孙疃煤矿复合破碎软岩大断面巷道破坏机理与支护对策

刘 伟

(淮北矿业集团公司孙疃煤矿，安徽 淮北 235121)

1 概述

孙疃煤矿南翼轨道大巷及南总回风巷(F10断层至F28断层段，长约1500m)，因地质勘探资料的不准确及四条大断层：F10( ∠60～70° H=0～90m)、DF81( ∠60° H=0～25m)、DF114( ∠70° H=0～30m)、F28( ∠50～70° H=0～28m)的影响，造成南翼轨道大巷及南总回风巷多次穿7、8煤层组。该段两条大巷基本上布置在7煤层顶板以上10m至8煤底板以下20m。

因两条大断层以及诸多小断层的切割、张拉、牵引影响，巷道围岩裂隙、滑面发育，围岩非常破碎，强度低，极易风化、泥化。7、8煤层均由多层煤及数层泥岩、炭质泥岩夹矸组成。7煤层顶板以泥岩、粉砂岩为主，7、8煤层组之间虽然以粉、细砂岩为主，但胶结性差，8煤层底板以下30m范围内，主要为泥岩、铝质泥岩，且7、8煤层顶板砂岩有较弱的含水性。

南翼轨道大巷原采用锚架喷联合支护，局部软底段采用马蹄形全封闭U型钢支护。支护工艺如下：放炮→挂网并施工顶板锚杆、锚索、打上部炮眼→初喷顶部→上顶梁、侧梁并过顶→出矸并清底→挂网并施工帮部锚杆、下部炮眼→初喷帮部→栽腿子并腰帮→喷浆封闭棚子→滞后注浆

巷道出现严重的受压破坏，主要表现为：两帮严重内挤(最大两帮移进量1450mm)、棚腿内扎、底臌(多次挖底，最大底臌量2m以上)、底拱翻起、棚子尖顶、平顶、卡缆崩断，巷道破坏。情况如图1所示。

2 巷道破坏机理分析

2.1 破坏机理

孙疃煤矿南翼轨道大巷因断层影响及巷道所穿过围岩特征，决定着南翼轨道大巷变形、破坏和失稳定原因是多方面的。物化膨胀类、应力扩容类、结构变形类三类软岩变形力学机制同时存在，是复合型变形力学机制。

锚喷支护与套架U型棚支护的不耦合性。因U型棚壁后没有得到有效充填，使锚喷支护与U型棚支护不能同步承载，U型棚的能效承载能力得不到有效发挥，在巷道内来压变形、关键部位(如底板、帮角等)破坏后，造成支架不均匀承载而破坏，进而导致整个支护系统的大变形、破坏。

因断层构造的影响，巷道围岩裂隙、滑面发育，围岩破碎、强度低，岩层在巷道开挖后，应力状态从三维向二维转变，在构造应力的作用下，发生破坏而产生非线性弹塑性变形。而由于支护的不耦合性，造成临空的塑性区随变形加大而出现松动破坏，随着围岩松动圈的进一步扩大，围岩的自承能力越来越低。

2.2 原支护方案存在的问题

(1)因围岩非常松软破碎、围岩裂隙、滑面发育，以及反复穿煤层施工，放炮成型不好，加上锚杆、锚索施工过程中的围岩的片落，放炮后紧跟迎头施工锚杆、锚索，锚杆、锚索的施工质量难以得到保证，频繁发生锚杆外露长，盖板及钢筋网不贴岩面，锚杆、锚索初锚力、锚固力达不到要求的现象；且锚杆、锚索、初喷浆等工程在棚子后面，均为隐蔽工程，不便对工程质量的监督和管理。锚杆、锚索主动支护的作用得不到有效的实现，不能通过锚杆、网、索的相互作用，防止围岩的进一步松动破坏，充分发挥围岩自身的稳定性和支撑作用。

(2)锚杆、锚索与棚子相互独立，棚后没有得到有效的充填，棚后空，锚杆(索)与U型棚不能够共同整体承载。

(3)围岩注浆补强不及时，围岩裂隙没有得到充填，松散、破碎围岩没有得到有效的固结，没有充分发挥围岩自身的稳定性和支撑作用。

(4)锚杆、锚索施工在迎头无支护的条件下进行，容易片帮、掉顶伤人。施工安全环境不好，施工工艺均集中在迎头进行，施工人员、机具集中，不利安全管理和平行作业。

3 支护对策

3.1 支护对策

针对巷道破坏机理及原支护方案存在的问题，提出如下支护对策：

(1)最大限度的利用和调动围岩的自承能力，实现围岩稳定。通过锚杆、锚索支护和围岩注浆的作用，改善围岩的力学性能，强化支护围岩结构。通过对巷道围岩及时喷浆封闭和围岩注浆，防止巷道围岩风化、泥化，实现锚杆为主的主动支护。

