深井高地应力复合岩层巷道围岩控制技术研究

范明建，任勇杰，段昌瑞，王德田

(1.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京 100013；2.煤炭科学研究总院开采设计研究分院， 北京 100013；3.山东能源新汶矿业集团有限公司，山东 泰安 271000；4.淮南矿业(集团)有限公司， 安徽 淮南 232001；5.深部煤炭开采与环境保护国家重点实验室，安徽 淮南 232001)

深井高地应力复合岩层巷道围岩控制技术研究

范明建1,2，任勇杰3，段昌瑞4,5，王德田3

(1.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京 100013；2.煤炭科学研究总院开采设计研究分院， 北京 100013；3.山东能源新汶矿业集团有限公司，山东 泰安 271000；4.淮南矿业(集团)有限公司， 安徽 淮南 232001；5.深部煤炭开采与环境保护国家重点实验室，安徽 淮南 232001)

针对深部矿井高地应力巷道围岩整体变形量大、持续时间长、局部破坏严重的围岩控制难题，以深井大倾角、复合岩层巷道掘进为工程背景，在进行系统地质力学测试、围岩变形破坏特征分析、支护形式选取与现场试验的基础上，对深井超高地应力巷道围岩控制技术进行研究。通过优化锚杆支护参数、合理选择护表形式与构件，实现了深部高地应力复合岩层巷道围岩的一次主动支护，有效控制了深部高地应力巷道围岩的长期持续变形，改变了深部岩巷“前掘后修、反复维修”的局面，取得了良好的现场应用效果。

深部矿井；高地应力；复合岩层；巷道围岩控制

深部煤炭资源开采以其开采环境的特殊性、生产与地质条件的复杂性、工程灾害的突发性和频发性，成为国内外煤矿开采领域研究的焦点。多年来，专家学者和现场技术人员，在解决深部巷道围岩控制与支护技术难题方面做了大量理论研究和实践工作。[1-4]从巷道支护方式来看，包括俄罗斯、德国、美国、澳大利亚在内的世界主要深部煤炭开采国家，已由原来的“架棚支护、强力锚杆、组合锚杆(索)桁架”等单一支护形式，向“锚、网、索、带、喷+封闭式刚性支架+架后岩体注浆”相结合、集支护与加固为一体的复合支护形式发展。目前，尽管俄罗斯和部分西欧国家在深部巷道围岩多重高强联合支护方面进行了较广泛的研究，但因其支护工艺复杂、施工速度慢、支护成本高等原因，未能得到广泛应用[5]。

目前，我国煤矿深部高应力巷道主要多以“锚网索+U钢棚”联合支护为主，部分矿井深部困难复杂巷道处于“前掘后修、反复维修、多次起底，套棚修复”的状态，平均返修率达到70%以上。巷道掘进与维修成本最高达到2万～3万元/m。[6-7]近年来，随着高强超高强支护材料的开发和部分施工机具的研制与引进，高预应力、强力锚杆锚索支护系统在多个矿区的深部高应力困难复杂巷道中得到了推广应用并取得良好的支护效果与经济技术效益[8-10]。

1 围岩赋存条件

华丰煤矿-1180回风大巷掘进目的是形成矿井六水平生产系统，满足六水平通风、行人、运输、管线敷设的需要。巷道埋深1289～1296m，岩层为单斜构造，煤岩层倾角为32～33°，平均32°。巷道开口位于煤8底板，掘进过程中将揭露煤8至煤11之间的煤、中砂岩、粉砂岩、泥灰岩等多种煤岩层，主要标志层为二灰及煤9、煤10、煤11(图1)。岩层厚度集中在2～6m之间，最大不超过10m，最小仅有0.2m，是典型的深部复合岩层穿层巷道。

图1 -1180回风大巷所穿越岩层柱状图

采用单孔多参数耦合快速井下地质力学测试系统，对巷道围岩地应力、围岩强度和围岩结构进行系统测试[11]。最大水平主应力、最小水平主应力、垂直主应力分别为31.19MPa、16.82MPa、31.85MPa，属于高地应力区域。围岩偏应力作用显著，相互垂直的主应力差值最大达到17.11MPa。在超高地应力和大偏应力的作用下，大倾角复合岩层巷道开挖后，岩层间滑移和错动现象显著。围岩强度原位测试曲线(图2)波动幅度较大，虽然含有部分细砂岩和石灰岩，但层间弱面、节理、裂隙发育。岩体强度相对较低。泥质砂岩及夹层，平均强度值为40～60MPa，部分小煤夹层强度低于10MPa。-1180回风大巷集中了埋藏深度大、地应力水平高、偏载作用显著、岩层倾角大、复合岩层岩性变化频繁、层间节理裂隙发育、岩体强度低等多重复杂条件，为深部延伸巷道围岩控制造成极大的困难。

