汪 超，陈朋磊

(1.河南能源化工集团 永煤公司车集煤矿，河南 永城 476600； 2.河南省煤炭科学研究院有限公司，河南 郑州 450001)

深部煤炭开采过程中巷道稳定性维护始终是一个难题，有其与浅部开采完全不同的矿压特征和规律。深部区别于浅部的最大之处，目前普遍认为是“三高与时间效应”，即深部岩体处于地应力高、温度高、渗透压高以及较强的时间效应[1-5]。正是由于“三高与时间效应”，使深部岩体的组织结构、基本行为特征和工程响应均发生根本性变化，也是导致深部开采中灾变事故出现多发性和突发性的根本原因所在。目前，车集煤矿已明显暴露出深部巷道特别是软弱岩石巷道前掘后修、开挖后不到3个月就大变形、难以维护的特点。软岩巷道的持续变形和不稳定，不仅影响了巷道施工进度，也造成了人力、物力的大量浪费和损耗，严重影响和制约了矿井的安全高效生产[6-10]。因此，针对这一难题进行研究，分析矿井深部软岩巷道变形的主要影响因素及机理，提出适合矿井深部软岩巷道的稳定性维护方案和技术措施，有效解决矿井深部软岩巷道支护难题，为矿井煤炭安全高效开采提供技术支撑，具有重要的现实意义和理论价值。

1 原有巷道破坏现状

车集煤矿深部软岩巷道变形破坏的现场调研情况，研究巷道为28采区轨道下山胶带下山、23延伸采区轨道下山、34采区胶带下山，变形破坏情况：①掘进面岩性好，岩石为坚硬砂岩，层状结构；②掘进以来就出现较剧烈变形和破坏，部分地段拉底；③巷道喷射混凝土后开裂、掉渣，超挖处喷层较厚、保养困难；④交叉点应力集中，底鼓较严重；⑤半年后两帮明显内移，浆皮开裂严重，架棚返修。深部巷道变形破坏实照如图1所示。

图1 深部巷道变形破坏实照Fig.1 Real photo of deformation and failure of deep roadway

2 全断面分阶段支让协同控制技术体系

2.1 高应力大变形巷道初次强支让压技术

深部巷道支护的关键是支护系统如何去适应巷道围岩的大变形。要求支护系统在不被破坏情况下，能够充分地释放围岩的膨胀能或其他非线性能量；应能最大限度地保护围岩的承载能力不被破坏，要求支护系统具备高阻让压的特性，即强调围岩地质条件和锚网索支护系统的适应性，恰到好处地及时限制围岩发生有害的变形损伤，做到强化支护和适度让压的统一。

2.1.1 巷道围岩与锚网支护的变形耦合

巷道围岩与锚索变形耦合模型如图2所示。

图2 巷道围岩与锚索变形耦合模型Fig.2 Deformation coupling model of roadway surrounding rock and anchor cable

2.1.2 高强让压锚索支护技术

锚索让压管耦合装置的装配与让压效果如图3所示。

图3 锚索让压管耦合装置的装配与让压效果Fig.3 Assembly and pressure relief effect of anchor cable pressure relief tube coupling device

2.2 高应力巷道底板卸压技术

顶帮采用锚杆锚索联合支护，底板采取以下措施进行支护：①底板布置2根注浆锚杆。②巷道中部沿走向开挖卸压槽。分别对宽300、500 mm，深1、2、3 m六种尺寸的卸压槽进行模拟比较。采取固定卸压槽宽度b，分别对不同深度h进行模拟，然后综合择优选取最理想的卸压槽。

图4 卸压槽宽度为300 mm，深1、2、3 m模拟结果Fig.4 Pressure relief groove is 300 mm wide and deep 1，2，3 m simulation results

图5 卸压槽宽度为500 mm，深1、2、3 m模拟结果Fig.5 Pressure relief groove is 500 mm wide and deep 1，2，3 m simulation results

开挖不同尺寸卸压槽围岩位移量见表1。从位移图和表中可以看出，巷道底板开挖卸压槽后，围岩变形明显变小，尤其是底鼓量有了很大的改变，但是随卸压槽深度的增加，底鼓量减小的同时顶帮变形量相对有所增加，这是由于卸压槽的开挖导致了变形趋势向卸压槽空间转移，也就是补偿，随之带来了顶帮得变形量相对随深度增加而增加，但是较之底板未进行处理的情况下已经有了很大的改善。与同深度不同宽度的卸压槽相比，有了很大的补偿空间，故围岩变形也相对减小。

表1 开挖不同尺寸卸压槽围岩位移量Tab.1 Excavation of different sizes of pressure relief groove surrounding rock displacement

