深部软岩大变形巷道锚注一体化支护技术及应用

2021-04-11邓广哲

西安科技大学学报 2021年2期

邓广哲，刘华

(1.西安科技大学能源学院，陕西西安710054；2.西安科技大学西部矿井开采及灾害防治教育部重点实验室，陕西西安 710054)

0 引言

煤炭是中国的基础能源和重要原料，随着浅部煤炭资源的日益枯竭，深部煤炭开采规模逐年扩大，目前正以8～12 m/a 的速度向深部延伸，巷道所处地质环境及围岩应力条件逐步恶化，深部软岩大变形非线性特性愈加明显，导致巷道支护难度和破坏程度不断增加。针对深部软岩大变形巷道支护难题，广大学者开展了一系列的研究工作，提出了不同的围岩控制措施。康红普系统的对煤炭开采与岩层控制的空间尺度进行分析，通过研究深井巷道围岩变形破坏特征与支护体作用的关系，得到高强度锚杆与锚索及注浆联合加固技术，有利于控制深井岩巷大变形，提高围岩稳定性[1-3]。李术才等针对三软煤层巷道变形特征，提出并合理设计以锚注支护为核心的围岩控制措施，通过现场对比试验，对围岩支护方案进行优化[4-6]。王洪涛等在注浆加固技术的基础上，研发并提出新型高强锚注支护技术，并现场验证了全长预应力锚注技术具有可提高软弱破碎围岩完整性，充分发挥围岩自承能力的效果[7]。伍永平分析了急倾斜煤层软岩巷道围岩变形破坏机理，针对巷道围岩赋存的复杂地质力学环境以及多次重复采动影响条件，提出锚杆、锚索非对称多介质结构耦合支护对策[8-10]。孟庆斌等基于岩石室内物化试验分析及巷道地质力学测试，揭示了深部巷道围岩变形破坏机理，并提出以内注浆锚杆为核心的锚杆+锚索+锚注“三锚”联合支护体系[11-13]。李树刚等为解决深部破碎围岩巷道支护难题，运用UDEC数值计算软件，揭示了破碎围岩巷道变形机制，结合现场实际，提出基于锚索与注浆的支护加固方案[14]。CHARLIE针对深部高应力岩体开挖过程中的巷道大变形问题，提出并开发了适用于深井大变形巷道的新型吸能锚杆，现场试验表明，新型吸能锚杆各变形部位独立均等承受荷载，锚杆失效率低，可有效控制巷道围岩大变形[15]。AKSOY等通过理论分析深埋巷道开挖过程中锚固失效机理，以及界面剪胀效应、围岩强度参数和围岩应力等因素影响，提出了锚固体界面黏结强度的理论计算分析方法，揭示了锚固体界面力学承载持性[16]。谢生荣针对深部巷道围岩变形量大，支护体系易失效等问题，提出了集密集高强锚杆承压拱、厚层钢筋网喷层拱和滞后注浆加固拱于一体的锚喷注强化承压拱支护技术[17]。邓广哲针对高应力区、膨胀性裂隙软岩变形控制问题，以膨胀时效变形过程控制为指导思想，揭示膨胀变形的内在机制及松动圈演化规律，分析支护体系对膨胀变形破坏的影响，建立了适应裂隙围岩的主动支护与巷道加固的理论依据[18-20]。

上述针对深部巷道围岩支护技术在不同矿区进行了成功实践，具有一定的借鉴意义，但对于不同的地质赋存条件、巷道围岩状况及开采方式等，则需要根据矿井实际情况进行分析，采用有针对性的围岩支护措施，才能保证巷道围岩的合理有效控制。以金川煤矿8202工作面回风顺槽为工程背景，通过巷道围岩物化特征的实验分析，松动圈演化规律的井下综合实测以及围岩支护体系效果监测，结合理论分析和数值模拟，研究8202工作面回风顺槽围岩变形破坏机理，提出巷道锚注一体化支护技术，并开展了现场支护方案优化试验，对锚注一体化支护效果进行了验证，以期为解决此类软岩大变形巷道围岩控制难题提供借鉴。

