深部破碎软岩巷道失稳破坏机理及支护技术研究

张宇旭

(湖北理工学院，湖北省黄石市，435003)

★ 煤炭科技·开拓与开采★

深部破碎软岩巷道失稳破坏机理及支护技术研究

张宇旭

(湖北理工学院，湖北省黄石市，435003)

针对深部软岩巷道的失稳破坏问题，基于井下煤岩体地质力学测试，分析了导致深部软岩巷道变形破坏的主要因素，认为地应力属于中等偏高应力，煤岩体强度较低、裂隙结构发育等是引起围岩大变形的主要地质因素。基于分析结果，提出了注浆加固+高预应力锚索的联合支护方案，并在玉溪矿进行了现场应用。应用效果表明，支护方案有效控制了巷道的变形，使巷道整体保持了良好的稳定性，成功解决了深部软岩巷道失稳破坏问题。

破碎围岩 软岩巷道 巷道支护 注浆加固 高预应力

矿井开采进入深部以后，巷道围岩受到自重应力和水平构造应力的双重影响后，处于高应力状态。由于个别矿区煤系岩层强度低，岩体结构裂隙发育，一旦巷道进行工程开挖，巷道围岩将出现大变形失稳破坏。若遇到断层、褶皱等构造带，断层破碎带的岩层通常胶结性差、透水性好，围岩更加难以控制。针对深部破碎围岩稳定性控制难题，我国学者提出了许多有针对性的技术措施，如顾北煤矿巷道在穿过断层时，通常采用地面预注浆固结断层区域破碎煤岩体，然后再采用超前管棚注浆技术，现场应用表明，该技术方案效果良好；星村煤矿回风大巷在过构造带时，围岩松软破碎，巷道变形极其严重，采用底板反底拱和注浆锚索联合支护后，围岩得到了有效控制；目前国内对构造区域松软破碎围岩、软岩巷道、穿层巷道等复杂困难条件通常采用注浆加固技术。

本文针对玉溪矿深部破碎软岩巷道的失稳破坏问题，基于围岩地质力学测试，分析了导致深部软岩巷道变形破坏的主要原因。针对巷道变形破坏原因，从理论方面分析了注浆加固控制围岩变形破坏的机理，并提出了注浆加固+高预应力锚索的联合支护方案。

1 工程概况

玉溪矿主采3#煤层，巷道埋深650～700 m，运输大巷布置在3#煤层上方的泥岩岩层中，巷道主要采用锚网索喷联合支护。由于受地质构造和埋深影响，巷道支护成型后最长时间不到半年，大巷石门均有不同程度的变形。巷道两帮最大移近量达到1000 mm，顶底板变形量最大达到2500 mm，主要表现为巷道帮部和拱顶喷层大面积开裂，部分开裂严重处，喷层脱落，裸露出钢筋网片和围岩体，底板出现不同程度的底鼓现象，底板变形严重处底鼓量达到2000 mm。现场观测结果显示，底板变形仍未稳定，严重威胁了现场设备和工人的安全。

针对井下各大巷的长期观测，发现巷道的变形和破坏具有以下特点：在巷道的一次支护中，巷道的变形主要以拱顶下沉、底鼓和两帮内挤为主。巷道开挖以后围岩初期变形速度快，变形量大。由于修复时围岩还处在不断的变形中，未有效控制围岩变形或释放所产生的巨大压力，因此，修复后的支护结构仍不能保持巷道的稳定。部分地段巷道围岩中受到水的影响，岩体泥化现象明显，造成局部巷道的变形破坏现象更严重，底鼓显著，严重影响了巷道支护结构的整体稳定。变形破坏后的巷道围岩，其主要特征是软弱、松散和破碎，软化和泥化及流变现象显著，使得围岩的力学特性显著降低，加上部分锚杆(尤其是拱肩部大多数)断裂，加剧了巷道后期的变形破坏。

2 运输大巷失稳破坏原因分析

2.1 围岩地质力学测试及分析

2.1.1 地应力测试及分析

在运输大巷周围布置了测点进行地应力测试，测点最大水平主应力为15.04 MPa，最小水平主应力为7.6 MPa，垂直应力为16.47 MPa；根据相关判断标准：0～10 MPa为低应力区，10～18 MPa为中等应力区，18～30 MPa为高应力区，大于30 MPa为超高应力区。由此，判断测试区域地应力场在量值上属于中等偏高应力区。

2.1.2 围岩强度测试及分析

在地应力测孔中对巷道的岩体进行了强度测试，顶板上方1 m以内为深灰色粉砂质泥岩，岩层强度平均值为49.46 MPa；顶板上方1～5.4 m为灰色细粒岩屑石英砂岩，岩层强度平均值为85.68 MPa；顶板上方5.4～9.2 m为泥岩，岩层强度平均值为29.95 MPa；顶板上方9.2～10 m为深灰色粉砂岩，岩层强度平均值为54.93 MPa。巷帮强度平均值为54.74 MPa。从测试结果来看，细粒砂岩和粉砂岩强度较高，完整性好，而泥岩、砂质泥岩强度较低，尤其遇到淋水，强度进一步降低。