综上所述，根据模拟得出卸压槽尺寸为宽500 mm，深2 m。但考虑现场施工爆破控制与方便耙矸机出矸，提高施工的安全性和便捷性，卸压槽尺寸宜为宽1 m，深2 m。

2.3 巷道二次强支强注稳定成巷技术

2.3.1 顶帮高刚度锚索加固技术

采用φ18.9 mm甚至φ21.6 mm的高强钢绞线锚索，配400 mm×400 mm×16 mm大铁托盘，或者配16号槽钢梁组合施工。

2.3.2 U型棚及全封闭马蹄形刚性支架支护技术

目前采用既让压又限制变形的带有限位装置的全封闭马蹄形U型棚支护技术，在大变形剧烈底鼓软岩巷道得到了一定应用，也取得了一定效果。每节之间搭接500 mm，搭接处用2副卡缆固定。卡缆可采用单槽板、或双槽板卡缆，槽板厚20 mm、卡缆螺杆为M27。限位块为70 mm长度的U型钢短节。

2.3.3 混杂纤维混凝土湿喷技术

采深的增加，矿压显现强烈，巷道表面混凝土喷层受到围岩的应力较大，导致深部巷道表面浆皮开裂及脱落严重。混凝土喷层与围岩结合不牢和喷层干缩性导致喷层处于受拉状态，巷道周围各点切线的法向拉应力大于混凝土的抗拉强度时，喷层就会产生断裂，喷层断裂使混凝土喷层裂隙纵横交错，导致喷层局部形成独立块，当喷层附着力较弱时就会产生剥落，这一方面是因为施工中冲洗岩面不干净形成墙皮，另一方面是采用的干喷工艺的缺陷导致喷层之间黏结力较弱。

2.3.4 底板锚注加固技术

开挖底板卸压槽等技术对巷道围岩进行一次应力调整，将巷道围岩承受的支撑压力峰值向深部岩层传递后，通过注浆封闭密实底板岩层裂隙，提高底板岩层的各项力学性能，为锚索加固提供有力的着力基础；施工长度大于产生底鼓岩层深度的锚索，将底板岩层的高应力传递到深部，提高底板岩层承载结构的厚度，提高底板岩层的整体承载性能，与已经加固的帮顶围岩形成强度协调统一的承载结构，促使巷道围岩由二向受力状态向三向受力状态转变，有利于维护巷道围岩的长期稳定。

2.4 全断面分阶段支让协同控制技术体系

在深井软岩高水平应力围岩条件下巷道，顶帮均采用让压长锚索加长锚杆，钢笆网护顶护帮不同的支护方式，同一支护方式的不同施工要求，不同支护方式的不同施工组合，对围岩的支护效果是不一样的。全断面分阶段支让协同控制技术体系如图6所示。

图6 全断面分阶段支让协同控制技术体系Fig.6 Full-section，phased，coordinated control technology system

3 工业性试验

3.1 试验巷道地质条件

车集煤矿28采区轨道下山掘进目的是为形成28采区的运输生产系统，满足28采区掘进及回采时的进风、提升及行人等服务(图7)。设计长度为738.59 m。服务年限约41年。28采区位于26采区下部二2煤层底板标高在-810～-1 060 m，在11～15勘探线，西部浅部以F5正断层为界，深部以DF024和DF025正断层为界，东部以DF082断层煤柱为界，上部与26采区为邻，下部至井田边界。自然灾害主要受断层、煤层底板灰岩裂隙承压水的威胁，导致发生突水，影响安全生产。

图7 28采区轨道下山及28采区二联巷平面布置Fig.7 Mining area track downhill and 28 mining area two joint road layout

3.2 支护方案及具体参数

巷道断面形状为斜墙半圆拱，巷道拱基线净宽5.0 m，墙高1.4 m，拱高2.5 m，断面面积为16.8 m2，具体支护如图8所示。

图8 巷道锚架+帮顶注浆加固+底板卸压槽+底板锚注加固布置Fig.8 Roadway anchor frame + top grouting reinforcement + floor pressure relief groove + floor anchor grouting reinforcement arrangement

3.3 现场试验矿压观测

巷道顶、底板，两帮相对移近量的监测采用测枪、测杆或顶板动态仪等每隔50 m布置1个测站，共4个测站，定期观测，对观测数据进行整理和总结。主要包括两帮移近和顶底移近，对4个测站的观测数据进行处理，得出相应围岩变形量曲线，如图9所示。

图9 巷道围岩变形量曲线Fig.9 Deformation curve of surrounding rock of roadway

巷道表面位移是反映巷道围岩稳定状况的综合指标。巷道在成巷后的10 d以内，巷道围岩整体收敛量较大，巷道表面位移增大较快；15 d以后，围岩移近速度变慢，巷道表面位移缓慢增加，围岩进入稳定状态，但巷道仍保持较小的变形速度，主要是由于软岩的流变特性。根据近半年的矿压观测显示，巷道右帮变形量大于左帮变形量，28采区胶带下山及28采区二联巷与巷道间距较小，受临近巷道影响，巷道围岩稳定性较差。同时，巷道底鼓量较大，底板支护强度相对帮顶较小，巷道围岩承受的应力以巷道底鼓的形式得到释放。总体来说，试验段巷道最大底鼓量接近50 mm，两帮移近量最大80 mm左右，顶板下沉量最大约30 mm，巷道围岩的维护情况较好，整体大变形得到了有效控制。