1 工程背景

1.1 工程概况

金川煤矿是南疆煤炭的主力生产矿井，矿区面积为13.34 km2，南北方向宽约1.4～1.6 km，东西方向长约5.3 km。主采8#煤，煤层厚度5.1 m左右，倾角13°，为缓倾斜煤层。煤层直接顶以碳质泥岩、砂质泥岩、泥岩为主，属易冒落-中等冒落的软弱岩石类型，直接底为泥岩、碳质泥岩，局部粉砂岩，抗压强度低，巷道围岩遇水易膨胀软化，8#煤层综合柱状图如图1所示。矿井8202工作面回风顺槽煤层埋深797.7～802.8 m，回风顺槽北邻已开采完毕的8203工作面。

图1 8#煤层综合柱状图Fig.1 Comprehensive histogram of No.8 coal seam

1.2 原支护方案

该顺槽为梯形断面，规格为：上宽3.8 m，下宽4.2 m，高3.0 m，断面积12.0 m2。采用锚索-锚网-锚杆-工字钢支架联合支护。断面设计及支护形式如图2所示。

图2 8202工作面回风顺槽原支护方案Fig.2 Original support scheme of return air roadway of 8202 working face

采用φ18 mm×2 000 mm等强锚杆，间排距是800 mm×800 mm，顶锚杆及帮锚杆每根安装2节ZK2350树脂锚固剂，锚固长度为1 m。锚杆托盘为Q235钢板，规格为150 mm×150 mm×8 mm。

锚索采用“2-1-2”型布设方式。巷道顶部布设2根锚索，距离两帮1 150 mm，隔排在巷道顶板中间布设1根锚索，间排距是1 500 mm×1 600 mm，使用φ17.8 mm×9 000 mm钢绞线。锚索托盘使用11#工字钢，长度为500 mm，每根锚索安装4节ZK2350树脂锚固剂，锚固长度为2 m。

锚网采用4#冷拔丝制作，孔距40 mm×40 mm。梯形工字钢架采用11#工字钢加工制作，架于两排锚杆之间。

2 围岩变形破坏特征

2.1 强时效性、强流变性

巷道围岩变形表现为强时间效应和持续的流变特性[21]，巷道掘进初期的变形速率高，随着时间增加而逐渐减小，需要经历较长的时间历程才能逐渐趋于稳定。围岩总变形量大，在400～1 300 mm。现场观测结果表明：巷道刚开挖时的变形速率可达60 mm/d以上，巷道掘出后，变形速率随时间的延续基本呈负指数y=41.351e-0.023x曲线衰减趋势(图3)，变形持续3个月后逐渐减小而趋于稳定，但变形基本不会终止。

图3 巷道变形速率观测Fig.3 Observation of roadway deformation rates

2.2 变形破坏严重

巷道在掘进过程中出现顶板破碎、离层、网兜、顶板部分锚杆和锚索托盘已经压平变形，顶板易冒落，冒落区多发生于顶板靠采空区侧；网兜较多，部分钢筋网被拉断，失去护表作用，且网兜多发生于顶板靠实体煤侧。锚杆受力变化较大，不均匀，锚杆失效现象频发。加之锚固剂与煤岩体间锚固力不足，端头锚固很难达到锚杆(索)拉拔力要求，造成锚索大范围破断，经现场统计，锚索破断率达35%左右。巷道两帮的变形导致梯形工字钢支架易弯曲变形，无法紧贴巷道煤壁，原支护方案下巷道破坏情况如图4所示。

