深部采动影响区巷道围岩控制技术

张 剑，李洪宾，刘爱卿，方树林，王国强，张泽鑫

(1.中煤科工开采研究院有限公司，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013；3.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室，北京 100013；4.山西汾西矿业(集团)有限责任公司，山西 介休 032000；5.霍州煤电(集团)有限责任公司，山西 霍州 031499)

采动应力为造成巷道大变形或失稳破坏的重要影响因素，很多学者进行了相关研究，如孟毅[1]针对曹村矿大巷围岩变形量大和支护结构失效等现象，分析指出相邻工作面采动影响为造成大巷反复破坏的主控因素，研究得到巷道围岩塑性区由圆形转化为椭圆形的演化规律；徐幼林等[2]针对动压作用下湾田煤矿运输下山软岩巷道围岩变形强烈难支护问题，分析得出巷道上覆工作面采动对巷道稳定性存在明显影响；薛琦等[3，4]针对永久大巷受双侧工作面采动影响导致巷道围岩大变形的问题，研究了巷道变形破坏特征及应力分布规律。深部开采加剧了采动巷道围岩变形破坏程度，加大了巷道围岩控制的难度，关于深部采动巷道围岩破坏机制方面的研究已取得大量成果，马念杰等[5]基于深部采动巷道围岩应力环境，分析了双向非等压条件下巷道围岩塑性区形成的力学机制及其形态特征，并对顶板稳定性影响因素进行了探讨；袁越[6]针对深部动压回采巷道的大变形失稳破坏及其控制难题，建立了深部动压环境下圆形巷道力学模型，导出了塑性区边界隐性方程式；张海韦[7]针对某煤矿典型巷道工程地质条件，模拟研究了采动影响下巷道围岩应力及变形的演化规律，提出了深部采动巷道围岩强化控制技术；黄炳香等[8]基于千米深井强采动巷道围岩所处应力环境及其大变形特征，初步提出了千米深井采动巷道围岩流变和结构失稳大变形理论框架。有关深部采动巷道围岩控制技术，主要包括高强度锚喷加固技术[9]、锚注联合加固技术[10]、U型钢支架壁后注浆加固技术[11]等，其中锚喷支护为最常用技术，而喷层加固为保持巷道稳定的重要环节，但喷层实施时机对巷道围岩稳定控制作用方面的研究相对较少。本文针对曙光煤矿深部采动影响区大巷控制难题，分析引起巷道围岩变形破坏的内外因素，提出适应的大巷围岩控制技术，为类似条件巷道围岩稳定控制提供借鉴。

1 巷道掘进现状及支护状况

1.1 巷道掘进现状

山西曙光煤矿井田西翼布置回风巷、轨道巷及运输巷三条集中巷，为矿井西翼开采的咽喉要道，三条大巷保护煤柱分别为26m和35m，而1210采空区位于集中回风巷南侧，留设大巷保护煤柱55m，回风巷全长1851m，已掘1047m，未掘804m，位于1210采动影响区范围为1004m，采动扰动区保留有380m未掘进，如图1所示。

图1 巷道布置方式(m)

1.2 巷道原支护方案及状况

回风巷断面为直墙半圆拱，巷道宽度为5000mm，高度为4300mm，沿煤层顶板破底掘进。巷道原支护采用锚网索喷加固方案，支护设计如图2所示，锚杆采用屈服强度为335MPa左旋无纵筋螺纹钢，直径20mm，长2400mm，间排距800mm×900mm，预紧扭矩190N·m，配合钢筋托梁护表。锚索为1×7股结构钢绞线，直径21.6mm，长度6500mm，预紧力140kN，间排距1600mm×1800mm。巷道掘进支护后表面喷射混凝土厚度为100mm。

图2 回风巷原支护设计(mm)

采用上述方案后回风巷在1210工作面终采线外未进入采动影响范围，未喷浆封闭围岩前顶底板及两帮最大变形量控制在100mm之内，回风巷变形稳定后喷浆封闭围岩后，喷层保持完好无开裂事件发生；而当回风巷进入1210工作面采动影响区后，巷道出现强烈大变形破坏，两帮累计变形量达到1000mm，顶板下沉量超过600mm，主要表现为拱顶和煤帮失稳，拱部浅部围岩极度破碎，严重鼓包导致大量锚杆锚索呈悬空失效状态，巷道表面喷浆层开裂脱落，拱部肩窝锚杆、锚索断裂，钢筋网成片撕裂、锚杆托板凹陷等支护构件失效，掘进后巷道即呈现出前掘后修的常态。

1.3 巷道支护存在问题

1)巷道围岩浅部破碎导致锚杆锚固力不足。在采动影响区巷道掘进迎头，现场进行了锚杆拉拔力试验，试验结果见表1。采用2支锚固剂顶板岩层锚杆锚固力为106kN；使用1支锚固剂，临近1210采空区左帮锚杆锚固力为68kN，而靠近轨道巷右帮锚杆锚固力为76kN，巷道顶帮锚杆锚固力均明显偏低[12]。表明1210工作面开采采动影响加剧了回风巷浅部围岩裂隙发育程度，造成锚杆锚固力不足，控制巷道围岩效能减弱，影响到围岩控制效果。

