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摘 要： 城山矿随着其开采深度不断增加，受高应力的影响，软岩问题愈趋严重，36#层运输巷道支护的难度和破坏程度不断增加，底臌现象突显，围岩变形量大，影响巷道有效尺寸， 阻碍运输、通风和人员行走，严重威胁了煤矿的安全生产。
本论文深入分析该矿软岩变形机理，提出新的支护方案并应用实践，在现在矿压和变形量的监测下，验证了巷道没有发生明显的顶板下沉、喷层开裂及底鼓等现象。提高了生产的安全性，改善了矿井的运输条件，且为该矿区及国内类似条件下巷道支护问题提供了一条很好的技术途径，因此具有很好的社会效益。
关键词： 锚杆支护；深部巷道；软岩支护
1 城山煤矿深部回采巷道状况分析
1.1 城山矿井概况
城山煤矿立井位于鸡西市城子河区，距鸡西火车站NE3.5公里。有鸡密公路在井田内通过，矿区铁路专用线与哈密国铁相连，交通十分方便。
井田东西长10公里，南北宽3.5公里。东部与正阳矿相邻。西部与沈煤集团新城煤矿毗连。地理坐标为东经130° 33′40″，北纬45°20′40″。
井田内地形大部分为丘陵地形，地形差异不大。北部由于基盘古老变质岩系的出露呈现大致平行于煤系地层走向的山脊，略东西方向，山峰圆顶，一般标高为+350米。
1.2 中部区36#层运输巷支护现状
1.2.1工程概况
城山煤矿二水平中部区36#煤层运输巷北部为二水平25#运输巷，该施工区域上方地表为城子河长青乡新兴村、新城村，鸡城公路在其上方经过，公路两侧有楼房，地面有河渠及高压线，原穆棱河道在其上方经过。根据已施工巷道分析该施工区域附近暂无断层经过。该施工工程在36#煤层中进行。36#煤由煤、煤页岩组成，厚度1.8-2.11m左右，该区域煤层走向近似于东西走向，由北向南倾斜，煤层倾角在12-30°之间。顶底板为砂质泥岩、泥岩或炭质泥岩。预计该区域36#瓦斯含量在2.8-4.0m3/t左右，绝对瓦斯涌出量在35-55m3/min之间，瓦斯压力在0.3-0.42MPa左右，矿井涌水量大，最大涌水量10m3/h，施工时，严格执行“逢掘必探”规定。
2 城山礦深部36#层运输巷软岩变形机理分析
通过对城山煤矿36#层运输巷支护失稳破坏表现出的底鼓、两帮严重内挤和拱顶离层现象等现场调研及初步理论分析，认为，软岩巷道发生严重变形和破坏的原因主要是由以下几方面因素综合作用的结果：
1、围岩承载能力低
软岩大致可分为三类基本岩性：砂岩、泥岩、煤。另外也有具有临近两岩层某些共性的过渡岩层，如泥砂岩互层、泥质粉砂岩，这种过渡岩层的岩石物理力学性质指标介于两种岩性之间，加上各岩层连续性较差，RQD 质量指标较低，围岩整体承载能力将受到极大影响。因此围岩承载能力较低是软岩巷道失稳的主要原因。
2、水的影响
根据矿井工程地质资料和实际情况，侏罗系含水层组的孔隙裂隙水是影响巷道掘进与支护的主要影响因素。由于巷道所处位置围岩大部分为泥质胶结，对水非常敏感，岩体遇水泥化现象十分明显。
而巷道在掘进过程中，掘进头的水非常丰富，围岩遇水即破碎成泥，锚杆无法锚固；地下水的存在，一方面使已松散破碎的岩体泥化，而出现流变现象，另一方面使得较大块度的岩石出现软化，大大降低了岩块的强度和承载力，从而使得岩块更易于破坏，加剧了围岩裂隙的发育程度，从而形成恶性循环，使得岩体特性显著劣化，无法满足巷道支护的要求。
