深井大断面切眼稳定性控制技术研究＊

2014-03-15郭志飚郝育喜朱国龙孟志刚

中国煤炭 2014年10期

王炯郭志飚郝育喜朱国龙孟志刚

（1.深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，北京市海淀区，100083；2.中国矿业大学（北京）力学与建筑工程学院，北京市海淀区，100083）

由于煤矿开采深度的增加，按照传统工艺施工的煤巷返修比例随之增加，许多矿井的深部煤巷相继出现了围岩变形大、支护体破坏严重等巷道支护问题，严重影响了煤矿安全生产，尤其埋深大，断面宽的巷道变形更为严重，常规的支护方法很难有效控制其变形破坏，可见对深部大断面巷道的支护已成为巷道维护的一个急需解决的重大问题。本文采用软岩巷道耦合支护理论，对张小楼煤矿深部大断面切眼的稳定性控制技术进行研究，提出了合理的变形控制方案，并在现场的应用中取得了良好的效果。

1 工程地质概况

张小楼煤矿75209 工作面埋深为1120～1190m，倾角0～10°，平均5°。开切眼断面为矩形，跨度为6.65m，高度2.6m，长度180m。煤层发育不稳定，局部有夹矸发育（0～1.7m），裂隙较发育，煤的硬度系数为3。该工作面煤层厚度1.3～3.0m，平均厚2.3m。

直接顶为4.88m 砂页岩，局部为粉砂岩，基本顶为2.3 m 灰色细粒砂岩，夹粉砂岩，直接底为1.3～2.9m 砂页岩，基本底为21.5m 砂岩。

2 巷道变形破坏特征

通过现场对75209 工作面巷道围岩变形量观测，同时结合同一水平其他巷道变形破坏形式可以得到其变形破坏有以下特征。

（1）高应力作用下，围岩变形量大。掘进期间，两帮移近量最大为377 mm，平均移近量79mm／d；顶底板移近量最大为567mm，平均移近102mm／d，巷道变形严重影响了正常的使用。

（2）顶板局部变形大，出现网兜。由于煤层顶板为泥岩强度低，且裂隙发育，在深部高应力的作用下，顶板变形大，多段巷道顶板出现网兜现象。

（3）底臌严重。75209深部大断面切眼底板无支护，较高的自重应力使顶板产生大变形，压力通过两帮传递到地板，造成底臌现象严重，最大底臌量达到500mm，多次起底，巷道维护较为困难。

可见巷道进入深部以后，由于埋深的增大和深部复杂构造应力的作用，围岩应力明显高于围岩的强度，普通的锚杆支护无法适应深部巷道围岩的变形特点，围岩出现变形量大、顶板不稳定、底臌严重等问题。

3 破坏主控因素分析

通过对巷道工程地质条件、围岩结构、地质力学等综合分析，影响张小楼煤矿深部大断面切眼稳定性的主要控制因素有：

（1）开采深度大，围岩承受动、静双重载荷的作用。75209工作面切眼处，仅原岩自重应力就达到煤体的单轴抗压强度，由于巷道开挖和相邻工作面回采所引起的动压使本来处于塑性状态围岩进一步破坏，造成巷道围岩破坏，产生大变形。

（2）特殊的围岩性质和结构。75209工作面切眼宽度大，顶板和两帮均为松软易破碎的煤体，顶板岩层为碎裂结构类型，长期强度相对较低，底板为泥岩，遇水易软化膨胀，巷道围岩裂隙发育，岩性软弱是造成大变形破坏的因素之一。

（3）支护体与围岩不耦合。通过实测和分析，巷道表面位移量大，巷道在破碎地段出现网兜现象，变形主要是由支护体松动区煤体的剪胀变形引起，说明原支护和巷道围岩不耦合，围岩载荷大于支护体强度，形成局部过载，围岩产生的过量变形得不到有效控制，导致局部破坏支护效果差。

