大断面巷道软岩破碎顶板支护技术研究

梁 鑫

（山西汾西矿业集团正新煤焦有限责任公司， 山西 沁源 046500）

高应力煤层巷道是巷道支护技术中的主要难题。在以往的施工当中应用了切槽、锚索等方式加强支护然而却没有达到理想的效果，但依然没有对巷道变形的问题进行有效地控制和解决。在某些煤矿当中将顺槽顶当作软岩，并且出现了非常严重的破损这也是大断面巷道中的一种较为严重的问题。巷道支护技术一直都是煤矿支护当中的难点，要想有效地保证煤矿开采过程中的安全就需要深入研究大断面巷道软岩破碎顶板支护工作。采用有效的支护方案，全面地解决这一问题，推动煤矿企业的安全生产。

1 当前我国煤矿软岩巷道的现状

软岩是矿井中一种强度低并且空隙较大的岩体，相关的岩石研究学会将这种软岩定义为强度在0.5～25.0 MPa 的一种单轴抗压强度岩石。通过对这种软岩进行研究和分析，发现可塑性、涨缩性和崩解性是其主要特质。对于这种岩石的研究早在20 世纪50 年代就有相关的人员对软岩的蒙脱石膨胀现象进行了研究，并且提出了与之相关的多种理论。应变控制理论是日本山地宏提出的，他们认为将这种理论应用到煤矿软岩巷道支护当中可以增加支护的结构，并且在支护结构增加的同时可以不断地减小围岩的应变力，围岩的允许会不断地增大。所以加强支护的结构能够在允许应变范围内容加强对围岩应变控制。我国针对软岩巷道的研究并提出了岩性转化理论、轴变理论和联合支护等相关的理论。我国著名学者陆家梁、冯豫等人在新奥法理论研究基础上提出了联合支护理论，单一的加强支护刚度对支护效能造成严重的影响，需要将新奥法合理应用到支护技术研究当中，并需要结合软岩的实际情况，采用先柔后刚、柔刚适中的方式保证联合支护的稳定性。当前相关的学者针对软岩的研究开始从物理学的方式不断的转向工程地质方面进行研究，并结合软岩和工程地质的实际特性进，并且通过不断的理论研究和实践推动了支护技术的发展。旨在更好地解决煤矿软岩巷道当中出现的问题。

2 控制软岩巷道围岩变形的相关支护技术研究

煤矿中的软岩巷道在遇水后容易出现膨胀和崩解现象，在软岩巷道支护中重要的工序是封闭围岩和杜塞围岩内容的矿井水通道。针对软岩巷道的稳定性主要采用了加固法、卸压法和联合法这三种支护方式[1]。被动支护和主动支护是加固法的主要支护形式，金属架蓬支护是被动支护的主要方式，而锚、喷和网联合支护是主动支护的方式，主要是对围岩进行加固并保证控制巷道的变形。针对卸压法就是采用切缝的方式将原来连接的岩体分隔开，降低软岩巷道应力，从而使软岩巷道的变形量逐渐地降低。将联合法和卸压法应用到软岩巷道当中能够在很大程度上保证巷道的稳定性。我国的重点煤矿基本上属于高瓦斯矿井。煤层的平均厚度在4.5 m 左右，通过对煤矿地质的研究和数据分析，煤矿的顺槽巷道的伪顶的平均厚度在1.2 m，其主要成分是泥砂岩并且存在严重的坡顶问题。在距离顶板2.8 m 以上的范围主要是以粉砂岩和炭质泥成分组成的岩层，有些部分出现离层现象。顶板10 m 以上的围岩主要是粉砂岩，在以往的施工作业中出现过较为严重的断层现象，对巷道的安全掘进产生造成严重的影响，并出现较大范围的垮落并且伴有下沉现象，从而对巷道支护技术的施工造成很大的影响。要想增强支柱的作用、保证巷道掘进的效率和施工安全，就需要对大断面巷道软岩破碎顶板支护技术进行充分的研究。

3 解决大断面巷道软岩破碎顶板支护设计难题的策略

3.1 支护应用的形式

在巷道软岩破碎顶板的前期支护中才有了锚网联合支护法。在侧煤柱中应用了塑料网和树脂锚杆两种支护方式。金属网和麻花锚杆两种方式作为采空区侧煤柱的主要支护。螺旋纹锚杆是顶板锚杆的主要特点其长度和锚杆间距为2.0 m 和1.1 m，它们之间的排距为1.0 m，每排采用了5 根长度为4.8 m的配套锚杆。顶板锚索采用了长度和直径分别为4.3 m 和17.8 mm 的顶应力钢绞线。在顶板每排施工中采用了间距为2.5 m、排距为3.0 m 的单锚网，并且与0.3 m×0.3 m 的钢托板配合进行支护。MSK 23/35 快速应用于顶板锚杆、MSZ 23/60 中速型树脂药应用于锚索，并且每根锚杆要和一支快速和中速型的树脂药配套使用。则需要配套2 根和2 支锚索。

