙區后對煤巖體產生氧化作用，裂隙區范圍隨著風化作用而不斷擴大，造成表層圍巖產生剝離破壞[9-10]。

3 巷道優化支護方案

經技術論證，對巷道支護方案作如下優化調整。

3.1 臨時支護。

（1）為了減小巷道掘進后煤壁垮落出現超空頂現象，對應力區巷道頂板及幫部采取超前管棚注漿臨時支護，工作面迎頭頂板共計布置9 個管棚注漿孔，頂板往下1.5 m 范圍內布置3 個管棚注漿孔，一個斷面共計布置15 個孔，孔深為5.0 m，直徑為30 mm。

（2）管棚注漿孔施工完后對孔內安裝長度為2.5 m 中空注漿鋼管（每孔安裝2 根），鋼管中部填入一根直徑為15 mm 注漿軟管，軟管與泥漿泵連接，然后開泵注漿施工，注漿液采用水泥、水玻璃、速凝劑混合漿液，漿液凝固時間為180 s。

（3）對巷道迎頭后方20 m 范圍內頂板、幫部噴射混凝土覆蓋，使松散圍巖表層形成一層封閉保護層，起到控制圍巖變形的作用。噴射混凝土砂漿采用水泥、沙子、石沫混合而成，配比為1∶2∶2，采用初噴、復噴方式，噴射后圍巖表層混凝土厚度為50～100 mm。

3.2 永久支護

（1）由于原頂板采用螺紋鋼錨桿支護長度有限且錨桿延展性小，讓壓效果差，所以對斷層構造應力區頂板采用全斷面加長讓壓錨索支護。巷道全斷面每排布置5 根錨索，錨索規格為φ21.8 mm×8 300 mm，錨索外露端安裝JW 型鋼帶并安裝讓壓管； 錨索布置間排距為1 075 mm×1 000 mm，如圖2 所示。

圖2 2002 巷斷層區優化后巷道支護

（2）將原頂板柔性鐵絲網更換為具有更高強度的鋼筋片網，鋼筋網采用φ6 mm 鋼筋編織而成，每片鋼筋網長度為4.6 m，寬度為1.2 m，鋼筋網采用14#鐵絲“三花”連接。

（3）對斷層區頂板采用“π”型鋼棚支護，與原工字鋼棚相比“π”型鋼棚采用一梁三柱支護方式，降低了頂梁對頂板剪切破壞作用，鋼棚棚腿采用型號為DW35-180/100X 單體柱，兩根支設在巷幫處，第三根支設在帶式輸送機邊緣，鋼棚支設間距為1.0 m。

4 應用效果

2002 巷于2020 年5 月17 日，順利通過F3斷層破壞區，其影響巷道總長度為35 m。巷道在斷層破碎區內共計施工注漿管棚7 排，頂、幫噴漿長度50 m，全斷面錨索支護36 排，支設鋼棚37 架。支護優化后對支護區安裝圍巖監測儀并進行為期1 個月現場觀察，觀察圍巖變化數據繪制成曲線，如圖3 所示。

圖3 2002 巷斷層區支護優化前后圍巖變形曲線

根據圖3，巷道在斷層構造區支護未優化前圍巖變形量，從曲線圖可看出巷道開挖后在0～12 d范圍內頂板、幫部塑性變形嚴重，頂板下沉量達0.31 m，兩幫部移近量達0.36 m；在12～24 d 范圍頂仍在下沉，但下沉速度降低；在24 d 后變形趨于穩定，實測頂板最大下沉量為0.37 m，兩幫最大移近量為0.51 m。

而支護優化后斷層構造區圍巖變形現象得到了明顯控制，在0～6 d 范圍內圍巖同樣出現劇烈的塑性變形，頂板下沉量為0.11 m，兩幫移近量為0.17 m；在6～17 d 范圍內頂板變形速度降低；在17 d 后變形趨于穩定，實測頂板最大下沉量為0.15 m，兩幫最大移近量為0.24 m。由此可見支護優化后，頂板變形量減小了59.5%，兩幫移近量減小了52.9%。

5 結語

超前管棚支護結構及施工工序簡單，管棚體支護后與圍巖共同形成超前支護梁結構，能夠有效防止在斷層構造應力作用下圍巖前方煤巖體出現超前破碎現象。巷道采取全錨索支護增加了支護長度，使錨桿（索）錨固端延伸至穩定巖體內，增加了支護體錨固強度； 同時錨索相比錨桿支護強度高，延展性強且韌性高，具有很好的懸吊、組合梁（拱）支護效果，對錨索安裝讓壓器后，實現了錨索與蠕動變形圍巖耦合支護作用，避免了頂板變形下沉造成錨索破斷現象。與原工字鋼棚相比，采用“π”頂梁與單體柱形成可伸縮性鋼棚支護，具有支護強度高、變形率低、適應性強以及支設簡單等優點，能夠對變形區頂板起到有效支護作用。對斷層構造應力區頂板采取混凝土噴漿后，混凝土漿液與圍巖表層鋼筋網形成一道具有高強度、隔絕作用的防護墻，有效防止圍巖表層出現破碎垮落。