深部邻近巷道相互扰动作用下支护方法研究

张 宁，高明中，经来旺，雷成祥

(1.安徽理工大学煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室，安徽淮南232001; 2.淮南矿业集团有限责任公司，安徽淮南，232001)

随着煤矿开采的不断深入，巷道围岩地质条件越来越复杂，地应力水平更高，在深部高地应力状态下，巷道围岩变形量大、变形速度快、持续时间长、流变性特别突出［1］，在深部高地应力下流变特性及其耦合效应已经成为巷道支护过程中不得不考虑的重要问题［2－5］。

深部矿井巷道本质上是处于自重应力、构造应力以及地下巷道群次生应力的多种应力耦合作用下，其稳定性与邻近巷道的开挖、支护和稳定状态有着密切的关系，而以往的巷道支护设计中却很少考虑多种应力耦合作用效应，以致先后掘进的相邻巷道都可能出现变形破坏和多次返修的情况。超深矿井的软岩巷道受应力耦合作用的影响往往更大，如何在控制巷道围岩的变形和设计支护方案中科学地考虑多应力耦合作用，不仅具有重大的理论意义，而且对如何合理设计超深矿井巷道位置和控制围岩变形具有极高的实际意义。本文以淮南矿业集团朱集煤矿为例，进行邻近巷道相互扰动试验段支护方案设计以及检测，对高应力下巷道地应力耦合显现效应进行研究。

1 支护对策研究

1.1 支护机理

在高地应力环境下，深部岩体的变形特性发生了根本变化，巷道围岩的变形表现为明显的流变或蠕变;岩体的扩容现象突出，表现为邻近巷道的开挖引起应力扰动和转移，致使岩体内部的节理和裂隙缓慢张开，不断出现新的裂纹从而导致围岩体积增大并出现膨胀现象。

以控制巷道围岩的流变及其扩容膨胀为依据设计支护对策，采用锚架组合支护的刚柔并济的整体支护结构方案［6－7］。

针对多应力耦合作用巷道具有缓慢大变形和明显的流变性特点，支护结构应与围岩变形相协调，初期支护的目的是提高围岩的自承能力，采用高预应力的索、网、喷结合支护;之后采用组合钢拱架的刚性结构支护，再喷浆保证结构受力的均衡性。整体对策采取围岩加固、让压与支护相结合的复合支护方式。对于扰动影响产生的高应力，要充分卸压;发挥好围岩大变形的自承能力，刚性支护结构要适度让压，最终要形成围岩的整体稳定支护体系。

1.2 工程概况

朱集矿1112(1)工作面高抽巷已施工完成千余米，下方的1112(1)工作面运输巷已施工将近600m，由于两条巷道相邻仅约45m左右，并且具有相同的走向，都穿过具有复杂地质构造的煤岩地层;两条巷道的相邻距离、施工进度和地层地质条件，都具备了在现场实测深井邻近巷道多应力耦合作用效应的基本条件，因此，选择这两条巷道做为现场试验监测地点。

1112(1)工作面高抽巷开口位于－906m水平，主要断面为4800mm×3800mm(已架29号U型棚后尺寸)。掘进段巷道距上覆13－1煤层最小垂直距离30.5m，最大垂直距离34.7m;距下伏11－2煤层最小垂直距离 26.5m，最大垂直距离29.8m。完成的巷道后部已经出现严重底鼓和支护结构大变形情况，并部分实施反修和加固处理。

1112(1)运输巷设计标高－927.341～－938.181m，断面为5200mm×3800mm(已架29号U型棚后尺寸)。掘进区段地层为二叠系上统的上石盒子组第三含煤段，开口距13－1煤层底板下50.7m，并揭开11－2煤层。

现场地应力实测结果表明:竖直应力≥24MPa，水平应力≥27MPa，且两条巷道处于耦合应力作用之下。

1.3 支护方案

1112(1)工作面高抽巷全部使用29号U型棚支护，巷道变形控制的关键在于紧固棚腿。由于该巷道是一条临时巷道，服务期短，只需将巷道顶底变形总量控制在300～400mm以下，两帮移近总量控制在150～250mm以下，就能满足巷道的设计使用要求，故选择200m未进行卧底处理的巷道进行补强支护的工业性试验，补强支护方案设计如下:

巷道全断面喷强度为C20，厚为100mm的水泥，选用22.5的水泥。水泥、瓜子片、黄沙的重量配比为1∶2∶2，水灰比为0.45∶1，速凝剂约为水泥重量的3%。

巷道全断面充填性注浆，注浆孔每排5个，沿断面均匀布置，排距3500mm，孔深为2000mm，注浆采用单液水泥浆，水泥选用22.5普通硅酸盐水泥。水灰比为0.8∶1，注浆设计压力为2MPa。

