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摘 要：随着矿井开采深度的增加，逐步向深部软岩巷道转型，如何有效合理的控制深部软岩巷道的变形是亟待解决的问题。通过分析车集煤矿28采区轨道下山巷道变形的原因，提出锚网索喷+ 36U型钢可缩性支架+壁后注浆+施工卸压槽支护技术。工程实践表明，该技术在深部软岩巷道能有效控制巷道变形，其技术经济效果良好。
关健词：深部 软岩 围岩 支护
中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：1007-3973（2013）004-021-02
河南煤业化工集团车集煤矿28轨道下山属于深部软岩巷道，围岩主要以泥岩、砂质泥岩和粉砂岩为主。巷道为直墙半圆拱形断面，净宽4.5m，直墙高1.4m，S净=14.2㎡，原采用锚网索喷支护技术，顶帮锚杆均采用 20€？000mm高强左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800€？00mm，拱部布置3根 18.9€？200mm锚索，间排距1.5？.4m，全断面铺设 6mm的冷拔点焊小眼钢筋，混凝土喷射厚度为150mm。在掘进过程中出现巷道变性大，巷道变性速度快等现象，服务年限40年的巷道在成巷1年左右出现了大范围的浆皮脱落、断面缩小等破坏现象，并且开始返修，极大影响了矿井的正常生产。
1 巷道破坏原因分析
（1）巷道围岩岩性差。28轨道下山揭露的岩性为泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，岩石强度较低，遇水易膨胀，岩石裂隙较发育，围岩完整性差，自身承载能力不强。同时在爆破等施工过程中，围岩裂隙进一步扩展，并产生新的裂隙，导致巷道围岩整体抗压强度进一步降低。28轨道下山综合柱状图如图1所示。
（2）巷道围岩应力水平高。由于巷道埋深大，位于-814～1000m的范围，同时巷道断面大，巷道掘进后，围岩的原岩应力平衡状态被破坏，围岩应力以压应力为主，在巷道两帮及拱部容易出现应力集中，导致巷道顶板下沉、两帮挤出变形。
（3）原巷道支护强度不够。巷道支护的对象是除松动圈围岩自重和巷道围岩的部分塑性变形外，还有松动圈围岩的碎胀变形，并且后者往往占据主导地位。巷道掘进后，围岩具有较强的流变特性，单纯的锚网索喷支护难以控制巷道围岩的强烈变形，从而导致支护失效。
2 支护方案设计
2.1 锚网索喷作用机理分析
锚网索喷支护可在巷道掘进后立即提供连续的支护抗力，这样就能够充分地利用端部支承作用限制变形的发展，阻止围岩进入松驰状态的趋势。由于喷层厚度一般较小（10-15cm），且初凝时间较短，凝结后即产生结构作用并显示出其蠕变特征。而锚杆则在发生较大变形后仍能保持其相当大的锚固力，甚至可以随被加围岩作整体移动。因而锚网索喷支护有效地控制延性流变岩体的变形，它可以容许围岩有一定变形而避开应力峰值，从而最大限度的提高围岩的自承能力；同时锚网索喷支护具有很大的可调性，能够较好地调节支护柔性与支护抗力之间的关系，使两者在共同变形中取得平衡。
2.2 U型钢可缩性支架作用机理分析
U型钢可缩性支架不仅具有可缩性，且有较高的初撑力和支撑能力，作用在支架上的压力和围岩的变形量呈反比关系，可缩性支架可以吸收围岩的变形能，随着围岩的变形而伸缩，较好的适应围岩变形，直至围岩稳定，即在一定条件下使用可缩性支架后，支架上的荷载相对减小、调整，使支架的受力状况得到改善，提高巷道围岩的支撑力，减缓巷道的变形，使围岩由二向受力状态变为三向受力状态，进而提高围岩强度。
2.3 壁后注浆加固作用机理分析
利用注浆手段在巷道壁后进行充填加固，使围岩由注浆前的无约束松散状态改变为注浆后的完整状态，使围岩变为具有抗压、抗拉、抗剪切、抗扭曲等适应复杂应力、应变状态的支护体，同时注浆后浆液可以将巷道围岩内部的裂隙、空隙充满，能够将破碎的围岩胶结成为稳定的整体，阻止了围岩与岩层中的水、空气相接触，防止了软弱岩石因风化作用和吸水膨胀弱化而发生失稳，并为锚杆、锚索提供锚固基础，提高锚固力，提高支护效果。