3、巷道原支护结构和参数不合理
受巷道工程地质条件的限制，巷道成型效果较差、支架与围岩接触不良、无控底措施、喷射混凝土封闭效果不明显，整体支护强度不够。
4、底板和底角未采取有效的控制措施
煤顶底板岩层均为岩性较差的砂质泥岩、泥岩或炭质泥岩，而对巷道的底角和底板并没有采取有效的支护措施，因此当巷道的顶帮压力较大时，巷道底板中的围岩就会出现应力集中，产生显著的塑性变形和剪切破坏，表现出显著的底鼓现象，进而影响巷道顶帮的稳定，产生拱顶下沉，两帮内挤，从而造成巷道支护结构的全面失稳破坏。
5、大松动圈不稳定围岩
测得的松动圈范围约1.1～2.84 m，根据围岩松动圈支护理论，该段巷道属于Ⅴ类大松动圈较软软岩或极软软岩巷道，一般支护形式无法满足维护其稳定的要求。先前采用U形钢棚支护属于被动低强度支护，一方面围岩强度得不到加固提高，围岩自身承载能力在变形过程中逐渐降低；另一方面在高围岩压力下，支架受力不均出现集中高应力，使支护机构的承载能力大打折扣，一旦某一个部位首先破坏就会导致全断面的整体失稳，同时围岩松动圈进一步扩大，使支护结构和围岩状况进一步恶化，出现大变形和垮落。
3.36#层运输巷软岩支护技术方案
3.1 巷道围岩支护技术方案
针对巷道变形破坏的特点及失稳机理，研究确定的支护技术方案为：初次锚网喷与锚索支护+二次锚注加固+底板反底拱与锚注加固，结合分层和超前导硐掘进技术，以保证巷道的长期稳定。
3.2 巷道围岩控制技术参数
（1）分层与超前中央导硐掘进
考虑到巷道底板围岩长期受地下水和施工用水的作用，造成较大范围的底板围岩严重弱化，并造成严重底鼓现象，因此，确定采用分层施工方法。即将巷道全断面分2 层施工，上分层为巷道的主体，超前掘进与支护，滞后再进行下分层掘进及卧底和底板反底拱施工，以减少对巷道底板岩层的扰动。
同时在上分层超前掘进过程中，由于巷道断面仍较大，一次形成掘进断面后难以实施及时支护，因此，首先采用中央导硐超前掘进，及时对顶板实施强力锚网喷支护，并采用小孔径低预应力锚索进行加强支护，然后再对中央导硐两侧围岩进行掘进和支护。 下分层的高度控制在1.0 m 左右，滞后20～40d（综掘机后）进行下分层的掘进与支护；上分层中央导硐宽度控制在3.0～3.5 m（尽量与综掘机宽度匹配），超前距离控制在3.0～5.0m。
（2）顶帮锚网喷与低预应力锚索支护
形成掘进断面后，及时实施全断面锚网喷支护与低预应力锚索支护，组成复合支护结构。
高强预应力锚杆规格为Φ22 mm×4000 mm，锚杆为单向左旋无纵筋螺纹钢制作，孔径为φ28 mm，采用1 卷中速2360 型和1 卷快速2335 型树脂药卷加长锚固，锚固力大于150 kN，预紧力力矩不小于200N·m，间排距为800 mm×800 mm。金属网采用φ6.5 的圆钢焊接，网格为100 mm×100 mm。喷射混凝土强度等级C20，配合比1：2：2，掺3～5%速凝剂，喷厚30～40 mm。
低预应力锚索采用φ17.8 mm 低松弛预应力钢绞线制作，锚索长度为8.5 m，孔径为φ30mm，采用树脂药卷锚固，锚固长度大于1.5 m；预应力不低于200 kN，排距为1.6 m，间距为2.0～3.0 m，全断面布置5～6 根。
（3）下分层掘进与底角和底板加固
