董宗斌
(山西潞安環能股份公司王莊煤礦,山西 長治 046031)
近年來,隨著綜采設備制造技術的飛速發展,采掘設備及運輸設備的高度機械化、大型化;同時大型煤礦厚煤層開采普遍采用一次采全高采煤工藝,井下6~7m液壓支架被逐漸采用,為便于上述大型設備的井下運輸,目前許多礦井在井下設置了支架換裝硐室等超大型裝備硐室,以滿足上述大型煤礦企業井下生產的需求[1]。
上述設置的超大型硐室,其巷道斷面大、維護困難,傳統的巷道支護方法以不能滿足其要求,雖然國內外取得了很多大斷面硐室支護技術的研究成果[2-6]。,但對上述超大斷面硐室的出現對傳統掘、支技術在圍巖控制上提出了嚴峻的挑戰。
本文以王莊煤礦支架換裝硐室為例,對超大斷面支架換裝硐室的圍巖穩定性及支護技術進行研究,確定支護參數,通過后期現場觀測,新支護方案對于提高超大斷面硐室圍巖的穩定性具有積極意義。
王莊煤礦+540m水平地處山西省東南部,長治市西北10km處,西北距屯留縣城8km,是潞安集團所屬的大型骨干礦井。原設計生產能力0.90Mt/a,經過多次改擴建,至2003年實際生產能力已達5Mt/a。為滿足后期一次采全高及大型設備的安裝需要,王莊礦特在+540m水平設置支架換裝硐室,主要用于起吊、組裝、維護大采高支架,服務于整個+540m水平延深工程。該硐室設計凈斷面寬×高為8500×9750mm,凈斷面積為74.93m2,荒斷面寬×高為9800×10810mm,荒斷面積96m2,屬于超大斷面硐室。該硐室毛斷面達到96m2左右,圍巖中泥巖、砂質泥巖厚度大,巖體強度小,易于發生變形破壞,圍巖穩定性差。硐室鄰近巷道(硐室)密集,采動應力場分布復雜,相互之間擾動影響大。因此,在較小的擾動下,就有片幫和冒頂現象的發生,造成支護極為困難,是超大斷面硐室中主要的技術難題。
王莊煤礦超大斷面換裝硐室在前期施工中,采用原支護方案,導致硐室在施工中就出現嚴重破壞。根據現場觀測及圍巖鉆孔窺視,分析得出了超大斷面硐室圍巖破壞類型,將其破壞類型分為五類。
由于王莊礦支架換裝硐室寬9800mm,高10810mm,硐室寬度、高度都很大,而且硐室區域巖層傾角為7~10°,直接頂為砂質泥巖,老頂為泥巖,幫部圍巖為泥巖和砂質泥巖,且中間夾有多層煤線。在掘進施工中圍巖受到反復放炮擾動,圍巖就會在重力作用下,沿著巖體結構面(傾斜的巖層之間的層面)或臨空面(硐室寬度高度都很大,臨空面積大)滑移,而且由于斷面大,爆破時容易形成不規則開挖面,巷道成形控制難度也很大,就容易形成松動落石破壞。
圍巖由于受拉而出現的破壞稱為拉斷破壞,這種破壞在抗拉強度較低的巖體中更容易產生。由王莊煤礦礦支架硐室附近5個點的地應力測量結果可知,最大主應力為水平應力,其次為垂直應力,側壓系數0.87~1.66,4個點的側壓系數大于1。側壓大、硐室高度大導致兩幫拉破壞較顯著,而頂板由于硐室寬度大(9800mm),懸露跨度大,容易出現拉裂破壞。
剪切破壞是弱巖圍巖中最常見的破壞形式。在高應力作用下,堅硬完整的巖體也會出現這種破壞。對于脆性巖體,圍巖最終破壞往往表現為嚴重片幫、冒頂;而對于流變性巖體,圍巖破壞則主要表現為圍巖從四周向洞內蠕動。前者稱為冒落型破壞,后者為擠壓型破壞(或壓縮型破壞)。。
巖爆是圍巖的一種特殊破壞形態,表現為開挖圍巖巖體被突然拋落。產生巖爆的原因是巖體內儲存的彈性能被突然釋放。因此產生巖爆的條件必須是巖體中應力超過強度且受力后大部分能積聚成應變能。王莊礦支架換裝硐室埋深450m左右,由于其附近巷硐布置密集,且其距材料換裝硐室最近處僅有24m,遠小于50m的合理間距。硐室與大巷交叉口以及硐室漸斷面部分由于應力復雜疊加,容易導致應力集中,集聚大量的彈性能,形成巖爆破壞。
膨脹破壞是由于圍巖遇水而引起的破壞,表現為巖體軟化崩解或強烈膨脹。潮解膨脹巖層的主要巖石類型由泥巖、粘土巖、頁巖、凝灰巖、泥灰巖和硬石膏等。膨脹性巖層含有大量的活動型礦物蒙脫石,吸水后可擴大體積幾倍到幾十倍,因而具有強烈的膨脹性。潮解膨脹巖層具有流變性,易風化潮解、遇水泥化、軟化而喪失圍強度。王莊礦支架換裝硐室局部地區頂板有多層軟弱泥巖夾層,通過窺視儀觀測其有泥化現象。
針對支架換裝硐室生產地質條件,依據前面提出的超大斷面硐室圍巖穩定原理,提出了“錨網索噴+澆注鋼筋混凝土+全斷面注漿”方案。該方案的施工順序為:(掘進時)錨網索噴→(圍巖變形穩定后)澆注鋼筋混凝土(包括牛腿澆注)→底板深孔注漿+錨索群加固→鋪底→(依據圍巖變形破壞狀況)全斷面圍巖注漿加固。
3.2.1 支護參數的確定
通過工程類比、理論計算以及現場實際經驗,確定的支護參數如表1所示。

