康紅普，姜鵬飛，楊建威，王志根，楊景賀，劉慶波，吳擁政， 李文洲，高富強(qiáng)，姜志云，李建忠

(1.中煤科工開采研究院有限公司，北京 100013; 2.煤炭科學(xué)研究總院 開采研究分院，北京 100013; 3.煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，北京 100013; 4.中煤新集能源股份有限公司，安徽 淮南 232170)

隨著煤礦開采深度不斷增加，我國千米深井越來越多，巷道圍巖控制的難度也顯著加大。對我國東部地區(qū)千米深井巷道圍巖變形、破壞的調(diào)查與分析表明，由于巷道圍巖地應(yīng)力高、采動影響強(qiáng)烈，圍巖破壞范圍大、變形強(qiáng)烈[1]。淮南等深井軟巖礦區(qū)，圍巖流變性強(qiáng)，變形量大且持續(xù)時(shí)間長，巷道需要多次返修才能勉強(qiáng)滿足生產(chǎn)要求;而對于一些圍巖強(qiáng)度較大的礦井，則容易出現(xiàn)沖擊地壓動力災(zāi)害，對礦井安全生產(chǎn)帶來嚴(yán)重威脅。

經(jīng)過多年的研究與攻關(guān)，我國煤礦形成了以錨桿、錨索為主體支護(hù)，棚式支架、噴射混凝土、注漿加固及卸壓法等并舉的巷道支護(hù)格局。對于千米深井巷道，采用單一的支護(hù)方式往往很難有效控制圍巖大變形，聯(lián)合控制法是一條有效途徑。為此，2017年中華人民共和國科學(xué)技術(shù)部設(shè)立國家重點(diǎn)研發(fā)計(jì)劃項(xiàng)目“煤礦千米深井圍巖控制及智能開采技術(shù)”，開展了巷道圍巖支護(hù)-改性-卸壓協(xié)同控制理論與技術(shù)研究。通過該項(xiàng)目開發(fā)出700 MPa級超高強(qiáng)度、高延伸率、高沖擊韌性錨桿，高壓劈裂注漿改性及水力壓裂卸壓技術(shù)，形成了千米深井巷道主動支護(hù)、主動改性、主動卸壓“三主動”、“三位一體”協(xié)同控制技術(shù)，并在中煤新集口孜東礦121302孤島工作面運(yùn)輸巷進(jìn)行了成功應(yīng)用，取得較好效果[2-4]。同時(shí)，在井下試驗(yàn)過程中發(fā)現(xiàn)，僅僅采用錨桿、錨索支護(hù)的松軟煤幫變形依然比較大，包括煤體的擴(kuò)容變形與煤幫的整體擠出，需要提出更有效的松軟煤體控制方法與技術(shù)。

錨注將錨固與注漿技術(shù)有機(jī)結(jié)合，是適合破碎圍巖加固的有效方法。國內(nèi)外已開發(fā)和應(yīng)用了多種形式的注漿錨桿[5-9]，包括中空注漿錨桿、鉆錨注一體化錨桿。錨桿桿體為空心鋼管，兼做注漿管。注漿材料可采用水泥基漿材或化學(xué)漿材。注漿不僅可改善錨固體及深部圍巖力學(xué)性能，提高圍巖的完整性，同時(shí)注漿可通過改善錨固體力學(xué)性能提高錨桿的錨固效果，充分發(fā)揮錨固與注漿二重作用。除注漿錨桿外，還開發(fā)出不同形式的注漿錨索，包括錨索索體為實(shí)心鋼絞線，配用注漿管、排氣管的傳統(tǒng)注漿錨索[10]，及索體為中空鋼絞線，注漿管在索體內(nèi)的中空注漿錨索[11]。與注漿錨桿相比，注漿錨索錨固深度更大、承載力更高、注漿加固區(qū)域更大，適用范圍更大。但是在實(shí)際應(yīng)用中，錨注技術(shù)還存在以下問題:

(1)有些注漿錨桿和錨索在施工過程中不能施加預(yù)應(yīng)力，只能等漿液固化后在孔口通過擰緊螺母或張拉方式施加一定拉力，預(yù)應(yīng)力作用不明顯，影響錨桿、錨索支護(hù)效果。

(2)大部分注漿錨桿、錨索的封孔裝置比較簡單，最常用的是封孔膠塞，封孔壓力低，在很小的注漿壓力下就會出現(xiàn)跑漿、漏漿現(xiàn)象，顯著影響了漿液擴(kuò)散范圍及注漿效果。

(3)在巷道淺部圍巖比較破碎的情況下，漿液很容易從圍巖裂隙、裂縫中流出，注漿壓力和圍巖中的注漿量無法保證。不僅浪費(fèi)注漿材料，而且注漿效果不佳。

針對上述問題，結(jié)合千米深井巷道松軟煤體強(qiáng)度低、破壞范圍大、滲透性差、易風(fēng)化、錨固力低等特點(diǎn)，在“煤礦千米深井圍巖控制及智能開采技術(shù)”項(xiàng)目已有成果的基礎(chǔ)上，又開發(fā)出高預(yù)應(yīng)力、高壓劈裂注漿錨桿與錨索，并配合噴射混凝土協(xié)同圍巖控制技術(shù)。本文介紹示范巷道地質(zhì)與生產(chǎn)條件，千米深井巷道松軟煤體大變形機(jī)理，松軟煤體高預(yù)應(yīng)力、高壓錨注及噴射混凝土協(xié)同控制原理，高強(qiáng)度、高壓劈裂注漿錨桿、錨索結(jié)構(gòu)與力學(xué)性能，及示范巷道井下試驗(yàn)及圍巖控制效果。

1 巷道地質(zhì)與生產(chǎn)條件及支護(hù)狀況

1.1 巷道地質(zhì)與生產(chǎn)條件

示范巷道為中煤新集口孜東礦140502工作面運(yùn)輸巷。140502工作面開采5號煤層，平均厚度6.56 m。煤層頂、底板巖性分布如圖1所示。頂板巖層主要為泥巖，局部有砂巖和煤線，泥巖松散、軟弱。其中，直接頂?shù)哪鄮r膠結(jié)性差，隨掘隨漏，掘進(jìn)期間采用托頂煤+間距200 mm的密集超前鋼筋支護(hù)方法控制頂煤和頂板。底板以泥巖和砂質(zhì)泥巖為主，累計(jì)厚度近10 m。煤、頂?shù)装迥鄮r中黏土礦物含量較高[2]，容易受風(fēng)化影響，結(jié)構(gòu)劣化、強(qiáng)度衰減嚴(yán)重。

圖1 5號煤層頂?shù)装鍘r層分布Fig.1 Roof and floor rock layers around coal seam No.5

工作面采用大采高一次采全厚采煤法，埋深超1 000 m，巷道布置如圖2所示。煤層上方基巖薄，松散層厚度近600 m。140502工作面為5號煤層采區(qū)首采工作面，運(yùn)輸巷兩側(cè)均為實(shí)體煤。