底角锚杆布置见图1，采用φ22mm×2800mm锚杆，2棚1锚，底角锚杆向外倾斜10～15°。

通过3根锁棚腿锚杆进行补强，锚杆规格φ22mm×2800mm，锚杆位置如图2所示，锚杆通过18号槽钢梁固定在棚腿上。

图1 巷道补强锚杆设计位置

图2 棚腿锚梁补强位置

2 支护效果监测

2.1 观测点布置

加强段和非加强段分别设置5个和4个测试断面，监测断面间隔都是10m，测试拱顶至底板变形、两帮拱角及拱底变形。

2.2 观测效果分析

2.2.1 次生应力耦合效应分析

1112(1)工作面高抽巷试验段在已有支护结构的基础上，增加了帮部棚腿锚固、全断面喷浆、局部注浆与打底角锚杆的加固措施，测试支护结构对巷道群施工次生应力的抵御效果。监测数据分析如图3所示。在9月下旬到10月下旬1112(1)运输巷掘进头接近并通过实验巷道，由监测的实验巷道变形速度曲线可以看出在该时间段巷道的变形速度明显加快，说明巷道掘进次生应力对相邻巷道的应力状态发生了扰动影响，从而引起巷道围岩的压力变大，造成压胀变形增大，最终导致巷道的变形速度增大。

1112(1)工作面高抽巷原有支护段在试验段前部，已经历前期掘进扰动处于相对变形缓慢期，监测数据用于对比1112(1)运输巷以及试验段支护结构受掘进次生应力的影响效应。监测数据如图4所示。由实际监测的原有巷道支护结构变形速度曲线可以看出，在前期未受掘进次生应力影响时，巷道位移变形速度很低，同样，在9月下旬到10月下旬1112(1)运输巷掘进头接近和通过巷道时，巷道的变形速度也发生了明显增加，最大位移速度达到原有速度的3倍。这说明1112(1)运输巷的掘进次生应力对原有高抽巷的应力状态产生扰动影响，次生应力会引起围岩应力增大，使巷道的变形增大。

图3 试验段巷道两帮和顶底变形速度

图4 非试验段巷道顶底变形速度

将实际监测数据按以上时间段进行统计，1112 (1)工作面高抽巷的原有支护段在与1112(1)运输巷掘进头靠近前，巷道两帮的变形速度较低，平均仅有 0.1mm/d，巷道顶底的变形速度为0.51mm/d;在1112(1)运输巷掘进头通过期间，掘进次生应力的影响作用明显，两帮的平均收敛速度达到0.195mm/d，增大近1倍，顶底的平均收敛速度达到1.19mm/d，增大了约133%。

2.2.2 支护效果监测分析

与非试验段支护结构相比，在1112(1)运输巷掘进头靠近前，也就是试验段巷道支护措施正在施工阶段，因支护结构尚未建立，试验段的平均顶底变形速度较高，为0.84mm/d。在1112(1)运输巷掘进头通过期间，由于支护结构已经基本建成，即使有掘进次生应力的作用，试验段的平均顶底变形速度仅有0.32mm/d，比起之前的变形速度有所下降，这说明试验段所采用的巷道支护结构的承载力获得检验。相邻巷道掘进次生应力与地应力的耦合作用效应受到煤岩体流变特性的影响，使得巷道受力持续变化，进而导致巷道的变形还在继续。1112(1)运输巷掘进通过后，对高抽巷原有支护段和试验段的收敛变形进行了持续监测。经过近1个月的地应力与次生应力的耦合作用，原有支护段的两帮平均变形速度为0.24mm/d;顶底平均变形速度为0.52mm/d;试验段的两帮平均变形速度为0.10mm/d;顶底平均变形速度为0.19mm/d。

根据1个月监测的变形数据分析，与1112 (1)运输巷掘进通过时相比，巷道变形速度明显降低，变形增加缓慢。试验段巷道支护结构与原有支护结构比，巷道整体收敛量明显减小，说明采用的支护结构有效地控制了变形，使得巷道受力处于稳定状态。

3 结论

(1)朱集矿在深井高地应力条件下，地应力与巷道掘进次生应力的耦合作用对相邻巷道有明显影响，会造成相邻巷道的压力增加，原有支护结构下的巷道收敛变形量和变形速度都明显增大。

(2)矿压监测表明，朱集矿深井地压条件下，1112(1)工作面高抽巷运输巷掘进通过时巷道两帮的变形速度由原来的0.1mm/d增大到0.195mm/ d;既有支护结构顶底板的变形速度由0.51mm/d增大到1.19mm/d，既有支护结构控制围岩压胀变形能力不够。

(3)采用锚架组合支护方案的试验段巷道在地应力和开挖次生应力耦合作用下的顶底板变形速度仅为 0.32mm/d，远低于原有支护方式时的1.19mm/d，说明采用控制巷道帮部围岩膨胀变形的锚架组合支护方案可以有效抵抗巷道掘进次生应力的耦合显现效应。

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