2.4 施工卸压槽作用机理分析
巷道周边围岩应力的降低以松动圈的扩大为代价，深部岩体处于三向应力状态，围岩应力较大。在应力增高区内岩体形成自承结构，承受巷道掘进过程中引起的集中应力。同时，在它的自承和保护下，又使卸压区内的岩体得以保持稳定。另一方面，结构和完整性并未遭到完全破坏的卸压区的围岩，仍然存在一定的残余强度，并向岩体自承结构提供侧向约束力，增加岩体自承结构的强度和稳定性，从而使围岩稳定性得到显著提高。在巷道永久支护结束后，前移耙装机之前，沿巷道中心爆破松动开挖一条深1m，宽1m的卸压槽；卸压槽采用碎矸填平，矸石之间要疏松，不得压实，填平之后铺设轨道前移耙装机。在巷道围岩中开槽，不仅使应力集中向巷道深部转移，巷道处于应力降低区，卸压槽还为巷道围岩变形提供了补偿空间，从而使巷道变形量减小。28采区轨道下山支护断面图如图2所示。
3 支护效果
根据在已掘巷道内每间隔40m设置一个测点，利用“十字观测法”监测巷道两帮收缩量、顶板下沉量及底板底鼓量，现场观测数据如图3所示。从图3中可以看出，巷道支护方式优化后，40d内巷道顶板最大位移变形量105mm，两帮最大位移变形量95mm，底板最大位移变形量为85mm，且变形均趋于稳定。通过优化支护方式，巷道变形量明显减小，取得较理想的支护效果。
图3 支护方式改变前后巷道位移变形量对比曲线图
4 结语
通过锚网索喷+ 36U型钢可缩性支架+壁后注浆+施工卸压槽支护技术应用，成功解决了车集煤矿28采区轨道下山深部软岩巷道变形严重的治理难题，不仅提高了巷道支护强度，满足行人、运输及通风等生产需求，同时避免了反复维修现象，保证巷道正常生产，在深部软岩巷道支护中具有广泛的推广性。
参考文献：
[1]李国富，贾安全，单智勇，等.极软岩航道锚注支护技术的研究与应用[J].岩石力学与工程学报，2002，21（增2）：2574-2578.
[2]刘泉声，张华.对煤矿深部岩巷围岩稳定与支护几个关键问题的认识[J].中州煤炭，2011（7）：28-29.
[3]何满潮.软岩工程技术现状及展望[M].北京：煤炭工业出版社，1999.
关健词：深部 软岩 围岩 支护
中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：1007-3973（2013）004-021-02
河南煤业化工集团车集煤矿28轨道下山属于深部软岩巷道，围岩主要以泥岩、砂质泥岩和粉砂岩为主。巷道为直墙半圆拱形断面，净宽4.5m，直墙高1.4m，S净=14.2㎡，原采用锚网索喷支护技术，顶帮锚杆均采用 20€？000mm高强左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800€？00mm，拱部布置3根 18.9€？200mm锚索，间排距1.5？.4m，全断面铺设 6mm的冷拔点焊小眼钢筋，混凝土喷射厚度为150mm。在掘进过程中出现巷道变性大，巷道变性速度快等现象，服务年限40年的巷道在成巷1年左右出现了大范围的浆皮脱落、断面缩小等破坏现象，并且开始返修，极大影响了矿井的正常生产。
1 巷道破坏原因分析
（1）巷道围岩岩性差。28轨道下山揭露的岩性为泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，岩石强度较低，遇水易膨胀，岩石裂隙较发育，围岩完整性差，自身承载能力不强。同时在爆破等施工过程中，围岩裂隙进一步扩展，并产生新的裂隙，导致巷道围岩整体抗压强度进一步降低。28轨道下山综合柱状图如图1所示。
（2）巷道围岩应力水平高。由于巷道埋深大，位于-814～1000m的范围，同时巷道断面大，巷道掘进后，围岩的原岩应力平衡状态被破坏，围岩应力以压应力为主，在巷道两帮及拱部容易出现应力集中，导致巷道顶板下沉、两帮挤出变形。