表1 锚杆锚固力试验结果

2)锚杆锚索预应力明显偏小。锚杆预紧扭矩为190N·m，锚索预应力为140kN，二者均明显偏低，支护设计未重视预应力对控制巷道围岩质量和效果的重要作用[13，14]。

3)锚杆锚索支护构件搭配性差、不兼容。锚杆托板拱高小、承载力低、加工不规范，无法配套安装调心球垫和减摩垫片，不仅影响锚杆预紧扭矩转化为预应力的效率，而且极易导致杆体受力状态恶化，造成围岩变形过程杆体受到复合应力而产生非正常拉伸破断[15]。锚索采用平托板，极低承载力即产生外翻，且不能将锚索高预紧力有效传递和扩散到深部围岩，严重消弱锚索控制深部围岩的效能[16]。

4)喷浆滞后时间长，围岩风化现象严重。回风巷掘进支护后采取一次性喷浆方式进行加固围岩，由于井下环境潮湿，巷道泥岩顶板长时间裸露风化现象非常严重，加剧了巷道表面破碎程度，导致锚杆锚索松动失去对围岩的约束和控制，造成巷道由浅部到深部持续性发展破坏。

2 采动影响区巷道围岩稳定控制关键技术

2.1 提高浅部围岩强度和稳定性

1210开采激发的采动应力加剧了回风巷围岩浅部结构裂隙发育程度，导致浅部围岩强度明显降低，造成围岩自稳性和承载力显著减弱。在回风巷掘进面迎头进行了围岩结构观测，结果如图3所示。由图3看出，巷道浅部围岩分布有环向裂隙、纵向裂隙及破碎带，由于回风巷浅部围岩裂隙发育导致锚杆锚索难以在围岩内生根[17]，严重消弱了锚杆锚索支护控制围岩的效果，出现巷道浅部围岩鼓包悬空，由浅入深破坏直至发展到失稳。

图3 回风巷顶板结构面类型

回风巷围岩强度现场测量结果如图4所示，1210工作面采动影响区外，煤层强度平均为11.11MPa，而1210采动影响区内，煤层强度平均仅为7.64MPa，相比降低了31%，1210采动扰动造成两帮煤层松散软弱，导致锚杆锚固力急剧衰减，引起两帮煤体大变形破坏。1210采动影响区内外回风巷直接顶泥岩层强度分别为18.25MPa 和22.63MPa，同比下降19%，由于1210采动扰动影响，低预应力低强度锚杆支护无法形成坚固的稳定承载结构，难以抵御深部围岩应力传递导致失稳破坏。

图4 回风巷煤岩强度测量结果

针对采动影响区回风巷围岩破碎松散特征，提出采用预先超前注浆加固围岩方法，掘进前通过提前注浆预先改造裂隙发育浅部围岩结构，改善围岩完整性和保持自身稳定性，提高围岩强度和承载力，为后期锚杆锚索支护提供良好的围岩环境。

2.2 优化锚杆支护构件配套兼容性

实践证明高预应力高强度锚杆支护是控制深部强采动巷道行之有效的适用方法[18-20]。针对回风巷锚杆支护存在的问题，提高锚杆支护材料强度，优化锚杆支护构件合理配套兼容性，加大锚杆锚索预应力水平，实现巷道支护效果显著改善。

2.3 及时封闭围岩防止风化

快速喷浆及时封闭围岩乃锚喷支护关键环节，而选择喷层时机对巷道围岩控制效果有重要影响。采用数值模拟方法研究锚喷工序对锚杆受力和位移的影响规律，以此来确定喷射混凝土施工顺序。喷层力学参数见表2，模拟四种方案：①单纯锚杆支护；②先锚后喷；③先喷后锚；④先薄喷再锚固后厚喷。

表2 混凝土喷层力学参数

图5 锚杆尾部轴向受力变化曲线

根据数值计算结果，采用后处理方法提取锚杆尾部受力和位移监测数据，绘制了锚杆尾部轴向受力和位移变化曲线，分别如图5、图6所示，由图可知，对于“只打锚杆”和“先锚后喷”两种方式，巷道拱墙部锚杆尾部受力和位移均随远离掘进工作面快速增长，但伴有小幅波动，锚杆受力和位移分别距掘进迎头4m和3m时保持稳定延续状态；对于“先喷后锚”方式，巷道拱墙部锚杆尾部受力和位移均始终保持稳定状态；而对于“先薄喷再锚固后厚喷”方式，巷道拱墙部锚杆尾部受力和位移起始有小幅增加随后趋于稳定状态；4种工序条件，巷道拱墙部锚杆尾部最终受力大小分别为59.97kN、59.19kN、56.89kN、57.19kN和60.60kN、58.87kN、57.19kN、57.95kN；而最终位移大小分别为8.74mm、8.61mm、8.24mm、8.28mm和9.05mm、8.68mm、8.32mm、8.49mm。

