双动压影响破碎巷道围岩加固技术研究

张 镇

(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)

双动压影响破碎巷道围岩加固技术研究

张 镇1，2

(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)

古书院矿94206巷经受临近工作面回采动压影响后围岩破碎、变形严重，无法继续正常使用，而该巷仍需服务于本工作面回采。针对这种情况，综合运用现场调查、围岩窥视和理论分析的方法，进行了巷道围岩变形机理分析，提出了巷道围岩控制措施。认为巷道变形是由围岩结构面发育、采动影响和原有支护强度较低等因素综合作用引起的，围岩变形控制的关键是抑制围岩的不连续变形，避免破碎围岩的进一步恶化、离层和错动，将围岩保持为一个整体，提高围岩的自承载能力。采用高预应力锚杆锚索联合支护系统进行了井下现场试验，结果表明，在加固维修和二次动压影响期间巷道变形量均处于可控范围。

双动压；破碎巷道；围岩加固；二次动压

随着煤炭产量的增加，采掘衔接紧张，往往在上一工作面回采过程中就需要掘进下一个工作面回采巷道，该巷道即受上工作面回采动压影响，又要经受本工作面回采动压影响，形成双动压影响，巷道变形严重[1-3]。动压影响回采巷道加固也是一个支护难题，目前国内外常见的支护方式有加密支护、锚杆锚索架棚支护、锚注联合支护和卸压等。这些方法要么施工复杂，支护成本高昂；要么被动支护，支护效果不理想[4-9]。因此寻求经济、有效、合理的动压影响破坏巷道加固方式颇为重要。本文针对古书院矿94206巷受双动压影响围岩松软破碎的情况，采用以锚杆、锚索为基础的巷道围岩加固方法，通过提高支护系统的强度和刚度，改善围岩的完整性，提高围岩的自承能力，进而达到经济、有效、合理的支护状态。

1 试验点概况

古书院矿94303及94304工作面巷道布置如图1所示。94206巷服务于94303工作面，因采掘衔接紧张，在94304工作面回采之前掘出，94206巷与94207巷之间煤柱宽30m，因此94206巷既受到94304工作面的回采动压影响，又要经受94303工作面的回采动压影响。

图1 工作面巷道布置

94206巷沿9号煤顶板掘进，9号煤平均厚度为1.5m，抗压强度为7.9～16.2MPa，直接顶为K4灰岩和砂质泥岩，基本顶为细粒砂岩，底板为泥岩和K3灰岩，煤层顶底板状况如表1所示。该区域最大水平主应力为9.6MPa，最小水平主应力为6.28 MPa，最大水平主应力方向N32.7°E。垂直主应力为5.32MPa，该区域为低值应力区，以水平构造应力为主。

表1 9号煤顶底板状况

巷道断面为矩形，宽×高为3700mm×2200mm，巷道原采用锚杆、锚索联合支护，顶板采用φ18mm×2000mm，MSGLW-400左旋无纵筋螺纹钢锚杆，每排4根，排距1200mm，中间2根锚杆间距1200mm，两侧锚杆间距1000mm，树脂加长锚固，配合钢筋梯梁护顶，沿顶板中间布置1根锚索，锚索规格SKP15.24-1/1860-5400，排距2400mm；两帮采用φ16mm×1600mm，MSGM-235圆钢锚杆，间距800mm，三花布置，排距1200mm，树脂端部锚固，锚杆预紧力矩为100N·m，锚索预紧力为100kN。

94303工作面回采后，巷道发生强烈变形，顶底板移近量达到1200mm，两帮移近量达到700～900mm，巷道顶底几近闭合，顶板破碎、下沉，底板鼓起，已经无法正常使用，必须进行修复，因该巷道还要经受94304工作面的采动影响，因此对94206巷受双动压影响破碎巷道进行有效加固支护尤为重要。

2 巷道围岩破坏范围及机理分析

2.1巷道围岩破坏范围探测

为准确了解巷道围岩的破坏范围及破坏特征，对94206巷顶板及两帮进行围岩结构窥视，窥视结果如图2所示。

图2 巷道围岩结构窥视

从图2可以看出，顶板破坏范围主要在0～3.25m范围之内，节理裂隙发育，特别是孔口400mm范围内岩体破碎，呈现松散状、碎块状。两帮煤体0～1.4m范围内为破碎区，1.4～2.3m范围内为软弱区。巷道围岩的破坏特征是巷道全断面整体变形，顶板和两帮浅部岩体在动压作用下发生破碎，顶板鼓包、离层，两帮鼓出伴随强烈底鼓，且巷道围岩破坏范围大，达到巷道断面的1.2～1.6倍。