2.1.3 围岩变形破坏情况窥视及分析

采用电子钻孔窥视仪对围岩内部的裂隙分布和发育特征进行观测，通过观测判断围岩破坏的深度。运输大巷顶板围岩破碎严重，顶板上方1.4 m以内为连续破坏区，岩层内生裂隙发育，岩层完整性差；顶板上方1.4～2.5 m之间岩层完整性好；顶板上方2.5～5.7 m部分岩层又出现破碎区，局部产生较大离层；顶板上方5.7～7.6 m部分虽然局部存在裂隙，但围岩整体完整性好，帮部围岩破坏深度明显大于顶板破坏深度。

2.2 围岩失稳破坏原因分析

由巷道变形破坏特征可以看出，对于运输大巷来说，现有的支护方式难以控制巷道围岩的稳定，即使采用补强加固措施，仍不能控制围岩的持续变形，巷道变形破坏的主要原因有以下几个方面：

(1)围岩松软破碎、强度低。辅助运输大巷所在岩层均为泥岩、砂质泥岩，围岩强度比较低，易风化。随着巷道围岩暴露时间的延长，完整岩体逐渐风化为破碎岩体，降低了围岩自身的承载能力。

(2)断层、褶皱等地质构造的影响。辅助运输大巷埋深进入650 m以下时，巷道穿过地质构造带，由于地质构造的影响，围岩松软破碎，胶结性差，巷道成型困难。

(3)地应力的影响。巷道埋深在650～700 m之间，垂直主应力为16.47 MPa，最大水平应力为15.04 MPa。由于地应力水平高，巷道围岩应力集中，围岩最大集中应力能达到50 MPa以上，超过了岩体的承载极限，使岩体发生失稳破坏。

(4)水对围岩的影响。运输大巷局部淋水，且围岩为泥岩，含有丰富的黏土矿物，黏土矿物遇水易泥岩、崩解，围岩力学性质劣化严重。

(5)支护方式不合理。运输大巷采用锚网索支护，由于采用滞后喷浆，喷浆滞后不能及时封闭围岩，使围岩易产生风化破坏。再加上支护强度和刚度较低，支护结构不能有效控制围岩稳定，导致围岩一直处于变形破坏状态，从而出现网兜、顶板下沉、底鼓等巷道变形破坏。

3 深部破碎围岩巷道支护技术

3.1 深部破碎围岩控制原则

针对玉溪矿运输大巷地质力学环境、变形破坏范围、应力分布状态等因素，结合已有研究成果，提出围岩控制原则。围岩控制的主要目的是保持围岩稳定，把支护结构与围岩视为统一承载体，使二者能够协调变形、统一承载。既要保证支护结构的刚度大于其临界刚度，也要保证支护结构与围岩整体协调变形，恢复围岩完整性、强度。由于大巷围岩周围破坏范围已达5 m以上，岩体内部节理裂隙发育，局部淋水。若不进行注浆加固恢复其完整性、强度，仅进行补打锚索，锚索无法施加高预应力，也无法有效传递其预应力，且锚固段锚固力低，锚索容易产生滑脱、失效等现象。因此进行围岩控制前，必须进行注浆加固。浆液使破碎岩体的内聚力、内摩擦角及抗拉强度显著提高，还有效充填了岩体的节理、裂隙，封堵了导水通道，抑制淋水、空气的侵蚀。对于返修巷道，还要及时采用高预应力、全长锚固支护方式。高预应力可以有效控制围岩内部节理、裂隙的张开，全长锚固可抑制岩层间的错动、滑动，在锚固区内形成刚度较大的预应力承载结构，阻止锚固区外岩层产生离层，同时改善围岩深部的应力分布状态。

3.2 围岩注浆加固和注浆锚索联合支护技术

围岩注浆加固和注浆锚索联合支护加固方案如图1所示。

(1)围岩水泥浆液-水玻璃浆液注浆加固。为保证注浆质量，采用浅孔—深孔注浆加固方式，浅孔和深孔的水泥浆液的水灰比为1∶1.5，并添加添加剂，添加剂用量为水泥重量的20%。水玻璃浓度为38～42 Be′，模数M=2.8～3.2，水泥浆和水玻璃的体积比为1∶1。

浅孔注浆：两帮下轧注浆钻孔直径ø75 mm，孔深3000 mm，注浆孔排距4000 mm。钻孔孔口采用1000 mm长钢质注浆管，注浆终止压力2～3 MPa；帮顶注浆钻孔直径ø42 mm，孔深3000 mm，注浆孔排距4000 mm，间距2000 mm。钻孔孔口采用1000 mm长钢质注浆管，注浆终止压力2～3 MPa。