图6 锚杆尾部位移变化曲线

由此可知，四种锚喷工序中以“先喷后锚”方式锚杆尾部受力和位移最小且最稳定，“只打锚杆”方式锚杆受力和位移最大，具体排序为：“先喷后锚”小于“先薄喷再锚固后厚喷”小于“先锚后喷”小于“只打锚杆”。

四种锚喷工序中以“先喷后锚”为最佳喷层方式，但考虑井下作业环境和施工时间，确定回风巷采用“先薄喷再锚固后厚喷”方式。回风巷掘进后随即喷射厚度50mm混凝土，快速封闭围岩防止煤岩风化和潮解，同时填补凹凸不平围岩表面便于安装锚杆锚索，改善锚杆锚索受力状态，提高锚杆锚索预紧力向支护力转化效率，掘进支护后再复喷也有利于防止锚网材料被腐蚀，保证巷道表面平整度。

3 现场试验

3.1 巷道围岩条件

曙光煤矿集中回风巷沿2#煤层顶板破底掘进，埋深平均为605m，煤层厚3.2m，倾角2°～5°，夹矸多为泥岩，直接顶泥岩厚4.2m，黑灰色；老顶厚6.5m，细砂岩或砂质泥岩，深灰色，细粒砂状结构。直接底泥岩厚2.8m，块状构造，细砂岩老底厚2.0m，坚硬，围岩岩性特征如图7所示。

图7 围岩岩性特征

3.2 巷道围岩控制方案与参数

3.2.1 掘进迎头超前注浆加固方案与参数

针对回风巷浅部破碎围岩条件，首先采用超前注浆加固技术，目的改善浅部破碎围岩完整性，为锚杆锚索安装提供稳定围岩条件。在回风巷掘进面迎头顶板和两帮循环均匀布置五个注浆孔。孔深3000mm，顶部钻孔向上仰角30°，两帮钻孔与巷帮夹角30°，注浆孔间距1800mm，排距2100mm，钻孔直径42mm。采用化学注浆材料，水灰比0.8～1.0，全长一次注浆，注浆终止压力3MPa。注浆方式采用由下而上分序间隔注浆，以保证浆液的渗透性和注浆效果。

3.2.2 巷道永久加固方案与参数

回风巷采用全断面高预应力高强度锚网喷加固技术。巷道支护设计如图8所示，全断面布置15根屈服强度500MPa、型号为∅22mm-M24-2400mm高强度锚杆，间排距为800mm×900mm，配套规格150mm×150mm×10mm高强度拱形托板及调心球垫和减摩垫圈，形成完整的锚杆支护体系，锚杆预紧扭矩由190N·m提高到300N·m；全断面布置7根强度等级为1860MPa、型号为∅21.8mm-1×19-6300mm高强度锚索，配套规格300mm×300mm×16mm高强度拱形托板及其调心球垫，形成完整的锚索支护体系，锚索预紧力由140kN增加至200kN，通过提高锚杆强度、优化锚杆锚索支护系统、加大锚杆锚索预紧力来充分发挥主动支护作用；采用BHW4.5-280-450W型钢板和钢筋网护表，掘进后先初喷50mm，最后复喷150mm，混凝土强度等级不低于C25。

图8 回风巷支护设计(mm)

3.3 巷道围岩控制效果

回风巷掘进支护期间表面位移变化曲线如图9所示，巷道变形量随远离掘进面逐渐增加，距迎头30m位置位移趋于稳定，顶底板最大移近量为78mm，两帮最大移近量为84mm，巷道围岩变形控制良好，取得预期效果。

图9 回风巷表面位移变化曲线

锚杆锚索受力如图10所示，距掘进工作面0～40m范围，锚杆锚索受力均在持续增加，40m位置后锚杆锚索受力趋于稳定不变化状态，最终锚杆受力稳定在73～92kN，锚索受力保持在110～158kN。采用超前注浆联合预应力锚喷综合加固技术，回风巷掘进支护后始终保持稳定状态，现场应用取得预期明显效果。

图10 锚杆锚索受力变化曲线

4 结 论

1)采动影响区巷道浅部围岩强度衰减和裂隙发育加剧，引起锚杆锚固力不足为导致巷道变形破坏的内在因素，而低强度低预应力锚杆支护，加之支护构件配套不兼容为造成巷道失稳破坏的外部因素。

2)提出回风巷采用超前注浆加固、高预应力高强度锚杆锚索加固以及先薄喷再锚固后厚喷加固的综合性围岩控制技术。

3)给出化学注浆加固和锚喷加固方案和设计参数，现场应用表明所采用的综合加固技术取得良好效果，为类似条件巷道围岩稳定控制提供了参考。