軟巖地層回采巷道合理支護技術探討

朱 濤，宋 敏，朱冰冰，馬立強

(1.華潤煤業控股有限公司工程技術部，北京 100028；2.山東水利職業學院，山東日照 276826；3.濟寧鹿洼煤礦，山東魚臺 272350；4.中國礦業大學礦業工程學院，江蘇徐州 221008)

1 礦井概況

華潤煤業五間房西一煤礦位于內蒙古錫林郭勒盟西烏珠穆沁旗境內。井田東西寬2.6～9.0km，南北寬約13.5km，面積約87.2km2。井田整體構造為單斜構造，走向NW，傾向NE，傾角2.5°。井田內共解釋斷層102 條，均為高角度的張性正斷層。井田內可采煤層6 層，煤類為褐煤和長焰煤，主采煤層賦存深度在98.0～702.92m，煤層厚度平均8.0m，地質儲量1663.14Mt，可采儲量832.88Mt，設計生產能力8.00Mt/a，礦井服務年限74.3a。開拓方式為斜井開拓，主、副和回風斜井井筒均為半圓拱斷面。全井田共布置七組大巷，每組大巷布置三條大巷。礦井設計井下布置2個240m長的回采工作面，年推進度為1200m。采用綜采放頂煤采煤方法，全部垮落法管理頂板。

2 工程地質與主要回采巷道支護結構形式

本礦區工程地質特點，礦區主要含煤地層位于白堊系巴彥花組，煤層頂底板主要為膠結程度極差的泥巖、粉沙巖、砂巖等，且存在嚴重的風化、泥化和崩解現象，屬于典型的軟巖。

各煤層的頂底板抗壓強度低，除3-1煤層頂板為軟弱—半堅硬巖類外，其余均為軟弱巖類。圍巖的自承載能力極低，無法實施錨固與注漿加固等有效支護手段[1]，對礦井巷道與硐室的掘進與支護及工作面頂板控制造成極大影響。

3 回采巷道圍巖與支護結構穩定狀況監測與分析

3.1圍巖物理力學性能分析

通過現場鉆取或掏撬各煤層頂、底板巖層巖石試樣，所測試樣物理力學參數如表1所示。

表1 各煤層頂、底板巖層巖石物理力學參數

從表1中可以得出各煤層頂、底板巖層巖石試樣強度較低，且松散性較大，遇水后7小時內全部泥化、崩解。

3.2 回采巷道圍巖松動狀態的地質雷達探測與分析

巷道圍巖與支護結構承載性能的監測工作是巷道施工的一個重要組成部分，具有不可或缺的重要作用[1-2]。為充分了解巷道壓力和圍巖破裂情況，需對巷道圍巖的松動圈進行測試。測試工作在開巷一段時間后進行，一般中小松動圈的形成需時7～15d，大松動圈的形成需時1～3個月[3]。五間房煤礦實驗巷道松動圈測試工作是采用瑞典MALA公司生產的RAMAC探地雷達來進行，其可實現連續全斷面測量和沿巷道走向方向的測量。探測方法是在1302回風順槽的頂板、底板和兩幫進行地質雷達探測。雷達測線布置是沿著巷道軸線，采用輪測法，探測深度為5.0m，每個斷面布置4條測線。測試時，每隔30～50m設置一個測試斷面，每條巷道布置5個測試斷面，每個測試斷面沿斷面布置4條測線。另外，巷道走向分別沿頂板、底板和兩幫也布置4條測線。

地質雷達探測結果顯示左幫圍巖破碎深度2.0～3.3m；頂板圍巖破碎深度3.0m左右；右幫圍巖破碎深度2.5m左右；底板圍巖較完整，呈層狀特征。

4 回采巷道斷面形狀與支護結構形式的選擇

4.1 回采巷道斷面形狀方案與選擇

回采巷道斷面形狀的選擇主要取決于以下三個方面的因素：所穿過的圍巖的性質、地壓大小和來壓方向；用途與服務年限的長短；支護形式、支架材料與結構、巷道斷面利用率，施工難度及費用等[4]。

對于服務年限較長的基本巷道，需要保證圍巖的長期穩定性和在服務期間盡量不用維修，因此一般采用拱形巷道。 當圍巖松軟、礦井深處或出于斷層破碎帶是可采用圓形或馬蹄形巷道。圍巖堅硬時也可用梯形、矩形巷道。服務年限短或臨時性的巷道常采用梯形或矩形巷道[5]。

本礦地質條件較差、支護難度大，為保證正常使用時的安全性要求，需選擇拱形斷面形式。 在承載性能上半圓拱形最好，三心拱形較差；從斷面使用率考慮，三心拱形利用率最高，半圓拱最低；從施工難易程度考慮，依次為半圓拱形、切圓拱形、三心拱形。采用矩形斷面時要求滿足凈斷面5.0m×3.0m。但考慮到3-3煤層及頂底板巖層的物理力學特性極其軟弱，采用常規矩形斷面時，在采用錨網支護的同時無法及時實施錨索支護，從而難以維持巷道頂板的基本穩定。通過以上分析選擇切圓拱形，此斷面形狀既保證了較高的承載能力和斷面利用率，也比較方便施工。