图4 巷道破坏Fig.4 Roadway failure

原支护方案下巷道表面位移监测曲线如图5所示，可以看出：原支护方案下，巷道表面位移呈现出从大到小为“顶板下沉量，采空区侧帮内移量，实体煤侧帮内移量，底鼓量”的变形特征。巷道掘进过程中，围岩产生较大变形，随着掘进工作的进行，顶板下沉呈持续增大趋势，两帮收敛及底鼓经较长时间后稳定，最终，顶板下沉量达到1 319 mm，两帮收敛量达到1 618 mm，其中采空区侧帮内移量849 mm，实体煤侧帮内移量769 mm，底板移近量相对较小，为432 mm。

图5 原支护方案巷道表面位移监测Fig.5 Monitoring of roadway surface displacement of original support scheme

2.3 支护结构内部协调性不足

通过观测发现，巷道顶板围岩离层较多，距离顶板较近处岩层破碎，巷道支护体系中锚杆锚固形式采用端部锚固[22]，地质条件表现为围岩裂隙较发育，而端锚锚杆仅在锚杆端部与围岩很好地黏结成一整体，锚杆钻孔其他区段被裂隙分割成较小碎块，因此其所形成的自承圈稳定性和承载能力都较差，致使围岩应力多集中于顶锚索，且锚索先期承受较大荷载，锚杆作用未能充分发挥。梯形工字钢架受力变化缓慢，仅承受由于顶板下沉所引起的荷载，且荷载较小。

3 原支护方案变形破坏机理分析

3.1 黏土矿物分析

由于膨胀性软岩中所含的蒙脱石、高岭石等黏土矿物是导致此类软岩遇水易膨胀、崩解及软化的原因，为深入分析软岩巷道围岩变形机理，研究支护设计与参数，因此，采用D/MAXrA型X射线衍射仪对巷道不同层位围岩进行测试分析，结果显示：直接顶试样中含有的矿物主要以黏土矿物为主，其含量为73%，其余为石英13.1%，斜长石11.8%，此外含有少量方解石，黏土矿物中含87%的蒙脱石以及13%的高岭土；基本顶试样中黏土矿物总量接近34%，石英含量超过66%；直接底试样中黏土矿物总量超过61%，石英含量接近36%。

可见，巷道浅部围岩为含较多黏土矿物的塑性围岩，并且易于吸水膨胀。此类围岩通常具有风化速度快、力学强度低以及遇水易于软化崩解等不良险质，是造成巷道围岩强时效性、强流变性的原因，对巷道围岩稳定性不利。

3.2 松动圈综合观测分析

为全面掌握巷道围岩赋存及裂隙发育情况，采用YSZ(B)钻孔窥视仪观测钻孔围岩内部结构及破裂形态，通过CT2矿用超声波围岩裂隙探测仪测出声波纵波速度在围岩钻孔中的分布变化曲线，当围岩裂隙(破裂缝)多时，波速相对于深部完整无裂隙(未松动破坏)煤岩体的波速低，即可判定围岩裂隙(松动)范围。

分别于巷道变形破碎严重区段设置3组松动圈观测站，每组测站在巷道顶板及两帮中心处钻孔。钻孔窥视观测裂隙分布可以发现，巷道顶板0.5～3.2 m范围内围岩破裂最严重，靠采空区侧帮部0.5～1.85 m范围内围岩破裂最严重，靠实体煤侧帮部0.5～1.75 m范围围岩破裂最严重，截取1#观测站顶板及两帮钻孔窥视图像，显示破裂区内边缘处与内部完整围岩交界处情况(图6)。超声波综合波形可知靠采空区侧帮部充分发育的裂隙主要分布在1.95 m以内区段，靠实体煤侧帮部充分发育的裂隙主要分布在1.8 m以内区段。钻孔围岩变形破碎严重，随着钻孔测试深度的增加，围岩破坏情况依次减弱，将钻孔窥视观测的裂隙分布与超声波波速曲线相结合绘制于图上(图7)，2种结果互相印证[23-24]，可以得到钻孔内围岩存在分区破裂现象，整体支护强度不足。

