掘进巷道应力区围岩变形机理及控制技术

王海波

（晋能控股煤业集团塔山煤矿）

巷道掘进时破坏了岩体原岩应力平衡状态，使岩体应力得到重新分配，巷道开挖后通过对围岩施工支护体（锚杆、锚索、钢带等）进行维护，减少岩体应力对围岩破坏作用，保证巷道施工安全，但是掘进巷道布置在应力区（如大断层、陷落柱、采空区）附近时，受巷道围岩特性、支护设计、支护强度等影响，造成巷道变形严重，主要表现在顶板下沉、破碎，煤壁片帮、移近量加大，底板鼓起几方面，导致巷道成型率差，支护失效现象严重，采用传统单一锚杆、锚索支护无法满足生产需要，必须根据实际情况，分析围岩变形机理，并采取合理有效的围岩变形维护措施。本文以雁崖矿2305 巷为例，分析巷道过F7 断层应力区围岩变形机理，并提出了围岩变形综合治理技术措施。

1 工程概况

晋能控股煤业集团雁崖煤业大同有限公司2305巷位于三盘区西翼，巷道东西走向布置，巷道南部为5305 巷，北部为实煤区，东部三盘区大巷，西部为井田边界。

2305 巷设计长度为2 450 m，巷道断面规格为5.0×3.5 m（宽×高），施工巷道掘进煤层为石炭系3#与5#合并煤层，其中3#煤层平均厚度为3.5 m，5#煤层平均厚度为11.7 m，3#与5#煤层间距为3.8 m，层间岩体主要为炭质泥岩及泥岩与煤层混合岩层；2305 巷沿3#煤层顶底板平行掘进，采用综合机械化掘进施工工艺，截至目前，巷道已掘进540 m。

2305 巷应力区初步支护设计中顶板采用锚杆、锚索、W 型钢带进行联合支护，顶板每排布置6 根长度为2.5 m 左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间距为0.9 m，排距为1.0 m，钢带与锚杆配套使用；顶板锚索采用φ17.8 mm×4.5 m 预应力钢绞线，每排布置3根，间排距为2.0 m×3.0 m。巷帮采用单锚杆支护，锚杆长度为2.0 m，共计施工3排，间排距为1.0 m×1.0 m。

根据雁崖矿地测科提供掘进地质资料显示，2305 巷掘进至450 m 处位于巷道北侧42 m 揭露一条F7 正断层，断层落差为17 m，倾角为52°，受构造应力、围岩应力等影响，巷道掘进至465 m 处时应力区（450～520 m 段）巷道出现变形现象，主要表现为顶板下沉、破碎，随着巷道开拓延伸，当巷道掘进至470 m处时，应力区巷道顶板下沉量达0.4 m，位于断层侧巷帮片帮深度达1.4 m，片帮长度为7.8 m，巷道成型率极差，而且局部顶板出现冒落现象，原围岩支护失效严重，无法起到预期支护效果。

2 2305巷围岩变形原因分析

2.1 构造应力影响

巷道开挖前应力区岩体主要受上覆岩层重力、原岩应力、构造应力等作用，且处于相互平衡状态，巷道掘进后打破了原有平衡状态，导致应力区巷道围岩受力不均现象，构造应力对巷帮产生拉伸破坏，对顶板产生剪切破坏，随着巷道不断开拓延伸，应力破坏逐渐加大，主要表现形式：①顶板破碎且向顶板深处不断延伸，造成顶板破碎松动圈范围扩大，当应力破坏达到极限时，顶板支护失效，出现顶板冒落现象；②在构造应力作用下，巷帮内部岩体出现拉伸破坏作用，随着作用力加大，巷帮内部煤体稳定性及抗拉强度降低，导致巷帮出现片帮，且移近量加大。

2.2 围岩稳定性差

（1）2305 巷沿3#煤层顶底板平行掘进，施工巷道顶板主要为泥岩、煤层为主的复合顶板，顶板岩体普氏系数f=2.7，单轴抗压强度为27 MPa，岩体稳定性差，顶板形成的承载梁承载能力低，在应力作用下顶板易破碎，无法起到支撑作用。

（2）巷帮岩体主要为3#石炭系煤层，煤体内含多层矸石，煤层胶结稳定性差，煤体单轴抗压强度不足11 MPa，巷帮煤柱支撑强度及抗拉强度低，对顶板垂直应力及构造应力无法起到预期支撑效果，在长期应力集中作用下巷帮煤柱出现片帮等剥离破坏作用。

（3）2305 巷底板主要以炭质泥岩为主，成层状结构，岩体岩石普氏系数f=3.5，抗压强度低，在应力区巷帮对底板产生的垂直剪应力加大，底板软岩对两帮垂直应力无法起到完全支撑作用，巷帮处底板下沉，巷道中部底板鼓起。

