软岩动压巷道支护加固技术及其应用＊

郭卫卫 柴肇云 康天合 杨永康

（太原理工大学采矿工艺研究所，山西省太原市，030024）

软岩动压巷道支护加固技术及其应用＊

郭卫卫 柴肇云 康天合 杨永康

（太原理工大学采矿工艺研究所，山西省太原市，030024）

针对屯兰矿12206综采工作面瓦斯尾巷严重变形破坏的问题，通过现场实测和理论分析研究其破坏机理及控制对策，结果表明：富含黏土矿物的底板岩石在矿井水的楔劈作用下碎裂扩容产生膨胀应力；动压巷道在回采过程中产生高应力与剪切破坏；复杂动压及膨胀应力耦合作用导致巷道表现出强烈的流变特性；加强支护并阻止水对底板岩石的弱化是解决该尾巷大变形的必然选择；改性注浆加固技术，可成功解决软岩动压巷道的支护难题。

软岩 动压巷道 破坏机理 改性注浆

随着煤炭资源的大规模开发，软岩、动压及它们的复合巷道的有效支护已经成为许多矿井亟待解决的一个难题。高瓦斯矿井为取得工作面瓦斯排放的良好效果，确保回采工作的安全正常，需要留设瓦斯尾巷。这种尾巷要为相邻的两个回采工作面服务，即作为上一个工作面的排放瓦斯尾巷和下一个工作面的进风巷或回风巷。因此，瓦斯尾巷要经受两个回采工作面的采动影响。本文以西山煤电集团屯兰矿12206工作面瓦斯尾巷为例，分析软岩动压巷道的破坏特征及机理，并实践了改性注浆加固技术。现场试验结果表明，采用改性注浆加固技术成功解决了瓦斯尾巷的稳定性控制问题，为类似的巷道支护提供了借鉴。

1 试验巷道概况

12206工作面主要开采2＃煤层，煤层倾角为1～9°，煤层厚度为3.07m。尾巷沿煤层布置，断面形状为矩形，宽3.2m，高3.0m。其直接顶为3.7m厚的砂质泥岩与薄层状煤相交互的顶板，岩性破碎松软。直接底厚2～3m，由炭质泥岩、煤、砂质泥岩等组成。基本底为大于4m的砂质泥岩与粉砂岩。工作面地表位于屯兰河和原平河之间，由于2＃煤层上部砂岩长期受地表水的补给，含水丰富，顶板有淋水现象。

在第一个工作面采动之前，经过很长时间，尾巷的变形量很小。当工作面推过40m以后，变形量逐渐开始增加；在推过60～130m时为变形剧烈期；当推过200m以后，变形量达到最大并趋于稳定。在回采过程中，尾巷顶底板移近量平均为1.3～1.8m，部分地段甚至达到2.0m，巷道底臌明显；两帮平均移近量1.0～1.5m，部分地段甚至达到1.8～2.0m。

2 巷道破坏机理分析

2.1 岩性因素

瓦斯尾巷顶板岩性差，破碎松软，降低了巷道的锚固效果。底板强度低，经过力学测试，其抗压强度仅为11.87MPa，对巷道支护极其不利；底板岩石黏土矿物成分含量高，通过对底板砂质泥岩的X－射线衍射分析表明，矿物成分中黏土矿物成分较高，以高岭石和伊利石为主，其含量分别达到了40%、25%，遇水易软化，膨胀。

2.2 采动影响

随着工作面的不断推进，尾巷变形量逐渐增加，达到最大最终趋于稳定。在工作面的推进过程中，高支承压力通过两帮煤体传递给尾巷底板，使底板沿弱面滑移、剪胀，特别是在围岩破碎地段，顶板弯曲下沉量大，底板明显臌起，两帮严重内移。在工作面的回采过程中，大量顶板水由于采动影响，通过顶板裂隙流入瓦斯尾巷。由于在回采过程中未采取合理的措施，导致该巷道底板长期受顶板水的作用。

通过对尾巷变形的机理分析得出，在碎胀力、膨胀力和高支承压力的综合作用下，巷道围岩产生了剧烈变形。

3 控制对策

瓦斯尾巷一般采用加套抬棚、补打点柱等被动支护措施和加密锚索、锚杆等主动支护措施。事实上，这些措施仅仅从加强支护的角度去补强围岩，在一定程度上可控制围岩的变形，但未能有效地阻止水对围岩的弱化作用。对于瓦斯尾巷这类软岩动压巷道的合理支护，应从提高其围岩自承载能力并防止底板与水的接触等方面去考虑。

硅烷偶联剂是一类同时具有无机基团和疏水性的有机基团的高分子化合物，其无机基团可与软岩表面颗粒物发生复杂的物理化学反应，在软岩表面形成稳定的疏水包覆层，可以有效地降低水对软岩的弱化作用，避免底板遇水后的强烈膨胀，从而很大程度上控制了水对底板的弱化作用。

在注浆液中添加硅烷偶联剂，可以有效防止水与围岩的接触，使岩体基本保持原有的物理性质，同时浆液能够封堵围岩裂隙孔隙，防止围岩风化和水的弱化作用，提高围岩整体性，同时可以为锚杆提供良好的着力基础，提高锚固效果，因此提出了改性注浆配合加长帮锚的支护方式。