3.3 巷道围岩支护结构(阻力分配)分析

通过在8202回风顺槽典型变形破坏区段布设支护结构受力监测传感器，对锚杆、锚索及梯形工字钢架应力进行监测，并将监测结果进行统计分析，得到围岩支护结构阻力及阻力分配率的统计数据，见表1。

图7 巷道围岩松动圈裂隙综合观测分布Fig.7 Comprehensive observation and distribution of cracks in surrounding rock loose zone of roadway

通过数据发现，不同情况下巷道围岩支护结构形式中，锚杆、挂网、锚索、支架联合支护结构内部支护协调性严重不足，支护作用不平衡。其中锚索承担了总支护阻力的60%～70%；锚杆承担了总支护阻力的24%～32%；工字钢支架支护阻力为总支护阻力的6%～8%。结合松动圈测试结果，顶板围岩松动圈已达3 200 mm，而锚杆长度仅为2 000 mm，锚杆端部不能黏结深部坚硬岩层，造成锚杆大范围失效，锚杆支护不能形成组合拱，锚索承担了大部分支护阻力，严重影响支护结构内部协调性，支护构件作用发挥不充分。

4 大变形巷道围岩控制对策

4.1 围岩控制方案分析

综合上述围岩变形破坏机理分析，围岩变形破坏严重、持续时间长，浅部裂隙发育充分，松动圈范围大，支护潜力不能有效发挥，巷道围岩黏土矿物含量较多。为充分发挥支护体系对围岩控制作用，进一步减小围岩变形，提出以下控制措施：

1)加长锚杆，优化锚杆、锚索布置方式。基于巷道围岩变形大，松动圈范围超出锚杆长度，支护承载体受力不平衡，应加长锚杆，提高其所形成的浅部自承圈稳定性和承载能力。减小锚索排距，充分达到错差联合，加强锚杆锚索支护结构之间的协调性。

2)加强护表支护。巷道围岩含黏土矿物多，吸水易碎胀崩解，并具有强流变性，巷道表面强度低。对顶板改用锚索梁，去掉梯形工字钢架，锚杆配以W钢带和金属网使护表得以加强。锚索梁的作用是将预应力扩散至锚杆之间，改善锚杆受力效果，限制巷道围岩变形，去掉梯形工字钢架可缩短施工作业时间，尽量达到支护工艺平行作业，提高巷道掘进效率。

3)锚注一体化支护。对巷道进行浅部注浆加固，填充围岩裂隙，提高围岩强度，一方面配合锚梁网索支护形成多层组合拱，改善围岩自身承载能力，并有效胶结巷道浅部破碎松软岩体，为锚杆锚索提供稳固的着力基础；另一方面，围岩裂隙被浆液封堵，岩体整体性得到改善，堵水作用明显，抗渗能力大幅度提高，使围岩黏土矿物不易受到水的侵蚀作用而软化变形。

4)提高锚杆锚索预紧力。在锚注一体化加固的基础上，保证张拉后允许变形量可以满足顶板允许下沉量的情况下，适当提高锚杆等支护构件预紧力，改善支护构件对围岩的主动支护效果，进一步控制围岩变形。

4.2 锚注一体化支护方案数值模拟

4.2.1 数值模型建立

基于圣维楠原理，巷道开挖后，其影响范围具有一定的限度，而不是扩展至无限远。同时，考虑到便于数值模拟计算方便，按照实践经验，给定其一个影响范围。此次模拟不对巷道回采过程进行考虑，即不考虑巷道的空间效应，因此建立三维模型。模型的宽度为60 m，模型高为45 m，模型厚3 m，巷道断面为梯形，上宽3.8 m，下宽4.2 m，高3.0 m，模型建立如图8所示，计算采用的物理力学参数见表2，采用摩尔-库仑模型进行计算。模型采用位移边界条件，固定左右及前后边界水平方向位移，巷道底板固定水平位移和竖向位移，上部边界为自由边界并施加19.2 MPa的原岩应力。