(2)允许巷道围岩在开挖初期的弹、塑性能的释放，但同时又限制的塑性变形，防止松动破坏。合理确定最佳支护时段，在巷道塑性变形增加速度变缓而又没有松动破坏前，及时支护。

(3)在围岩与支护体共同作用过程中，实现支护体与围岩的一体化、荷载的均匀化。

(4)加强关键部位的补强支护，防止因关键部位的破坏，进而导致整个支护系统的失稳。

(5)采用动态分步加固、过程控制技术，对支护参数及时进行调整，决定采用架喷注锚注动态联合加固支护技术。

3.2 支护参数

(1)支架采用五节直墙半圆拱U36型钢棚支护，净宽×净高=5200mm×4100mm，侧腿外扎角为87°；棚距600mm，梁腿搭接长度500mm，每个搭接处用3副限位卡缆紧固连接；柱鞋规格：长×宽×厚=200mm×200mm×10mm；腰帮背顶采用钢筋笆，钢筋直径10mm，网孔规格：100mm×90mm。

(2) 锚杆采用GM20/2800-570mm高强锚杆，锚杆间距为800mm、排距600mm；在巷道顶板布置3套YMS17.8/6.3-1860锚索，锚索间距2000mm、排距1800mm；每根锚杆采用两卷Z2550型树脂药卷加长锚固，锚索使用一卷K2550和三卷Z2550型树脂药卷加长锚固。

(3)浅孔注浆锚杆只布置在巷道拱基线以上，在迎头顶部喷浆前预埋，长度为1.2m，间1500mm、排距1200mm，注浆滞后掘进迎头5～8m施工(紧跟前探梁后)，注浆压力1.0MPa，注浆采用P.O.425硅酸盐水泥，水灰比0.85～1.0。注浆顺序：从拱基线眼孔开始注浆，依次向上把棚后空隙充填实。

(4)深孔强化注浆。根据矿压观测决定是否进行深孔强化注浆；每断面7孔布置，排距1800mm，间距1800mm，均匀布置，两帮最下一根注浆锚杆开孔至巷道底不大于300mm，并向下扎30°，注浆压力为3MPa；注浆锚杆长度2600 mm，4分钢管制成，钢管底端砸扁并拧成麻花状(长度200mm)，锚杆底部采用一卷Z2550型树脂药卷锚固；注浆滞后耙矸机，距迎头80m左右实施。

(5)锁腿卡缆及锁腿锚杆。每一架U型棚底板以上400mm位置进行锁腿(锁腿锚杆与帮部最下一根支护锚杆二合一)。并在两帮底角底板以上100mm，按间距600mm增加护底锚杆，锚杆规格同上，锚杆下扎角25°。

(6)巷道底板、帮部围岩松软破碎、易膨胀时，在两帮底板以上800mm处，按间距1800mm增加一根帮部锚索，锚索规格为YMS17.8/4.5-1860，每根锚索使用一卷K2550和三卷Z2550型树脂药卷。

(7)架棚后初喷120mm厚C20砼，要求封闭U型棚裆且棚后不少于90mm的喷厚垫层。复喷80mm。

3.3 支护工艺

从2008年四季度开始，南翼轨道大巷改用架喷注锚注动态联合加固支护技术。支护工艺如下：放炮→上顶梁、侧梁并过顶→预埋浅孔注浆锚杆→喷顶部并对棚后进行充填→施工上部炮眼→出矸并清底→栽腿子、腰帮→喷帮部，并对棚后进行充填→施工下部炮眼，滞后迎头三棚施工帮部锚杆及锁腿锚杆，浅孔注浆滞后掘进迎头5～8m施工(紧跟前探梁后)。浅孔注浆一个圆班后，两个圆班内施工顶部锚杆、锚索、预埋顶部深孔注浆锚杆(滞后迎头8～12m施工)，耙矸机后补打帮部深孔注浆锚杆及锁底锚杆、复喷浆、深孔高压注浆补强。