圖2 口孜東礦140502工作面及示范巷道平面布置Fig.2 Layout of working face 140502 and experimental maingate in the Kouzidong Coal Mine

1.2 煤幫原控制方案與變形破壞特征

140502運(yùn)輸巷原設(shè)計(jì)斷面為直墻平頂微拱形，頂寬4 m，底寬6 m，高4.6 m，斷面積27.6 m2，屬大斷面巷道。巷道留頂、底煤掘進(jìn)，頂煤0.3～1.2 m，底煤1～2 m。巷道采用錨網(wǎng)索噴+滯后注漿聯(lián)合控制方案，支護(hù)布置如圖3所示。錨桿采用HRB500，φ22 mm左旋無縱筋螺紋鋼，長2 500 mm，間排距800 mm×800 mm，設(shè)計(jì)預(yù)緊扭矩260 N·m，鋼筋托梁護(hù)表。錨索為1×19結(jié)構(gòu)、φ21.8 mm的預(yù)應(yīng)力鋼絞線，頂錨索長9 200 mm，組合構(gòu)件為工字鋼梁與M型鋼帶交錯布置，3根1組，間距分別為1 500，1 200 mm;幫錨索長6 200 mm，間距1 200 mm，采用大、小平托板+M型鋼帶護(hù)表。頂幫錨索排距均為1 600 mm，設(shè)計(jì)張拉力160 kN。巷道表面噴射混凝土，厚度70 mm。掘進(jìn)工作面后方200 m以外，在巷道肩窩處布置2個(gè)深12～15 m鉆孔注普通水泥漿加固，排距6～10 m。

圖3 原巷道錨桿與錨索支護(hù)布置Fig.3 Layout of rock bolts and cables for original maingate

采用上述聯(lián)合控制方案后，巷道在掘進(jìn)期間仍然出現(xiàn)煤幫整體移近和強(qiáng)烈底臌，兩幫收縮1 m以上，底臌0.6 m以上。煤幫大變形及支護(hù)體失效情況如圖4所示，肩窩煤體發(fā)生大范圍破碎、鼓包，煤幫肩窩錨桿與錨索破斷、鋼帶撕裂等現(xiàn)象頻發(fā)。

圖4 原巷道煤幫大變形及支護(hù)結(jié)構(gòu)失效情況Fig.4 Severe deformation of coal side and failure of original maingate support structure

1.3 煤幫控制存在的問題

分析上述口孜東礦140502工作面運(yùn)輸巷煤幫大變形及支護(hù)結(jié)構(gòu)失效情況，發(fā)現(xiàn)煤幫控制主要存在以下問題:

(1)對千米深井巷道松軟煤體、低強(qiáng)度、低錨固力、大斷面條件下的煤幫大變形機(jī)理認(rèn)識不深入。

(2)對千米深井松軟煤幫與錨桿支護(hù)、注漿相互作用機(jī)制認(rèn)識不足，依然采用傳統(tǒng)的錨桿、錨索與滯后注漿方式控制煤幫變形，沒有提出適合千米深井巷道松軟煤體、大斷面、強(qiáng)流變煤幫大變形的有效控制方法。

(3)巷道掘進(jìn)方式影響。巷道托頂煤掘進(jìn)，肩窩位置頂煤與巷幫煤體強(qiáng)烈擠壓，導(dǎo)致該位置的煤體產(chǎn)生大范圍破碎，錨桿、錨索及支護(hù)構(gòu)件失效較多。

(4)煤幫錨桿、錨索錨固力低。在巷道原支護(hù)段煤幫，采用1～3支MSK2350樹脂錨固劑測試了錨桿、錨索錨固力，測試結(jié)果見表1。煤幫錨桿采用1支錨固劑錨固力僅為74 kN，錨索采用2支錨固劑錨固力僅為165 kN。雖然后期進(jìn)行了水泥注漿，但在煤幫中，錨桿、錨索錨固力仍難以與其承載力相匹配，錨桿、錨索還未屈服就被拔出，難以發(fā)揮高強(qiáng)度錨桿、錨索的主動支護(hù)作用。

(5)錨桿、錨索設(shè)計(jì)預(yù)緊力偏低。錨桿預(yù)緊扭矩260 N·m，錨索預(yù)緊力160 kN，2者預(yù)緊力均未施加至與錨桿桿體、錨索索體承載力匹配的預(yù)緊力，沒有認(rèn)識到預(yù)應(yīng)力對錨桿、錨索支護(hù)的重要性[12]。

(6)錨桿、錨索支護(hù)構(gòu)件不匹配[13]。鋼筋托梁、M型鋼帶等組合構(gòu)件與煤幫接觸面積小;托板承載力比錨桿桿體、錨索索體低;未安裝調(diào)心球墊，不能動態(tài)調(diào)整其受力狀態(tài);錨桿螺紋長度偏短。上述4種支護(hù)構(gòu)件力學(xué)性能不匹配，極易導(dǎo)致錨桿與錨索破斷、預(yù)應(yīng)力擴(kuò)散效果差，嚴(yán)重影響錨桿、錨索支護(hù)效果。

表1 140502運(yùn)輸巷煤幫錨桿與錨索錨固力測試結(jié)果Table 1 Test results of rock bolt and cable anchorage force in coal side of maingate 140502

(7)滯后注漿效果有限。原注漿方案采用普通水泥單液漿，材料顆粒粒徑大、注漿壓力低、封孔效果差，僅能注入淺部大尺度裂隙的煤體，孔口漏漿嚴(yán)重，加固效果不理想。而且，滯后注漿對錨桿、錨索錨固力的提高能力有限，難以實(shí)現(xiàn)錨固與注漿協(xié)同作用。

2 千米深井巷道松軟煤幫大變形機(jī)理

地應(yīng)力、圍巖強(qiáng)度及結(jié)構(gòu)是影響巷道變形的根本因素[14]，為此，對示范巷道地應(yīng)力、煤體強(qiáng)度與結(jié)構(gòu)進(jìn)行了原位測試與分析。在此基礎(chǔ)上采用數(shù)值模擬研究了巷道煤幫在原方案下變形破壞規(guī)律，分析了煤幫大變形機(jī)理。

2.1 巷道圍巖地質(zhì)力學(xué)參數(shù)

采用小孔徑水壓致裂法在5煤頂板砂巖中進(jìn)行了地應(yīng)力測試，最大水平主應(yīng)力24.55 MPa，最小水平主應(yīng)力10.65 MPa，垂直應(yīng)力24.94 MPa?？梢?，地應(yīng)力場中垂直應(yīng)力占一定優(yōu)勢，且最大水平主應(yīng)力與垂直應(yīng)力相差很小。