图8 数值计算模型Fig.8 Numerical calculation model

4.2.2 支护方案优化比选

综合现场围岩支护体系受力、围岩变形等实测，提出巷道锚梁网索+注浆控制围岩变形的支护理念，确定3种支护方案的数值模型，运用FLAC3D数值计算软件分别对其进行优化分析(图9～图11)，并与无支护状态进行对比，见表3。

表2 岩石物理力学参数Table 2 Rock physical and mechanical parameters

方案1：锚梁网索+注浆，顶板锚杆规格φ22 mm×3 000 mm，间排距800 mm×1 000 mm；两帮锚杆规格φ20 mm×3 000 mm，间排距800 mm×1 000 mm；顶板锚索规格φ21.6 mm×9 000 mm，间排距1 500 mm×1 000 mm，每排2根；挂梁锚索规格φ21.6 mm×6 000 mm，间排距1 500 mm×1 000 mm，每排3根；锚索梁采用11#工字钢，长度3 800 mm。

方案2：锚梁网索+注浆，顶板锚杆规格φ22 mm×3 000 mm，间排距800 mm×800 mm；两帮锚杆规格φ20 mm×3 000 mm，间排距800 mm×800 mm；顶板锚索规格φ21.6 mm×9 000 mm，间排距1 500 mm×800 mm，每排2根；挂梁锚索规格φ21.6 mm×6 000 mm，间排距1 500 mm×800 mm，每排3根；锚索梁采用11#工字钢，长度3 800 mm。

图9 巷道围岩塑性区分布Fig.9 Distribution of surrounding rock plastic zone

方案3：锚梁网索+注浆，顶板锚杆规格φ22 mm×3 000 mm，间排距800 mm×1 200 mm；两帮锚杆规格φ20 mm×3 000 mm，间排距800 mm×1 200 mm；顶板锚索规格φ21.6 mm×9 000 mm，间排距1 500 mm×1 200 mm，每排2根；挂梁锚索规格φ21.6 mm×6 000 mm，间排距1 500 mm×1 200 mm，每排3根；锚索梁采用11#工字钢，长度3 800 mm。

从表3可知,3种支护方案均有效控制了巷道围岩变形，顶板下沉量和两帮移近量大幅度减小。其中方案2支护效果最好，锚杆锚索密度最大；方案3效果相对较差，锚杆锚索密度最小；在有效控制围岩变形的前提下，综合考虑巷道总支护工作量与经济效益，支护方案1最为合理。

图10 巷道围岩水平位移分布Fig.10 Horizontal displacement distribution of surrounding rock in roadway

图11 巷道围岩垂直位移分布Fig.11 Vertical displacement distribution of surrounding rock in roadway

表3 不同方案下支护效果Table 3 Support effects under different plans

4.3 支护方案参数选取与现场实践

4.3.1 方案设计及参数

为解决8202回风顺槽原支护方案的不足，由于锚索持力层围岩整体性好，强度高，锚索支护与锚索梁联合作用，可对围岩深部分层次控制，笔者通过前期现场监测和试验，结合数值模拟方案的对比分析，提出以浅部锚注支护为核心，并利用锚索梁代替梯形钢架以控制巷道变形的锚注一体化支护技术，使支护构件力学性能相互匹配，整体支护作用得到最大限度发挥。

锚杆安装与注浆在同一钻孔中进行。顶锚杆采用φ22 mm×3 000 mm高强锚杆，间排距800 mm×1 000 mm；两帮锚杆规格φ20 mm×3 000 mm，间排距800 mm×1 000 mm；树脂加长锚固，锚固长度均为1.8 m；采用高强球型托盘配以W刚带及钢筋网护表，每排布置13根锚杆；锚杆预紧力为80～100 kN。

