董抗抗，宋 道，姚 賀

(河南能源化工集團(tuán) 永煤公司陳四樓煤礦，河南 永城 476600)

隨著礦井開采年限的增加，采區(qū)的深度在逐步加大，致使工作面水文地質(zhì)條件趨于復(fù)雜化、涌水量及圍巖應(yīng)力也大大增加，并伴隨各種地質(zhì)構(gòu)造的影響，導(dǎo)致陳四樓煤礦深部圍巖的支護(hù)與控制難度大大增加，巷道后期形變明顯、維護(hù)返修量增加明顯，對(duì)深部巷道的掘支技術(shù)提出了更高的要求。深部巖體開挖后，由三向受力轉(zhuǎn)變?yōu)閮上蚴芰顟B(tài)，且深部圍巖原巖應(yīng)力本身就較大，如支護(hù)的強(qiáng)度不夠、永久支護(hù)滯后巖體開挖時(shí)間久，將導(dǎo)致巷道表面圍巖因承受超出承載能力的壓剪應(yīng)力而發(fā)生持續(xù)的形變，并進(jìn)一步致使開挖體巖體發(fā)生塑性變形與坍塌，最終導(dǎo)致巷道周圈巖體出現(xiàn)整體失穩(wěn)狀況，巷道支護(hù)失去對(duì)圍巖的約束與加固作用，增加巷道的坍塌風(fēng)險(xiǎn)[1-7]。

陳四樓煤礦九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷底板標(biāo)高-860 m，處于二2煤層頂板的砂質(zhì)泥巖層位，位于陳四樓向斜軸部附近，臨近落差為0～7 m的XF5斷層，處于高應(yīng)力場(chǎng)內(nèi)。若支護(hù)方式不合理，易出現(xiàn)錨桿索斷裂、頂板嚴(yán)重向巷道內(nèi)收縮等問題，對(duì)安全生產(chǎn)產(chǎn)生較大影響。

1 工程概況

1.1 工程地質(zhì)條件

陳四樓煤礦九采區(qū)發(fā)育有陳四樓向斜構(gòu)造，主采二2煤層隨向斜呈凹狀賦存，二2煤層頂?shù)装鍘r性如圖1所示。

圖1 二2煤層頂?shù)装鍘r性Fig.1 Lithology of coal seam roof

九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷在九采區(qū)軌道下山底車場(chǎng)內(nèi)開口，南部及東部為已掘的九采區(qū)軌道下山底車場(chǎng)。該巷道埋深約900 m，位于陳四樓向斜東翼，全長(zhǎng)約46.2 m，斜墻半圓拱形斷面，寬4.48 m，高3.60 m，涌水量為5～20 m3/h。沿二2煤層頂板的砂質(zhì)泥巖掘進(jìn)，距二2煤層23.8～40.0 m。砂質(zhì)泥巖遇水易發(fā)生膨脹、破碎，且?guī)r石硬度低，巷道處于劣質(zhì)圍巖環(huán)境。九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷布置如圖2所示。

圖2 九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷平剖面布置Fig.2 Layout of No.1 connecting roadway in No.9 mining area

1.2 聯(lián)絡(luò)巷支護(hù)概況及破壞原因分析

(1)九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷支護(hù)概況。九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷初始支護(hù)方案采用“錨網(wǎng)噴+錨索”支護(hù)形式，選用φ22 mm×2 500 mm左旋高強(qiáng)螺紋鋼錨桿，錨桿間排距均為700 mm；選用φ21.6 mm×6 300 mm的錨索加強(qiáng)支護(hù)，錨索間排距均為1 400 mm；噴漿厚度為100 mm。九采區(qū)軌道下山支護(hù)后期巷道發(fā)生錨桿斷裂、頂板下沉、兩幫收斂、底板臌起、漿皮開裂脫落嚴(yán)重，巷道加固后再次出現(xiàn)錨桿斷裂、漿皮開裂情況。

