大斷面巷道軟巖破碎頂板支護技術研究

梁 鑫

（山西汾西礦業集團正新煤焦有限責任公司， 山西 沁源 046500）

高應力煤層巷道是巷道支護技術中的主要難題。在以往的施工當中應用了切槽、錨索等方式加強支護然而卻沒有達到理想的效果，但依然沒有對巷道變形的問題進行有效地控制和解決。在某些煤礦當中將順槽頂當作軟巖，并且出現了非常嚴重的破損這也是大斷面巷道中的一種較為嚴重的問題。巷道支護技術一直都是煤礦支護當中的難點，要想有效地保證煤礦開采過程中的安全就需要深入研究大斷面巷道軟巖破碎頂板支護工作。采用有效的支護方案，全面地解決這一問題，推動煤礦企業的安全生產。

1 當前我國煤礦軟巖巷道的現狀

軟巖是礦井中一種強度低并且空隙較大的巖體，相關的巖石研究學會將這種軟巖定義為強度在0.5～25.0 MPa 的一種單軸抗壓強度巖石。通過對這種軟巖進行研究和分析，發現可塑性、漲縮性和崩解性是其主要特質。對于這種巖石的研究早在20 世紀50 年代就有相關的人員對軟巖的蒙脫石膨脹現象進行了研究，并且提出了與之相關的多種理論。應變控制理論是日本山地宏提出的，他們認為將這種理論應用到煤礦軟巖巷道支護當中可以增加支護的結構，并且在支護結構增加的同時可以不斷地減小圍巖的應變力，圍巖的允許會不斷地增大。所以加強支護的結構能夠在允許應變范圍內容加強對圍巖應變控制。我國針對軟巖巷道的研究并提出了巖性轉化理論、軸變理論和聯合支護等相關的理論。我國著名學者陸家梁、馮豫等人在新奧法理論研究基礎上提出了聯合支護理論，單一的加強支護剛度對支護效能造成嚴重的影響，需要將新奧法合理應用到支護技術研究當中，并需要結合軟巖的實際情況，采用先柔后剛、柔剛適中的方式保證聯合支護的穩定性。當前相關的學者針對軟巖的研究開始從物理學的方式不斷的轉向工程地質方面進行研究，并結合軟巖和工程地質的實際特性進，并且通過不斷的理論研究和實踐推動了支護技術的發展。旨在更好地解決煤礦軟巖巷道當中出現的問題。

2 控制軟巖巷道圍巖變形的相關支護技術研究

煤礦中的軟巖巷道在遇水后容易出現膨脹和崩解現象，在軟巖巷道支護中重要的工序是封閉圍巖和杜塞圍巖內容的礦井水通道。針對軟巖巷道的穩定性主要采用了加固法、卸壓法和聯合法這三種支護方式[1]。被動支護和主動支護是加固法的主要支護形式，金屬架蓬支護是被動支護的主要方式，而錨、噴和網聯合支護是主動支護的方式，主要是對圍巖進行加固并保證控制巷道的變形。針對卸壓法就是采用切縫的方式將原來連接的巖體分隔開，降低軟巖巷道應力，從而使軟巖巷道的變形量逐漸地降低。將聯合法和卸壓法應用到軟巖巷道當中能夠在很大程度上保證巷道的穩定性。我國的重點煤礦基本上屬于高瓦斯礦井。煤層的平均厚度在4.5 m 左右，通過對煤礦地質的研究和數據分析，煤礦的順槽巷道的偽頂的平均厚度在1.2 m，其主要成分是泥砂巖并且存在嚴重的坡頂問題。在距離頂板2.8 m 以上的范圍主要是以粉砂巖和炭質泥成分組成的巖層，有些部分出現離層現象。頂板10 m 以上的圍巖主要是粉砂巖，在以往的施工作業中出現過較為嚴重的斷層現象，對巷道的安全掘進產生造成嚴重的影響，并出現較大范圍的垮落并且伴有下沉現象，從而對巷道支護技術的施工造成很大的影響。要想增強支柱的作用、保證巷道掘進的效率和施工安全，就需要對大斷面巷道軟巖破碎頂板支護技術進行充分的研究。

3 解決大斷面巷道軟巖破碎頂板支護設計難題的策略

3.1 支護應用的形式

在巷道軟巖破碎頂板的前期支護中才有了錨網聯合支護法。在側煤柱中應用了塑料網和樹脂錨桿兩種支護方式。金屬網和麻花錨桿兩種方式作為采空區側煤柱的主要支護。螺旋紋錨桿是頂板錨桿的主要特點其長度和錨桿間距為2.0 m 和1.1 m，它們之間的排距為1.0 m，每排采用了5 根長度為4.8 m的配套錨桿。頂板錨索采用了長度和直徑分別為4.3 m 和17.8 mm 的頂應力鋼絞線。在頂板每排施工中采用了間距為2.5 m、排距為3.0 m 的單錨網，并且與0.3 m×0.3 m 的鋼托板配合進行支護。MSK 23/35 快速應用于頂板錨桿、MSZ 23/60 中速型樹脂藥應用于錨索，并且每根錨桿要和一支快速和中速型的樹脂藥配套使用。則需要配套2 根和2 支錨索。