3.2 应用过断层支护技术的主要特点

过断层支护技术的要点可以分为三种，其一要想更好地保证撞楔超前支护能够顺利通过过断层破碎的范围，在完成以上支护方式后采用联合支护法对断层面相距5 m 的位置进行支护处理，也就是将撞楔超前支护和注浆支护以及棚式支护相互结合配套支护。在施工的地板处采用撞楔超前支护[2]，撞楔超前支护的是由直径30 mm 的钢针作为主要材料，并且每组需要采用10 根长度为3 m 的钢针，在支护的过程中要垂直于工作面。其次注浆支护的特点，当对上述工程完成后，在与顶板相距1.2 m 的水平面钻三个深度为3 m 的孔，并且每个孔之间的距离为1.5 m。通过高压泵将一定量的马丽散混合液注入到每个钻孔内，当在煤岩体深入浆液时需要停止注浆并将孔封住。浆液凝固5 h 后就可以进行掘进施工。对于棚式施工，在施工巷道内设置工字钢棚并且每个钢棚之间的距离为1.0 m，并且要利用套杆将钢棚连接起来。要想保证钢棚的稳定性需在安装钢棚前要在坚硬的顶板内稳固棚腿，并且要在施工范围内进行地锚施工。之后在果断带层中设置10 架钢棚，并且在两个相邻的钢棚中间填充水泥背板，如果没有达到理想的施工效果，需要及时关注膨胀剂从而在很大程度上保证施工质量。

4 支护应用中的分析和策略

4.1 支护应用中的问题

巷道当中的每块顶板存在厚度不一致的现象，在施工的过程中容易出现加大面积的破碎面。如果只利用锚杆网进行巷道顶板的支护，只能有效地保证巷道的横向上的支护效果，然而纵向面却无法达到理想的支护效果，无法横向和纵向相互联锁的支护效果。倘若在施工的过程中出现漏顶现象非常容易导致多排支护失去原本的支护效果。另外还会导致接近漏顶的支护同样失去原本的效果。其次当上述支护施工完成后，可以在基本定和直接顶范围内的锚固段中间采用4.3 m 长的顶板锚索，如果出现离层和下沉的现象会导致直接顶处，从而导致锚固失去支护效果。对于直径为17.8 mm 锚固所出现失效情况就会导致无法满足锚索抗拉强度的施工要求。其三如果施工的过程中出现断层的现象，并且巷道顶板局部出现漏液的情况，通过对巷道顶板的了解漏顶范围在1.0～1.3 m之间。如果在这种情况下仍然使用锚杆和锚索进行支护，将会加大施工的难度，无法保证顶板的稳定性。通过具体施工现象的分析，如果在顶板锚杆和锚索采用树脂药的需要较长的时间，并且锚索和锚固的长度不符合施工的要求，无法实现理想的支护需求。

4.2 支护设计方案

顶板永久支护主要是采用锚杆支护、锚索支护、圆钢托架支护、金属网和工资钢梁联合等支护形式，采用长度为4.0 m、宽度为0.25 m 型号为“JW”的钢带，并将6 根锚杆穿插到其中进行配套施工[3]，锚杆还是选择常规型号的锚杆，并且锚杆之间排距和间距分别为0.8 m 和0.9 m，在直径为20 mm 的圆钢托架的两端焊制直径为23 mm 的圆孔。其次当完成顶板锚杆的施工后，需要将1 根圆钢托架安装到第一排钢带锚杆之间，并且在第三排的首部和尾部2 根钢带之间也要设置1 根圆钢托架进行预紧，同时将1 根圆钢托架安装到第一排钢带第2 根锚杆和第三排第5 根锚杆之间，通过这样一次推进的方式在每排的钢带之间的锚杆中按照迈步式设置圆钢托架。要想更好的保障顶板锚索干的支护效果，将锚索的长度和直径分别改正6.5 m 和21.6 mm，在每排当中设置3 根锚索，并且将锚索之间的距离和排距设置为2.0 m 和1.6 m，并且将1 根工字钢钢梁连接到纵向相邻的锚索中间。从而锚杆和钢梁形成“交错式”。

5 结语

随着煤矿开采时间的不断增加，浅部容易开采的煤炭在逐渐的减少，进而煤矿企业逐渐的开始不断地挖掘深层的每趟资源，煤炭软岩问题随着煤矿不断的生产和建设压在不断的加剧，大断面巷道软岩破碎顶板支护技术是软岩巷道中重要的一个问题，迫切地需要解决。所以需相关人员根据巷道软岩和支护技术的现状进行全面的研究和分析，从而采用更为合理有效的支护方案，保证煤矿开采过程中的安全性和稳定性，在最大程度上满足支护的需求，从而保证支护技术施工的质量。