深部软岩应力集中带高强耦合支护技术研究与应用

靳为华

(鹤煤公司 生产技术部，河南 鹤壁 458000)

巷道支护问题是煤矿向深部开采面临的较为突出的问题，因地应力大、应力环境复杂、围岩岩性差别等种种不利因素的相互叠加，加剧了巷道支护的复杂性，单一支护形式在这种巷道中不可行，而采用联合支护方式效果也不理想，往往出现前掘后修、前掘后垮的被动局面[1-3]。单一支护不可行的原因在于支护强度低，而联合支护失效的原因在于支护体与围岩力学特性之间不耦合。传统的联合支护方法仅将各种支护体进行简单的叠加，未充分考虑支护体的支护机理、围岩内部积蓄能力的释放以及围岩自承能力的发挥，从而难以实现支护体与围岩在强度、刚度以及结构上的耦合作用[4-6]。为此，众多学者进行了深入的研究，解决了许多理论难题及工程关键技术，但由于我国深部软岩巷道赋存环境千差万别，影响围岩失稳的关键因素不尽相同，仍需进一步完善应力集中带软岩巷道控制机理。

随着矿井开采深度的不断加深，鹤煤八矿开拓巷道已进入-655 m水平，由于该巷道处于应力集中带，围岩稳定性差，采用传统的联合支护不到半年时间，巷道变形破坏严重，投入了大量人力、物力和财力扩帮、卧底，支护成本大幅增加，还严重影响了矿井的正常生产。因此要从全方位去改善围岩结构及其性能入手，提高巷道围岩承压的能力和充分发挥围岩潜在的自承能力，并选择正确的施工方法及支护结构。通过软岩应力集中带高强耦合支护技术的应用，满足了巷道支护要求，延长了巷道使用寿命，为采掘接替工作提前做好了准备，也为安全高产高效创造了有利条件。同时，为鹤煤八矿深部软岩支护提供了重要的理论及技术支撑，也给相似条件矿井提供了有力的参考。

1 工程实例

1.1 工程概况

鹤煤八矿开拓方式为立井—斜井混合开拓，第三水平标高-655 m。-655 m水平南大巷地面标高+119.12～+171.63 m，巷道底板标高-591.4～-655.0 m，埋深710.52～826.63 m。该巷道上部岩性为深灰色砂质泥岩，含白云母碎片，具滑面；下部为深灰色泥岩，侧面附有白色次生矿物，较致密、细腻，局部岩石破碎。由于所在层位地质条件复杂(C3L8和C3L2之间地层缺失将近60 m)，构造应力水平较高、断层发育，岩层厚度不稳定，围岩稳定性差，加上支护技术不合理和施工技术落后等多方面的原因，巷道出现大变形破坏。破坏主要表现为两帮移近量和顶板下沉量大、底鼓，锚杆、锚索多处破断，U36型棚屈服、断裂等。

1.2 原支护形式

该巷道原设计施工断面直墙半圆拱，巷道设计净宽4 600 mm，净高3 800 mm。初次支护采用锚网喷+锚索联合支护，锚杆采用长度2 000 mm，直径20 mm螺纹钢树脂锚杆，间排距700 mm×700 mm，金属网采用φ6 mm钢筋点焊网，网格100 mm×100 mm，喷厚100 mm，混凝土强度等级为C20；锚索采用长度8000mm、直径17.8mm钢绞线，间排距1 500 mm×2 000 mm，每排4根。用此支护方式，巷道掘进后变形破坏严重，锚杆多处破断失效，半年左右收缩量普遍达到1 800 mm左右，被迫重新扩掘进行二次支护。二次支护采用锚网喷+36U型钢棚联合支护，锚网喷支护同初次支护相同，U型钢棚棚距700 mm，半年左右巷道局部最大收缩量又达到1 400 mm左右，且U型钢棚腿出现跪腿、屈服，棚梁扭曲、折断，又再次进行扩帮、卧底重新架棚。经过多次修复，围岩松动，自承能力降低，支护效果不佳。原-655 m南大巷情况如图1所示。

