杜龙龙

（1.河北煤炭科学研究院有限公司，河北 邢台 054000；2.河北省矿井微震重点实验室，河北 邢台 054000）

随着浅部煤炭资源的开采殆尽，深部煤炭开采成为必然，然而深部高应力条件下的岩巷支护问题一直没有得到较好的解决[1-2]。许多专家学者开展了相应的研究。金珠鹏[3]采用数值模拟和力学分析的方法研究了深部采空应力的演化特征，确定了沿空顺槽的支护方案，有效减少了巷道变形；杨东启[4]针对深部破碎围岩巷道的控制难题，提出了“架棚+锚杆(索)+注浆”协同支护方案，取得了较好的控制效果；巩志力[5]测试了深部软岩巷道的松动圈范围，并基于数值模拟确定了最优的支护参数；王炳延[6]等分析了临矿集团深部巷道的变形原因，提出了高强锚索和注浆加固的支护方案，控制了巷道变形；孙利辉[7]等基于对深部巷道变形特征的分析，提出了连续双壳加固的理念，并在陶二煤矿新南总巷中得到了验证；马新世[8]针对深部大断面巷道的变形严重问题，提出了滞后注浆和强力锚索的矿压控制方案，减少了巷道变形。东庞矿11 采区轨道巷围岩变形破坏严重，返修周期短，为减少维修成本，开展了岩巷支护技术的研究。

1 概况

1.1 地质条件

冀中股份东庞矿核定生产能力360 万t/a，属于煤与瓦斯突出矿井，水文地质类型为中等。矿井主采煤层为2 号煤，煤层厚度为2.5～5.5 m，平均厚度4.3 m，倾角3°～6°，平均4.5°，为近水平煤层。

11 采区轨道大巷沿煤层底板砂岩掘进，埋深为590 m，巷道设计断面4 600 mm×3 700 mm（宽×高），直墙半圆拱形。

1.2 初始支护

巷道掘进采用的是锚网索支护，锚杆索参数见表1。支护完成后对巷道进行喷浆封闭，厚度为120 mm。

表1 巷道支护参数Table 1 Roadway support parameters

2 巷道变形特征及原因分析

2.1 巷道变形特征

11 采区轨道巷掘进时间较长，现场调研发现，围岩变形具有以下特征。

（1） 变形量大。巷道顶板出现喷层开裂，底臌严重。在上覆2 号煤层工作面回采期间，顶板岩层受挤压出现错动，最大顶板下沉量达650 mm，两帮移近量为900 mm。巷道经历了多次返修。

（2） 支护体损坏严重。巷道顶板多处出现喷层开裂，部分金属网被扯断，形成网兜。锚杆索的托盘外翻，部分锚杆索支护体出现断裂，连接锚杆的钢带和梯子梁等断裂，造成支护失效。

2.2 原因分析

（1） 巷道围岩性质的影响。现场取样，对巷道砂岩进行力学参数测定，结果表明，其单轴抗压强度23.7 MPa，抗拉强度2.54 MPa，围岩强度低，自稳能力和承载能力差，难以保持长时间稳定。

（2） 工作面回采的影响。11 采区轨道巷上方为21111 工作面，在回采期间变形明显增大。工作面回采结束后，长期受工作面残余支承压力的影响，如果支护强度不足，容易出现大变形。

（3） 其他方面的影响。巷道初始支护锚杆索的间距过大，支护密度低，导致巷道支护阻力不足，另巷道掘进时采用的是炮掘施工，对围岩的扰动较大。整条巷道采用的是同一支护方式，破碎地点缺少有效的加固措施，返修方式不合理，造成巷道反复破坏。

3 钻孔卸压支护设计

3.1 卸压支护机理

煤矿进入深部开采后，煤岩体长期处于高地应力、高地温、高渗透压及强时间效应作用下，其组织结构、基本行为特征和工程响应均发生了根本性变化，巷道掘出后易表现出非线性大变形特征，支护和维护效果差，往往经历多次修复仍不能满足矿井安全生产所需的断面要求，严重制约了深部煤炭资源的安全高效开采。与传统的锚杆索、架棚等支护不同，卸压支护技术是通过一定的手段和方法，使得卸压范围内的岩体发生破坏并丧失完整性，从而使得岩体的弹性模量减小，强度下降，有效的减小积聚在围岩表面的能量并释放岩体碎胀所产生的围岩变形，改变高地应力存在的条件，使积聚在巷道周边的高应力向围岩深部转移，使巷道周边岩体的应力状态由高地应力状态向低地应力状态转变[9-11]。卸压方式有钻孔卸压、开槽卸压、松动爆破卸压、开掘卸压巷道等多种方式，其中钻孔卸压的工作量小，工艺简单，施工速度快，应用广泛。

在井下掘进巷道后，巷道浅部围岩在集中应力的作用下形成松动圈，围岩受到破坏，但具有一定的参与强度。钻孔卸压的原理类似。在煤岩体中施工钻孔后，钻孔周边的煤体应力状态发生改变，当应力高于煤体的强度时，在煤岩体周边形成环状破坏，依次形成破裂区、塑性区、弹性区等。随着时间的推移，破裂区范围逐渐扩大，促使应力集中向钻孔深部转移，由此，原巷道周边的应力降低，同时钻孔的施工为巷道变形提供了一定的空间，有利于减少变形。钻孔卸压的作用机理如图1 所示。