4.2 回采巷道斷面形狀與支護結構形式的建議

根據五間房西一礦3-3煤層及底板巖層特性，需將回采巷道全部布置在煤層中，且巷道底板留1.0 m厚以上的煤層，這樣根據煤層厚度的不同，可以采用不同的支護體系：

1)當煤層厚度達到7.0m以上時，可以采用以錨網為主的聯合支護結構。

2)當煤層厚度在4.0～7.0 m時，可采用錨網與型鋼支架相結合的聯合支護結構。

3)當煤層厚度小于4.0 m時，則采用以型鋼支架與噴網相結合的聯合支護結構。

5 煤層7.0 m厚以上條件下回采巷道支護參數設計

初次支護結構形式采用及時進行錨網支護，并采用型鋼支架加強支護，支架采用16#工字鋼制作，排距1.4m。錨網支護時選用高強螺紋鋼錨桿，錨桿規格為Ф20mm×2400mm，錨桿的間排距為700mm×700mm，如圖1所示。

圖1 回采巷道初次支護結構圖

二次錨注時，注漿時采用單液水泥-水玻璃漿液，水灰比控制在0.8～1.0，水玻璃的摻量為水泥用量的3%～5%，漿液固結體強度不低于20MPa，注漿壓力控制在2.0MPa以內。

6 復合支護結構與參數設計的數值模擬優化分析

6.1 錨桿長度作用規律

分別對錨桿長度為2.0m、2.2m、2.4m、2.6m、2.8m等5種情況進行了數值模擬，模擬結果見表2。

表2 不同錨桿長度支護條件下最大水平/豎直位移表

6.2 錨桿間排距作用規律

分別對錨桿間排距為500mm×500mm、600mm×600mm、700mm×700mm、800mm×800mm、900mm×900mm、1000mm×1000mm等6種情況進行了模擬，模擬結果見表3。

表3 不同錨桿間排距條件下最大水平/豎直位移表

6.3 噴網層和破碎圍巖注漿加固作用分析

通過對噴網層支護和不支護兩種情形進行了對比模擬分析。使得圍巖的最大變形量從213.5mm降到139.6mm，兩幫的變形情況也有所改善，但是不如頂板處明顯，只從216.6mm降到194.5mm。

采用注漿加固后最大豎直變形量從213.5mm降為161mm，最大水平位移從216.6mm降為154.9mm。

6.4 復合支護結構和參數的優化

通過對復合支護和單個支護的模擬，復合支護的效果明顯好于單個支護的作用，圍巖控制效果也更明顯，最大豎直位移由213.5mm降為79.2mm，最大水平位移由216.6mm降為77.4mm，并且發生比較大的變形的范圍也明顯變小。

7 回采巷道合理支護結構形式的建議

根據以上分析，給出不同埋深條件下開拓巷道合理支護結構形式的建議如下：

1)煤層厚度>7.0m：建議采用以錨網為主的聯合支護。 初次支護采用錨網噴+型鋼支架支護。錨桿采用規格為Ф20mm ×2400mm高性能螺紋鋼錨桿，間排距700mm×700mm，并配有鋼筋網和鋼筋托梁。二次支護采用全斷面注漿加固。采用單液水泥-水玻璃漿液，水灰比在0.8～1.0左右，水玻璃為水泥用量的3%～5%。漿液結石率不低于92%，漿液固結體強度不低于20MPa，注漿壓力控制在2.0MPa以內。

(2)煤層厚度4.0～7.0m：建議采用錨網與型鋼支架相結合的聯合支護。錨桿采用規格為Ф20mm×2400mm高性能螺紋鋼錨桿，間排距700mm×700mm，并配有鋼筋網和鋼筋托梁。型鋼支架由20#槽鋼制作，排距1.4 m。

(3)煤層厚度< 4.0m：建議采用型鋼支架+噴網支護。型鋼支架采用U29型鋼支架，排距700mm，噴射混凝土厚度100mm，鋪設鋼筋網。

[1] 高廣遠,黃尊英. 內蒙五間房一礦軟巖井巷施工技術探討[J].中國煤炭，2011,20(7):103-104.

[2] 秦昊,茅獻彪,徐金海.軟弱頂板煤巷圍巖變形破壞特征數值分析[J].采礦與安全工程學報,2006,23(30): 289-292.

[3] 李樹清,王衛軍,潘長良,等.加固底板對深部軟巖巷道兩幫穩定性影響的數值分析[J].煤炭學報,2007,32(2):123-126.

[4] 康紅普.煤巷錨桿支護成套技術研究與實踐[J].巖石力學與工程學報,2005,24(21):3959-3964.

[5] 賀永年,韓立軍,邵鵬,等.深部巷道穩定的若干巖石力學問題[J].中國礦業大學學報,2006,35(3):288-295.