深孔注浆：深钻孔布置在浅钻孔中间，与浅孔交叉布置，两帮下轧注浆钻孔直径ø75 mm，孔深5000 mm，注浆孔排距4000 mm。钻孔孔口采用1000 mm长钢质注浆管，注浆终止压力4～6 MPa；帮顶注浆钻孔直径ø42 mm，孔深5000 mm，注浆孔排距4000 mm，间距2000 mm。钻孔孔口采用埋1000 mm长钢质注浆管，注浆终止压力4～6 MPa。

图1 运输大巷注浆和注浆锚索联合加固方案

(2)注浆结束后，施工注浆锚索。两帮下轧注浆锚索钻孔直径ø75 mm，锚索直径ø22 mm，长度7000 mm，排距2000 mm，采用分次全长锚固。首先采用水泥端部锚固，端部采用水泥灌浆锚固，灌浆锚固长度2000～3000 mm，灌浆14 d后张拉至150 kN,并进行注浆，形成锚索全长预应力锚固。

帮部和顶部注浆锚索钻孔直径ø30 mm，锚索直径ø22 mm，长度7000 mm，排距2000 mm，间距2000 mm，采用树脂端部锚固，三支低粘度锚固剂，一支规格为K2335，另两支规格为Z2360，树脂锚固长度为1970 mm，锚固完成后张拉至150 kN，然后进行水泥浆注浆，从而形成全长预应力锚固。

3.3 运输大巷围岩稳定性监测及分析

采用十字布点的方法测量巷道表面位移，主要测量上帮移近量、下帮移近量、顶板下沉量和底板底鼓量，监测结果如图2所示。

图2 注浆加固后围岩位移曲线

由图2可以看出，巷道的变形量在注浆加固后逐渐增大，15 d后，巷道顶板下沉量和两帮变形量变形逐渐平稳，巷道基本保持稳定。顶板最大下沉量为30 mm，两帮移近量为50 mm，底鼓量较大，最大值超过250 mm，这主要是由于测站安装区域巷道底板未打设底板锚索，从而导致巷道底鼓变形严重，而底板锚索支护的区域巷道底鼓不太严重，说明若彻底治理巷道底板变形，必须对底板锚索进行控制。

综合分析矿压监测结果并对比井下加固区域和未加固区域的巷道支护效果可知，注浆加固后的巷道有效控制了巷道变形，及时抑制了围岩早期变形，保证了服务期间巷道的稳定和安全，高预应力强力锚杆支护系统是一种安全、有效和经济的支护方式。

4 结论

(1)基于地质力学测试，得出导致运输大巷变形破坏的主要原因包括围岩松软破碎、强度低、地质构造复杂、巷道淋水、高地应力作用以及不合理的支护方式。

(2)针对运输大巷变形破坏原因，提出了注浆加固和高预应力锚索联合加固技术，通过注浆浆液充填煤岩体的裂隙，提高围岩的强度，高预应力锚索有效控制了锚固区内围岩离层、滑动、裂隙张开及新裂纹的产生等扩容变形，保证了锚固区的强度和完整性。锚固区围岩的位移差较小，注浆加固后的围岩完整性好，保证了锚杆、锚索锚固力不降低，取得了良好支护效果。

(3)研究成果在运输大巷进行了现场应用，采用基于注浆加固+高预紧力强力支护方法，大幅度提高支护结构的刚度和强度，可以有效控制深部软岩巷道的围岩变形，使巷道围岩保持了很好完整性，实现了一次支护就能有效控制围岩变形与破坏，避免了二次支护和巷道维修。

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(责任编辑 陶 赛)

Researchoninstabilitymechanismandsupporttechnologyfordeepbrokensoftroadway

Zhang Yuxu

(Hubei Institute of Technology, Huangshi, Hubei 435003, China)

Aiming at the instability problem of soft rock roadway in deep coal mines, based on geological mechanics test of underground coal and rock mass, the main factors leading to the deformation and failure of deep soft rock roadway were analyzed. In-situ stress was considered as medium high stress, and the low strength of coal and rock mass, the fracture structure development are main geological factors that cause large deformation of surrounding rock. Based on the analysis results, the combined support scheme of grouting reinforcement and high pre-stressed cable was put forward. and was applied at Yuxi Mine. The results showed that the support scheme could effectively control the deformation of roadway and guarantee the overall stability of roadway, successfully solving the failure problem of deep soft rock roadway.

broken surrounding rock, soft rock roadway, roadway support, grouting reinforcement, high pre-stressed force

张宇旭. 深部破碎软岩巷道失稳破坏机理及支护技术 [J]. 中国煤炭，2017，43(8)：85-88. Zhang Yuxu. Research on instability mechanism and support technology for deep broken soft roadway [J]. China Coal，2017,43(8)：85-88.

TD354

A

张宇旭(1979-)，男，湖北黄梅人，硕士，副教授，主要从事土木工程结构及地下工程方面的研究工作。