图1 钻孔卸压原理Fig.1 Principle of drilling pressure relief

3.2 支护设计

基于钻孔卸压机理，结合东庞矿11 采区轨道巷的地质条件，确定采用强力锚杆索+卸压钻孔+二次注浆的联合控制方案。

3.2.1 锚杆索支护参数

返修施工中，首先将巷道扩刷至设计断面，之后及时进行混凝土初喷，防止围岩风化裂隙发育，喷层厚度20 mm。

巷道断面扩刷完成并初次喷浆后，要紧跟返修工作面进行一次让压锚网索支护，如图2 所示。支护方式为锚杆+让压管+网+锚索+喷射混凝土。锚杆为高强度左旋螺纹钢锚杆，规格为φ22 mm×2 400 mm，间排距800 mm×800 mm，底角锚杆距底板100 mm，并向下倾斜30°，其余锚杆垂直巷道表面打设。锚杆使用150 mm×150 mm×10 mm（长×宽×厚） 的碟形钢托板，配套使用减磨垫圈。每根锚杆采用1 支K2335 和1 支Z2360 树脂锚固剂。锚索规格为φ21 mm×8 300 m，钻孔深度8 000 mm，每排3 根，间排距1 500 mm×1 600 mm，配300 mm×300 mm×15 mm（长×宽×厚） 的钢托板。为增强锚索托板的作用效果，托板下放置一节长300 mm 的14 号槽钢，槽钢的凹槽朝外。锚索使用1 支K2335 和2 支Z2360 树脂锚固剂。金属网网孔尺寸为100 mm×100 mm，网片长×宽为3 500 mm×1 000 mm，网片搭接100 mm，每隔200 mm联网两道，帮网与顶板网对接联网。同一排锚杆使用φ14 mm 的钢筋梯子梁连接。

图2 锚杆索支护方案Fig.2 Anchor cable support scheme

在遇顶板破碎或构造段时，应将锚杆间距缩小至700 mm，并在两排锚索中间增加2 根锚索，形成“五花”布置。在必要时增加棚式支护，保证巷道稳定。

3.2.2 卸压钻孔及卸压槽施工

一次让压锚网索支护完成后，滞后支护工作面5～10 m 施工大直径卸压钻孔。依据合理的卸压钻孔参数，结合现场钻机性能指标，确定卸压钻孔的施工位置为巷帮和顶板，卸压钻孔直径115 mm，长度10 m；每排两帮各布置2 个钻孔，两帮钻孔间距1 000 mm，排距800 mm；顶板布置单排钻孔，排距1 600 mm，卸压钻孔布置如图3 所示。

图3 卸压钻孔布置Fig.3 Layout of pressure relief borehole

帮部卸压钻孔施工完毕后进行卸压槽施工，结合设计巷道断面，轨道的铺设要给卸压槽留出施工的空间，施工时采用放松动炮配合人工开挖。

3.2.3 高水材料注浆加固

待巷道卸压钻孔基本处于闭合状态后，及时对巷道进行二次高强锚注支护。巷道注浆加固前，对围岩表面喷射一层30 mm 厚混凝土止浆层，待巷道表面混凝土喷层完全硬化后，对巷道全断面进行注浆加固，注浆孔直径42 mm，顶帮注浆孔深4 m，底板注浆孔深3 m，注浆孔排距1.6 m，即每两排锚杆施工一个注浆孔，注浆孔施工时远离卸压钻孔位置，布置在钢筋梯子梁附近。

注浆材料选用高水材料，水灰比1.5∶1，注浆压力一般不超过2 MPa，围岩及破碎区注浆压力小于1 MPa，注浆管采用钢管制作，外径20 mm，内径15 mm，壁厚2.5 mm，顶帮注浆管长度2 500 mm，底板注浆管长度2 000 mm，注浆管出浆孔直径6 mm，尾部加工30 mm 长螺纹，用于连接注浆管路。

3.3 应用效果

为验证支护效果，在返修段巷道设置测点，采用“十字布点法”对巷道表面位移进行观测。测点间距为30 m，共设置5 个。其中3 号测点位于中间位置，其观测结果如图4 所示。

图4 巷道变形观测结果Fig.4 Observation results of roadway deformation

观测结果表明，整修后的巷道初始变形较为剧烈，变形速度快。但由于巷道已经经历了多次卸压，剧烈变形持续时间较短，10 d 左右巷道变形基本达到稳定，进行流变状态，变形速度变慢。观测期内的顶板下沉为46 mm，底臌值为24 mm，两帮移近量为20 mm。

4 结论

（1） 由于巷道围岩强度低，21111 工作面回采以及锚杆索支护密度低等原因，11 采区轨道巷出现了变形大、支护体损坏严重的现象，经历了多次返修，维护成本高。

（2） 在巷道煤岩体中施工钻孔后，在钻孔周边依次形成环状分区破坏，随着破裂区的增大，集中应力向深部转移，原巷道位于应力降低区内，同时，钻孔可为巷道提供缓冲，减少变形量。

（3） 结合现场实际条件，确定了强力锚杆索+卸压钻孔+二次注浆的联合控制方案。应用表明，11 采区轨道大巷剧烈变形时间短，变形值小，巷道稳定，可为类似条件下巷道支护提供参考。