图1 原-655 m水平南大巷情况Fig.1 Situation of the original -655 m horizontal main roadway

由图1可知，-655 m水平南大巷开始锚网喷，随后顶板破碎，采取架棚支护，巷道压力大，变形严重，已影响正常行人和运输。原支护形式巷道已无法正常使用，破坏极其严重。

1.3 破坏原因分析

(1)巷道处于大采深范围，埋深平均达800 m。据实测，鹤壁矿区垂直应力为理论值的1.05～1.87倍，水平应力为理论值的2.69～4.76倍，同时还存在剪应力，最大值达14.22 MPa。埋深大，地应力水平高，巷道受到高地应力挤压，使巷道产生大变形。

(2)巷道所处位置围岩松软破碎。根据现场观察，岩石为深灰色砂质泥岩，含白云母碎片，滑面发育，强度较低，巷道开挖时，自稳时间较短，容易掉顶，顶板控制难度大。多次修复致使围岩松动圈增大，现场采用YTJ-20 型岩层钻孔探测记录仪对围岩进行打孔探测，探测表明，围岩松动圈范围在2.3～3.8 m，超出了锚杆的锚固范围，难以发挥主动支护作用。

(3)地质构造影响。该地区处在应力集中带，地质条件相对复杂，构造较多，岩层节理、裂隙等软弱结构面发育，围岩整体强度低，影响再生顶板整体强度，对围岩产生了明显的破坏性影响，弱化了围岩强度。

(4)巷道初期控制强度低，后期补强耦合节点控制欠妥，对支护材料的耦合支护机理认识不足。从现场观察情况看，锚杆接顶状况普遍不好，围岩初期加固强度较弱，加固体强度受到严重影响，岩体扩容明显，松动范围扩大，变形量剧增。后期补强不及时、主动，而是待巷道破坏了被动修护，未合理确定巷道围岩离层指标，且未在控制指标范围内实施岩体补强加固。

(5)支护参数设计不合理，支护强度弱。原支护材料强度明显偏弱，锚杆(索)的主动承载性能没有得到充分发挥，同时未结合软岩非线性大变形的特点采取有针对性的支护形式，而一味采取架棚支护形式，无法抵抗围岩强大的变形能。且采用的36 U 型钢棚具有一定的让压能力，当围岩变形过大时，无法有效阻止变形进一步恶化，引起单棚的破坏，进而导致整个支护系统整体失稳。

(6)施工质量差，信息反馈不及时。现场施工队伍技术力量薄弱，施工过程中过于追求施工进度，缺乏有效的监督监管，存在漏打锚杆、锚杆锚索预紧力和喷层厚度不能达到设计要求等现象；且未对施工后巷道围岩变形进行及时的监测监控，造成返修处理不及时，使巷道围岩破坏范围增大，松动围岩压力提高，造成支护结构损坏。

除上述诸多因素外，还有很多主观因素，如光爆成型差导致巷道喷层厚度不均匀、施工机具落后(打锚杆眼普遍采用YT-28风钻)导致锚杆出现“穿皮”现象，“三径两长”不匹配导致锚杆支护结构达不到最佳支护状态。

2 支护设计思路

根据已施工巷道的变形破坏形态分析认为：①巷道支护质量需要改善和提高，实施锚杆支护新工艺，按照光爆成型、初喷造型，增强锚固定型的程序和方法组织施工；②巷道初始支护强度偏弱，需要提高和增强；③巷道补强耦合时空节点需要科学控制，使初喷、初始支护、补强支护和注浆加固支护与围岩形成力学特征相匹配，形成有机耦合支护状态，最大限度地发挥围岩的承载能力。

本次支护设计是在借鉴原支护设计和实践经验基础上的改进和提高：①优化支护参数选择，合理支护结构配置；②提高巷道支护强度，严格控制耦合支护时空节点；③改进施工工艺，提高支护质量，增强初始锚固力和有效性；④采用注浆加固技术，增强岩体强度和整体性。