图2 顶板围岩强度测试曲线及对应钻孔柱状

2 围岩变形特征与支护参数问题分析

2.1 支护形式与变形特征

-1180回风大巷巷道断面为直墙半圆拱形。巷道掘进断面宽度为5500mm，墙高1700mm，拱高2750mm。原支护形式为“锚网喷+架棚”支护，锚杆五花布置，间排距为500mm×500mm，最后架设三节或五节对称式直腿半圆拱U29型钢棚，棚距800mm(图3)。巷道在开挖7天(掘进30m)后，其顶底移近量达133.5mm，平均移近速度19.07mm/d；顶板下沉量为27.5 mm，下沉速度为3.93mm/d。底臌量为106mm，平均15.14mm/d。两帮移近量为43.5mm，平均移近速度6.21mm/d。巷道围岩呈现出“变形速度快、变形量大”的特点，多数巷道段出现前掘后修、反复维修的状态，部分巷道在掘进期间需要进行三次以上的翻修工作，严重影响巷道的安全使用。

图3 巷道原支护参数示意图(单位：mm)

巷道围岩变形破坏具有以下特征：①巷道整体变形量大、底臌严重，破坏范围广；②巷道变形持续时间长，无明显稳定时间，蠕变特征显著；③在超高地应力和较大偏应力作用下，巷道呈现显著的非对称性大变形；④由于岩层倾角较大，巷道拱顶下肩最先发生变形且破坏严重，下帮整体移近明显；⑤岩层错动显著，多数拱顶下肩和下帮锚杆出现剪切破断。

2.2 支护参数存在问题分析

通过观察巷道围岩变形破坏过程与现场施工状况，结合煤矿巷道围岩控制理论与锚杆支护技术的相关研究成果，-1180回风大巷在支护形式与参数选取方面存在以下问题。①护表构件强度低、承载能力弱、抗变形能力差，与强力锚杆支护系统不匹配。原支护选用普通W护板作为强力锚杆的附属构件，对巷道表面进行支护，在巷道变形时最先出现破坏。该W护板由普通矿用W钢带裁剪而成，护板长度300～400mm、宽度280mm、厚度3～5mm。W护板虽然解决了拱形巷道难以安装较长W钢带的难题，但其整体刚度较差，护板宽度方向极易发生变形。在高应力作用下，多数W护板出现四角外翻、沿宽度方向对折和拉穿、撕裂的现象，严重影响高强锚杆作用的发挥。②锚杆(索)锚固方式选择不合理。深部高应力大倾角复合岩层巷道应尽量对锚杆(索)进行全长预应力锚固，以提高杆体的抗剪能力，减少因岩层滑移而造成的锚杆(索)剪断机率。现场锚杆采用2支K2850的树脂锚固剂加长锚固，井下测量锚杆自由段长度在1.2～1.4m之间。锚索采用4支Z2850锚固剂锚固，自由段长度3.8～4.0m。由于巷道围岩为岩性变化频繁的复合岩层，层间多存在软弱夹层，在超高地应力和较大偏应力作用下极易出现层间滑动，极易造成锚杆(索)的弯曲和剪切破坏。③支护参数和支护强度选取均衡化，不能满足关键区域的支护需要。大倾角岩层巷道围岩在超高地应力和较大偏应力的作用下，巷道顶板下肩位置极易出现岩层间滑移和错动，使巷道拱顶下肩和下帮围岩最先出现较大变形与破坏，并逐步扩散到整个巷道断面，造成巷道整体失稳。因此，应对易发生初期破坏的巷道关键位置进行强化支护。④对于深部超高地应力巷道，单靠“锚网索”支护方式难以实现对巷道围岩的长期有效控制。已有的研究成果和现场揭露表明，深部高应力巷道围岩内部分区破裂现象显著[12-14]。巷道内部围岩的分区破裂、原生的节理裂隙以及复合岩层间的软弱夹层，导致巷道围岩自身承载能力的降低和承载结构稳定性的劣化。对于深部超高地应力作用下的矿井永久巷道，应采取“集锚网索强力支护与注浆加固于一体”的围岩综合控制技术，恢复和改善岩巷围岩的承载结构，提高围岩承载能力，实现围岩的长期稳定[15]。

3 深部岩巷支护理念与参数选取原则

目前，深部高地应力困难复杂巷道二次支护理论为多数矿井技术人员所认可。随着巷道埋藏深度的逐步增加，复杂多变的煤矿开采地质与生产条件，使二次支护理论遇到了很大的挑战。在埋深超过1200m的特深矿井超高地应力、强烈动压影响、特殊地质构造影响等区域，巷道采用二次支护后仍出现严重的变形破坏问题。部分区域巷道甚至需要进行3～4次支护和修复，服务期间便陷入 “支护-破坏-修复-再破坏-再修复”的持续变形状态。与此同时，以强调支护系统初期支护强度和刚度的“高预应力强力一次支护理论”在深部超高地应力、强烈动压影响等困难复杂巷道中得到推广和应用，并取得了良好的支护效果。