3.4 实际效果和经济效益分析

3.4.1 巷道维护实际效果

工业性试验在28采区轨道下山进行，自28采区二联巷向下先后施工巷道200 m左右。巷道基本采用强支护加让压、卸压并存的支护方式，巷道整体支护效果如图10所示。

图10 28采区轨道下山支护效果Fig.10 Supporting effect of track downhill in 28 mining area

形成鲜明对比的是，28采区轨道下山及胶带下山原来已掘进巷道的破坏情况：巷道变形严重，胶带巷成巷8个月左右，设计断面4.6 m，现只有3.8～4.0 m，两帮内移较大，顶帮有大量的浆皮掉落，其主要原因是巷道的走向与最大地应力斜交，巷道的初期支护强度太小，也没有适当的让压、卸压手段。最后生产及安全都无法得到保证，不得不进行返修，增加了支护费用及工人劳动量。

3.4.2 技术经济效益分析

(1)支护成本与人工成本。选取与28采区轨道原支护设计方案基本相同，且与该巷道临近的28采区胶带下山作为比较对象。因爆破材料、设备维护及运输费用等在不同支护设计中的区别较小，故在此仅对支护成本和人工费用进行比较。

以28采区轨道下山试验段施工为例，按在册施工人员36人，人均月平均工资5 000元，月进尺40 m计，每米人工费用为4 500元。综上所述，采用新支护方案，28采区轨道下山的支护与人工成本合计19 922.27元。按在册施工人员36人，人均月平均工资5 000元，月进尺60 m计，每米人工费用为3 000元。采用原支护方案的28采区胶带下山成巷后3个月即出现较大变形，底鼓量600 mm以上，原设计4.6 m宽巷道两帮移近量均达1 m以上，部分地段断面收缩率达50%以上，6个月后巷道变形已严重影响安全生产，不得不对后巷进行巷修施工。按在册施工人员18人，人均月平均工资5 000元，月进尺为50 m，每米巷修人工费用为1 800元。28采区胶带下山施工和后期巷修投入支护和人工成本共计21 248.37元。

(2)技术经济效果分析。新支护方案较原有支护方案在支护和人工成本有大幅度的提高，但整体来看，新支护方案能够较好地维护巷道围岩的稳定，而在在原方案的支护下短时间内巷道就必须进行大规模的巷修施工，其综合成本高达21 248.37元，较新支护方案每米支护和人工成本高出1 326.1元。比较2种支护方案，新支护方案月进尺为40 m，而原支护方案综合巷修后，月进尺仅为28 m。综合上述，新支护方案极大地强化了围岩支护结构，维护了巷道围岩的稳定性，大幅减少了巷道后期维护次数和维护成本，达到了预期支护效果；虽然单次支护成本增加很多，但综合后期的维护成本，整个巷道的施工维护成本呈较大程度的下降，且较大幅度提高了巷道的综合进尺水平，极大地降低了工人的劳动强度，节约了人力和物力。同时，新的支护设计方案和支护技术的应用对车集煤矿深部高应力软岩巷道治理起到了积极范例作用，具有重要的战略意义。因此，提出的围岩控制技术和支护方式具有明显的技术经济及社会效益，可进一步深化研究和推广应用。

4 结语

(1)长锚杆、钢芭网护顶护帮强化支护，通过高预紧力充分调动围岩的自稳能力，在顶板、两帮形成了稳定的锚固承载结构，有效抑制围岩初期变形，对巷道的围岩变形起到了很好的控制作用；锚索受力状况良好，载荷增长迅速、及时承载。在此基础上，又利用底板卸压槽适当卸压，不仅使支撑压力峰值向巷道围岩深处转移，使巷道处于应力降低区，还为巷道围岩变形提供了补偿空间，使巷道围岩变形量减小。最后，及时对帮顶及底板进行封闭注浆密实和锚索加固，极大提高支护系统承载性能。不同的支护方式，同一支护方式的不同施工要求，不同支护方式的不同施工组合，对围岩的支护效果是不一样的。在深部软岩巷道中实行全断面分阶段支让协同控制技术，采用不同性能的单一支护的组合结构，发挥各自的性能，弥补不足，共同作用，促使围岩稳定。

(2)现场工业性试验是在车集煤矿28轨道下山进行的，现场工业性试验自28采区二联巷向下，共施工巷道200 m。采取动态加固，有力地控制了深部软岩巷道变形，巷道整体支护效果良好。