富水弱胶结软岩巷道掘进顶板支护技术

白立军 BAI Li-jun

（国家能源宁夏煤业公司梅花井煤矿，银川 751410）

0 引言

富水弱胶结软岩是一种特殊的地质岩层，主要分布在西部地区[1]。与普通地质岩层不同，富水弱胶结软岩结构较为松散，矿物成分主要以亲水性矿物为主，很容易软化碎裂。因此，弱胶结软岩的抗压强度较低，泥化现象严重，巷道内力学性质极不稳定。在巷道掘进开挖的过程中，经常出现形变、塌方等灾害，对于巷道的掘进具有严重影响，也为矿井资源高效开采带来了制约条件[2]。为了更加有效地在富水弱胶结软岩中进行巷道掘进，巷道掘进过程中顶板支护技术开始实施。传统顶板支护技术主要以锚杆、锚索为主，在富水弱胶结软岩区域施工经常出现拔锚脱出的现象，造成弱胶结软岩结构松散破碎的现象，无法有效提高巷道掘进效率[3]。基于此，本文研究了富水弱胶结软岩巷道掘进顶板支护技术这一课题。将巷道支护结构固定范围缩小，减少支护结构位移偏差值，进而实现顶板支护的稳定施工。

1 工程概况

本文以M煤矿井为例，研究该矿井的富水弱胶结软岩巷道掘进顶板支护施工技术。M煤矿井位于某市，是国家批准的亿吨级大型煤田。其中包括多个矿区，设计产量为8.56Mt/a，是该地区主要产煤地。M煤矿井经过长时间的矿产资源开采，资源逐渐减少。目前来讲，仅剩富水弱胶结软岩巷道没有进行开采。富水弱胶结软岩巷道与普通巷道同时施工，由于水层条件与土层条件不同，富水弱胶结软岩巷道始终没有进行高效的资源开采，而这主要与该巷道的土层条件有关。巷道内部存在含水层，含水层的含水量分别为I级、II级、III级，II级与III级含水层的主要岩性基调为绿、灰、蓝[4]。如图1所示。

其中，岩性为灰色的岩层以中粒砂岩为主；岩性为绿色的岩层以粉砂岩为主；岩性为蓝色的岩层以石英小砾石为主。根据岩层中水质丰富程度来看，岩层中胶结性也分为I级、II级、III级，胶结程度较差，岩层土质较为松散。在此条件下进行巷道掘进极不容易，原本的巷道顶板在III级含水层附近，在巷道掘进过程中，出现过6次及以上大小规模不一的涌水现象，造成了较大的矿井开采事故。因此，本文对顶板支护技术进行优化，减少巷道掘进出现的涌水现象，提高支护稳定性。

2 施工过程

2.1 确定无偏差顶板巷道支护结构

为了减少顶板支护结构位移现象，本文分别在锚索、钢带、喷射混凝土、钢纤维混凝土、金属网、注浆锚杆、抗阻锚索束等支护结构参数方面进行设定。其中，锚索采用D17.5mm×L7000mm规格的钢绞线，并以500mm×500mm的间距与钢带连接。钢带长度为1500mm，一个钢带连接两个锚索[5]。喷射混凝土中水泥、砂石、石料的比例为1∶1∶2。钢纤维混凝土中水泥、砂石、石料的比例为1:1.6:1.2。金属网网格规格为150mm×150mm，网片规格为1500mm×3000mm。注浆锚杆长度为2200mm，以2200mm×2200mm的形式排布钢索。抗阻锚索束最大预应力为300kN，在砂浆灌注的基础上，保证顶板支护结构高精度施工[6]。在确定支护结构相关参数的基础上，本文对巷道围岩状态分布情况进行分析，如图2所示。

如图2所示，B为巷道软岩弹性区域；B1为巷道软岩塑性硬化区域；B2为巷道软岩软化区域；B3为巷道软岩残余应力区域。由于富水弱胶结软岩岩层土质较为细软，硬化区域在其他岩层中同属于软化区域。本文根据巷道围岩状态，将巷道掘进顶板支护结构分为四个部分：第一部分，在巷道软岩弹性区域B，安装高强度锚索支护结构，保证顶板支护结构稳定在巷道周围，提高支护稳定性；第二部分，在巷道软岩塑性硬化区域B1，安装金属锚架喷上100mm厚度的钢纤维混凝土支护结构，并在支护桩位置上设置支护抗阻锁束，对支护位移进行约束，减少支护受力位移的现象；第三部分，在巷道软岩软化区域B2，安装注浆锚杆支护结构，在第一次进行巷道支护的过程中，实时观测矿井的受力情况，此时，巷道出现轻微收敛变形情况，立即开始注浆锚杆二次锚注，使支护结构更加坚硬，控制B2软化区域的巷道顶板支护形变量；第四部分，在巷道软岩残余应力区域B3，安装加固支护桩结构，此结构帮助了B3区域卸掉顶板残余应力，使用C30素混凝土的浇灌方式，对锚索束进行多次加固，使支护桩断面更加适合富水弱胶结软岩巷道施工。

2.2 预留富水弱胶结软岩巷道掘进最大错距

富水弱胶结软岩自稳时间较短，进行顶板支护施工，对于减少巷道开采出现的滑塌现象具有重要作用。本文在确定了巷道顶板支护结构之后，在支护固定时，预留出巷道掘进的最大错距，进一步减轻顶板支护受力位移情况[7]。本文在巷道掘进最深处，采集到岩层土质，对其进行物理性质分析，如表1所示。