(2)九采區(qū)軌道下山破壞原因分析。①九采區(qū)軌道下山底車場(chǎng)位于二2煤層頂板的砂質(zhì)泥巖層位，受砂巖水的影響，巷道圍巖強(qiáng)度較低[4，8]，致使巷道極易發(fā)生變形破壞。②九采區(qū)軌道下山底車場(chǎng)埋深約900 m，垂直應(yīng)力約21.7 MPa，水平應(yīng)力遠(yuǎn)大于垂直應(yīng)力。且九采區(qū)軌道下山底車場(chǎng)位于向斜軸部，而向斜軸部應(yīng)力更為集中[2，6-11]。在自重應(yīng)力與構(gòu)造應(yīng)力綜合作用下，九采區(qū)軌道下山底車場(chǎng)更易發(fā)生變形破壞。③九采區(qū)軌道下山底車場(chǎng)穿越2條正斷層，斷層附近圍巖破碎、應(yīng)力集中且伴有圍巖涌水，易造成巷道失穩(wěn)[8，12]。④在九采區(qū)軌道下山底車場(chǎng)變形破壞劇烈處均發(fā)生了錨桿、索斷裂現(xiàn)象，頂板下沉、底板鼓起、肩窩及幫部外鼓，表明巷道支護(hù)方式不合理[13]。

2 支護(hù)方案及施工工藝

2.1 支護(hù)方案

針對(duì)鄰近的九采區(qū)軌道下山底車場(chǎng)巷道支護(hù)失效的原因，對(duì)九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷采取針對(duì)性的加強(qiáng)支護(hù)方案。采用斜墻半圓拱形斷面，采取先噴后錨、再套U型鋼棚加強(qiáng)支護(hù)、最后進(jìn)行壁后注漿的支護(hù)形式[14-20]。

(1)錨網(wǎng)支護(hù)方案。巷道全斷面采用15根φ22 mm×2 500 mm高強(qiáng)錨桿支護(hù)(屈服強(qiáng)度500 MPa)，并配備長(zhǎng)、寬均為200 mm的鐵托盤，間排距為700 mm×800 mm，拱部錨桿錨固力不小于120 kN，幫部錨桿錨固力不小于100 kN[14-16]。

巷道拱部布置3根φ21.6 mm×6 300 mm的錨索，并配備長(zhǎng)250 mm、寬250 mm、厚16 mm的鐵托盤，間排距均為1 600 mm。每根錨索錨固力不小于200 kN，預(yù)緊力不小于100 kN[13，17]。支護(hù)滯后掘進(jìn)面在10 m范圍內(nèi)。

巷道頂板、幫部鋪設(shè)由φ6 mm鋼筋加工而成、網(wǎng)目為100 mm×100 mm的金屬網(wǎng)片。

(2)套棚支護(hù)方案。采用凈寬4.2 m、凈高3.6 m的36U型鋼棚加固。U型棚共3根梁，頂梁長(zhǎng)3.75 m，幫梁長(zhǎng)3.59 m；每道棚使用鋼板連接板9道、卡纜6副。棚梁搭接450 mm，緊固卡纜3個(gè)，棚距800 mm?？ɡ|螺栓力矩為300～350 N·m[18]。

鋼棚后鋪設(shè)由φ6 mm鋼筋加工而成、網(wǎng)目為100 mm×100 mm的金屬網(wǎng)片，使用雙股14號(hào)鍍鋅鐵絲按照間距不大于300 mm進(jìn)行連接，使用半圓木背實(shí)。九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷支護(hù)方案如圖3所示。

圖3 九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷支護(hù)方案Fig.3 Supporting scheme of No.1 connecting roadway in No.9 mining area

(3)噴漿及壁后注漿支護(hù)方案。錨網(wǎng)支護(hù)前先初噴封閉圍巖，噴厚20～50 mm；待巷道套棚結(jié)束后進(jìn)行復(fù)噴成巷，噴厚以U型鋼棚外露50 mm為準(zhǔn)?；炷恋馁|(zhì)量配合比為水泥∶砂子∶石子=1∶2∶2，強(qiáng)度等級(jí)C20。砂子為中粗砂，細(xì)度模數(shù)宜大于2.5，含水率為8%～10%。石子粒徑5～15 mm。速凝劑摻入量為水泥質(zhì)量的2%～5%。

