過斷層破碎帶巷道圍巖控制技術研究

刁玉峰 張 杰 李正泉

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

煤礦井下巷道的穩定性主要與地應力和圍巖強度有關。地應力主要由地層重力和構造運動引起。圍巖的強度主要取決于其固有強度和完整性程度。斷層是煤礦中最常見的地質構造[1-2]，斷層的存在，會嚴重影響巖體的強度和剛度。此外，由于地質構造運動時間較長，構造應力通常較大，當巷道向斷層推進時，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常會發生巨大變形。一般來說，多采用錨桿和錨索支護方法加固斷層帶圍巖。然而，傳統的錨桿索支護無法有效控制巷道圍巖變形，不能滿足設計要求，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“雙殼剛柔耦合”注漿技術原理，對原支護方案進行優化設計，通過數值計算和現場試驗驗證了該優化支護方案的有效性，保證了巷道順利通過斷層構造區及長期穩定。該支護方案可對過斷層巷道圍巖支護設計提供借鑒。

1 工程概況

1.1 地質條件

7304 綜放工作面位于七采區北部，是七采區西翼3 煤層第二個區段的工作面，北西起工作面切眼，西距5310（N）工作面采空區146～159 m，南東至工作面設計停采線，距七采回風巷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，結構簡單，f=2.9。在工作面南東部設計停采線附近，煤層底板上3.6 m，局部發育一層厚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狀變化較大，煤層底板波狀起伏，次級小型褶曲構造較發育，Ⅶ-F3 逆斷層下盤牽引現象明顯。受其影響，局部煤層傾角變大，最大35°。工作面最低點位于膠帶順槽側設計停采線南東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。煤層頂底板情況見表1。

表1 煤層頂底板情況表

1.2 原支護方案

7304 膠帶順槽斷面設計為矩形，凈寬5000 mm，凈高4000 mm，采用錨網、錨索聯合支護。

頂板采用錨網索聯合支護，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；兩幫采用錨網支護，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 拱形高強托板，高度不低于36 mm，拱寬100～108 mm，底孔Φ38～ 39 mm，配合高強調心球墊和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 高強度可調心異形錨索托盤，鋼筋網采用規格5000 mm×1000 mm 的Φ10 mm 金屬網。原支護方案如圖1。

圖1 巷道原支護方案圖（mm）

1.3 巷道變形破壞特征

根據現場調查和分析，原支護方案下的巷道變形和破壞嚴重。變形和破壞主要發生在頂板，表現為頂板破碎、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、下沉嚴重，巷道兩側裂縫和局部隆起明顯、位移變化大。通過現場勘測，在原支護方案下，巷道頂底板最大移近量為727.5 mm，兩幫最大收斂量為537.2 mm，變形量較大，且局部出現網兜、片幫等現象，影響了巷道的安全正常使用，原有的支護技術方案無法將巷道變形控制在合理范圍內。

2 巷道過斷層支護技術

2.1 巷道的破壞原因

巷道破壞的主要原因：巷道圍巖軟弱，裂隙發育，破碎程度高，支護強度不足，整體性差。

巷道圍巖受到破壞后，裂縫擴展并相互連接，最終形成破碎的圍巖帶。破碎的圍巖失去了自我支撐能力，導致裂縫向深部圍巖擴展，進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，促進了軟化和崩解現象，進一步降低了巖石強度。

現場鉆孔發現，圍巖在2.3 m 范圍內嚴重破碎，影響了錨桿的錨固效果。在圍巖 6.0 m 深度之外仍可發現大面積的脫層和破碎圍巖，超出了錨索的支撐范圍。錨桿和錨索的支護失效導致巷道發生較大變形，這也是巷道失穩的主要原因。

2.2 “雙殼剛柔耦合”注漿技術

原支護僅采用錨桿和錨索，缺乏針對性。針對斷層帶這種特殊的地質條件，設計時應充分考慮以下因素：

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，而最初支護設計的錨索長度僅為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。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，將破碎的巖體膠結在一起，提高巖體自身的承載能力。同時，對破碎煤巖體進行注漿加固可以有效改善薄弱結構面的力學性能，增加破碎煤巖體的內聚力和內摩擦角。注漿材料的膠結作用可以增加破碎煤巖體不連續塊體之間的內部相對位移阻力，從而提高圍巖的整體穩定性和完整性。此外，注漿材料可穿透圍巖裂隙形成骨架承載結構，提高破碎圍巖的殘余強度，充分發揮煤巖體的自穩性[5-8]。