由于切眼埋深大，顶板和两帮煤体节理裂隙发育，顶底板围岩岩性松软，因此确定该巷道岩体为高应力-节理化复合型软岩，围岩出现大变形，局部出现支护体松动破坏，可知原支护和围岩在结构上不耦合，围岩和支护体之间产生不连续变形，导致顶板出现楔形体滑落，进一步削弱支护系统的整体功能。因此，只有支护系统和围岩达到耦合，才能有效加固围岩，提高巷道围岩的稳定性。

4 耦合支护设计

针对75209工作面切眼围岩大变形问题，采用锚索网支护和围岩以及关键部位耦合支护的思想，进行支护设计。深部巷道锚网索耦合支护技术即在锚杆支护提高围岩强度的基础上，通过锚网—围岩耦合效应、锚杆—网—托盘耦合效应以及锚索预应力耦合效应，从而实现耦合支护下的高应力转化效应，达到对围岩的稳定性控制目标，使支护和围岩协调变形，实现支护围岩一体化、荷载均匀化，实现支护体与围岩在强度、刚度和结构上的耦合，从而提高巷道围岩整体强度，最大限度地发挥围岩的自承能力，从而实现控制其大变形提高稳定性的目的。

75209开切眼由于设计断面大，且围岩破碎，设计采用二次掘巷方式进行最终成巷。首先完成初次成巷，断面尺寸为4800mm×2800mm，采用锚网索耦合支护。

初次成巷完成后，在初次成巷断面工作面煤壁侧进行二次扩刷，扩刷断面尺寸为2150 mm×2800mm，形成切眼最终断面为6950 mm×2800 mm，二次成巷过程中，顶板支护及工作面煤壁侧帮支护参数与一次成巷支护参数相同。沿扩刷成巷的巷道帮部加装一排单体液压支柱，液压支柱排距为1200mm，液压支柱距巷道断面中心线500mm，液压支柱初撑力不小于90kN。支护断面支护参数见图1。

（1）顶板支护。顶板锚杆采用ø22 mm×2400mm等强螺纹钢锚杆，间排距为750mm×800mm，平行布置，预紧力不小于8t。顶板锚索采用ø18.9mm×6300mm 钢绞线锚索，采用4-5-4平行布置，间排距1500mm×3000mm，紧跟掘进头安装时预紧力为10t，滞后掘进头安装时预紧力为12t。

（2）两帮支护。采空区侧帮锚杆采用ø22mm×2400mm等强螺纹钢锚杆，间排距800mm×800 mm，平行布置，预紧力不小于6t。工作面煤壁侧帮锚杆采用ø20mm×1600mm 玻璃钢锚杆，间排距为800mm×800mm，平行布置。当该侧出现断层时，断层前后5m 采用长度为2400mm 的螺纹钢锚杆，间排距800mm×800mm，平行布置，预紧力不小于6t。

（3）底角锚杆。只在采空区侧巷道底角布置，采用ø43 mm×2200 mm 管缝式锚杆，排距为800mm，平行布置。

（4）锚网。顶板和采空区侧帮部采用ø6 mm焊接钢筋网（加钢带），工作面侧帮部采用塑料网（加钢带）。

图1 75209综采工作面切眼二次成巷支护设计图

5 应用效果

75209工作面切眼未采用锚网索耦合支护之前，回采过程中底臌严重，巷道表面位移大，为了验证锚网索耦合支护技术控制切眼围岩变形的效果，现场分别在普通支护和耦合支护段分别设置监测站。1＃测站布置在普通支护段，2＃测站布置在耦合支护段。对两个测站处切眼的顶底板和两帮移近量进行监测。测得移近量结果如图2所示。

普通支护段掘进期间，两帮最大移近量为400mm，移近速率为30 mm／d，顶板下沉量为144mm，最大下沉速率为10 mm／d，底臌量为442mm，底臌最大速率为50mm／d。采用耦合支护段，两帮最大移近量为200 mm，移近速率为13mm／d，顶板下沉量为85 mm，最大下沉速率为4.5mm／d，底臌量为140 mm，底臌最大速率为7.5mm／d。