過斷層破碎帶巷道圍巖控制技術(shù)研究

刁玉峰 張 杰 李正泉

（1.兗礦能源集團(tuán)股份有限公司鮑店煤礦，山東 鄒城 273500；2.兗礦能源集團(tuán)股份有限公司濟(jì)寧二號煤礦，山東 濟(jì)寧 272000；3.兗礦能源集團(tuán)股份有限公司東灘煤礦，山東 鄒城 273500）

煤礦井下巷道的穩(wěn)定性主要與地應(yīng)力和圍巖強(qiáng)度有關(guān)。地應(yīng)力主要由地層重力和構(gòu)造運(yùn)動引起。圍巖的強(qiáng)度主要取決于其固有強(qiáng)度和完整性程度。斷層是煤礦中最常見的地質(zhì)構(gòu)造[1-2]，斷層的存在，會嚴(yán)重影響巖體的強(qiáng)度和剛度。此外，由于地質(zhì)構(gòu)造運(yùn)動時間較長，構(gòu)造應(yīng)力通常較大，當(dāng)巷道向斷層推進(jìn)時，極易造成片幫、局部頂板冒落等事故[3-4]。因此，穿過煤礦斷層帶的巷道經(jīng)常會發(fā)生巨大變形。一般來說，多采用錨桿和錨索支護(hù)方法加固斷層帶圍巖。然而，傳統(tǒng)的錨桿索支護(hù)無法有效控制巷道圍巖變形，不能滿足設(shè)計要求，帶來安全隱患。本文以鮑店煤礦7304 膠帶順槽過斷層段為工程背景，根據(jù)“雙殼剛?cè)狁詈稀弊{技術(shù)原理，對原支護(hù)方案進(jìn)行優(yōu)化設(shè)計，通過數(shù)值計算和現(xiàn)場試驗驗證了該優(yōu)化支護(hù)方案的有效性，保證了巷道順利通過斷層構(gòu)造區(qū)及長期穩(wěn)定。該支護(hù)方案可對過斷層巷道圍巖支護(hù)設(shè)計提供借鑒。

1 工程概況

1.1 地質(zhì)條件

7304 綜放工作面位于七采區(qū)北部，是七采區(qū)西翼3 煤層第二個區(qū)段的工作面，北西起工作面切眼，西距5310（N）工作面采空區(qū)146～159 m，南東至工作面設(shè)計停采線，距七采回風(fēng)巷100 m；北東與已回采完畢的7302 工作面相鄰，南西與尚未開采的7306 工作面相鄰。工作面走向長1722～1891 m，傾斜長286 m。工作面開采煤層為山西組的3 煤，厚度8.35～9.38 m，平均9.02 m，結(jié)構(gòu)簡單，f=2.9。在工作面南東部設(shè)計停采線附近，煤層底板上3.6 m，局部發(fā)育一層厚0～0.67 m 的粉砂巖夾矸。工作面煤層總體為北西高南東低，傾角3°～13°，平均8°。工作面南東部煤層產(chǎn)狀變化較大，煤層底板波狀起伏，次級小型褶曲構(gòu)造較發(fā)育，Ⅶ-F3 逆斷層下盤牽引現(xiàn)象明顯。受其影響，局部煤層傾角變大，最大35°。工作面最低點(diǎn)位于膠帶順槽側(cè)設(shè)計停采線南東56 m 附近。7304 膠帶順槽將揭露Ⅶ-F3 逆斷層，走向35°，傾向305°，傾角39°，落差1.2 m。斷層的發(fā)育，造成巷道局部丟底煤或破底，最大丟底3.0 m，最大破底2.5 m，將對回采造成較大影響。煤層頂?shù)装迩闆r見表1。