表1 支護參數表
3.2.2 支護布置
根據上述支護參數的確定,支護換裝硐室的支護布置如圖1所示。
按照上述確定的超大斷面硐室支護技術,在王莊煤礦支護換裝硐室進行了工業性試驗,并進行了表面位移觀測,從支護換裝硐室前的交叉口開始,每隔15m布設一個測站,共八個測點,其中測點一至測點三為采用原設計方案布設,測點四至測點八為采用新的支護方案布設。其觀測結果如圖2~9所示。

圖1 支護設計斷面圖

圖2 測點一圍巖變形量隨時間變化曲線

圖3 測點二圍巖變形量隨時間變化曲線

圖4 測點三圍巖變形量隨時間變化曲線

圖5 測點四圍巖變形量隨時間變化曲線

圖6 測點五圍巖變形量隨時間變化曲線

圖7 1測點六圍巖變形量隨時間變化曲線

圖8 測點七圍巖變形量隨時間變化曲線

圖9 測點八圍巖變形量隨時間變化曲線
由于測點一至測點三布設時,該段硐室已經成巷2個月,經過3個月的觀測時間,其實際變形量分別為240mm、230mm及245mm。通過與圖5~圖9所示的觀測對比可知,采用新支護方案后,其實際變形量基本保持在160mm以下,因此,換裝硐室兩幫的移近量小于原設計方案的兩幫移近量,加上后期砌碹以及壁后注漿加固等技術能夠滿足硐室長期穩定需要。所以,新的支護方案可以滿足硐室長期的穩定要求。
1) 根據現場觀測可知,支架換裝超大斷面硐室有松動破壞、拉斷破壞、剪切破壞、巖爆破壞及膨脹變形等5種破壞類型。
2) 通過現場換裝硐室兩幫移近量的觀測,采用“錨網索噴+澆注鋼筋混凝土+全斷面注漿”方案,可以很好地減小兩邊的移近量。
3) 隨著煤礦的大型化、高度機械化,支架換裝硐室已成為煤礦的主要大型硐室,因此本文提出的支護方案及其成功實施,對后期大型礦井建設具有很高的推廣意義。
[1] 張利軍,吳擁政.深井松軟煤層大斷面硐室控制技術研究[J].施工技術,2011,5:28-32.
[2] 王衛軍,張鵬,彭文慶,等.錨桿注漿聯合支護大斷面煤倉硐室圍巖變形分析[J].湖南科技大學學報:自然科學版,2008,23(4):6-9.
[3] 康紅普,王金華,等.煤巷錨桿支護理論與成套技術[M].北京:煤炭工業出版社,2007.
[4] 顏立新,康紅普,李紅德.趙莊礦特大斷面工作面巷道錨桿支護現狀分析[J].煤礦開采,2007,12(6):41-43.
[5] 顏立新,康紅普.特大斷面巷道圍巖穩定性與支護技術[C]∥地下開采現代化技術理論與實踐[M].北京:煤炭工業出版社,2007.
[6] 張占濤.大斷面巷道圍巖變形特征與支護參數研究[D].北京:煤炭科學研究總院,2009.