3 支护设计方案

根据以上分析及巷道埋深、层位围岩结构特点，该巷道的设计方案：①对巷道爆破刷大断面后初喷找平，及时充填微裂隙、填凹补平和封闭裸露岩体，形成相对平整的喷射混凝土层面；②及时进行锚杆支护，缩短围岩裸露时间，提高围岩的稳定性；③锚杆受力到达15 t左右，巷道变形量达到80 mm左右，立即进行锚索补强支护，使锚索与锚杆合理耦合，共同加固岩体，有效阻止围岩快速变形，达到抗让新的平衡；④巷道施工基本支护成巷完成20 d后，或在掘进工作面后方50 m以外及时实施锚索注浆加固，通过注浆锚索将破碎围岩胶结成整体，改善围岩的结构及其物理力学性质，提高围岩自承载能力，为锚杆(索)提供可靠的着力点，使锚杆(索)对松散围岩的锚固作用得以发挥，控制巷道变形。

巷道采用锚梁网索与注浆锚索耦合加固联合支护方式[7-10]。巷道掘进断面：宽×高=4.8 m×3.9 m，净断面：宽×高=4.6 m×3.8 m，如图2所示。

图2 支护设计Fig.2 Supporting design

(1)锚杆。采用长度2 400 mm、直径22 mm的MSGLW500左旋高强度无纵肋螺纹钢，锚杆间排距均为700 mm。采用快速安装扭矩螺母，托盘为蝶形托盘，规格150 mm×150 mm×10 mm(长×宽×厚)。

(2)锚索。顶板和两帮锚索均采用直径21.6 mm、长度5 250 mm、抗拉强度等级不低于1 860 MPa、延伸率不小于3.5%～7.0%的预应力钢绞线，锚索间排距分别为1 000 mm和1 400 mm，每排锚索布置9根，锚索托盘规格为300 mm×300 mm×14 mm(长×宽×厚)蝶形托盘。

(3)注浆锚索。采用直径21.6 mm、长度7 250 mm钢绞线锚索，一排7根，间排距均为1 400 mm，用快硬水泥封孔，封孔长度600 mm，注水泥浆水灰比为1.0∶2.0～1.0∶1.6，注浆压力1～2 MPa，在巷道施工基本支护成巷完成20 d后，或在掘进工作面后方50 m以外实施锚索注浆加固施工。每根锚索注浆量有一定的离散性，根据经验取其平均值为0.072 m3。

(4)锚固剂。顶板锚杆选用锚固剂型号为K2360和Z2360两种，每根锚杆使用锚固剂2卷，1卷K2360和1卷Z2360；两帮锚杆选用锚固剂型号为K2335和Z2360两种，每根锚杆使用锚固剂2卷，1卷K2335和1卷Z2360；顶板和两帮锚索选用锚固剂型号均为K2360和Z2360两种，顶板锚索使用3卷锚固剂，1卷K2360和2卷Z2360，两帮锚索使用2卷锚固剂，1卷K2360和1卷Z2360。

(5)组合支护构件。钢筋梯子梁：顶板和两帮均使用钢筋梯子梁，长度分别为4 700 mm和3 300 mm，宽度均为90 mm，钢筋直径16 mm。金属网：选用菱形金属网，采用直径不得小于8号铁丝编织，顶板用金属网长度4 800 mm，宽度900 mm，网孔尺寸40 mm×40 mm。两帮用金属网长度3 300 mm，宽度900 mm，网孔尺寸40 mm×40 mm。

4 施工中关键点

(1)做好优质光面爆破，最大限度减少对围岩的破坏，为锚杆支护质量控制打好基础。①钻眼前，画圆弧线，定炮眼眼位。②钻眼时，定人、定位、定炮眼范围，严格按照爆破图表设计的炮眼数量、位置、角度打眼。③严格按照爆破图表设计的不同炮眼装药量要求装药和规定的顺序依次爆破，控制好抵抗层。

(2)锚杆“三径两长”要合理匹配。①锚杆钻孔钻头配置为直径30 mm，锚固剂直径选用23 mm，锚杆直径选用22 mm，达到锚杆优质“三径”匹配，这是锚杆达到系统等强锚固力的基础。②施工锚杆孔的钻杆要与锚杆等长，且钻杆与钻头要同心，避免出现超深打孔、钻杆刷孔等问题，在现场实际操作中要严格控制，否则将会严重影响和损害支护质量。

