高应力强膨胀多裂隙软岩巷道锚网喷注支护 周启龙

高应力强膨胀多裂隙软岩巷道锚网喷注支护周启龙
摘要：高应力强膨胀多裂隙软岩巷道的支护问题一直是困扰恩洪矿区煤矿企业
的难题。

本文分析了某煤矿二号井1800m轨道运输大巷围岩变形机理，对巷道变形情况进行了监测，掌握了高应力强膨胀多裂隙软岩巷道的压力特点和围岩变形
规律。

通过计算确定了高应力强膨胀多裂隙软岩巷道高性能锚网喷注支护参数，
并不断根据施工现场情况调整支护参数，取得了较好的支护效果。

关键词：高应力强膨胀多裂隙；软岩巷道；锚网喷注支护
随着对煤炭资源需求量的增加和开采强度的不断加大，浅部资源日益减少，
已走向枯竭，煤矿的开采深度不断增加，国内外矿山相继进入深部资源开采状态。

随着开采深度的增加，软岩矿井的数量也在不断增加，软岩巷道支护仍是当今世
界地下工程中一项藿要而复杂的技术问题，深部软岩巷道围岩稳定性控制是当前
矿业工程深部采掘活动的难点问题之一，能否解决好深部软岩巷道的支护问题，
是矿井开采向纵深发展和安全生产的关键。

一、软岩井巷变形分析
1.变形特征。

根据对高应力软岩围岩稳定性和变形机理的特征研究，其表现
形式为以下几个方面：（1）围岩变形量。

全煤巷软岩围岩井巷的破坏主要出现
在顶底板以及两帮，破坏程度十分明显，巷道断面收缩率能超过80%以上，顶板
垮落、严重底鼓和大面积片帮发生几率也较高。

（2）围岩变形速率。

均质的煤
体围岩所受到的构造应力，水平方向大于垂直方向，因此即使表面的井巷平衡后，流变趋势仍然存在，因此该类围岩变形速度大。

（3）围岩变形时效。

由于软岩
的流变性，其不可能达到稳定性状态，围岩各个方向上的变形随着时间缓慢变化，明显的变形需要构造应力在时间上积累到一定的程度，所以说软岩的变形具有时
效性。

2.软岩平衡拱机理。

实际井巷开凿过程中围岩发生塑性变形和断裂后，承压
状态下仍然保持承载能力，围岩变形、片帮和冒落到一定程度会与垂直应力平衡，围岩呈现自稳状况，称为“自稳平衡现象”。

井巷的顶板应力会随井巷的开凿而重
新分布，垂直方向受到地应力会逐步减弱至零甚至出现相反悬拉应力，水平方向也会随挤压应力转化为局部拉应力。

井巷顶板受到的挤压应力会在围岩中
形成“拱状承载结构”，这种平衡状态被称为“自稳平衡拱”，这种理论被称为“自稳
平衡拱理论”。

在此理论中，根据井巷的岩体受力状态，由于在垂直方向受到拉应力可能存在冒落危险，水平方向受到剪应力的岩体单元体可能存在片帮等危险，
根据危害程度分为稳定区、挤压受压区、易冒落区。

岩体的破坏状态以及应变随
应力变化趋势，岩体随应力作用当达到残余强度时出现细小裂纹，当应力继续增
加达到屈服强度时会发生不可逆的塑性变形，岩体塑性破坏阶段的承载力会随变
形而下降，但还会具有承载能力，当到达破碎的强度极限会直接发生岩体破碎。

二、工程概况
1800m轨道运输大巷的设计工程量为1020m，已掘进施工完成160m，剩余
掘进工程量为860m。

已掘进施工完成巷道的原支护形式为U25钢半圆拱U型可
缩性支架支护，净断面8.22m2，棚距700±50mm，1800m轨道运输大巷沿着煤层伪斜方向布置，在C8煤层、C9煤层及其顶底板岩层中穿层掘进。

三、软岩巷道高性能锚网注喷支护
综合分析1800m轨道运输大巷围岩荷载和变形情况，该巷属高应力强膨胀多
裂隙软岩巷道，决定对该巷采用高性能锚网注喷支护。

1800m轨道运输大巷锚网
注喷支护参数如下。

1.锚杆支护。

锚杆长度锚杆长度L一般为：L=L m+L 1+L W（1）式中：L m为
锚杆锚固长度，一般L m=350～500mm，取L m=400mm；L 1为锚杆有效长度；L W为锚杆外露长度；对砂浆锚杆，LW=喷厚δ＋2～5mm；对于钢锚杆，L
W=70mm～100mm，取L W=100mm。

确定巷道的锚杆长度，关键是确定锚杆的
有效长度。

巷道顶板锚杆长度。

按普氏拱高计算巷顶锚杆有效长度。

由于f顶=2，巷顶锚杆有效长度L 1为：
（2）式中：f顶为巷道顶板围岩坚固性系数，取f顶=2；B为巷道宽度，
B=3.7m；h为巷道高度，h=3.21m；φ顶为巷道顶板岩层内摩擦角，φ顶=45°；K
为安全系数，k=1～2，取K=1.08。