如表1所示，岩土中体积模量、剪切模量、抗拉强度、粘聚力、摩擦角、残余粘聚力、残余摩擦角等岩性均低于基础值。为了加强支护强度，减轻支护水平位移情况，本文在原本支护断裂处向外延伸1.0cm。同时在原支护断裂位置正上方放置顶板，由于矸石、煤柱、实体煤共同承担软岩对巷道施加的压力[8]。在此基础上，本文对原本支护断裂位置的最大错距进行计算，公式如下：

表1 岩土物理性质参数表

式（1）中，Cmax为最大错距；Ca为工作面位置；tan α为摩擦角正弦值；t为常数；α与β为摩擦角与残余摩擦角；m为基本弹性模量；f为顶板抗拉强度；cos α为摩擦角的余弦值。根据M煤矿井的实际情况，本文将相关参数代入到支护施工中，为支护结构提供最大受力形变位置。根据支护最大错距的计算，本文将R作为断裂支护的荷载，由此得出的最大位移值如下：

式（2）中，R为断裂支护荷载；K为支护节点断裂长度；λ为顶板受力系数；M为顶板支护的最大位移值；△F为顶板受力荷载差值。根据原始支护的最大错距与最大位移值，本文预留出约1.0cm的错距与位移区域，最大限度减少支护断裂情况，支护位移距离更小。

2.3 安装垂直支护固定桩

在安装垂直支护固定桩之前，本次工程铺设了弹性位移趋向支护型钢结构，增强支护结构的稳定性。支护型钢结构铺设在巷道支护工作面的顺槽中，上下净宽为2200mm，净高度为1600mm。在锚网、钢带、锚索全锚支护形式的基础上，支护型钢结构采用Ф11×1200mmKMG250高强度的螺旋钢结构，其预紧力≥120N/m。钢身采用Ф10×1000mmKMG200螺旋钢结构，预紧力≥60N/m；钢结构的顶部位置采用Ф8.9×3100mm高强度的钢绞线结构，锚索预紧力≥100N/m。由于巷道原始顺槽稳定性较差，顶板支护破碎情况明显。本文在铺设支护型钢结构时采用挑顶的方式，固定住巷道顶部，防止媒体脱落，在一定程度上延长了富水弱胶结软岩的自稳时间。为了更进一步加强顶板支护的稳定性，减少支护位移情况，本文在支护型钢结构的基础上，安装垂直支护固定桩，如图3所示。

如图3所示，P为软岩土在支护固定桩的高度，H为顶板长度。本文将支护固定桩固定在软岩土工作面上，从顺槽处直接进行巷道掘进，软岩土的直接底与老底相对坚硬，巷道掘进效率较高。当巷道掘进距离增加时，软岩土自稳性能逐渐下降，此时将锚桩与拉杆箱靠近顶板处倾斜，倾斜到一定程度之后，顶板支护处于稳定固定在软岩中的状态，在顶板处施加一个应力，即可进一步延长富水弱胶结软岩的自稳时间，为巷道继续掘进提供保障。巷道掘进完成并不是最终目的，提升开采效率才是本文的终极目标。因此，本文将顶板与支护固定桩呈90°固定，软岩土距离锚桩与拉杆较长，此种形式有效地控制了围岩的压力，减少巷道出现剪切变形的情况。同时，垂直支护固定桩的安装，将顶板支护进一步固定，最大限度地减轻了支护位移现象，使支护稳定性更强。

3 施工结果与讨论

在上述施工条件下，本文随机选取巷道掘进深度节点，给定相对应的集中应力，利用如图4所示的位移测量仪测量顶板支护位移值。

如图4所示，根据该测量仪量程大，三维测量，可以精确到mm，误差较小等能力，测量出适用本文设计的支护技术后，顶板支护的位移值，如表2所示。

表2 施工结果

如表2所示，支护稳定性与巷道掘进深度、集中应力、顶板支护最大位移值等方面有关。如图5所示。

由图5所知，随着巷道掘进深度的增加，顶板受到的集中应力也会相应增加，支护位移情况随之加重，影响支护稳定性。在巷道掘进深度与集中应力增加的环境下，对应的支护位移存在一个最大指标，超出最大支护位移值，就会丧失支护稳定性，影响最终的施工结果。使用本文设计的支护技术后，顶板支护位移值得到了明显的改善，在低于最大支护位移值的基础上，支护位移值始终低于1.91cm。因此，使用本文设计的支护技术，在集中应力与巷道条件一致的情况下，位移偏差较小，支护稳定性更高，符合本文研究目的。

4 结束语

矿产资源开采成为我国经济增长的主要原因，随着开采水平的提高，矿区每年矿产资源的开采深度不断增加。矿井区域的开采深度增加，地质岩层也会发生变化。富水弱胶结软岩是矿井中常见的土质，遇到水会发生泥化，巷道挖掘过程中的力学性质极不稳定。基于此，本文研究了富水弱胶结软岩巷道掘进顶板支护技术。在确定支护结构的基础上，预留出支护结构的最大掘进错距，减少了支护结构的水平位移偏差值。同时，铺设支护型钢结构之后，安装支护结构的固定桩。最终结果得出本文设计的支护技术顶板支护位移值更小的结论，为巷道安全稳定掘进提供保障。