顶板锚索规格为φ21.6 mm×9 000 mm高强度预应力钢绞线，间排距1 500 mm×1 000 mm，每排2根；挂梁锚索安装于原梯形工字钢架位置处(两排锚杆之间)，挂梁锚索规格φ21.6 mm×6 000 mm高强度预应力钢绞线，间排距1 500 mm×1 000 mm，每排顶板安装3根；锚索锚固长度均为1.8 m，施加120 kN预紧力。锚索梁采用11#工字钢，长度3 800 mm，每根钢梁上焊制3个25 mm圆孔。优化后支护方案如图12所示。

图12 8202工作面回风顺槽优化支护方案Fig.12 Optimal supporting scheme of the return air roadway along 8202 working face

4.3.2 锚索梁施工

1)锚索梁于两排锚杆之间施工，每排布设3个挂梁锚索，分别位于顶板中心及两肩角处。首先用MQT-130型气动锚索钻机施工深度为6 m的钻孔，钻孔间距为1.6 m。

2)钻孔施工完成后，分别给每个钻孔填装3支树脂锚固剂(MSK23/60型)，随后放置6 m长锚索并进行时长5 min的锚固，锚索外露端0.5 m左右。

3)每排3根挂梁锚索施工完成后，将工字钢梁垂直于巷道轴线，并将焊制好的圆孔与3根锚索对齐，安装好并紧贴顶板，用300 mm×300 mm刚托板及锁具固定，再利用张拉机具进行预紧，目的是确保工字钢梁与顶板良好接触。当巷道顶板变形破碎、不平整导致工字钢梁与顶板不能充分接触时，可采用半圆木架设于顶板与工字钢梁之间，使锚索梁作用有效发挥。

4.3.3 注浆施工

1)采用浅部注浆方式，旨在加强浅部围岩完整性及整体强度，锚杆安装与注浆在同一钻孔中进行，将注浆管直接下入锚杆孔内进行水泥注浆，锚杆孔均下1.5 m长注浆管。

2)注浆材料选用425#普通硅酸盐水泥，浆液水灰比为0.7∶1，并加入XPM纳米灌注剂。XPM纳米灌注剂的加入大幅度提高浆液流变性，改善浆液渗透能力，同时可以提高注浆岩体抗压强度和抗渗性能。封孔长度均为400 mm，采用风动双液注浆泵进行注浆，规定注浆压力为3.0 MPa左右，若注浆过程中钻孔能继续吃浆，提高注浆压力至5 MPa左右，使浆液充分进入围岩裂隙中，加强围岩裂隙封堵效果。

5 井下试验效果分析

5.1 钻孔注浆效果观测

现场巷道破碎严重区段注浆过程顺利，注浆量大，为观测围岩注浆后的浆液充填效果，选取代表性断面对顶板及两帮进行钻孔窥视观测(图13)，顶板及两帮钻孔的观测深度均为2.5 m，通过钻孔浆液充填效果的可视化观测，直观表现出浆液对巷道围岩破碎区段充填的有效性。

图13 钻孔浆液充填观测Fig.13 Observation of diffusion of drilling slurry

5.2 巷道围岩变形监测

图14 优化方案巷道表面位移监测Fig.14 Surface displacement monitoring of the roadway optimization scheme

锚注一体化支护方案实施后，巷道表面位移监测结果如图14所示，巷道开挖20 d内，巷道顶板下沉及两帮收敛速率较快，采空区侧帮部变形速率较实体煤侧帮部大，底板移近量增幅较小；巷道围岩变形持续40 d后趋于稳定，最终顶板下沉量387 mm；两帮移近量425 mm，其中采空区侧帮内移量216 mm，实体煤侧帮内移量209 mm，前期采空区侧帮部较实体煤侧帮部变形幅度大，变形趋于稳定后两帮的变形量相近，说明帮部整体性得到加强，注浆效果良好；底板移近量相对较小，为116 mm。与原支护方案巷道表面位移量对比见表4。可见，锚注一体化支护方案对巷道围岩变形控制效果显著。