（3）原巷道支护强度不够。巷道支护的对象是除松动圈围岩自重和巷道围岩的部分塑性变形外，还有松动圈围岩的碎胀变形，并且后者往往占据主导地位。巷道掘进后，围岩具有较强的流变特性，单纯的锚网索喷支护难以控制巷道围岩的强烈变形，从而导致支护失效。
2 支护方案设计
2.1 锚网索喷作用机理分析
锚网索喷支护可在巷道掘进后立即提供连续的支护抗力，这样就能够充分地利用端部支承作用限制变形的发展，阻止围岩进入松驰状态的趋势。由于喷层厚度一般较小（10-15cm），且初凝时间较短，凝结后即产生结构作用并显示出其蠕变特征。而锚杆则在发生较大变形后仍能保持其相当大的锚固力，甚至可以随被加围岩作整体移动。因而锚网索喷支护有效地控制延性流变岩体的变形，它可以容许围岩有一定变形而避开应力峰值，从而最大限度的提高围岩的自承能力；同时锚网索喷支护具有很大的可调性，能够较好地调节支护柔性与支护抗力之间的关系，使两者在共同变形中取得平衡。
2.2 U型钢可缩性支架作用机理分析
U型钢可缩性支架不仅具有可缩性，且有较高的初撑力和支撑能力，作用在支架上的压力和围岩的变形量呈反比关系，可缩性支架可以吸收围岩的变形能，随着围岩的变形而伸缩，较好的适应围岩变形，直至围岩稳定，即在一定条件下使用可缩性支架后，支架上的荷载相对减小、调整，使支架的受力状况得到改善，提高巷道围岩的支撑力，减缓巷道的变形，使围岩由二向受力状态变为三向受力状态，进而提高围岩强度。
2.3 壁后注浆加固作用机理分析
利用注浆手段在巷道壁后进行充填加固，使围岩由注浆前的无约束松散状态改变为注浆后的完整状态，使围岩变为具有抗压、抗拉、抗剪切、抗扭曲等适应复杂应力、应变状态的支护体，同时注浆后浆液可以将巷道围岩内部的裂隙、空隙充满，能够将破碎的围岩胶结成为稳定的整体，阻止了围岩与岩层中的水、空气相接触，防止了软弱岩石因风化作用和吸水膨胀弱化而发生失稳，并为锚杆、锚索提供锚固基础，提高锚固力，提高支护效果。
2.4 施工卸压槽作用机理分析
巷道周边围岩应力的降低以松动圈的扩大为代价，深部岩体处于三向应力状态，围岩应力较大。在应力增高区内岩体形成自承结构，承受巷道掘进过程中引起的集中应力。同时，在它的自承和保护下，又使卸压区内的岩体得以保持稳定。另一方面，结构和完整性并未遭到完全破坏的卸压区的围岩，仍然存在一定的残余强度，并向岩体自承结构提供侧向约束力，增加岩体自承结构的强度和稳定性，从而使围岩稳定性得到显著提高。在巷道永久支护结束后，前移耙装机之前，沿巷道中心爆破松动开挖一条深1m，宽1m的卸压槽；卸压槽采用碎矸填平，矸石之间要疏松，不得压实，填平之后铺设轨道前移耙装机。在巷道围岩中开槽，不仅使应力集中向巷道深部转移，巷道处于应力降低区，卸压槽还为巷道围岩变形提供了补偿空间，从而使巷道变形量减小。28采区轨道下山支护断面图如图2所示。
3 支护效果
根据在已掘巷道内每间隔40m设置一个测点，利用“十字观测法”监测巷道两帮收缩量、顶板下沉量及底板底鼓量，现场观测数据如图3所示。从图3中可以看出，巷道支护方式优化后，40d内巷道顶板最大位移变形量105mm，两帮最大位移变形量95mm，底板最大位移变形量为85mm，且变形均趋于稳定。通过优化支护方式，巷道变形量明显减小，取得较理想的支护效果。
图3 支护方式改变前后巷道位移变形量对比曲线图
4 结语
通过锚网索喷+ 36U型钢可缩性支架+壁后注浆+施工卸压槽支护技术应用，成功解决了车集煤矿28采区轨道下山深部软岩巷道变形严重的治理难题，不仅提高了巷道支护强度，满足行人、运输及通风等生产需求，同时避免了反复维修现象，保证巷道正常生产，在深部软岩巷道支护中具有广泛的推广性。
参考文献：
[1]李国富，贾安全，单智勇，等.极软岩航道锚注支护技术的研究与应用[J].岩石力学与工程学报，2002，21（增2）：2574-2578.
[2]刘泉声，张华.对煤矿深部岩巷围岩稳定与支护几个关键问题的认识[J].中州煤炭，2011（7）：28-29.
[3]何满潮.软岩工程技术现状及展望[M].北京：煤炭工业出版社，1999.