王庄煤矿超大断面洞室围岩稳定性及支护技术研究

2013-12-16董宗斌

中国矿业 2013年7期

董宗斌

(山西潞安环能股份公司王庄煤矿，山西长治 046031)

近年来，随着综采设备制造技术的飞速发展，采掘设备及运输设备的高度机械化、大型化；同时大型煤矿厚煤层开采普遍采用一次采全高采煤工艺，井下6～7m液压支架被逐渐采用，为便于上述大型设备的井下运输，目前许多矿井在井下设置了支架换装硐室等超大型装备硐室，以满足上述大型煤矿企业井下生产的需求[1]。

上述设置的超大型硐室，其巷道断面大、维护困难，传统的巷道支护方法以不能满足其要求，虽然国内外取得了很多大断面硐室支护技术的研究成果[2-6]。，但对上述超大断面硐室的出现对传统掘、支技术在围岩控制上提出了严峻的挑战。

本文以王庄煤矿支架换装硐室为例，对超大断面支架换装硐室的围岩稳定性及支护技术进行研究，确定支护参数，通过后期现场观测，新支护方案对于提高超大断面硐室围岩的稳定性具有积极意义。

1 工程地质概况

王庄煤矿+540m水平地处山西省东南部，长治市西北10km处，西北距屯留县城8km，是潞安集团所属的大型骨干矿井。原设计生产能力0.90Mt/a，经过多次改扩建，至2003年实际生产能力已达5Mt/a。为满足后期一次采全高及大型设备的安装需要，王庄矿特在+540m水平设置支架换装硐室，主要用于起吊、组装、维护大采高支架，服务于整个+540m水平延深工程。该硐室设计净断面宽×高为8500×9750mm，净断面积为74.93m2，荒断面宽×高为9800×10810mm，荒断面积96m2，属于超大断面硐室。该硐室毛断面达到96m2左右，围岩中泥岩、砂质泥岩厚度大，岩体强度小，易于发生变形破坏，围岩稳定性差。硐室邻近巷道(硐室)密集，采动应力场分布复杂，相互之间扰动影响大。因此，在较小的扰动下，就有片帮和冒顶现象的发生，造成支护极为困难，是超大断面硐室中主要的技术难题。

2 超大断面硐室围岩破坏类型研究

王庄煤矿超大断面换装硐室在前期施工中，采用原支护方案，导致硐室在施工中就出现严重破坏。根据现场观测及围岩钻孔窥视，分析得出了超大断面硐室围岩破坏类型，将其破坏类型分为五类。

2.1 松动破坏

由于王庄矿支架换装硐室宽9800mm，高10810mm，硐室宽度、高度都很大，而且硐室区域岩层倾角为7～10°，直接顶为砂质泥岩，老顶为泥岩，帮部围岩为泥岩和砂质泥岩，且中间夹有多层煤线。在掘进施工中围岩受到反复放炮扰动，围岩就会在重力作用下，沿着岩体结构面(倾斜的岩层之间的层面)或临空面(硐室宽度高度都很大，临空面积大)滑移，而且由于断面大，爆破时容易形成不规则开挖面，巷道成形控制难度也很大，就容易形成松动落石破坏。

2.2 拉断破坏

围岩由于受拉而出现的破坏称为拉断破坏，这种破坏在抗拉强度较低的岩体中更容易产生。由王庄煤矿矿支架硐室附近5个点的地应力测量结果可知，最大主应力为水平应力，其次为垂直应力，侧压系数0.87～1.66，4个点的侧压系数大于1。侧压大、硐室高度大导致两帮拉破坏较显著，而顶板由于硐室宽度大(9800mm)，悬露跨度大，容易出现拉裂破坏。

2.3 剪切破坏

剪切破坏是弱岩围岩中最常见的破坏形式。在高应力作用下，坚硬完整的岩体也会出现这种破坏。对于脆性岩体，围岩最终破坏往往表现为严重片帮、冒顶；而对于流变性岩体，围岩破坏则主要表现为围岩从四周向洞内蠕动。前者称为冒落型破坏，后者为挤压型破坏(或压缩型破坏)。。

2.4 岩爆破坏

岩爆是围岩的一种特殊破坏形态，表现为开挖围岩岩体被突然抛落。产生岩爆的原因是岩体内储存的弹性能被突然释放。因此产生岩爆的条件必须是岩体中应力超过强度且受力后大部分能积聚成应变能。王庄矿支架换装硐室埋深450m左右，由于其附近巷硐布置密集，且其距材料换装硐室最近处仅有24m，远小于50m的合理间距。硐室与大巷交叉口以及硐室渐断面部分由于应力复杂叠加，容易导致应力集中，集聚大量的弹性能，形成岩爆破坏。

2.5 膨胀变形

膨胀破坏是由于围岩遇水而引起的破坏，表现为岩体软化崩解或强烈膨胀。潮解膨胀岩层的主要岩石类型由泥岩、粘土岩、页岩、凝灰岩、泥灰岩和硬石膏等。膨胀性岩层含有大量的活动型矿物蒙脱石，吸水后可扩大体积几倍到几十倍，因而具有强烈的膨胀性。潮解膨胀岩层具有流变性，易风化潮解、遇水泥化、软化而丧失围强度。王庄矿支架换装硐室局部地区顶板有多层软弱泥岩夹层，通过窥视仪观测其有泥化现象。

3 超大断面硐室支护设计方案

3.1 支护方案的选择

针对支架换装硐室生产地质条件，依据前面提出的超大断面硐室围岩稳定原理，提出了“锚网索喷+浇注钢筋混凝土+全断面注浆”方案。该方案的施工顺序为：(掘进时)锚网索喷→(围岩变形稳定后)浇注钢筋混凝土(包括牛腿浇注)→底板深孔注浆+锚索群加固→铺底→(依据围岩变形破坏状况)全断面围岩注浆加固。

3.2 支护参数的确定

3.2.1 支护参数的确定

通过工程类比、理论计算以及现场实际经验，确定的支护参数如表1所示。

表1 支护参数表

3.2.2 支护布置

根据上述支护参数的确定，支护换装硐室的支护布置如图1所示。

4 超大断面硐室支护效果分析

按照上述确定的超大断面硐室支护技术，在王庄煤矿支护换装硐室进行了工业性试验，并进行了表面位移观测，从支护换装硐室前的交叉口开始，每隔15m布设一个测站，共八个测点，其中测点一至测点三为采用原设计方案布设，测点四至测点八为采用新的支护方案布设。其观测结果如图2～9所示。

图1 支护设计断面图

图2 测点一围岩变形量随时间变化曲线

图3 测点二围岩变形量随时间变化曲线

图4 测点三围岩变形量随时间变化曲线

图5 测点四围岩变形量随时间变化曲线

图6 测点五围岩变形量随时间变化曲线

图7 1测点六围岩变形量随时间变化曲线

图8 测点七围岩变形量随时间变化曲线

图9 测点八围岩变形量随时间变化曲线

由于测点一至测点三布设时，该段硐室已经成巷2个月，经过3个月的观测时间，其实际变形量分别为240mm、230mm及245mm。通过与图5～图9所示的观测对比可知，采用新支护方案后，其实际变形量基本保持在160mm以下，因此，换装硐室两帮的移近量小于原设计方案的两帮移近量，加上后期砌碹以及壁后注浆加固等技术能够满足硐室长期稳定需要。所以，新的支护方案可以满足硐室长期的稳定要求。