滞后一定距离或时间进行下分层的掘进与底板反底拱支护。一般在综掘机后或滞后20～40 d 进行下分层的掘进，及时采用锚网喷对巷道两帮及底角进行支护，然后再卧底砌筑钢筋混凝土反底拱，形成全断面支护。
两帮和底角支护：采用高强预应力锚杆支护与金属网支护，间排距等支护参数与上述相同，底角锚杆向下倾斜30。。
底板反底拱：矢跨比为1：6，拱厚为350 mm，配双层金属网，底层金属网与帮角金属网相连，上层金属网可在后期与二次支护金属网相连，然后再用混凝土浇灌，面层留40～50 mm 作为后期注浆加固的封孔层。
（4）全斷面锚注二次支护与加固
完成底板反底拱施工后，利用高强预应力锚杆和内注浆锚杆进行顶帮二次锚网喷支护，并在底板反底拱基础上，采用内注浆锚杆进行加强支护，然后利用顶帮和底板布置的内注浆锚杆进行全断面注浆加固。
顶帮二次锚网喷支护，采用高强预应力锚杆和内注浆锚杆间隔布置方式，间排距为800mm×800 mm，高强预应力锚杆和金属网的规格和支护要求与初次支护相同；内注浆锚杆采用无缝钢管制作，规格为φ22 mm×2400 mm，端头锚固，锚固力不低于100 kN。两帮金属网要与底板反底拱中上层金属网相连，形成一体，然后喷浆封闭，喷厚30～40 mm，保证内注浆锚杆的孔口外露20～30 mm。
底板内注浆锚杆规格为φ22 mm×500 mm，间排距800 mm×800 mm，如底板成孔困难，则采用自钻式内注浆锚杆，锚杆规格为φ28 mm×500mm，间排距为1000 mm×1000 mm，每个断面布置5～6 根内注浆锚杆。采用砂浆抹面封孔（或利用喷浆回弹料和喷浆料封孔），保证内注浆锚杆孔口外露20～30 mm。
利用顶、帮、底中布置的内注浆锚杆进行全断面注浆加固。注浆材料主要采用单液水泥-水玻璃浆液，水灰比控制在0.8～1.0，水玻璃的掺量为水泥用量的3～5%，注浆压力控制在1.5～3.0MPa。如围岩严重风化，注浆可导致围岩发生膨胀变形，或围岩裂隙细小，水泥浆液无法注入时，可采用超细水泥浆液或化学浆液（如马丽散）进行全断面注浆加固。
完成全断面注浆加固后，再对顶帮喷浆以覆盖外露的锚杆尾端，总喷厚100 mm 左右。
4 总结
在对上述巷道实施上述加固支护后，通过近四个月的位移监测表明：巷道顶板、底板和两帮的收敛变形与原支护方案相比有了明显的减小，顶板最大移进量为73mm，两帮的最大移进量为68＼mm；监测期间，变形速度由3mm/d 逐渐减至0.02mm/d，趋于稳定；巷道没有发生明显的顶板下沉、喷层开裂及底鼓等现象，为矿井的高产高效及加快巷道的开拓与修复速度提供了保证。
新的支护方案，减轻了工人的劳动强度，提高了生产的安全性，改善了矿井的运输条件，且为该矿区及国内类似条件下巷道支护问题提供了一条很好的技术途径，因此具有很好的社会效益。
参考文献
[1] 何满潮， 谢和平， 彭苏萍， 等. 深部开采岩体力学研究[J]. 岩石力学与工程学报， 2005， 24（16）： 2 803–2 813.
[2] 康红普. 软岩巷道底臌的机理及防治[M ]. 煤炭工业出版社， 1993.
[3] 何满潮， 袁和生等. 中国煤矿锚杆支护理论与实践[M]， 北京：科学出版社， 2004.
[4] 赵先刚. 锚注联合支护技术在高应力松软围岩巷道中的应用 [J ]， 煤炭工程， 2007 （2） ； 38 – 40.