表1 煤層頂?shù)装迩闆r表

1.2 原支護(hù)方案

7304 膠帶順槽斷面設(shè)計為矩形，凈寬5000 mm，凈高4000 mm，采用錨網(wǎng)、錨索聯(lián)合支護(hù)。

頂板采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)，錨桿采用Φ20 mm×2200 mm 左 旋 螺 紋 鋼 錨 桿， 間 排 距 為800 mm×1000 mm，共布設(shè)6 根錨桿；錨索采用Φ21.8 mm×5300 mm 鋼 絞 線 錨 索， 間 排 距為1500 mm×2000 mm；兩幫采用錨網(wǎng)支護(hù)，錨桿采用Φ20 mm×2200 mm 左旋螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×1000 mm。頂錨桿藥卷采用mSCKb23/30+ mSK23/50 樹脂藥卷，幫錨桿藥卷采用mSCKa23/60+ mSK28/60 樹脂藥卷，錨桿托盤為150 mm×150 mm×10 mm 拱形高強(qiáng)托板，高度不低于36 mm，拱寬100～108 mm，底孔Φ38～ 39 mm，配合高強(qiáng)調(diào)心球墊和1010 尼龍墊圈。錨索藥卷采用mSCKb23/30+mSK23/90 樹脂藥卷，錨索托板為300 mm×270 mm×14 mm 高強(qiáng)度可調(diào)心異形錨索托盤，鋼筋網(wǎng)采用規(guī)格5000 mm×1000 mm 的Φ10 mm 金屬網(wǎng)。原支護(hù)方案如圖1。

圖1 巷道原支護(hù)方案圖（mm）

1.3 巷道變形破壞特征

根據(jù)現(xiàn)場調(diào)查和分析，原支護(hù)方案下的巷道變形和破壞嚴(yán)重。變形和破壞主要發(fā)生在頂板，表現(xiàn)為頂板破碎、螺栓脫落和失效、頂板不均勻變形、鋼帶彎曲和斷裂、頂板漏水、下沉嚴(yán)重，巷道兩側(cè)裂縫和局部隆起明顯、位移變化大。通過現(xiàn)場勘測，在原支護(hù)方案下，巷道頂?shù)装遄畲笠平繛?27.5 mm，兩幫最大收斂量為537.2 mm，變形量較大，且局部出現(xiàn)網(wǎng)兜、片幫等現(xiàn)象，影響了巷道的安全正常使用，原有的支護(hù)技術(shù)方案無法將巷道變形控制在合理范圍內(nèi)。

2 巷道過斷層支護(hù)技術(shù)

2.1 巷道的破壞原因

巷道破壞的主要原因：巷道圍巖軟弱，裂隙發(fā)育，破碎程度高，支護(hù)強(qiáng)度不足，整體性差。

巷道圍巖受到破壞后，裂縫擴(kuò)展并相互連接，最終形成破碎的圍巖帶。破碎的圍巖失去了自我支撐能力，導(dǎo)致裂縫向深部圍巖擴(kuò)展，進(jìn)一步加大了破壞范圍。

泥巖是圍巖的主要成分，其中含有大量的高嶺石、蒙脫石以及伊利石和蒙脫石的混合層。泥巖吸水后迅速膨脹，促進(jìn)了軟化和崩解現(xiàn)象，進(jìn)一步降低了巖石強(qiáng)度。

現(xiàn)場鉆孔發(fā)現(xiàn)，圍巖在2.3 m 范圍內(nèi)嚴(yán)重破碎，影響了錨桿的錨固效果。在圍巖 6.0 m 深度之外仍可發(fā)現(xiàn)大面積的脫層和破碎圍巖，超出了錨索的支撐范圍。錨桿和錨索的支護(hù)失效導(dǎo)致巷道發(fā)生較大變形，這也是巷道失穩(wěn)的主要原因。

2.2 “雙殼剛?cè)狁詈稀弊{技術(shù)

原支護(hù)僅采用錨桿和錨索，缺乏針對性。針對斷層帶這種特殊的地質(zhì)條件，設(shè)計時應(yīng)充分考慮以下因素：

圍巖破壞深度較大，在6.0 m 處仍可觀察到大面積分層和破碎巖塊，而最初支護(hù)設(shè)計的錨索長度僅為5.3 m，小于圍巖破壞深度。

圍巖破碎和巖性不良是造成巷道破壞的主要原因之一。解決這一問題的最佳方法是采用注漿加固技術(shù)。注漿加固主要是通過注漿壓力將注漿料注入裂縫中，通過注漿料的凝固填充裂縫，將破碎的巖體膠結(jié)在一起，提高巖體自身的承載能力。同時，對破碎煤巖體進(jìn)行注漿加固可以有效改善薄弱結(jié)構(gòu)面的力學(xué)性能，增加破碎煤巖體的內(nèi)聚力和內(nèi)摩擦角。注漿材料的膠結(jié)作用可以增加破碎煤巖體不連續(xù)塊體之間的內(nèi)部相對位移阻力，從而提高圍巖的整體穩(wěn)定性和完整性。此外，注漿材料可穿透圍巖裂隙形成骨架承載結(jié)構(gòu)，提高破碎圍巖的殘余強(qiáng)度，充分發(fā)揮煤巖體的自穩(wěn)性[5-8]。