针对-1180回风大巷埋深大、地应力水平高、复合岩层、岩层倾角大等地质条件，在分析围岩变形特征、原支护形式与参数选取存在问题的基础上，提出以下巷道支护参数选取原则。①支护系统应具备与巷道围岩应力环境相匹配的初期支护强度与刚度，确保能够有效控制围岩内部离层、滑移、错动以及裂隙张开和新裂纹的产生，保持围岩的整体结构不被破坏。②锚杆(索)应尽量做到全长预应力锚固，以增强杆体的抗剪切能力，防止因大倾角岩层错动而造成的杆体破断。同时，支护系统中的护表构件的强度和结构形式应与锚杆(索)强度相匹配，保证支护应力在巷道表面及围岩内部的有效扩散，以实现锚杆(索)支护作用的充分发挥。③采取“全断面强力支护与围岩注浆加固相结合”的综合围岩控制方法，重视对大倾角复合岩层巷道拱顶下肩和下帮等关键部位的支护强度，避免因巷道关键部位支护失效而造成的由点到面、由局部到整体的大面积持续变形和破坏，必要时对巷道底板进行注浆锚索加固，在围岩内部形成完整的、连续的、封闭式的高刚度承载结构。④支护系统具有韧性和抗冲击能力，在高应力和动压影响的作用下，允许围岩具有一定的变形和整体位移能力，以适应深部高应力巷道围岩大变形的特点。同时，巷道服务期间的总位移量应满足生产需要，围岩整体支护结构不应出现失稳和破坏。⑤支护形式与参数具有可操作性，便于井下施工，有利于提高巷道掘进速度和降低巷道综合维护成本。

4 现场试验与支护效果评价

根据-1180回风大巷现场条件和支护现状，在地质力学测试、围岩变形特征分析、支护参数选取原则合理确定的基础上，采用“全断面强力锚网支护与注浆加固为一体”的综合围岩控制方法(图4)。巷道开挖并初喷完成后，进行锚网索支护。锚杆为直径22mm，屈服强度不低于600MPa的高强抗冲击螺纹钢锚杆，树脂全长预应力锚固，预紧力100k～120kN。高强度双向四肋井型W钢护板作为强力锚杆的附属构件，实现锚杆高预紧力在围岩中的有效扩散。锚索选用1×19股、直径22mm煤矿专用钢绞线，长度4.3m，端部锚固并施加预紧力后，对自由段注浆，实现锚索全长预应力锚固，锁定张拉力200k～250kN。锚索托板设置注浆孔并预置注浆附件。对易发生破坏的巷道拱顶下肩和下帮围岩，采取降低锚索排距的方式强化支护，拱顶下肩和下帮锚索排距0.9m，其它锚索排距1.8m。井型W钢护板、锚索托板与Φ6.5mm高强度钢筋网共同组成巷道围岩的护表系统，对锚杆(索)施加初始预紧力的同时，也给钢筋网一定的拉紧力，实现巷道全断面高预紧力强力主动支护。在锚索安装并施加预紧力后，通过预置注浆管，对锚索自由段和破碎围岩体进行带压注浆，恢复围岩的完整性和承载能力。

巷道掘进期间矿压监测结果(图5)显示：巷道表面位移一般在距掘进迎头50～60m范围内趋于稳定。掘进期间，两帮最大移近量97mm，为巷道宽度的1.76%。其中，上帮移近41mm，下帮移近56mm。巷道顶底板移近量较小，其中顶板下沉量8mm，底臌量68mm。顶板离层值一般集中在5～7mm之间。锚杆(索)受力增加幅度普遍较小，保持在30k～50kN之间。从不同位置处锚杆(索)最大受力值看，位于巷道下肩和下帮的锚杆(索)受力值普遍大于顶板中部和上帮的锚杆(索)。现场监测结果证明，巷道下肩和下帮是深部大倾角复合岩层巷道围岩控制的关键区域。

图4 巷道关键支护参数示意图(单位：mm)

图5 巷道矿压监测结果与支护效果

5 结论

1)深部超高地应力大倾角复合岩层巷道单靠“锚、网、索+U型钢棚”联合支护，难以保证永久巷道围岩的长期稳定。通过恢复和强化围岩的完整性和承载能力，与高预应力强力锚杆支护系统共同组成具有高强度、高抗变形能力的、完整承载结构，实现对深部高应力巷道围岩的有效控制，尽量做到巷道一次支护便能满足生产的需要，避免二次支护和巷道维修。