4 工程实践

为了测试改进的支护方式对围岩的实际控制效果，在瓦斯尾巷内采用了3种支护方式进行了试验并进行了顶底板移近量随工作面推进距离的监测。

（1）原支护方式。在宽3.2m、高3.0m的矩形巷道中，顶锚杆规格为ø20mm×2400mm的左旋螺纹钢锚杆，间排距700mm×800mm，使用1卷K2455和1卷Z2455型树脂锚固剂锚固，顶板锚网采用菱形金属网，规格为3000mm×900mm，钢带采用W型钢带，规格为3000mm×210mm；帮锚杆采用A3钢锚杆，规格为ø16mm×1600 mm，间排距800mm×800mm，使用1卷K2455型树脂锚固剂锚固，帮网采用规格为5000mm×1200mm的塑料网。锚索长5200mm，间排距为1600mm×2400mm，使用1卷Z2455型和2卷K2455型树脂锚固剂锚固。

（2）加长帮锚支护方式。顶锚杆采用高强度螺纹钢锚杆，规格为ø22mm×2400mm，间排距950mm×800mm，帮锚杆采用高强度螺纹钢锚杆，规格为ø18mm×2400mm，间排距850mm×800mm，锚索“二一”三花布置，间排距1400mm×3200mm。

（3）加长帮锚＋改性注浆支护方式。即在第2种加长帮锚支护方式的基础上，对巷道进行注浆加固。根据瓦斯尾巷的地质力学条件，确定注浆压力1～5MPa，每孔的注浆时间30～40min，浆液的有效扩散半径为2.5m，注浆孔布置见图1。在地质构造段或围岩破碎段，全断面布置8个注浆孔，其中顶板2个，底板2个，两帮各2个；在正常地段全断面仅在底板布置2个注浆孔。注浆孔深2.4m，排距为3.2m。

图1 注浆孔布置图

5 效果分析

通过对巷道顶底板移近量的监测，得出3种方式支护段顶底板移近量随工作面推过距离的变化曲线，见图2。

图2 顶底板移近量随工作面推过距离的变化曲线

从图2中可以看出，当工作面推过试验断面20m时，3种方式支护段顶底板移近量变化不大，但变形量逐渐开始增加；当推过试验断面90m时，采用原支护段，其顶底板移近量达到276mm，采用加长帮锚支护段，移近量为133mm，与原支护段相比减少52%，而采用加长帮锚＋改性注浆支护加固段，移近量仅为70mm，与原支护段相比减少75%；当推过试验断面200m时，原支护段顶底板移近量达到1121mm，采用加长帮锚支护段，移近量为650mm，与原支护段相比减少42%，而采用加长帮锚＋改性注浆支护加固段，移近量仅为287mm，与原支护段相比减少74%。

现场试验表明，在尾巷这样软岩动压复合巷道内，采用加强帮锚支护＋改性注浆的方式，可以有效地控制巷道围岩的变形，能够完全满足安全生产的需要。

6 结论

（1）由于顶底板岩性差，黏土成分高，受水作用时间长，受动载的影响大，因此在碎胀力、膨胀力和高支承压力的综合作用下，造成巷道顶板弯曲下沉量大，两帮严重内移，巷道明显底臌。

（2）注浆对围岩的改性作用在于注浆液在围岩裂隙内凝结后，可以填充结构面，提高围岩的内摩擦角和内聚力，增强了围岩的承载能力，同时为锚杆提供良好的着力基础，提高锚固支护效果。

（3）提出的加长帮锚＋改性注浆的支护方式成功地应用于现场监测试验，监测表明，这样的支护方式能够完全满足安全生产的需要，并为类似巷道的支护提供了借鉴。

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Supporting and strengthening technology and its application in soft rock dynamic gateway

Guo Weiwei，Chai Zhaoyun，Kang Tianhe，Yang Yongkang

（Institute of Mining Technology，Taiyuan University of Technology，Taiyuan，Shanxi 030024，China）

For the severely deformation damage phenomenon of 12206working face methane tailing gateway in Tunlan mine，failure mechanism and control technologies were researched according to field measurements and theoretical analysis.The results showed that floor rock rich in clay was disintegrating dilatancy and produced expansion stress under the wedging action of mine water.Dynamic gateway produced high stress and shear failure in the mining process.Roadway displayed a strong rheological characteristic，because of the coupled function of complex dynamic pressure and expansion stress.Strengthening support and preventing the weakening to the floor rock from the water were the inevitable choice to solve large deformation of the tailing gateway.Using grouting modification reinforcement technology could succeed in solving supporting problem in soft rock dynamic gateway.

soft rock，dynamic gateway，failure mechanism，modified grouting

TD353

A

国家自然科学基金资助项目（51004075，50974093）；中国博士后科学基金项目（20110491631）；山西省青年科技研究基金项目（2011021024－2）

郭卫卫（1987－），男，山西晋城人，在读硕士研究生，主要从事软岩及其改性方面的研究工作。

（责任编辑 张毅玲）