将数据代入式（2）计算可得L 1=1.717m。

将
上述计算结果代入式（1）计算，巷道顶部锚杆长度L顶=L m+L 1+L w=2.22m，取
L顶=2.5m。

巷道两邦锚杆长度。

对于巷道两邦锚杆，锚杆有效长度L 1及倾角应
保证杆体穿过巷道跨度两端的潜在破裂面并使其锚固端的投影超过两邦的非有效
承载区，把巷道跨度范围内的顶板载荷转移到巷道两邦的围岩上。

2.锚索支护。

锚索支护设计荷载。

巷道顶板潜在冒落高度。

1800m轨道运输
大巷，巷道顶板（煤岩互层）潜在冒落高度h m为：h m=（0.3～0.6）（B+h）K （3）式中：B为巷道净宽度，B=3.7m；h为巷道净高度，h=3.7m；K为安全系数，k=1～2，取K=1.08。

将数据代入式计算可得h m=2.238～4.578m，取hm=4.6m。

单位巷道顶板潜在冒落岩（煤）层重量。

1800m轨道运输大巷单位巷道顶板潜在
冒落岩（煤）重量Q巷为：Q巷=（h m•B•γ）K（4）式中：hm为巷道顶板潜在
冒落高度，h m=4.6m；B为巷道净宽度，B=3.7m；γ为被悬吊岩层的重力密度或
体积力，γ=24.6kN/m 3；K为安全系数，K=1～2，取K=1.0。

将数据代入式（4）
计算可得Q巷=418.7kN/m。

锚杆承担巷道顶板潜在冒落岩（煤）层重量。

1800m
轨道运输大巷锚杆间、排距为a=0.8m，A3钢锚杆密度为1/a2=1.56根/m 2，锚杆
设计锚固力为50～60kN/根，则锚杆承担的顶板荷载q锚杆=1.56根/m2×（50～60）kN/根=78.0～93.60kN/m2，锚杆承担顶板潜在冒落岩（煤）层重量Q锚杆为：Q锚杆=q锚杆•B•K（5）式中：K为安全系数，k=1～2，取K=1.0。

将数据代入式（5）计算可得Q锚杆=317.5kN。

锚索承担顶板冒落岩（煤）层重量。

锚索承担
顶板冒落岩（煤）层重量Q锚索=Q巷-Q锚杆=101.2kN。

锚索长度。

L=L x+Lm+L w 式中：L为锚索长度，m；L x为自由段长度，m；L m为锚固段长度，m；L w为
张拉段即外露段长度m。

锚固段长度。

锚固段是锚索锚固于岩体内借以提供预应
力的部分。

按砂浆与预应力钢绞线粘结强度计算的锚固长度。

3.喷射混凝土支护。

喷射混凝土支护的支护参数主要是计算喷层厚度。

巷道
顶部危岩坠落时，可发生冲切或混凝土粘结强度不足而引起喷层破坏，顶部喷层
厚度按照冲切破坏或粘结强度计算。

巷道两帮喷层主要受围岩的楔形剪切作用而
产生楔形剪切破坏，两帮喷层厚度则可按照混凝土的剪切强度计算。

通过计算确定，巷道顶、邦的喷层厚度为150mm。

4.注浆支护。

采用注浆方法对巷道围岩进行注浆加固。

围岩蠕变过程中，监
测到围岩发生破碎离层现象后，在巷道顶板、两邦、邦角位置打锚杆眼，布置注
浆锚杆。

注浆锚杆为外锚内注式结构，采用长度2.5m，外径φ26.76mm，内径
φ21.5mm的6#英寸圆钢管制作，螺纹采用滚丝加工，距尾端400mm处焊接φ6.5mm钢筋作为挡圈；前端钻有20个相互交叉的注浆孔，孔径φ10mm。

注浆锚杆采用树脂胶泥封孔，封孔长度350mm，封孔后10min即可注浆。

巷道
破岩形成毛断面后，首先在掘进迎头喷射M25砂浆，采用U25钢可缩性支架进
行临时支护20m，棚距1.0m，后方拆除，迎头架设。

从掘进迎头后方18m左右
始向迎头方向采用QBZ124-3120型风动锚杆钻机打巷道顶、邦锚杆眼，挂金属网，安装顶、邦锚杆，反复喷射50mm厚的C30混凝土。

然后钻锚索钻孔，采用快凝
树脂和中速树脂将锚索锚固在深部稳定的岩层中；采用BMY-1.8型矿用挤压式灰
浆泵将锚索孔自由段注满砂浆，封口；采用STDB0.55×630型高压油泵和千斤顶等专用张拉机具对锚索进行张拉锚固，并对外锚端进行处理和保护。

最后采用QBZ-30/160型气动注浆泵对安装在巷道顶板、两邦及邦角位置的注浆锚杆注水泥浆加
固巷道围岩。

软岩巷道支护是煤矿支护的一大技术难题，通过采用锚网喷注支护治理软岩
技术上可行，经济上合理，效果显著。

参考文献：
［1］唐缓.高应力软岩回采巷道预应力锚杆—锚索支护技术研究[D].武汉理工
大学，2015.
［2］李才民.高应力软岩巷道支护失效机制及控制研究[J].岩石力学与工程学报，2015，（34）09：1836-1848.。