復(fù)噴成巷后，進(jìn)行壁后注漿。注漿孔排距2.4 m、間距2.0 m，每排打設(shè)5根注漿管。注漿管采用φ20 mm×2 000 mm鍍鋅鋼管加工而成；漿液水灰比0.8～1.0，注漿壓力在0.8～1.0 MPa。注漿后打探眼檢查注漿質(zhì)量。注漿時(shí)按照自下而上、巷道成巷先后順序從后往前依次注漿[19-20]。九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷注漿孔布置如圖4所示。

圖4 九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷注漿孔布置斷面Fig.4 Grouting hole layout section of No.1 connecting roadway in No.9 mining area

2.2 施工工藝

光面爆破后首先進(jìn)行安全檢查確認(rèn)，然后采用“前探梁+螺母吊環(huán)+鋪設(shè)金屬網(wǎng)”的形式進(jìn)行臨時(shí)支護(hù)。臨時(shí)支護(hù)完成后拱部初噴施工，初噴結(jié)束后施工錨桿、錨索。幫部支護(hù)工序同拱部支護(hù)。掘進(jìn)結(jié)束后再進(jìn)行套棚加固，完成復(fù)噴。最后進(jìn)行壁后注漿，采用2ZBQ-11.5/3型煤礦用氣動(dòng)注漿泵進(jìn)行注漿加固，對(duì)所有注漿管編號(hào)，并做好注漿記錄。注漿結(jié)束后對(duì)注漿情況進(jìn)行驗(yàn)收，確保注漿孔不遺漏。注漿結(jié)束后打探眼檢查注漿質(zhì)量。九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷施工工藝流程如圖5所示。

圖5 九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷施工工藝流程Fig.5 Construction process of No.1 connecting roadway in No.9 mining area

3 工程實(shí)施效果

3.1 礦壓觀測(cè)方案

為驗(yàn)證支護(hù)方案的實(shí)施效果，以1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷開口位置為起點(diǎn)，分別在九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷5 m、40 m位置安裝表面位移測(cè)站，分別命名為KY1、KY2(圖2)。表面位移測(cè)站原理如圖6所示。

圖6 表面位移測(cè)站原理示意Fig.6 Principle of surface displacement measuring station

測(cè)站安裝完成后，按照每隔15 d觀測(cè)一次、觀測(cè)不少于90 d的要求進(jìn)行持續(xù)觀測(cè)，并根據(jù)變形情況采取相應(yīng)的加固措施。

3.2 礦壓觀測(cè)結(jié)果

根據(jù)巷道表面位移測(cè)站觀測(cè)與記錄，獲得兩測(cè)站的巷道變形量數(shù)據(jù)，繪制巷道變形量隨時(shí)間的變化曲線(圖7)。

圖7 九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷巷道變形觀測(cè)結(jié)果Fig.7 Deformation observation results of No.1 connecting roadway in No.9 mining area

從圖7可以看出，巷道拱頂及幫部成巷初期變形稍快，隨后變形量逐漸放緩至趨于穩(wěn)定。兩處測(cè)點(diǎn)巷道變形情況為：90 d內(nèi)KY1處兩幫變形量最大，變形量均為29 mm；KY2處拱頂、左幫變形量最大，變形量均為40 mm，相對(duì)規(guī)格為4.48 m×3.60 m的斷面而言，變形量可以忽略。礦壓觀測(cè)結(jié)果表明，九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷采用“錨網(wǎng)索+U型鋼棚+注漿”先噴后錨的支護(hù)方案合理有效，滿足圍巖控制要求。

4 結(jié)語(yǔ)

陳四樓煤礦九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷位于陳四樓向斜軸部附近，臨近一條落差為0～7 m的正斷層，處于大埋深與軟弱泥巖環(huán)境，巷道圍巖強(qiáng)度低、極易發(fā)生變形。本文以分析工程地質(zhì)條件為基礎(chǔ)，借鑒以往支護(hù)經(jīng)驗(yàn)，提出“錨網(wǎng)索+U型鋼棚+注漿”先噴后錨的復(fù)合支護(hù)方案，有效控制了大埋深向斜軸部附近的九采區(qū)1號(hào)聯(lián)絡(luò)巷的變形破壞，取得了理想的支護(hù)效果，可為同等條件下的巖巷支護(hù)提供借鑒。