2.2 巷道围岩破坏机理分析

2.2.1 巷道围岩岩性

巷道变形的内因是巷道围岩结构偏弱，从煤层顶底板岩性分析来看，除煤层强度偏弱外，其顶底板岩层强度均较高，但是顶底板围岩层理发育，内部含有较多的其他矿物，胶结程度差。岩体由岩石和结构面构成，决定岩体强度的往往是结构面，对于本巷道的围岩来说，其结构面发育，造成岩体整体强度较低是巷道破坏的内在因素。

2.2.2 采动影响

采动影响是造成巷道破坏的直接外因。巷道围岩中原生的节理、裂隙在采动应力作用下不断扩展、发育，新裂隙不断产生和生长，将围岩切割成不同形状、不同尺寸的块体，而分割形成的块体又在采动应力的作用下发生滑移、错动，最终导致巷道围岩失稳破坏。

2.2.3 原有支护不合理

原有支护强度和刚度均较低，锚杆锚索施加预紧力小，且护表构件面积小，预紧力无法有效扩散，使本来强度较低、松软的两帮在采动应力影响下发生塑性流动变形，破坏范围加大，两帮承载能力降低进一步导致顶板的离层、下沉和破碎。同样，顶板层状发育岩体在弱支护状态下受动压影响后节理、裂隙发育、发展，岩体破坏成碎块状，造成支护系统失效，围岩破坏范围加大。

在上述多种因素的综合作用之下，巷道围岩发生裂隙发育、松动离层、结构失稳而破坏。

3 破碎围岩控制机理及工程实践

3.1 破碎围岩控制机理

根据破碎围岩的破坏机理，动压影响破碎围岩的控制主要是恢复围岩完整性，提高围岩的自承能力。围岩完整性恢复的方法主要有注浆加固、高预应力强力锚杆锚索支护等，其中注浆加固具有充填围岩裂隙、粘合破碎岩体的作用，恢复围岩完整性效果突出，但存在工艺复杂，维护费用高的问题[10]；高预应力强力锚杆锚索支护系统通过对破碎围岩施加足够的预紧力使破碎围岩在锚固系统的作用下形成预应力组合体实现围岩自承载的作用[11]，其实质是通过高预应力的施加增加破碎块体间的摩擦阻力，提高围岩峰后强度。对于受过一次采动影响的工作面巷道来说，由于其仅服务于本工作面回采，服务时间较短，维护要求相对较低，采用注浆加固的方法维护巷道围岩费用高、工期长，性价比低，因此易采用相对简单，但支护效果也较出色的高预应力强力锚杆锚索支护系统。

该系统的控制要点如下：

(1)大幅度提高支护系统初期支护刚度与强度，即增加锚固长度、提高支护系统预紧力并实现有效扩散、提高支护系统的强度抵抗强烈动压影响。有效控制围岩不连续变形，保持围岩的完整性，同时支护系统应具有足够的延伸率，允许巷道围岩有较大的连续变形，使高应力得以释放，最大限度地保持围岩完整性，尽量减少围岩强度的降低。

(2)高预应力锚杆锚索联合支护关键在于通过高预应力使锚固区形成刚度较大的预应力承载结构，抑制围岩的离层、错动、裂隙张开、新裂纹产生等扩容变形，使围岩成为承载的主体。对于已经发生大变形的巷道，若破碎严重则需将破碎岩体移除后通过施加高预紧力抑制围岩的继续变形，若围岩破碎不严重，则通过高预紧力将原有裂隙压缩，保证预应力的有效传递。

(3)锚杆预应力及其有效扩散对支护效果起着决定性作用。支护系统的预应力作用于巷道围岩并在其中有效扩散，可以大大改善围岩的受力状态，使围岩处于受压工作模式，提高围岩的抗弯、抗拉和抗剪能力，保证巷道围岩的完整性。

3.2 工程实践

顶板采用φ20mm左旋无纵筋螺纹钢筋BHRB400锚杆，长度2.0m，在原支护两排锚索中间补打4根锚杆，锚杆排距2400mm，间距1200mm，托板规格为150mm×150mm×10mm，采用经纬网护顶，锚杆预紧力不小于300N·m；锚索规格为SKP15.24-1/1860-5400，在已打锚索断面上靠近巷帮位置补打1根锚索，迈步式布置，锚索间距1200mm，排距2400mm，采用300mm×300mm×16mm高强度可调心托板及配套锁具，锚索预紧力不小于150kN。