(3)抓好锚杆、锚索安装质量。①锚杆(索)要定眼位打眼。锚杆位置误差不得大于50 mm，钻孔角度误差不大于5°。锚索位置误差不大于±100 mm，钻孔角度不得大于10°，钻孔深度不大于50 mm。钻眼操作时，锚杆钻机要摆放平稳，不得随意摆动和移动，匀速钻进，保证成孔质量和安装质量，做好扫孔细节，达到最佳锚固效果。③锚杆安装时，要按照要求把快速锚固剂在前、中速锚固剂随后，用锚杆杆体轻轻推入孔底，防止锚固剂中途破损，待锚固剂完好装入孔底后，用锚杆机均匀搅拌，锚杆机旋转和升起要配合得当，匀速升起，保证锚固剂均匀充分搅拌。搅拌后，待锚固剂初凝，再上紧螺母，锚杆螺母扭矩不得小于260 N·m，锚杆露出螺母长度不得超过40 mm，托盘要压在钢筋梯子梁中间且紧贴钢筋梯子梁。④锚索安装时，与锚杆安装相同。由于锚固剂装入数量较多，在搅拌时，锚杆机向上推进的速度要稍快些，旋转速度也要加快一些，实现均匀搅拌，防止出现“窜液”以及避免锚索安装不能到达孔底的情况。锚索的索具要张紧，托盘要紧贴岩面，锚索的张紧力不得小于20 t，外露长度控制在150～250 mm。⑤对于失效、松动等不合格锚杆(索)必须及时进行补打或重新张紧和紧固，所有操作人员须严格按照设计使用的钻头、钻杆配套打眼，严格按照设计的锚固剂规格、型号和数量进行安装。

(4)施工过程中必须预留压茬网，保证网连接处的强度不减弱。压茬宽度200 mm，压茬网压茬位置必须压在钢筋梯子梁下，用锚杆穿入压紧，保证锚杆两边压茬宽度相等、均匀，铺设的金属网要绷紧，与初喷喷层接触良好。

5 效果检验

为检验支护效果，采用“十”字观测对拱顶相对移近量、两帮及肩部相对移近量、底板相对移近量进行了观测。每隔20 m设1组检测点，观测巷道表面位移情况，每组检测点在巷道拱顶、肩窝及两帮拱基线处各设一个检测点(钉上水泥钉作为标记)，做好初始读数记录，以后每10 d观测1次。截至目前，巷道顶板下沉量30～100 mm，底鼓量30～60 mm，两帮收缩量50～150 mm，在安全、运输、通风等方面均能满足安全生产的需要。在-655 m北大巷再次进行了验证，同样取得了很好的效果。现-655 m水平南大巷支护情况如图3所示。

图3 -655 m水平南大巷支护情况Fig.3 -655 m level roadway supporting situation

6 结论

(1)鹤煤八矿-655 m水平南大巷为典型的深部高应力软岩巷道，采用几种支护体简单叠加方式无法保证巷道围岩稳定性，主要是由于巷道埋深大、地应力水平高、围岩强度低和自稳能力差、支护设计不合理、施工质量差等因素造成的。

(2)原支护所采用的支护方式仅将几种支护体进行简单叠加，未考虑支护体的支护机理及结构上的耦合作用，导致巷道变形破坏严重。通过锚梁网索与注浆锚索耦合支护技术的应用，巷道顶板离层、两帮移近量和底鼓量大幅减小，巷道维护状况显著改善，效益显著，解决了支护问题。

(3)采用锚梁网索与注浆锚索耦合支护，使初喷、初始支护、补强支护和注浆加固支护的整个支护过程实现有机耦合，形成有层次的、完整的及时耦合强化体，整个支护体的每个阶段都能够在适度让压变形后得到强化，在让抗结合的过程中达到巷道的有效控制和稳定，极大地提高支护结构的整体性和围岩的自身承载能力。

(4)从-655 m水平南大巷返修巷道支护效果可以看出，该支护技术方案技术路线合理，成功地解决了鹤煤八矿深部软岩应力集中带巷道围岩稳定控制和支护技术难题，是一种非常好的主动支护形式，为矿井深部应力集中区域软岩巷道的治理提供了一条行之有效的技术途径，可以较好地解决深部软岩巷道的支护问题。 同时也为其他软岩巷道或硐室的支护设计与施工提供了理论依据和实践参考。