采用鉆孔觸探法原位實(shí)測了巷道頂板巖層與煤體的強(qiáng)度，如圖5(a)所示。可知，淺部煤層抗壓強(qiáng)度僅為12 MPa左右，與最大、最小水平主應(yīng)力及垂直應(yīng)力的比值分別為0.49，1.13，0.48;淺部泥巖抗壓強(qiáng)度為20 MPa左右，與最大、最小水平主應(yīng)力及垂直應(yīng)力的比值分別為0.81，1.88，0.80?？梢?，最小主應(yīng)力已接近煤層抗壓強(qiáng)度，最大主應(yīng)力超過淺部泥巖抗壓強(qiáng)度，強(qiáng)度與應(yīng)力比值較低，導(dǎo)致巷道開挖后在高偏應(yīng)力作用下圍巖很快發(fā)生變形、破壞。

采用鉆孔窺視儀對煤幫結(jié)構(gòu)進(jìn)行了觀察，結(jié)合圖5(b)強(qiáng)度曲線可知，煤幫在1.6 m以淺整體較為破碎，抗壓強(qiáng)度低;1.6～4.5 m煤體相對完整，局部破碎，抗壓強(qiáng)度平均15 MPa; 4.5～8.0 m煤體較為完整，抗壓強(qiáng)度平均20 MPa?？梢?，巷道煤幫淺部煤體松軟破碎。

圖5 巷道圍巖強(qiáng)度變化曲線Fig.5 Strength variation curves of maingate surrounding rock

2.2 巷道煤幫大變形數(shù)值模擬

采用數(shù)值模擬軟件UDEC模擬示范巷道在原支護(hù)及煤幫錨注-噴漿協(xié)同控制下巷道圍巖變形破壞特征。根據(jù)140502工作面運(yùn)輸巷地質(zhì)與生產(chǎn)條件建立數(shù)值計(jì)算模型，如圖6所示。模型寬度60 m，高度60 m?；诰聦?shí)測地應(yīng)力并考慮模型高度，在模型頂部施加24.4 MPa的垂直應(yīng)力，兩側(cè)施加水平應(yīng)力，研究巷道在掘進(jìn)期間變形破壞規(guī)律。數(shù)值模擬中煤巖體是通過塊體(block)與接觸(contact)來表征，其中塊體為彈性體，接觸可以產(chǎn)生張拉或滑移破壞。

圖6 UDEC數(shù)值計(jì)算模型Fig.6 UDEC numerical simulation model

煤巖體及噴射混凝土物理力學(xué)參數(shù)見表2。煤體及頂板圍巖參數(shù)是基于現(xiàn)場鉆孔實(shí)測獲取，彈性模量采用Ec=MRσc[15]估算，其中，MR為彈性模量比率;σc為巖石單軸抗壓強(qiáng)度。數(shù)值模型中巖體參數(shù)取值為巖石參數(shù)的0.58[16]，抗拉強(qiáng)度為抗壓強(qiáng)度的1/12。

表2 數(shù)值模型采用的煤巖體力學(xué)參數(shù)Table 2 Coal and rock mechanical properties in UDEC model

錨桿、錨索采用UDEC內(nèi)置Cable單元模擬，鋼護(hù)板采用Beam單元模擬，根據(jù)井下實(shí)際使用支護(hù)材料性能參數(shù)，支護(hù)單元物理力學(xué)參數(shù)見表3。錨桿預(yù)緊扭矩260 N·m，對應(yīng)預(yù)緊力40 kN，錨索張拉力160 kN。

巷道原支護(hù)方案下，頂板最大下沉量280 mm，最大底臌量470 mm，巷幫最大移近量1 180 mm，巷道變形主要為煤幫強(qiáng)烈收縮，巷道頂?shù)装鍙?qiáng)烈變形主要在頂煤及底煤區(qū)域(圖7)。巷幫淺部煤體發(fā)生張拉破壞，大量裂紋相互貫通，裂紋擴(kuò)展深度超過錨桿錨固長度，形成大范圍破碎區(qū);深部煤體發(fā)生剪切破壞，裂紋分布密集，裂紋擴(kuò)展深度超過錨索錨固長度(圖8，9)。

巷幫煤體應(yīng)力分布如圖10所示。巷道開挖后煤幫1 m范圍內(nèi)水平應(yīng)力趨近于0，垂直應(yīng)力極小，淺部破碎煤體幾乎無承載能力;1～8 m內(nèi)煤體應(yīng)力持續(xù)波動，其原因在于該范圍內(nèi)煤體內(nèi)部發(fā)育有大量裂紋(圖8)，導(dǎo)致圍巖內(nèi)部應(yīng)力釋放，應(yīng)力狀態(tài)持續(xù)惡化，圍巖承載能力降低;8～12 m內(nèi)煤體無明顯裂紋產(chǎn)生(圖8)，垂直應(yīng)力趨于穩(wěn)定，水平應(yīng)力逐漸增加。

表3 數(shù)值模型采用的支護(hù)體力學(xué)參數(shù)Table 3 Mechanical properties of rock bolting components in UDEC model

圖7 巷道圍巖變形Fig.7 Deformation of rock surrounding maingate

圖8 巷道圍巖裂紋分布Fig.8 Fracture distribution in rock surrounding maingate

圖9 巷道圍巖破壞情況Fig.9 Destruction of rock surrounding maingate

圖10 巷幫煤體應(yīng)力分布Fig.10 Stress distribution in coal side of maingate

在千米深井高地應(yīng)力作用下，巷幫煤體淺部產(chǎn)生大量相互貫通的張拉裂紋，深部產(chǎn)生大量剪切裂紋，淺部煤體極為破碎，可錨性差，井下巷道中表現(xiàn)為淺部錨桿支護(hù)失效。巷幫深部煤體產(chǎn)生的大量裂紋顯著降低了煤體完整性與強(qiáng)度，煤體承載能力也大幅降低，易發(fā)生整體大變形。

2.3 巷道煤幫大變形機(jī)理

基于上述測試與數(shù)值模擬研究，分析得出140502工作面運(yùn)輸巷煤幫大變形的主要原因?yàn)?