根據7304 膠帶順槽的工程地質條件，提出了雙殼注漿技術，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，使頂板淺部裂隙發育帶在剛性漿液的作用下形成強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，高壓劈裂注漿技術可將注漿材料沿圍巖結構面注入圍巖，提高煤巖體的黏聚力和摩擦角。同時，在煤體內部形成裂隙框架，進一步增強煤體的抗變形能力。

3 巷道過斷層優化支護方案

3.1 支護技術方案

1）頂板支護

頂板錨桿采用Φ20 mm×2200 mm 左旋螺紋鋼錨桿，間排距優化為1000 mm×1000 mm，共布設5 根錨桿；錨索優化為Φ21.8 mm×7300 mm 注漿錨索，間排距同原支護方案，為1500 mm×2000 mm，共布設3 根注漿錨索；頂板增設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2 個注漿管。

2）兩幫支護

兩幫錨桿采用Φ20 mm×2200 mm 左旋螺紋鋼錨桿，間排距優化為1000 mm×1000 mm，共布設4根錨桿；幫部增設Φ21.8 mm×7300 mm注漿錨索，間排距為1000 mm×2000 mm，共布設3 根注漿錨索，注漿材料采用柔性漿液；增設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2 個注漿孔，注漿材料采用剛性漿液，注漿完成后，打設Φ21.8 mm×7300 mm 鋼絞線補強錨索，增強圍巖支護效果。

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成“雙殼剛柔耦合”支護結構。巷道優化支護方案示意圖如圖3。

圖3 巷道優化支護方案示意圖

3.2 數值模擬

根據7304 膠帶順槽的地質條件，采用FLAC3D軟件建立了尺寸為60 m×50 m×55 m 三維模型。破壞準則采用莫爾-庫侖準則，模型前后左右、底部為位移約束邊界，模型頂部施加11.3 MPa 應力荷載，分別對原支護方案和優化支護方案效果進行數值模擬，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，原支護方案下巷道頂底板最大變形量分別為181.3 mm、66.5 mm，采用優化支護方案后巷道頂底板最大變形量分別為46.5 mm、38.7 mm。與原支護方案相比，頂底板最大變形量分別降低了74.4%、41.8%，“雙殼剛柔耦合”支護技術方案下，圍巖變形得到有效控制。

4 工業性試驗

為驗證“雙殼剛柔耦合”技術方案的現場支護效果，選取7304 膠帶順槽過斷層段作為試驗段。觀測巷道支護后的表層和深層位移變化，其中設置了3 個圍巖表面位移監測站和1 個深層位移監測站。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，然后按順序將鉆孔固定裝置送至預定位置；將讀數裝置固定在孔上后，拉緊每個被測點的鋼絲繩，并將孔測量裝置上的測量環推至100 mm 的位置；然后，用螺絲固定鋼絲繩和測量環。安裝完畢后，即可讀取每個被測點的初始讀數，測量值與初始讀數的差值即為位移值。通過60 d 圍巖表面位移監測，巷道表面位移監測結果如圖5。

圖5 巷道圍巖垂直位移分布云圖

由圖5 可知，采用優化支護方案后，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定。巷道頂部和底部的最大移近量為105.5 mm，30 d后趨于穩定。兩側的最大收斂量為121.8 mm，40 d 后趨于穩定。注漿后圍巖的變形和破壞得到了有效控制，說明采用“雙殼剛柔耦合”技術方案后，巷道圍巖的整體強度得到了提高，巷道圍巖得到了有效控制。該支護方法可有效保持巷道穩定性。

巷道頂板離層監測結果如圖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，離層變化趨勢基本一致，離層量變化幅度在6 mm 以內，離層量相對較小，表明巖層間無分離現象發生。

圖6 巷道頂板離層監測曲線圖

5 結論

1）根據工程地質勘察，7304 膠帶順槽過斷層段在原支護方案下，巷道變形量較大，且局部出現網兜、片幫等現象，表明原支護方案無法控制巷道的穩定。

2）圍巖強度低、易軟化的特性是巷道變形破壞內在原因，錨桿索支護失效是巷道失穩的主要原因。為保持巷道圍巖的穩定性，在原支護方案的基礎上，提出了“雙殼剛柔耦合”注漿技術，并采用數值模擬驗證了該技術的可行性。

3）現場監測結果表明，采用“雙殼剛柔耦合”注漿技術后，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，離層變化趨勢基本一致，變化量在6 mm 以內。綜合表明“雙殼剛柔耦合”注漿技術可有效控制巷道穩定性，提高圍巖自承能力，保持巷道長期穩定。