3.4 支护时段

相关文献表明，在掘进工作面到其后方5m范围内，顶底板变形迅速发展，相对移近量较大；在掘进后方5～10m范围内，相对移近量增加速度变缓；在掘进工作面后方10～15m范围内，相对移近量增加缓慢，围岩变形逐渐趋于相对稳定。基于此，并考虑到施工的方便，爆破后架棚喷浆充填帮顶，滞后迎头三棚施工帮部锚杆及锁腿锚杆，滞后迎头8～12m施工顶部锚杆、锚索，滞后迎头约80m进行深孔高压注浆补强。

4 支护原理分析

(1)初喷及时并对U型棚后进行喷浆充填，封闭、粘结了破碎围岩，保持了围岩的相对完整性，防止了围岩进一步风化、泥化。

(2)架喷锚注联合支护因棚后的喷浆充填并配合浅孔注浆进一步充填棚后及浅表裂隙，实现支护体与围岩的一体化、荷载的均匀化，充分发挥了U型棚的承载性能，实现了围岩在锚杆、锚索、U型棚联合支护下的共同高阻让压。

(3)明锚施工，避免了因围岩破碎、放炮成型不好，或锚杆、锚索施工过程中的松散破碎围岩的片落而造成的锚杆、锚索盖板不贴岩面的问题，便于对锚杆、锚索施工质量的监督和管理，充分发挥了锚杆、锚索的主动支护作用，调动了围岩自身的稳定性和支撑作用。

(4)通过调整支护工艺及工序安排，架喷锚注联合支护允许巷道刚开挖时围岩在U型可缩支架及棚后充填的限制下弹性能施放，给巨大的塑性能释放时间，使应力集中区从岩壁向纵深适当偏移，但同时在变形速度变缓后及时采用锚杆、锚索主动支护，限制围岩无限制的塑性变形至松动破坏。

(5)锁腿锚杆及锁腿卡缆的使用，使锚杆与U型棚有效的形成一个支护整体，锚杆(索)与U型棚整体承载。

(6)深孔高压注浆，充填围岩松动圈裂隙，改变围岩的松散结构，提高粘聚力和内摩擦角，增加裂隙面的摩擦阻力，提高围岩的整体性，从而提高围岩的强度、稳定性和自承能力。注浆后，对于含水裂隙来说还能起到堵水作用，防止围岩泥化。

5 施工要点

(1)光面爆破是前提，首先要做好光面爆破；棚后的充填是关键，必须加强棚后充填质量的监督和管理。

(2)注浆锚杆要进行编号，严格按编号顺序注浆，并做好注浆记录。注浆要设专人进行监督、记录，并打检验孔采用顶板窥视仪进检查，以确保注浆质量。

(3)每个施工工序，要按设计进行紧密衔接，不能滞后也不能超前。

(4)细节的质量控制也非常重要，要加强每个施工环节的质量控制。

6 支护效果

采用架喷注锚注联合支护后，对巷道顶底板及两帮移进量进行了观测。巷道的受压变形得到了有效的控制，巷道变形量很小，整体支护状况良好，两帮最大移近量170mm，顶底板最大移近量70mm，支护成本也得到了降低。

7 结 论

(1)揭示了复合破碎软岩大断面巷道破坏机理。因孙疃煤矿南翼轨道大巷的复合破碎大断面巷道的复合型变形力学机制，因原支护锚喷支护与套架U型棚支护的不耦合性，以及没有采取有效措施充分发挥围岩自身的稳定性和支撑作用，导致整个支护系统的大变形、破坏。

(2)复合破碎软岩大断面巷道的支护，必须与巷道围岩力学特征相适应，才能保持巷道围岩的稳定性。本文提出了架喷注锚注动态联合加固支护技术对策，通过采取及时支护封闭围岩、棚后充填、高阻让压、让支结合、最佳支护时段、深孔高压注浆加固等措施，来适应复合破碎软岩大断面巷道围岩力学特征。

(3)实践证明，架喷注锚注支护技术，通过架锚的刚柔耦合与围岩的深孔高压注浆加固的结合，是控制复合破碎软岩大断面巷道变形破坏的有效方法，具有良好的技术经济效益。

[1] 何满潮，孙晓明．中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南[M]．北京：科学出版社，2004．