(1)地應(yīng)力高，巷幫煤體裂隙發(fā)育、強(qiáng)度低，強(qiáng)度應(yīng)力比值小。巷幫開挖后煤體原生裂隙迅速張開、新裂紋大量產(chǎn)生，并逐漸向煤幫深部延伸，超出錨桿、錨索錨固范圍。可見，高地應(yīng)力、低強(qiáng)度是煤幫大變形的最根本原因。

(2)錨固力低且不斷衰減。巷幫煤體強(qiáng)度低、裂隙發(fā)育，且錨桿、錨索孔內(nèi)煤粉多，導(dǎo)致錨固力低。隨著煤體不斷劣化，錨固劑與其周圍煤體黏結(jié)力逐漸下降，錨固力不斷衰減，極易造成錨桿、錨索與錨固劑脫黏后被整體拔出。

(3)強(qiáng)烈的風(fēng)化作用。巷幫煤體黏土礦物含量高，長期暴露在空氣中，而且井下氣溫高、濕度大，煤體強(qiáng)度與結(jié)構(gòu)劣化，甚至錨桿、錨索孔內(nèi)的錨固劑逐漸被剝蝕，導(dǎo)致錨固力下降。

(4)巷道斷面大。巷道寬度6.0 m，高度4.6 m，斷面積超過25 m2。巷幫肩窩處應(yīng)力集中現(xiàn)象更加突出，高煤幫自穩(wěn)性差，容易產(chǎn)生片幫和變形。

(5)頂煤效應(yīng)明顯。煤層強(qiáng)度低，肩窩頂煤發(fā)生變形、破碎、滑移，破壞了頂板-煤幫整體承載結(jié)構(gòu)，大幅削弱了巷幫肩窩煤體的邊界約束，導(dǎo)致煤體被大范圍擠碎、鼓包。

(6)煤體強(qiáng)流變性。在巷道掘進(jìn)階段，相對巖體及硬煤，松軟煤幫變形就表現(xiàn)出更明顯的時(shí)間效應(yīng)。地應(yīng)力越高，煤體強(qiáng)度越低，變形破壞速度越顯著[17]，煤幫出現(xiàn)強(qiáng)時(shí)效的流變大變形。

3 煤幫高壓錨注-噴漿協(xié)同控制原理

3.1 煤幫控制方式選定

基于以上分析，千米深井巷道煤幫大變形的主要原因是高地應(yīng)力、軟煤、強(qiáng)風(fēng)化、低錨固力，煤幫控制方式的選取須著重考慮以上4個(gè)方面。

改善軟煤力學(xué)特性與提高錨固力的方法主要有2種:先注漿后錨固、錨固注漿一體化[18-19]?？紤]到示范巷道兩幫為實(shí)體煤，先注漿效果有限，且影響掘進(jìn)施工。而錨固與高壓注漿相結(jié)合，首先通過樹脂錨固并對錨桿、錨索施加高預(yù)緊力，減小煤幫等速蠕變速率、延長非線性加速啟動時(shí)間，顯著提高錨固承載結(jié)構(gòu)的長期穩(wěn)定性[17];然后通過注漿錨桿、錨索進(jìn)行高壓劈裂注漿，使?jié){液注入到煤體不同尺度的裂隙中，劈開弱面黏接煤體，改善煤幫結(jié)構(gòu)，提高煤幫強(qiáng)度，增強(qiáng)松軟煤幫抵抗時(shí)效變形的能力;同時(shí)，提高錨桿、錨索錨固力，實(shí)現(xiàn)全長預(yù)應(yīng)力錨注。

解決風(fēng)化最有效、簡潔的方法是在圍巖表面噴射混凝土等材料，以封閉圍巖，與巷道風(fēng)流、水汽等隔絕，從根本上抑制風(fēng)化導(dǎo)致的煤體劣化。

高應(yīng)力問題一般采用以下方法解決:在巷道掘進(jìn)前，從區(qū)域控制角度，優(yōu)化開采順序、合理選擇巷道層位，盡量將巷道布置在應(yīng)力降低區(qū)或者巖性較好的層位;在工作面回采前，采用爆破、水力壓裂等人工卸壓法，轉(zhuǎn)移高量值采動應(yīng)力[20-21]。本次示范巷道為口孜東礦5號煤采區(qū)首采工作面回采巷道，沒有考慮采用上述方法。

綜上所述，提出千米深井巷道松軟煤幫高壓錨注-噴漿協(xié)同控制方式。同時(shí)，為保證煤幫控制效果，提出以下協(xié)同控制原則:對注漿錨桿、錨索錨固后施加高預(yù)緊力進(jìn)行主動支護(hù);采用注漿錨桿、錨索進(jìn)行高壓劈裂注漿對松軟煤體主動改性;及時(shí)對煤幫表面噴漿封閉以隔絕空氣、防止風(fēng)化。

3.2 煤幫控制數(shù)值模擬

煤幫高壓錨注-噴漿協(xié)同控制數(shù)值模擬模型如圖6所示，煤巖體、噴射混凝土及錨桿錨索支護(hù)參數(shù)見表2，3。巷道圍巖注漿通過提高注漿范圍內(nèi)不連續(xù)結(jié)構(gòu)面的強(qiáng)度參數(shù)來模擬。井下注漿是采用注漿錨桿、錨索對巷幫煤體進(jìn)行注漿加固，既可加固巷幫煤體，又可顯著提高煤體可錨性。參考口孜東礦原生結(jié)構(gòu)面和改性結(jié)構(gòu)面直剪試驗(yàn)結(jié)果[22]，結(jié)合井下巷道圍巖裂隙分布情況，基于UDEC參數(shù)校核方法[23]，確定模擬中注漿通過對煤幫錨索錨固范圍內(nèi)巖體黏聚力提高30%，抗拉強(qiáng)度提高10 kPa，內(nèi)摩擦角增加5°來模擬。根據(jù)現(xiàn)場實(shí)際條件可知，在不注漿情況下，巷幫淺部煤體比較破碎，因此，基于錨固力實(shí)測數(shù)據(jù)，通過減小巷幫錨桿錨索錨固劑黏聚力的50%來模擬破碎煤幫條件下錨桿錨索的低錨固力。噴漿的作用在于有效封閉煤巖體，避免其風(fēng)化，基于兩幫煤體鉆孔窺視結(jié)果，結(jié)合相關(guān)學(xué)者關(guān)于不同風(fēng)化程度巖體力學(xué)性質(zhì)變化規(guī)律[24-25]，確定對兩幫2.4 m范圍內(nèi)煤巖體黏聚力降低15%，抗拉強(qiáng)度降低4 kPa，內(nèi)摩擦角減小4°來模擬不噴漿對煤巖體風(fēng)化的影響。

為對比不同支護(hù)形式對圍巖的控制效果，分別模擬了采用預(yù)應(yīng)力錨桿錨索支護(hù)、高壓錨注支護(hù)及高壓錨注-噴漿協(xié)同控制3種方案下巷道圍巖變形破壞特征。