3.2 應用過斷層支護技術的主要特點

過斷層支護技術的要點可以分為三種，其一要想更好地保證撞楔超前支護能夠順利通過過斷層破碎的范圍，在完成以上支護方式后采用聯合支護法對斷層面相距5 m 的位置進行支護處理，也就是將撞楔超前支護和注漿支護以及棚式支護相互結合配套支護。在施工的地板處采用撞楔超前支護[2]，撞楔超前支護的是由直徑30 mm 的鋼針作為主要材料，并且每組需要采用10 根長度為3 m 的鋼針，在支護的過程中要垂直于工作面。其次注漿支護的特點，當對上述工程完成后，在與頂板相距1.2 m 的水平面鉆三個深度為3 m 的孔，并且每個孔之間的距離為1.5 m。通過高壓泵將一定量的馬麗散混合液注入到每個鉆孔內，當在煤巖體深入漿液時需要停止注漿并將孔封住。漿液凝固5 h 后就可以進行掘進施工。對于棚式施工，在施工巷道內設置工字鋼棚并且每個鋼棚之間的距離為1.0 m，并且要利用套桿將鋼棚連接起來。要想保證鋼棚的穩定性需在安裝鋼棚前要在堅硬的頂板內穩固棚腿，并且要在施工范圍內進行地錨施工。之后在果斷帶層中設置10 架鋼棚，并且在兩個相鄰的鋼棚中間填充水泥背板，如果沒有達到理想的施工效果，需要及時關注膨脹劑從而在很大程度上保證施工質量。

4 支護應用中的分析和策略

4.1 支護應用中的問題

巷道當中的每塊頂板存在厚度不一致的現象，在施工的過程中容易出現加大面積的破碎面。如果只利用錨桿網進行巷道頂板的支護，只能有效地保證巷道的橫向上的支護效果，然而縱向面卻無法達到理想的支護效果，無法橫向和縱向相互聯鎖的支護效果。倘若在施工的過程中出現漏頂現象非常容易導致多排支護失去原本的支護效果。另外還會導致接近漏頂的支護同樣失去原本的效果。其次當上述支護施工完成后，可以在基本定和直接頂范圍內的錨固段中間采用4.3 m 長的頂板錨索，如果出現離層和下沉的現象會導致直接頂處，從而導致錨固失去支護效果。對于直徑為17.8 mm 錨固所出現失效情況就會導致無法滿足錨索抗拉強度的施工要求。其三如果施工的過程中出現斷層的現象，并且巷道頂板局部出現漏液的情況，通過對巷道頂板的了解漏頂范圍在1.0～1.3 m之間。如果在這種情況下仍然使用錨桿和錨索進行支護，將會加大施工的難度，無法保證頂板的穩定性。通過具體施工現象的分析，如果在頂板錨桿和錨索采用樹脂藥的需要較長的時間，并且錨索和錨固的長度不符合施工的要求，無法實現理想的支護需求。

4.2 支護設計方案

頂板永久支護主要是采用錨桿支護、錨索支護、圓鋼托架支護、金屬網和工資鋼梁聯合等支護形式，采用長度為4.0 m、寬度為0.25 m 型號為“JW”的鋼帶，并將6 根錨桿穿插到其中進行配套施工[3]，錨桿還是選擇常規型號的錨桿，并且錨桿之間排距和間距分別為0.8 m 和0.9 m，在直徑為20 mm 的圓鋼托架的兩端焊制直徑為23 mm 的圓孔。其次當完成頂板錨桿的施工后，需要將1 根圓鋼托架安裝到第一排鋼帶錨桿之間，并且在第三排的首部和尾部2 根鋼帶之間也要設置1 根圓鋼托架進行預緊，同時將1 根圓鋼托架安裝到第一排鋼帶第2 根錨桿和第三排第5 根錨桿之間，通過這樣一次推進的方式在每排的鋼帶之間的錨桿中按照邁步式設置圓鋼托架。要想更好的保障頂板錨索干的支護效果，將錨索的長度和直徑分別改正6.5 m 和21.6 mm，在每排當中設置3 根錨索，并且將錨索之間的距離和排距設置為2.0 m 和1.6 m，并且將1 根工字鋼鋼梁連接到縱向相鄰的錨索中間。從而錨桿和鋼梁形成“交錯式”。

5 結語

隨著煤礦開采時間的不斷增加，淺部容易開采的煤炭在逐漸的減少，進而煤礦企業逐漸的開始不斷地挖掘深層的每趟資源，煤炭軟巖問題隨著煤礦不斷的生產和建設壓在不斷的加劇，大斷面巷道軟巖破碎頂板支護技術是軟巖巷道中重要的一個問題，迫切地需要解決。所以需相關人員根據巷道軟巖和支護技術的現狀進行全面的研究和分析，從而采用更為合理有效的支護方案，保證煤礦開采過程中的安全性和穩定性，在最大程度上滿足支護的需求，從而保證支護技術施工的質量。