根據(jù)7304 膠帶順槽的工程地質(zhì)條件，提出了雙殼注漿技術(shù)，即淺層低壓注漿和深層高壓劈裂注漿，如圖2 所示。巷道頂板斷層帶注漿技術(shù)如下：

圖2 雙殼注漿示意圖

1）淺部圍巖注漿材料采用剛性漿液，使頂板淺部裂隙發(fā)育帶在剛性漿液的作用下形成強(qiáng)度相對較大的承載體，以抵抗圍巖的變形，同時，也為高壓劈裂注漿提供了隔離層。

2）深部圍巖注漿材料采用顆粒相對較小的柔性發(fā)泡漿液。與淺部圍巖相比，深部圍巖的裂隙較少，高壓劈裂注漿技術(shù)可將注漿材料沿圍巖結(jié)構(gòu)面注入圍巖，提高煤巖體的黏聚力和摩擦角。同時，在煤體內(nèi)部形成裂隙框架，進(jìn)一步增強(qiáng)煤體的抗變形能力。

3 巷道過斷層優(yōu)化支護(hù)方案

3.1 支護(hù)技術(shù)方案

1）頂板支護(hù)

頂板錨桿采用Φ20 mm×2200 mm 左旋螺紋鋼錨桿，間排距優(yōu)化為1000 mm×1000 mm，共布設(shè)5 根錨桿；錨索優(yōu)化為Φ21.8 mm×7300 mm 注漿錨索，間排距同原支護(hù)方案，為1500 mm×2000 mm，共布設(shè)3 根注漿錨索；頂板增設(shè)2 個淺部注漿管，注漿管直徑22 mm，長度3000 mm，間排距為1300 mm×2000 mm，共布設(shè)2 個注漿管。

2）兩幫支護(hù)

兩幫錨桿采用Φ20 mm×2200 mm 左旋螺紋鋼錨桿，間排距優(yōu)化為1000 mm×1000 mm，共布設(shè)4根錨桿；幫部增設(shè)Φ21.8 mm×7300 mm注漿錨索，間排距為1000 mm×2000 mm，共布設(shè)3 根注漿錨索，注漿材料采用柔性漿液；增設(shè)2 個淺部注漿孔，注漿孔直徑22 mm，長度3000 mm，間排距為2000 mm×2000 mm，共布設(shè)2 個注漿孔，注漿材料采用剛性漿液，注漿完成后，打設(shè)Φ21.8 mm×7300 mm 鋼絞線補(bǔ)強(qiáng)錨索，增強(qiáng)圍巖支護(hù)效果。

注漿錨索采用柔性注漿漿液，注漿管采用剛性注漿漿液，注漿錨索深部注漿和注漿孔淺部注漿構(gòu)成“雙殼剛?cè)狁詈稀敝ёo(hù)結(jié)構(gòu)。巷道優(yōu)化支護(hù)方案示意圖如圖3。

圖3 巷道優(yōu)化支護(hù)方案示意圖

3.2 數(shù)值模擬

根據(jù)7304 膠帶順槽的地質(zhì)條件，采用FLAC3D軟件建立了尺寸為60 m×50 m×55 m 三維模型。破壞準(zhǔn)則采用莫爾-庫侖準(zhǔn)則，模型前后左右、底部為位移約束邊界，模型頂部施加11.3 MPa 應(yīng)力荷載，分別對原支護(hù)方案和優(yōu)化支護(hù)方案效果進(jìn)行數(shù)值模擬，所得巷道圍巖垂直位移分布如圖4。