將錨桿預(yù)緊扭矩由260 N·m提高到400 N·m，對應(yīng)預(yù)緊力從40 kN提高到60 kN，錨索張拉力由160 kN提高到250 kN。當(dāng)采用預(yù)應(yīng)力錨桿錨索支護(hù)時(shí)，錨桿、錨索材料不變，由于巷幫煤體強(qiáng)度低、可錨性差，煤幫變形遠(yuǎn)大于頂?shù)装澹飵兔后w與頂?shù)装宄尸F(xiàn)明顯不協(xié)調(diào)變形特征，巷幫煤體整體向巷道開挖空間擠出，最大移近量達(dá)1 030 mm，且以肩窩處強(qiáng)烈變形為主(圖11(a))。巷幫煤體裂紋擴(kuò)展深度遠(yuǎn)超錨桿錨索錨固范圍(圖12(a))，巷幫4 m×3 m內(nèi)煤體存在大量張開裂隙且相互貫通(圖13(a))，裂隙面積占比超過10.1%(圖14)，且2 m范圍內(nèi)煤體已呈離散狀態(tài)。

圖11 不同控制方式下巷道圍巖變形Fig.11 Deformation of surrounding rock of maingate under different control patterns

圖12 不同控制方式下巷道圍巖裂隙分布Fig.12 Distribution of fractures in surrounding rock of maingate under different control patterns

采用高壓錨注支護(hù)時(shí)，頂板、巷幫煤體及底板圍巖呈現(xiàn)整體協(xié)調(diào)變形特征，表明巷幫煤體在注漿加固后，煤體整體性及強(qiáng)度顯著提高，頂板、煤幫及底板呈整體承載結(jié)構(gòu)抵抗變形，巷幫移近量減小至421 mm(圖11(b))，裂紋擴(kuò)展深度顯著減小(圖12(b))，頂?shù)装遄冃渭傲鸭y擴(kuò)展范圍也明顯減小。煤幫裂紋擴(kuò)展深度與錨索長度相當(dāng)，巷幫淺部1.1 m圍巖仍有少量裂隙張開且相互貫通(圖13(b))，兩幫4 m ×3 m內(nèi)裂隙面積占比分別為5.4%,4.5%(圖14)，注漿加固有效提高了巷幫煤體強(qiáng)度，巷幫變形得到明顯控制，但受風(fēng)化影響，巷幫淺部煤體仍存在一定程度破壞。

采用高壓錨注-噴漿協(xié)同控制方案時(shí)，頂、底板及巷幫變形進(jìn)一步減小，巷幫移近減小至266 mm(圖11(c))，巷幫煤體裂紋擴(kuò)展范圍小于幫錨索長度(圖12(c))，淺部煤體有少量裂隙張開但不貫通(圖13(c))，兩幫4 m×3 m內(nèi)裂隙面積占比分別為2.7%,2.2%(圖14)，噴漿作用下巷幫大變形及淺部煤體強(qiáng)烈破壞情況進(jìn)一步得到控制。

圖13 不同控制方式下巷幫煤體裂隙分布Fig.13 Distribution of fractures in the coal side under different control patterns

圖14 不同控制方式下巷幫煤體裂隙面積占比Fig.14 Proportion of the fractures area of the coal side of the maingate under different control patterns

3.3 煤幫高壓錨注-噴漿協(xié)同控制原理

基于上述分析可知，煤幫高壓錨注-噴漿協(xié)同控制原理主要體現(xiàn)在以下3方面:① 充分發(fā)揮高預(yù)應(yīng)力注漿錨桿、錨索的及時(shí)、主動支護(hù)作用，抑制巷幫煤體不連續(xù)、不協(xié)調(diào)擴(kuò)容變形的產(chǎn)生[26];② 在錨桿、錨索孔內(nèi)進(jìn)行高壓注漿，實(shí)現(xiàn)預(yù)應(yīng)力全長錨固，顯著提高巷幫煤體錨桿、錨索錨固力，充分發(fā)揮其高承載力，同時(shí)，漿液在高壓作用下擠入巷幫煤體微小裂隙，劈開弱面重新黏接，顯著改善巷幫煤體結(jié)構(gòu)及強(qiáng)度，實(shí)現(xiàn)錨注協(xié)同;③ 噴漿及時(shí)封閉煤幫表面，避免煤體受風(fēng)化影響后強(qiáng)度衰減、結(jié)構(gòu)劣化。基于高強(qiáng)度、高預(yù)應(yīng)力注漿錨桿、錨索主動及時(shí)支護(hù)-煤幫高壓注漿主動改性-煤幫及時(shí)噴漿主動封閉，大幅提升錨桿、錨索錨固力，顯著提高巷幫煤體強(qiáng)度與完整性，抑制煤體受風(fēng)化作用劣化，實(shí)現(xiàn)高預(yù)應(yīng)力、高壓錨注-噴漿“三位一體”協(xié)同控制，進(jìn)而有效控制千米深井巷道松軟煤幫大變形。

4 高壓錨注-噴漿協(xié)同控制技術(shù)

基于千米深井巷道松軟煤幫大變形機(jī)理及高壓錨注-噴漿協(xié)同控制原理，研發(fā)出配套高強(qiáng)度、高壓注漿錨桿與錨索。注漿材料采用聚氨酯類有機(jī)高分子材料。

4.1 高壓注漿錨桿

如前所述，傳統(tǒng)的注漿錨桿存在桿體強(qiáng)度低、預(yù)應(yīng)力低、注漿壓力低、封孔效果差等問題[27-28]，不能滿足千米深井巷道松軟煤幫控制的要求。為此，開發(fā)出高強(qiáng)度、主動封孔組合式高壓注漿錨桿。

注漿錨桿結(jié)構(gòu)分為實(shí)心桿體段、連接套與中空注漿段，如圖15所示，前者為φ22 mm的實(shí)心MG500型左旋無縱肋螺紋鋼，其中攪拌頭為雙左旋攪拌肋與擋圈組合結(jié)構(gòu)，可提高樹脂錨固劑攪拌、壓實(shí)效果，以保證初期錨固力;后者為帶封孔器(φ38 mm)的無縫螺紋鋼管(φ25 mm)。該結(jié)構(gòu)提高了注漿錨桿的整體強(qiáng)度，同時(shí)保證了耐高壓的封孔性能，而且，封孔位置可根據(jù)圍巖破碎情況動態(tài)調(diào)整。其安裝工藝分為鉆孔、錨固、施加預(yù)緊力，完成預(yù)應(yīng)力錨固工序后再進(jìn)行注漿，不影響掘進(jìn)速度，最終完成錨桿全長預(yù)應(yīng)力錨固和高壓注漿，顯著改善錨桿附近煤體結(jié)構(gòu)與強(qiáng)度。

圖15 高壓注漿錨桿結(jié)構(gòu)Fig.15 Structure of grouting bolt with high pressure

對注漿錨桿進(jìn)行了力學(xué)性能測試，實(shí)心螺紋鋼桿體破斷力297.5 kN，中空無縫鋼管破斷力為234.8 kN(有注漿孔)、240.4 kN(無注漿孔)，斷后延伸率20.32%。在實(shí)驗(yàn)室混凝土模型上開展了錨注試驗(yàn)，試驗(yàn)效果及注漿壓力曲線如圖16,17所示。封孔器開啟壓力為10 MPa左右。封孔器開啟后，注漿壓力穩(wěn)定在8～17 MPa，漿液能完全填充錨桿自由段空間，與孔內(nèi)圍巖黏接密實(shí)，達(dá)到了高壓注漿效果。

