锚杆支护技术在软岩巷道围岩控制中的应用效果研究

引言

随着矿山开采深度增加，软岩巷道占比逐渐升高。软岩具有强度低、流变性强、遇水软化等特性，巷道开挖后易发生大变形、支护结构失效等问题，严重影响矿山安全生产。锚杆支护作为一种主动支护技术，通过将围岩应力传递至深部稳定岩层，形成“承载结构体”，在软岩巷道支护中得到广泛应用。但由于软岩力学性质复杂，锚杆支护参数设计与效果评估仍需结合工程实际深入研究。

1 软岩巷道特性与锚杆支护原理

1.1 软岩巷道地质特征

1.1.1 岩体强度低且易软化

巷道围岩以泥岩、砂质泥岩、页岩等软质岩为主，单轴抗压强度普遍低于30MPa，仅为硬岩的1/5\~1/3。例如，某矿实测砂质泥岩饱和抗压强度仅 18MPa，较干燥状态下降 42‰ 。遇水后，蒙脱石、伊利石等黏土矿物吸水膨胀，导致岩体黏聚力下降 50%～70% ，内摩擦角减少10°\~15°，呈现明显的水敏性。

1.1.2 流变性显著且变形持续发展

受高地应力（垂直应力 ⩾ 20MPa）与构造应力影响，软岩表现出蠕变、松弛等时间效应。现场监测显示，巷道开挖后1\~3 个月为变形快速增长期，顶板下沉速率可达15\~20mm/d，3 个月后进入稳定期仍以1\~2mm/d 缓慢增长，总变形量较硬岩巷道高3\~5 倍。这种持续变形对支护结构的长期稳定性提出严峻挑战。

1.1.3 节理裂隙发育且完整性差

岩体中发育多组原生层理与构造裂隙，裂隙间距 0.3～0.8m ，连通率达 60%以上。开挖暴露后，临空面应力释放引发裂隙扩展贯通，形成潜在滑移面。某巷道开挖72 小时内，两帮片帮深度可达0.5\~1.0m，冒顶风险集中在裂隙交叉区域。

1.1.4 自稳时间短且支护时效性要求高

软岩巷道无支护条件下的自稳时间通常不足 48 小时，显著短于硬岩巷道的 7\~10 天。某深部软岩巷道实测显示，开挖后24 小时内顶板下沉量已占总变形量的 40% ，及时支护成为控制初期变形的关键。

1.2 锚杆支护技术原理

锚杆支护通过“主动加固+结构优化”双重作用，解决软岩巷道的稳定性难题，其核心机制可归纳为“三力一化”。

1.2.1 悬吊力：锚固体的垂向支撑作用

针对层状岩体或局部危岩，锚杆将重量传递至深部稳定岩层（锚固段需深入稳定层 ≈1.0m ）。例如在厚度2\~3m 的泥岩顶板中，单根锚杆可悬吊5\~8m³的岩体，避免冒落风险。现场拉拔试验表明，全长黏结锚杆的悬吊能力较端头锚固型高 30% ，更适用于裂隙发育的软岩。

1.2.2 组合力：层间剪切强度提升作用

预紧力 ⩾400N⋅m) ）使多层岩层紧密贴合，通过锚杆轴向力转化为层间摩擦力，抑制岩层错动。数值模拟显示，施加预紧力后，砂质泥岩互层的组合梁抗弯强度提升 60% ，跨中挠度减少 45% ，有效抵抗弯曲变形。

1.2.3 围压应力：裂隙闭合与岩体强化作用

锚杆预紧力在围岩中形成以锚杆为中心的锥状压应力区（半径 0.8～1.2m ），使裂隙闭合度提升 80% ，岩体弹性模量增加 20%～30%_⨀ 。某巷道支护后，声波检测显示围岩完整性系数从0.45 提高至0.72，形成厚度1.5\~2.0m的加固承载环。

1.2.4 锚固类型适配性设计

软岩巷道优先选用全长黏结型树脂锚杆（锚固长度 ⩾2.4m ），其抗拔力可达 150\~200kN，是端头锚固型的2\~3 倍，能有效应对软岩的长期蠕变；搭配高预应力张拉工艺（预紧力 ⩾ 100kN），可快速形成围岩承载结构，抑制初期变形。

1.3 软岩与锚杆支护的耦合作用机制

软岩的流变性决定了支护结构需具备“刚柔并济”特性：初期通过高预紧力锚杆快速提供支护刚度（刚度≥50kN/mm），闭合原生裂隙；后期依靠全长黏结段的黏结强度（黏结力 ⩾0.8MPa. ），适应围岩的持续变形，避免应力集中导致的锚杆断裂。这种“主动加固+动态适配”的支护模式，使锚杆受力更均匀，支护寿命延长 40% 以上。