圖4 巷道圍巖垂直位移分布云圖

由圖4 可知，原支護(hù)方案下巷道頂?shù)装遄畲笞冃瘟糠謩e為181.3 mm、66.5 mm，采用優(yōu)化支護(hù)方案后巷道頂?shù)装遄畲笞冃瘟糠謩e為46.5 mm、38.7 mm。與原支護(hù)方案相比，頂?shù)装遄畲笞冃瘟糠謩e降低了74.4%、41.8%，“雙殼剛?cè)狁詈稀敝ёo(hù)技術(shù)方案下，圍巖變形得到有效控制。

4 工業(yè)性試驗

為驗證“雙殼剛?cè)狁詈稀奔夹g(shù)方案的現(xiàn)場支護(hù)效果，選取7304 膠帶順槽過斷層段作為試驗段。觀測巷道支護(hù)后的表層和深層位移變化，其中設(shè)置了3 個圍巖表面位移監(jiān)測站和1 個深層位移監(jiān)測站。位移觀測方法如下：在巷道頂板和兩幫安裝位移計；安裝前，先在頂板上鉆一個30 mm 的安裝孔，然后按順序?qū)@孔固定裝置送至預(yù)定位置；將讀數(shù)裝置固定在孔上后，拉緊每個被測點(diǎn)的鋼絲繩，并將孔測量裝置上的測量環(huán)推至100 mm 的位置；然后，用螺絲固定鋼絲繩和測量環(huán)。安裝完畢后，即可讀取每個被測點(diǎn)的初始讀數(shù)，測量值與初始讀數(shù)的差值即為位移值。通過60 d 圍巖表面位移監(jiān)測，巷道表面位移監(jiān)測結(jié)果如圖5。

圖5 巷道圍巖垂直位移分布云圖

由圖5 可知，采用優(yōu)化支護(hù)方案后，巷道開挖初期圍巖變形迅速增大，注漿加固后圍巖速度明顯減小，25 d 后，巷道圍巖變形逐漸穩(wěn)定。巷道頂部和底部的最大移近量為105.5 mm，30 d后趨于穩(wěn)定。兩側(cè)的最大收斂量為121.8 mm，40 d 后趨于穩(wěn)定。注漿后圍巖的變形和破壞得到了有效控制，說明采用“雙殼剛?cè)狁詈稀奔夹g(shù)方案后，巷道圍巖的整體強(qiáng)度得到了提高，巷道圍巖得到了有效控制。該支護(hù)方法可有效保持巷道穩(wěn)定性。

巷道頂板離層監(jiān)測結(jié)果如圖6 所示。由圖6 可知，頂板1 m 位置處的最大離層量為10.2 mm，7 m 位置處的最大離層量為15.7 mm。在1～7 m 的范圍內(nèi)，離層變化趨勢基本一致，離層量變化幅度在6 mm 以內(nèi)，離層量相對較小，表明巖層間無分離現(xiàn)象發(fā)生。

圖6 巷道頂板離層監(jiān)測曲線圖

5 結(jié)論

1）根據(jù)工程地質(zhì)勘察，7304 膠帶順槽過斷層段在原支護(hù)方案下，巷道變形量較大，且局部出現(xiàn)網(wǎng)兜、片幫等現(xiàn)象，表明原支護(hù)方案無法控制巷道的穩(wěn)定。

2）圍巖強(qiáng)度低、易軟化的特性是巷道變形破壞內(nèi)在原因，錨桿索支護(hù)失效是巷道失穩(wěn)的主要原因。為保持巷道圍巖的穩(wěn)定性，在原支護(hù)方案的基礎(chǔ)上，提出了“雙殼剛?cè)狁詈稀弊{技術(shù)，并采用數(shù)值模擬驗證了該技術(shù)的可行性。

3）現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果表明，采用“雙殼剛?cè)狁詈稀弊{技術(shù)后，巷道圍巖表面位移變形得到有效控制，且在巷道頂板1～7 m 范圍內(nèi)，離層變化趨勢基本一致，變化量在6 mm 以內(nèi)。綜合表明“雙殼剛?cè)狁詈稀弊{技術(shù)可有效控制巷道穩(wěn)定性，提高圍巖自承能力，保持巷道長期穩(wěn)定。