圖16 漿液與圍巖黏結(jié)情況Fig.16 Bonding between grout and surrounding rock

圖17 注漿錨桿壓力變化曲線Fig.17 Grouting pressure variation curve of bolt

4.2 高壓注漿錨索

目前注漿錨索索體主要分為實(shí)心與空心2種[29-30]，同直徑的實(shí)心錨索比中空錨索承載力高。本文開發(fā)出1×19結(jié)構(gòu)、φ21.8 mm的實(shí)心錨索配高壓封孔器的注漿錨索，充分發(fā)揮實(shí)心錨索大噸位、高預(yù)應(yīng)力的支護(hù)性能。

如圖18所示，高壓注漿封孔器由膠囊、膠塞骨架、封孔管、注漿管等部分組成。其封孔原理為:由封孔管注入注漿加固材料，材料反應(yīng)后膠塞膨脹，同時(shí)，材料透過內(nèi)部骨架滲入錨索體密封，外部滲出膠囊與孔壁圍巖密實(shí)黏結(jié)，實(shí)現(xiàn)耐高壓封孔。膠塞位置可任意調(diào)整，以滿足不同破碎圍巖條件的封孔需求。其施工步驟為:鉆孔、擴(kuò)孔、放入錨固劑、錨固放入封孔器、施加預(yù)緊力，完成錨索及時(shí)支護(hù);再封孔器高壓封孔、注漿管注漿，最后實(shí)現(xiàn)錨索預(yù)應(yīng)力全長錨固與高壓注漿加固。

圖18 錨索注漿封孔器結(jié)構(gòu)Fig.18 Structure of grouting hole sealing plug for cable

在實(shí)驗(yàn)室混凝土模型上進(jìn)行了錨索注漿壓力與效果試驗(yàn)，注漿壓力曲線如圖19所示。注漿壓力在4～8 MPa波動，封孔器膨脹后與圍巖緊密擠壓，漿液充滿錨索孔，與孔壁圍巖充分黏接，并擠入錨索孔外圍巖，達(dá)到了高壓錨注效果。

圖19 錨索注漿壓力變化曲線Fig.19 Grouting pressure variation curve of cable

4.3 注漿材料及其性能

注漿材料對注漿效果產(chǎn)生重要影響[31-32]。針對千米深井巷道松軟煤幫在巷道開挖后裂隙發(fā)育，之后在高應(yīng)力作用下被重新壓實(shí)，導(dǎo)致巷幫煤體滲透性差的問題，結(jié)合高壓封孔及注漿的要求，選用聚氨酯類有機(jī)高分子材料，材料性能指標(biāo)見表4。材料分為A，B兩部分，體積比在0.8∶1～1.2∶1可調(diào)，較傳統(tǒng)的水泥類注漿材料而言，具有黏度低、滲透性強(qiáng)、固化速度快、韌性高、黏結(jié)力高的優(yōu)勢，可滲透至煤體小尺度微裂隙，有效黏接煤體結(jié)構(gòu)面，顯著提高松軟煤體的完整性與承載能力。同時(shí)，能快速凝固可封堵煤幫表面裂隙，減少漏漿現(xiàn)象。

表4 注漿材料性能指標(biāo)Table 4 Performance index of grouting materials

5 井下試驗(yàn)與煤幫控制效果

在上述研究成果的基礎(chǔ)上，提出示范巷道——140502工作面運(yùn)輸巷高預(yù)應(yīng)力、高壓錨注-噴漿協(xié)同控制方案與參數(shù)，并開展了200 m井下示范，進(jìn)行了巷道圍巖礦壓監(jiān)測，分析了煤幫控制效果。

5.1 煤幫高壓錨注-噴漿協(xié)同控制方案

運(yùn)輸巷高預(yù)應(yīng)力、高壓錨注-噴漿協(xié)同控制方案與參數(shù)如圖20所示。首先是巷道斷面優(yōu)化。試驗(yàn)巷道原斷面形狀為微拱形，肩窩處三角煤穩(wěn)定性差、變形嚴(yán)重，錨桿、錨索破斷較多。針對該問題，將巷道斷面改為矩形，巷道寬6.0 m，煤幫高4.6 m。

圖20 高壓錨注-噴漿協(xié)同控制方案Fig.20 Diagram of bolt-grouting with high pressure and shotcreting in synergy control scheme

采用錨桿、錨索作為基本支護(hù)。頂錨桿為CRMG700型φ22 mm的超高強(qiáng)度螺紋鋼，長2.5 m，間距850 mm;幫錨桿為中空注漿錨桿，其中，第1根傾斜15°布置，擴(kuò)大肩角注漿加固范圍，直徑25 mm，長2.6 m，間距800 mm，配套6 mm厚W型鋼護(hù)板護(hù)表。錨索采用1×19結(jié)構(gòu)、φ21.8 mm的預(yù)應(yīng)力鋼絞線，頂錨索長6.2 m，間距1 200 mm;煤幫錨索長5.2 m，間距1 600 mm，其中除第1根外(傾斜布置，錨固在頂板巖層，保證錨固力)，其余2根幫錨索配套封孔器進(jìn)行注漿。頂板、煤幫錨桿設(shè)計(jì)預(yù)緊扭矩分別由260 N·m提高到500,450 N·m，頂板、煤幫錨索設(shè)計(jì)張拉力分別由160 kN提高到300,200 kN。通過提高錨桿、錨索預(yù)緊力充分發(fā)揮主動支護(hù)作用，降低支護(hù)密度(排距由0.8 m增大至1 m)。

施工作業(yè)時(shí)，首先在掘進(jìn)工作面進(jìn)行錨桿、錨索樹脂錨固，并施加預(yù)緊力。具備施工空間后立即在煤幫進(jìn)行高壓注漿。注漿材料為聚氨酯類有機(jī)高分子材料，體積比1∶1。錨桿注漿壓力達(dá)到8 MPa以上封孔器開啟，注漿次序?yàn)橛上轮辽希儒^桿后錨索。錨注施工完畢后，在巷道頂板及煤幫及時(shí)噴射70 mm厚混凝土，封閉圍巖表面，防止風(fēng)化。