2 工程实例与支护方案设计

2.1 工程概况

2.1.1 地质条件与巷道参数

某矿二水平回风巷位于井田深部，埋深 650m，上覆岩层平均自重应力达 16.25MPa，水平构造应力分量约为垂直应力的1.3 倍，形成以构造应力为主导的复杂地应力场。巷道穿越地层为侏罗系中统延安组砂质泥岩与粉砂岩互层，岩层倾角5°\~8°。顶板2.5\~3.2m 厚砂质泥岩，含植物化石碎片，含水率 9.5% ，单轴抗压强度24MPa，遇水软化后强度降至14MPa；帮部 1.8\~2.2m 粉砂岩与泥岩互层，夹 0.3m 厚煤线，节理间距 0.4～0.6m ，岩体完整性指数0.38；底板 3.0m 厚泥岩，具膨胀性，蒙脱石含量 18% ，遇水后体积膨胀率达 12% 。巷道采用矩形断面，净宽 4.5m，净高 3.8m，掘进断面积 17.1m^∗ ，采用综掘机开挖，日均掘进 8～10m, 。现场地应力实测显示，最大水平主应力21.5MPa，方向N30°E，与巷道轴线夹角约25°，易引发两帮剪切破坏。

2.1.2 原支护失效分析

原支护采用“11#工字钢支架+100mm 厚喷射混凝土”方案，支架间距 800mm，棚腿插入底板 300mm，顶部弧形梁与巷道轮廓贴合度不足 70% ；喷射混凝土强度 C20，回弹率达 35% ，局部厚度不足 80mm；未对底板采取支护措施。开挖3 个月后监测数据显示（表2）。

失效原因主要包括工字钢支架为被动支护，初撑力不足（仅 5\~8kN），无法抑制软岩初期变形；支架与围岩非密贴支护，导致应力集中于棚腿与顶梁接点处，70%支架出现腿部压屈；底板无支护，泥岩遇水膨胀引发底鼓，带动两帮位移，形成“底鼓-帮鼓-顶沉”连锁反应。

2.2 锚杆支护方案优化

2.2.1 支护方案设计思路

基于“主动加固+协同承载”原则，采用“高强锚杆+金属网+W 钢带+锚索”联合支护体系。高预紧力控制初期变形=通过锚杆预紧力快速形成围岩承载结构，抑制开挖卸荷引发的裂隙扩展；全长树脂锚固提供持续抗拔力，应对软岩长期蠕变；采用底板锚杆+注浆技术，控制膨胀性底鼓；锚索增强深部锚固通过长锚索将浅部支护结构与深部稳定岩层连接，提高整体刚度。

2.2.2 具体支护参数设计

1）锚杆支护系统

锚杆类型φ22mm×2400mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆，屈服强度500MPa，抗拉强度600MPa，杆体延伸率 ⩾ 18‰ 。选择左旋螺纹设计，避免拧紧时树脂药卷搅拌不均，实测锚固力达165kN，超出设计值 10‰ 。全长锚固，采用“1 支K2335 超快树脂+2 支Z2360 中速树脂”药卷组合，锚固长度 2.1m ，初凝时间 ⩽15s ，终凝时间≤3min，确保快速承载。预紧力矩400N・m，通过液压扭矩扳手施加，实测锚杆轴向力达110kN，在围岩中形成半径1.2m的压应力区。

2）布置参数

间排距 800mm×800mm ，根据普氏理论计算，该间距下锚杆形成的压应力区重叠率达 60% ，可形成连续承载拱。顶板布置 6 根，间距 750mm ，排距 800mm；两帮各布置 5 根，上帮第一根距顶板 300mm，下帮最后一根距底板 300mm ，避免底鼓影响。

3）配套支护系统

金属网φ6mm 钢筋焊接网，网孔 100mm×100mm ，搭接长度 100mm ，采用联网扣固定，防止岩块剥落。W 钢带规格 3000mm×280mm×3mm ，材质Q235，通过锚杆托盘压紧，将分散的锚杆力转化为均布支撑力，实测钢带跨中挠度 ⩽5mm 。锚索支护顶板每3 排布置1 根φ 17.8mm× 6300mm 钢绞线锚索，延伸率 ≈3.5% ，采用1 支 K2335+3 支 Z2360 树脂药卷锚固，锚固长度 2.8m ，张拉预紧力150kN，锚固至粉砂岩层（埋深4.5m 处）。

4）底板支护

底板布置4 根 ⋅20mm×2000mm 树脂锚杆，间排距1000mm × 1600mm，配套10#槽钢托梁；每隔 5m 施工1 个底板注浆孔（ Φ42mm×3.0m ），注入水泥-水玻璃双液浆（水灰比 1:1，玻璃液浓度 35Be’），注浆压力1.5～2.0MPa ，改善底板岩体力学性能。