[5] 何满潮， 景海河，孙晓明. 软岩工程地质力学研究进展[ J ]. 工程地质报， 2000 （6） ：46 - 63.
本论文深入分析该矿软岩变形机理，提出新的支护方案并应用实践，在现在矿压和变形量的监测下，验证了巷道没有发生明显的顶板下沉、喷层开裂及底鼓等现象。提高了生产的安全性，改善了矿井的运输条件，且为该矿区及国内类似条件下巷道支护问题提供了一条很好的技术途径，因此具有很好的社会效益。
关键词： 锚杆支护；深部巷道；软岩支护
1 城山煤矿深部回采巷道状况分析
1.1 城山矿井概况
城山煤矿立井位于鸡西市城子河区，距鸡西火车站NE3.5公里。有鸡密公路在井田内通过，矿区铁路专用线与哈密国铁相连，交通十分方便。
井田东西长10公里，南北宽3.5公里。东部与正阳矿相邻。西部与沈煤集团新城煤矿毗连。地理坐标为东经130° 33′40″，北纬45°20′40″。
井田内地形大部分为丘陵地形，地形差异不大。北部由于基盘古老变质岩系的出露呈现大致平行于煤系地层走向的山脊，略东西方向，山峰圆顶，一般标高为+350米。
1.2 中部区36#层运输巷支护现状
1.2.1工程概况
城山煤矿二水平中部区36#煤层运输巷北部为二水平25#运输巷，该施工区域上方地表为城子河长青乡新兴村、新城村，鸡城公路在其上方经过，公路两侧有楼房，地面有河渠及高压线，原穆棱河道在其上方经过。根据已施工巷道分析该施工区域附近暂无断层经过。该施工工程在36#煤层中进行。36#煤由煤、煤页岩组成，厚度1.8-2.11m左右，该区域煤层走向近似于东西走向，由北向南倾斜，煤层倾角在12-30°之间。顶底板为砂质泥岩、泥岩或炭质泥岩。预计该区域36#瓦斯含量在2.8-4.0m3/t左右，绝对瓦斯涌出量在35-55m3/min之间，瓦斯压力在0.3-0.42MPa左右，矿井涌水量大，最大涌水量10m3/h，施工时，严格执行“逢掘必探”规定。
2 城山礦深部36#层运输巷软岩变形机理分析
通过对城山煤矿36#层运输巷支护失稳破坏表现出的底鼓、两帮严重内挤和拱顶离层现象等现场调研及初步理论分析，认为，软岩巷道发生严重变形和破坏的原因主要是由以下几方面因素综合作用的结果：
1、围岩承载能力低
软岩大致可分为三类基本岩性：砂岩、泥岩、煤。另外也有具有临近两岩层某些共性的过渡岩层，如泥砂岩互层、泥质粉砂岩，这种过渡岩层的岩石物理力学性质指标介于两种岩性之间，加上各岩层连续性较差，RQD 质量指标较低，围岩整体承载能力将受到极大影响。因此围岩承载能力较低是软岩巷道失稳的主要原因。
2、水的影响
根据矿井工程地质资料和实际情况，侏罗系含水层组的孔隙裂隙水是影响巷道掘进与支护的主要影响因素。由于巷道所处位置围岩大部分为泥质胶结，对水非常敏感，岩体遇水泥化现象十分明显。
而巷道在掘进过程中，掘进头的水非常丰富，围岩遇水即破碎成泥，锚杆无法锚固；地下水的存在，一方面使已松散破碎的岩体泥化，而出现流变现象，另一方面使得较大块度的岩石出现软化，大大降低了岩块的强度和承载力，从而使得岩块更易于破坏，加剧了围岩裂隙的发育程度，从而形成恶性循环，使得岩体特性显著劣化，无法满足巷道支护的要求。
3、巷道原支护结构和参数不合理
受巷道工程地质条件的限制，巷道成型效果较差、支架与围岩接触不良、无控底措施、喷射混凝土封闭效果不明显，整体支护强度不够。