5.2 礦壓綜合測站布置

為對比分析新、舊控制方案現(xiàn)場應(yīng)用效果，共布置2個(gè)礦壓綜合測站，如圖21所示。1號測站位于原控制方案巷道內(nèi)的1 415 m處，2號測站位于試驗(yàn)巷道1 515 m處。監(jiān)測內(nèi)容包括圍巖表面位移、錨桿與錨索受力、巷幫應(yīng)力、注漿壓力及擴(kuò)散范圍等。需要說明的是，掘進(jìn)期間原巷道煤幫變形主要為巷幫肩窩大范圍鼓包，下文討論的巷道兩幫位移為煤幫肩窩的變形。

5.3 巷道圍巖表面位移

原巷道掘進(jìn)期間表面位移變化曲線如圖22(a)所示。巷道變形以煤幫肩窩鼓包、流變底臌為主，煤幫在20 d內(nèi)快速收縮，50 d后增速減緩，70 d后才逐漸穩(wěn)定，最大收縮量近1 400 mm，肩窩發(fā)生大范圍破碎、鼓包，如圖4(a),(b)所示。底板自開挖后發(fā)生流變，煤幫持續(xù)變形進(jìn)一步加劇底臌，最大底臌量近700 mm。頂板下沉相對較小，最大下沉量近200 mm，45 d后基本穩(wěn)定。

圖21 巷道礦壓綜合測站布置Fig.21 Layout of comprehensive monitoring stations

圖22 巷道圍巖表面位移變化曲線Fig.22 Displacement curves of maingate surrounding rock

新方案巷道掘進(jìn)期間表面位移變化曲線如圖22(b)所示。巷道變形主要為底臌，頂板下沉與煤幫移近較小。應(yīng)用高壓錨注-噴漿協(xié)同控制方案后，兩幫變形得到顯著控制，40 d左右就已穩(wěn)定，最大收縮量194 mm，降低86%。幫部較為平整，肩窩未發(fā)生鼓包，控制效果如圖23所示。由于底板主要為松散軟弱的底煤與泥巖，且未進(jìn)行支護(hù)，在煤幫得到有效控制后，阻止了底角煤巖體塑性流動，底臌得到明顯抑制[33]，最大底臌量274 mm，降低60%。

5.4 錨桿與錨索受力

原方案巷道掘進(jìn)期間錨桿與錨索受力變化曲線如圖24(a)所示。頂板、肩窩與巷幫錨桿、錨索受力有非常明顯差異。頂板錨桿、錨索受力變化最大，先升高后逐漸穩(wěn)定，因錨固區(qū)內(nèi)的淺層破碎泥巖和頂煤發(fā)生碎脹變形，錨桿、錨索受力始終在緩慢增加，分別穩(wěn)定在230，420 kN左右。錨桿受力已接近桿體屈服值，錨索受力為破斷載荷的71.6%。肩窩錨桿、錨索受力較頂板次之，分別為223.4，335.6 kN。施工時(shí)傾斜錨固在頂板巖層，錨固力較巷幫錨桿、錨索大，但原方案所用錨桿未安裝調(diào)心球墊，無法動態(tài)調(diào)整受力狀態(tài)，均發(fā)生破斷。其中，錨桿桿體在中部破斷，錨索索體在錨具附近被剪斷，如圖25所示。煤幫錨桿、錨索受力均呈先增加后降低的特點(diǎn)，主要是煤幫錨固力低，在煤幫持續(xù)擴(kuò)容變形過程中，錨桿、錨索錨固力不斷降低。錨桿與錨索最大受力分別為105.8，218.3 kN，僅為破斷載荷的35.6%，37.2%，遠(yuǎn)未發(fā)揮其承載能力。

圖24 錨桿與錨索受力變化曲線Fig.24 Load variation curves along rock bolts and cables

圖25 錨桿與錨索破斷狀況Fig.25 State of broken rock bolts and cables

新方案巷道掘進(jìn)期間錨桿與錨索受力變化曲線如圖24(b)所示。頂板、肩窩與煤幫錨桿、錨索受力變化規(guī)律一致，先增加，之后在20～30 d基本穩(wěn)定。初期預(yù)緊力高，受力增幅小，穩(wěn)定速度快。錨桿預(yù)緊力在64.2～76.2 kN，受力較原方案增加42.4～62.0 kN;錨索預(yù)緊力176.8～252.4 kN，受力增加30.3～99.6 kN。采用高預(yù)應(yīng)力、高壓錨注-噴漿方案后，煤幫強(qiáng)度與結(jié)構(gòu)顯著改善，高預(yù)應(yīng)力錨桿、錨索主動支護(hù)與高壓注漿主動改性協(xié)同作用，肩窩與煤幫變形均得到有效控制，大幅減少了錨桿、錨索破斷現(xiàn)象。

5.5 煤幫應(yīng)力變化

原方案巷道掘進(jìn)期間煤幫垂直應(yīng)力變化曲線如圖26(a)所示。6 m范圍煤幫受巷道開挖擾動較大，應(yīng)力增速較快、增量較大，應(yīng)力增量分別達(dá)到17.87，7.54，6.45 MPa。8 m處應(yīng)力小幅增加，8 m以深煤體基本未受開挖擾動影響，10～12 m應(yīng)力基本不變。其中，2 m處應(yīng)力自開挖后持續(xù)增加，25 d驟降5.22 MPa后逐漸降低;4 m處應(yīng)力在10 d左右達(dá)到峰值后緩慢下降，30 d后逐漸穩(wěn)定;6 m處應(yīng)力10 d內(nèi)升至峰值后迅速穩(wěn)定。說明煤幫2 m范圍內(nèi)煤體已破碎，4 m處煤體小范圍破壞，巷幫應(yīng)力有一定程度釋放，6 m處煤體雖受到擾動影響強(qiáng)烈，但未發(fā)生破壞?？梢?，千米深井巷道松軟煤幫受開挖擾動范圍大，超過錨桿、錨索錨固深度。在這種情況下仍然采用傳統(tǒng)錨桿、錨索與普通水泥注漿方案，錨固力、巷幫煤體承載能力提升不明顯，淺部煤幫長期不能穩(wěn)定，應(yīng)力逐漸轉(zhuǎn)移至深部圍巖。

圖26 巷道煤幫應(yīng)力變化曲線Fig.26 Stress variation curves along coal sides

新方案巷道掘進(jìn)期間煤幫垂直應(yīng)力變化曲線如圖26(b)所示。巷幫6 m范圍受巷道開挖擾動影響明顯，應(yīng)力達(dá)到峰值后逐漸穩(wěn)定，8 m以深受擾動影響較小，應(yīng)力基本不變。其中，2 m范圍內(nèi)的煤體達(dá)到峰值后應(yīng)力下降1.03 MPa，4，6 m處的應(yīng)力在10 d左右達(dá)到峰值后穩(wěn)定，巷幫2,4,6 m鉆孔應(yīng)力增幅分別為10.93，10.27，5.52 MPa?？梢?，采用高預(yù)應(yīng)力、高壓錨注-噴漿方案后，松軟煤幫得到大范圍主動改性，煤體承載能力顯著增強(qiáng)，煤幫附近應(yīng)力增大，應(yīng)力峰值向巷道側(cè)移近，且變形穩(wěn)定速度快。