2.3 支护强度低、支护不合理

（1）由于2305 巷上覆岩层顶板主要为混合岩体，岩体稳定性差，在应力作用下顶板出现破碎状态，在顶板往上0～3.5 m范围内形成破碎松动圈，而顶板锚杆长度为2.5 m，锚杆端位于破碎松动圈内，锚固质量差，出现锚杆支护失效现象，降低锚杆支护效果。

（2）顶板钢带长度为4.8 m，宽度为0.22 m，在应力作用下钢带支护强度低，很容易出现折断现象，同时钢带支护间距为1.0 m，支护相对密集，在应力集中区相邻2根钢带对破碎顶板很容易产生切顶破坏，进一步加大顶板破坏力度。

（3）顶板锚索长度为4.5 m，顶板锚固端位于5#煤层及3#与5#煤层之间混合岩层中，锚索锚固质量相对较差，在应力作用下混合岩层与5#煤层易出现离层现象，导致锚索锚固失效，起不到预期支护效果。

3 2305巷围岩变形综合治理措施

3.1 顶板下沉、破碎综合治理措施

3.1.1 注浆支护

注浆支护主要通过对破碎岩体内高压注射化学黏结材料，黏结材料快速渗透到岩体裂隙内，对破碎岩体进行黏结，控制围岩裂隙发展以及围岩“松动圈”范围扩大，增加岩体抗压强度及承载能力，从而得到提高破碎岩体稳定性及胶结强度的目的。首先在工作面顶板破碎岩体施工注浆钻孔，钻孔深度为5.0 m，钻孔直径为40 mm，每排布置4个钻孔，钻孔间距为1.0 m，钻孔排距为3.0 m，孔与顶板仰角为45°，两边钻孔与巷帮成60°夹角，如图1 所示。钻孔施工完后采用3ZBQ20/24 型煤矿用气动注浆泵进行高压注浆，注浆液采用催化剂与马丽散配比为1∶1 混合液，注浆液压为1.2 MPa，注浆期间发现破碎岩体或邻孔有浆液渗出时立即停止注浆，并进行封孔处理。

3.1.2 纵向JW型锚索吊棚施工

（1）为了避免11#工字钢对顶板产生切顶破坏作用，增加支护体支护断面，决定在破碎顶板施工纵向JW 型锚索吊棚代替原顶板单锚索支护；吊棚主要由一根长度为4.2 m、宽度为0.38 mJW 型顶梁及3 根长度为8.0 m、直径为21.6 mm恒阻预应力锚索等组成。

（2）在施工巷道应力区顶板沿巷道走向方向依次施工3 个锚索钻孔，钻孔间距为1.8 m，钻孔深度为8.0 m，孔径为30 mm；钻孔施工完后依次向钻孔注入锚固剂及锚索，并采用手持式钻机进行锚固，锚固力不得低于170 kN，锚索锚固后外露长度控制在0.15～0.25 m。

（3）锚索施工完后在其外露端吊挂JW 型顶梁，并采用钢方垫、锁具进行预紧，保证顶梁与顶板接触严实，JW型锚索吊棚排距为2.0 m。

3.1.3 π型U29钢棚安装

（1）为了进一步提高顶板稳定性，防止顶板下沉、冒落，在应力区巷道内架设π型U29钢棚；钢棚主要由一根长度为5.0 m 的π 顶梁、4 根长度为2.0 m 的U29型棚腿和2个底座组成。

（2）在巷道坚硬底板处安装钢棚底座，底座主要由一块规格为0.3×0.3 m（长×宽）钢板制成，钢棚上焊制2个直径为30 mm圆孔，采用2根长度为1.0 m地锚将其与底板进行固定。

（3）将棚腿与底座采用4根长度为150mm连接螺栓进行固定，棚腿与棚腿之间对插式连接，对插长度不得低于0.5 m，然后采用双股卡缆进行固定预紧，预紧力不得低于200 N·m。

（4）两帮棚腿固定后，将顶梁与棚腿采用卡缆进行固定，并调节钢棚倾斜度，确保钢棚与巷道垂直布置，垂直误差不得超过3°。

（5）U29 钢棚架设间距为1.0 m，待所有钢棚架设完成后，在每一架钢棚棚腿及顶梁施工一组固定锚杆，将其与巷帮进行固定，并在顶板不接顶处填塞水泥背板，确保钢棚与顶板接触严实。

3.2 巷帮破碎治理措施

3.2.1 超前管棚注浆支护

（1）超前管棚注浆支护原理：通过对巷道破碎围岩施工超前管棚支护，并对管棚支护进行注浆，注浆液在高压作用下渗透围岩裂隙内，对围岩重组加固，同时对管棚支护体进行加长锚固，使管棚支护体与破碎围岩胶结成整体，形成超前效应梁支护结构，从而降低集中应力对围岩超前破坏作用，控制巷道煤壁片帮现象。

（2）支护结构及支护设备：采用长度为3.5 m，直径为40 mm 的无缝钢管，钢管壁厚为5 mm，钢管端头为削尖状，为了便于更好地插入钻孔内，钢管端头往里1.0 m 处在钢管四周均匀布置3 排注浆射孔，每排布置6个射孔，孔径为8mm，孔间距为0.3 m。