两帮锚杆规格同顶板，每排2根，排距1200mm，间距1000mm，垂直巷帮打设，托板规格为150mm×150mm×10mm，两帮挂网，网片规格为2200mm×1300mm的经纬网，锚杆预紧力不小于300N·m，两帮采用锚索补强，锚索直径为15.24mm，长度5400mm，每排每帮布置1根锚索，锚索排距2400mm，布置在两排锚杆中间，距巷道底板的高度为500mm。

巷道支护布置如图3所示。

图3 巷道锚杆支护

3.3 井下监测

巷道加固完成后，进行了巷道变形监测，加固期间监测曲线如图4所示。

图4 巷道加固期间变形观测曲线

在巷道加固期间，巷道位移逐渐升高，大约在工作面后方40～50m趋于平缓，巷道变形趋于稳定，其中两帮变形为26mm，顶底板变形为69mm，巷道变形以顶底板变形为主，两帮变形次之，其中底鼓为主要变形，底鼓约为顶底板总变形量的79%。总体来说巷道变形量很小，在有效控制范围之内。

工作面回采期间巷道围岩变形曲线见图5。

图5 回采期间巷道表面位移监测曲线

巷道变形随距离工作面的增加而逐渐减小，超前影响范围约为100m。巷道顶底板变形量为216mm，两帮变形量为141mm，巷道变形以顶底板变形为主，两帮变形次之，其中底鼓为主要变形。总体来说，回采期间巷道变形量并不大，锚杆、锚索联合支护能够有效控制围岩的变形。

4 结论

(1)试验巷道在受到一次动压影响后巷道变形严重，围岩破坏范围达到巷道断面的1.2～1.6倍。巷道变形是由围岩结构面发育、采动影响和原有支护强度较低等因素综合作用而引起的。

(2)巷道围岩变形控制的关键是抑制围岩的不连续变形，避免破碎围岩的进一步恶化、离层和错动，将围岩保持为一个整体，提高围岩的自我承载能力。对于经受双动压影响的破碎回采巷道确定采用高预应力锚杆、锚索联合支护系统。

(3)井下矿压监测表明，巷道加固维护期间

顶底板变形量为69mm，两帮变形量为26mm，受回采工作面二次动压影响期间，顶底板变形量为216mm，两帮变形量为141mm，巷道变形均以底鼓为主。巷道变形量在控制范围之内，联合支护系统能够有效控制围岩变形。

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[责任编辑：林健]

SurroundingRockReinforcementTechnologyofCrackedRoadwayInfluencedbyDoubleDynamicPressure

ZHANG Zhen1,2

(1.Coal Mining & Designing Department, Tiandi Science & Technology Co., Ltd., Beijing 100013, China; 2.Coal Mining & Designing Research Branch, China Coal Research Institute, Beijing 100013, China)

Influenced by mining dynamic pressure of adjacent face, Surrounding rock of 94206 roadway was broken and roadway deformation was too large to be used continually in Gushuyuan Colliery.Comprehensively applying on-the-spot investigation, bore-hole peep and theoretical analysis method, surrounding rock deformation mechanism was analyzed and corresponding controlling measures was present.It was believed that roadway deformation was induced by integrated factors including structural planes, mining influence and lower supporting intensity.The key to controlling deformation was restricting discontinuous deformation of surrounding rock, avoiding further broken, separation and rupture, keeping surrounding rock as a whole and improving bearing ability of surrounding rock.Combined supporting system of anchored bolt and cable with high pre-stress was applied in roadway.Result showed that roadway deformation value was within controllable range at the period of reinforcement and secondary dynamic pressure influence.

double dynamic pressure; cracked roadway; surrounding rock reinforcement; secondary dynamic pressure

2014-01-26

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2014.04.023

国家科技支撑计划课题(2012BAB13B02)；中国煤炭科工集团科技创新基金项目(2013QN011)；天地科技开采设计事业部青年创新基金项目(KJ-2013-TDKC-17)

张 镇(1980-)，男，山东齐河人，博士研究生，助理研究员，主要从事巷道矿压与支护技术方面的研究。

张 镇.双动压影响破碎巷道围岩加固技术研究[J].煤矿开采，2014，19(4)：77-80.

TD353.6

A

1006-6225(2014)04-0077-04