5.6 注漿壓力及擴(kuò)散效果

在井下試驗(yàn)過程中監(jiān)測了錨桿、錨索注漿壓力變化數(shù)據(jù)，此部分與4.1，4.2節(jié)的實(shí)驗(yàn)室試驗(yàn)注漿壓力曲線不同。需要說明的是，因注漿材料為有機(jī)高分子加固材料，黏度低、滲透性高，易滲入煤巖體微裂隙中，注漿壓力一般低于無機(jī)材料。相同的注漿壓力，其在巷道圍巖內(nèi)的擴(kuò)散范圍更大、黏接效果更好。

錨桿注漿壓力變化曲線如圖27(a)所示。主要有兩種類型:高壓劈裂型和非高壓劈裂型。封孔器在10～14 MPa開啟，當(dāng)煤幫相對完整時(shí)，注漿壓力在9～14 MPa波動，在煤體內(nèi)進(jìn)行高壓劈裂注漿，漿液擠入煤體原生及新產(chǎn)生的微裂隙后主動改善煤體強(qiáng)度與完整性;當(dāng)煤幫比較破碎時(shí)，注漿壓力在2～4 MPa平穩(wěn)波動，進(jìn)入煤體中尺度相對大的裂隙。當(dāng)出現(xiàn)小范圍漏漿時(shí)，利用漿液快速凝固的特點(diǎn)，通過降低注漿速度，實(shí)現(xiàn)孔口漿液自動封閉圍巖表面后繼續(xù)注漿，封閉效果如圖27(b)所示，注漿時(shí)間長、注漿量大，可達(dá)到大范圍改性巷幫淺部破碎煤體的目的。

錨索注漿壓力變化曲線如圖27(c)所示。有3類曲線:較高壓型(Ⅰ型)、先低壓后高壓型(Ⅱ型)、低壓型(Ⅲ型)。巷幫煤體完整時(shí)，注漿壓力在5 MPa上下波動進(jìn)行注漿，注入煤體小尺度裂隙;煤體相對破碎時(shí)，先在2.5 MPa低壓下加固淺部破碎煤體，漿液初凝速度快，可自動封閉孔口，封閉效果如圖27(d)所示，之后壓力升高，在4.5 MPa壓力下注漿，進(jìn)入深部煤體小尺度裂隙，實(shí)現(xiàn)對煤幫深、淺部煤體改性;遇見小范圍極破碎的煤幫時(shí)，注漿壓力保持在1 MPa左右，低壓注入破碎的大裂縫后大范圍漏漿，短時(shí)間內(nèi)較難實(shí)現(xiàn)自封閉，需停泵等待一定時(shí)間后，再進(jìn)行注漿。

注漿后，對煤幫進(jìn)行鉆孔窺視，不同深度的漿液擴(kuò)散效果如圖28所示。漿液擴(kuò)散范圍接近8 m，煤體裂隙充填、加固密實(shí)，煤體結(jié)構(gòu)、完整性得到顯著改善。

圖27 注漿壓力及擴(kuò)散效果Fig.27 Grouting pressure and diffusion effect

6 結(jié) 論

(1)中煤新集口孜東礦屬于典型的千米深井軟巖礦井。試驗(yàn)巷道垂直應(yīng)力與最大水平主應(yīng)力均接近25 MPa。煤層及頂?shù)装迥鄮r強(qiáng)度低、松軟破碎，且極易受風(fēng)化影響。煤幫破壞范圍大，錨桿、錨索錨固力低，采用傳統(tǒng)的支護(hù)方法很難有效控制松軟破碎煤幫的大變形。

(2)千米深井軟巖巷道在高應(yīng)力、強(qiáng)風(fēng)化、大斷面、托頂煤等多因素耦合作用下，圍巖變形主要表現(xiàn)為煤幫肩窩大范圍破碎、持續(xù)擴(kuò)容流變大變形及底臌，煤體強(qiáng)度與結(jié)構(gòu)不斷劣化。錨桿、錨索在煤層中的錨固力低且持續(xù)衰減，甚至脫黏失效。原錨桿、錨索支護(hù)構(gòu)件性能不匹配，導(dǎo)致肩窩大量錨桿與錨索破斷、構(gòu)件失效。

(3)數(shù)值模擬對比分析了錨桿錨索支護(hù)、高壓錨注、高壓錨注-噴漿3種方案下巷道圍巖變形、應(yīng)力及裂隙演化規(guī)律，闡明了煤幫高預(yù)應(yīng)力、高壓錨注-噴漿協(xié)同控制原理:高預(yù)應(yīng)力注漿錨桿錨索的及時(shí)、主動支護(hù)作用，抑制巷幫煤體不連續(xù)、不協(xié)調(diào)擴(kuò)容變形的產(chǎn)生;錨桿錨索高壓注漿，全長錨注大幅提高錨固力，改善巷幫煤體結(jié)構(gòu)及強(qiáng)度，實(shí)現(xiàn)錨注一體化;噴漿及時(shí)封閉煤幫表面，減小煤體受風(fēng)化影響導(dǎo)致的結(jié)構(gòu)劣化與強(qiáng)度衰減?；诟邚?qiáng)度、高預(yù)應(yīng)力注漿錨桿錨索主動及時(shí)支護(hù)-煤幫高壓注漿主動改性-巷表及時(shí)噴漿主動封閉，實(shí)現(xiàn)高預(yù)應(yīng)力、高壓錨注-噴漿“三位一體”協(xié)同控制，進(jìn)而有效控制千米深井高地應(yīng)力、軟煤、大斷面巷道煤幫大變形。

(4)研發(fā)出適用于松軟煤幫的高預(yù)應(yīng)力、高壓錨注-噴漿協(xié)同控制技術(shù)。開發(fā)的高強(qiáng)度、高壓、組合式注漿錨桿，中空桿體破斷力超過230 kN，斷后延伸率超過20%，封孔器開啟壓力10 MPa左右，注漿壓力達(dá)17 MPa;研發(fā)出與實(shí)心錨索配套的高壓注漿封孔器，最大封孔壓力12 MPa;提出高壓注漿與噴漿協(xié)同施工工藝。

(5)提出千米深井巷道松軟煤幫高預(yù)應(yīng)力、高壓錨注-噴漿協(xié)同控制方案及參數(shù)，并進(jìn)行了井下試驗(yàn)。礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù)表明，與原支護(hù)相比，應(yīng)用新方案后兩幫收縮量降低86%，錨桿、錨索破斷大幅減少，有效控制了千米深井巷道松軟煤幫大變形，為此類深部巷道大變形控制提供了有效途徑。