4、底板和底角未采取有效的控制措施
煤顶底板岩层均为岩性较差的砂质泥岩、泥岩或炭质泥岩，而对巷道的底角和底板并没有采取有效的支护措施，因此当巷道的顶帮压力较大时，巷道底板中的围岩就会出现应力集中，产生显著的塑性变形和剪切破坏，表现出显著的底鼓现象，进而影响巷道顶帮的稳定，产生拱顶下沉，两帮内挤，从而造成巷道支护结构的全面失稳破坏。
5、大松动圈不稳定围岩
测得的松动圈范围约1.1～2.84 m，根据围岩松动圈支护理论，该段巷道属于Ⅴ类大松动圈较软软岩或极软软岩巷道，一般支护形式无法满足维护其稳定的要求。先前采用U形钢棚支护属于被动低强度支护，一方面围岩强度得不到加固提高，围岩自身承载能力在变形过程中逐渐降低；另一方面在高围岩压力下，支架受力不均出现集中高应力，使支护机构的承载能力大打折扣，一旦某一个部位首先破坏就会导致全断面的整体失稳，同时围岩松动圈进一步扩大，使支护结构和围岩状况进一步恶化，出现大变形和垮落。
3.36#层运输巷软岩支护技术方案
3.1 巷道围岩支护技术方案
针对巷道变形破坏的特点及失稳机理，研究确定的支护技术方案为：初次锚网喷与锚索支护+二次锚注加固+底板反底拱与锚注加固，结合分层和超前导硐掘进技术，以保证巷道的长期稳定。
3.2 巷道围岩控制技术参数
（1）分层与超前中央导硐掘进
考虑到巷道底板围岩长期受地下水和施工用水的作用，造成较大范围的底板围岩严重弱化，并造成严重底鼓现象，因此，确定采用分层施工方法。即将巷道全断面分2 层施工，上分层为巷道的主体，超前掘进与支护，滞后再进行下分层掘进及卧底和底板反底拱施工，以减少对巷道底板岩层的扰动。
同时在上分层超前掘进过程中，由于巷道断面仍较大，一次形成掘进断面后难以实施及时支护，因此，首先采用中央导硐超前掘进，及时对顶板实施强力锚网喷支护，并采用小孔径低预应力锚索进行加强支护，然后再对中央导硐两侧围岩进行掘进和支护。 下分层的高度控制在1.0 m 左右，滞后20～40d（综掘机后）进行下分层的掘进与支护；上分层中央导硐宽度控制在3.0～3.5 m（尽量与综掘机宽度匹配），超前距离控制在3.0～5.0m。
（2）顶帮锚网喷与低预应力锚索支护
形成掘进断面后，及时实施全断面锚网喷支护与低预应力锚索支护，组成复合支护结构。
高强预应力锚杆规格为Φ22 mm×4000 mm，锚杆为单向左旋无纵筋螺纹钢制作，孔径为φ28 mm，采用1 卷中速2360 型和1 卷快速2335 型树脂药卷加长锚固，锚固力大于150 kN，预紧力力矩不小于200N·m，间排距为800 mm×800 mm。金属网采用φ6.5 的圆钢焊接，网格为100 mm×100 mm。喷射混凝土强度等级C20，配合比1：2：2，掺3～5%速凝剂，喷厚30～40 mm。
低预应力锚索采用φ17.8 mm 低松弛预应力钢绞线制作，锚索长度为8.5 m，孔径为φ30mm，采用树脂药卷锚固，锚固长度大于1.5 m；预应力不低于200 kN，排距为1.6 m，间距为2.0～3.0 m，全断面布置5～6 根。
（3）下分层掘进与底角和底板加固
滞后一定距离或时间进行下分层的掘进与底板反底拱支护。一般在综掘机后或滞后20～40 d 进行下分层的掘进，及时采用锚网喷对巷道两帮及底角进行支护，然后再卧底砌筑钢筋混凝土反底拱，形成全断面支护。