（3）支护工艺：2305巷掘进至470 m 处时，在位于断层侧巷帮施工一排超前支护钻孔，钻孔垂直工作面迎头布置，钻孔水平角为90°，允许偏差为3°，钻孔深度为4.0 m，直径为45 mm，钻孔布置间距为0.6 m，每排布置5 个支护孔（1#～5#），其中上下2 个钻孔（1#、5#钻孔）与顶底板间距为0.55 m，并以30°仰俯角布置，1#、3#、5#钻孔为注浆孔，对注浆孔管棚支护体内插入直径为20 mm 注浆软管，并在孔口处安装止浆塞；将注浆软管与3ZBQ20/24型煤矿用气动注浆泵连接，进行注浆，注浆液同样采用马丽散与催化剂配比的无机化学注浆材料，注浆压力为2.0 MPa。

3.2.2 桁架锚杆支护

（1）支护原理：传统锚杆（索）支护时主要通过锚固剂将其固定在稳定岩层内，然后对杆体施加预应力，通过托盘将不稳定岩体进行加固；但是当围岩内存在剪切应力时，应力对锚杆（索）产生抵抗作用，导致锚杆（索）出现“疲劳”支护现象，很容易导致支护失效，降低支护效果；而桁架锚杆（索）支护时，在传统锚杆（索）支护作用的前提下，支护体对岩体内产生一个主动支护应力，从而削弱围岩内剪应力破坏作用。

（2）支护工艺：在2305 巷帮施工2 排桁架锚杆支护，第一排施工在距顶板1.0 m，第二排与第一排排距为1.5 m，布置间距为1.0 m，2排桁架锚杆支护成迈步式布置；每架桁架支护主要由2 根长度为2.5 m，直径为22 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆、2 根长度为1.0 m圆钢拉杆以及1根双向张拉器组成；采用手持式钻机在巷帮施工2 个锚杆支护孔，孔间距为1.8 m，钻孔与巷帮夹角为75°且对称布置；支护钻孔施工完后，对钻孔内安装2根锚杆并进行锚注，锚杆安装后外露长度控制在10～30 mm，然后在2 根锚杆之间安装桁架拉杆并采用张拉器进行预紧，预紧力不得低于200 N·m。

2305巷应力区围岩联合支护见图1。

4 应用效果分析

截止2021年4月，2305巷已掘进至550 m 处且完全过F7 断层影响区，通过对应力区围岩采取合理有效的支护技术后，有效控制了围岩变形现象，取得了显著应用成效。

（1）巷道掘进后分别在450～465 m 段（未采取联合支护措施）和490 m 处（已采取联合支护措施）各安装一台YH-300 型数字显示顶板离层仪，通过15 d 现场观察，结果如图2 所示。可以看出，未采取联合支护时，在外界应力作用下，应力区顶板蠕动变形量大，在0～6 d顶板下沉量呈直线上升，6～11 d在原顶板支护作用下对顶板下沉现象起到控制作用，在11 d后顶板下沉量又成上升趋势，主要由于在应力作用下，顶板支护出现“支护疲劳”甚至破断现象，支护质量降低，顶板变形曲线呈阶梯式。而顶板采取联合支护技术后，在0～5 d 同样顶板出现蠕动变形，顶板变形量呈上升趋势，在5～10 d 顶板下沉量逐渐降低，在10 d 后顶板支护与变形围岩起到有效的耦合支护作用，顶板下沉变形量趋于零，最终顶板下沉量控制在0.17 m以下。

（2）对2305 巷断层侧巷帮采取联合支护技术后，巷道在后期应力区掘进过程中片帮现象得到了明显控制，通过现场实测发现，在460～530 m 段巷道最大一次性片帮长度为1.2 m，最大片帮深度为0.40 m，未出现因巷帮片帮导致巷道与顶板之间肩角煤柱垮落、顶板断裂破碎现象。

5 结 论

（1）对断层区破碎围岩采取注浆加固后，能够实现破碎煤岩体二次“重组”，提高了煤岩体胶结率，增加了煤岩体单轴抗压强度，从而达到提高顶板韧性、强度以及抗载荷能力的目的。

（2）与传统的工字钢棚相比，JW 型锚索棚支护具有支护截面积大、支护强度高等优点，解决了工字钢棚变形、断裂问题，避免了工字钢棚在应力区支护时出现切顶破坏现象。

（3）对巷道采取π 型钢棚支护后，提高了顶板承载能力以及两帮煤柱支撑强度，避免了顶板大应力作用下应力传递破坏作用而导致两帮煤柱出现垮落、破碎、收敛等应力显现现象。

（4）通过对巷帮煤柱施工桁架锚杆支护后，有效削弱了围岩内部应力破坏作用，控制了岩体内部“松动圈”范围扩大，提高了帮部锚杆锚固效果，降低其失效率。