2)锚杆(索)全长预应力锚固与围岩注浆加固，是减少和避免大倾角复合岩层巷道因层间滑移、错动造成锚杆(索)破断的关键。全长预应力锚固提高了锚杆的刚度和抗剪强度，注浆加固恢复了围岩的完整性和复合岩层间的胶结强度，减少了高地应力作用下大倾角岩层的位移量。

3)全断面强力复合支护和关键部位强化支护，可避免因巷道局部破坏而造成的整个支护系统失效。“全断面强力锚网支护与注浆锚索加固”为一体的综合围岩控制方法，有效控制了深部高地应力巷道围岩的长期持续变形，改变了深井岩巷“前掘后修、反复维修”的局面，现场应用效果良好。

[1] 谢和平.深部高应力下的资源开采—现状、基础科学问题与展望[C]//科学前沿与未来(第六集).北京：中国环境科学出版社，2002:179-191.

[2] 何满潮,谢和平,彭苏萍,等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报，2005，24(16)：2803-2813.

[3] 贺永年,韩立军,邵鹏,等.深部巷道稳定的若干岩石力学问题[J].中国矿业大学学报，2006，35(3)：288-296.

[4] 许兴亮，张农，徐基根，等.高地应力破碎软岩巷道过程控制原理与实践[J].采矿与安全工程学报，2007,24(1)：51-55.

[5] 史元伟,张声涛,尹世魁，等.国内外煤矿深部开采岩层控制技术[M].北京:煤炭工业出版社,2009:114-213.

[6] 牛双建,靖洪文,张忠宇,等.深部软岩巷道围岩稳定控制技术研究及应用[J].煤炭学报，2011，36(6)：914-919.

[7] 王振,刘超,张建新，等.深部软岩底鼓巷道锚注联合支护技术[J].煤炭科学技术，2012,40(8)：24-27.

[8] 康红普,王金华,林健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用[J].煤炭学报，2007，32(12)：1233-1238.

[9] 康红普，牛多龙，张镇，等.深部沿空留巷围岩变形特征与支护技术[J].岩石力学与工程学报，2010,29(10)：1977-1987.

[10] 张镇,林健,范明建.强烈动压影响下的沿空留巷巷道加固技术[J].煤炭科学技术,2010,38(6)：14-17,22.

[11] 康红普,林健,张晓.深部矿井地应力测量方法研究与应用[J],岩石力学与工程学报，2007,26(5)：929-933.

[12] 李术才,王汉鹏,钱七虎,等.深部巷道围岩分区破裂化现象现场监测研究[J].岩石力学与工程学报，2008，27(8)：1545-1553.

[13] 潘一山,李英杰,唐鑫,等.岩石分区碎裂化现象研究[J].岩石力学与工程学报,2007,26(S1):3335-3341.

[14] 贺永年,蒋斌松,韩立军,等.深部巷道围岩间隔性区域断裂研究[J].中国矿业大学学报，2008，37(3)：300-304.

[15] 康红普,林健,杨景贺,等.松软破碎硐室群围岩应力分布及综合加固技术[J].岩土工程学报，2011，33(5)：808-814.

Study on surrounding rock control technology of roadway with high in-situ stress and compound strata in deep coal mine

FAN Ming-jian1,2，REN Yong-jie3，DUAN Chang-rui4,5，WANG De-tian3

(1.Coal Mining & Designing Department，Tiandi Science & Technology Co.，Ltd.，Beijing 100013，China； 2.Coal Mining and Design Branch，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China； 3.Shandong Energy Xinwen Mining Group Co.，Ltd.，Tai’an 271000，China； 4.Huainan Ming Group Co.，Ltd.，Huainan 232001，China； 5.State Key Laboratory of Deep Coal Mining & Environment Protection，Huainan 232001，China)

According to the difficulties of roadway surroundings control with high in-suit stress in deep coal mine，such as large integrate deformation for long time，serious local broken and so on，the suitable supporting forms and scientific surroundings control methods of roadway were researched.The typical roadway with large-dip angle and compound strata was selected as engineering background in deep coal mine.Some main supporting design ideas were determined by systematic geo-mechanical on-site tests，analyzing the characteristics of surroundings deformation and its failure zones.The engineering practice proved that the optimized supporting manners and parameters could make roadway surroundings in stable state，reduce roadway repair tasks and achieve effectively supporting by once for roadway surroundings in deep coal mine.

deep coal mine；high in-situ stress；compound strata；roadway surroundings control

2014-07-24

国家科技支撑计划项目资助(编号：2012BAB13B02)；淮南矿业集团科技项目计划项目资助(编号：HNKY-JT-JS-(2011))

范明建(1981-)，男，山东滕州人，助理研究员，就职于煤炭科学研究总院开采分院，主要从事煤矿巷道矿压与支护技术方面的研究与推广工作。E-mail：fanmingjianccri@163.com。

TD353

A

1004-4051(2015)07-0095-05