两帮和底角支护：采用高强预应力锚杆支护与金属网支护，间排距等支护参数与上述相同，底角锚杆向下倾斜30。。
底板反底拱：矢跨比为1：6，拱厚为350 mm，配双层金属网，底层金属网与帮角金属网相连，上层金属网可在后期与二次支护金属网相连，然后再用混凝土浇灌，面层留40～50 mm 作为后期注浆加固的封孔层。
（4）全斷面锚注二次支护与加固
完成底板反底拱施工后，利用高强预应力锚杆和内注浆锚杆进行顶帮二次锚网喷支护，并在底板反底拱基础上，采用内注浆锚杆进行加强支护，然后利用顶帮和底板布置的内注浆锚杆进行全断面注浆加固。
顶帮二次锚网喷支护，采用高强预应力锚杆和内注浆锚杆间隔布置方式，间排距为800mm×800 mm，高强预应力锚杆和金属网的规格和支护要求与初次支护相同；内注浆锚杆采用无缝钢管制作，规格为φ22 mm×2400 mm，端头锚固，锚固力不低于100 kN。两帮金属网要与底板反底拱中上层金属网相连，形成一体，然后喷浆封闭，喷厚30～40 mm，保证内注浆锚杆的孔口外露20～30 mm。
底板内注浆锚杆规格为φ22 mm×500 mm，间排距800 mm×800 mm，如底板成孔困难，则采用自钻式内注浆锚杆，锚杆规格为φ28 mm×500mm，间排距为1000 mm×1000 mm，每个断面布置5～6 根内注浆锚杆。采用砂浆抹面封孔（或利用喷浆回弹料和喷浆料封孔），保证内注浆锚杆孔口外露20～30 mm。
利用顶、帮、底中布置的内注浆锚杆进行全断面注浆加固。注浆材料主要采用单液水泥-水玻璃浆液，水灰比控制在0.8～1.0，水玻璃的掺量为水泥用量的3～5%，注浆压力控制在1.5～3.0MPa。如围岩严重风化，注浆可导致围岩发生膨胀变形，或围岩裂隙细小，水泥浆液无法注入时，可采用超细水泥浆液或化学浆液（如马丽散）进行全断面注浆加固。
完成全断面注浆加固后，再对顶帮喷浆以覆盖外露的锚杆尾端，总喷厚100 mm 左右。
4 总结
在对上述巷道实施上述加固支护后，通过近四个月的位移监测表明：巷道顶板、底板和两帮的收敛变形与原支护方案相比有了明显的减小，顶板最大移进量为73mm，两帮的最大移进量为68＼mm；监测期间，变形速度由3mm/d 逐渐减至0.02mm/d，趋于稳定；巷道没有发生明显的顶板下沉、喷层开裂及底鼓等现象，为矿井的高产高效及加快巷道的开拓与修复速度提供了保证。
新的支护方案，减轻了工人的劳动强度，提高了生产的安全性，改善了矿井的运输条件，且为该矿区及国内类似条件下巷道支护问题提供了一条很好的技术途径，因此具有很好的社会效益。
参考文献
[1] 何满潮， 谢和平， 彭苏萍， 等. 深部开采岩体力学研究[J]. 岩石力学与工程学报， 2005， 24（16）： 2 803–2 813.
[2] 康红普. 软岩巷道底臌的机理及防治[M ]. 煤炭工业出版社， 1993.
[3] 何满潮， 袁和生等. 中国煤矿锚杆支护理论与实践[M]， 北京：科学出版社， 2004.
[4] 赵先刚. 锚注联合支护技术在高应力松软围岩巷道中的应用 [J ]， 煤炭工程， 2007 （2） ； 38 – 40.
[5] 何满潮， 景海河，孙晓明. 软岩工程地质力学研究进展[ J ]. 工程地质报， 2000 （6） ：46 - 63.