急傾斜煤層回采巷道圍巖裂隙探測及支護(hù)設(shè)計(jì)研究

李 康 蔣新軍

（神華新疆能源公司，新疆維吾爾自治區(qū)烏魯木齊市，830021）

1 引言

急傾斜煤層復(fù)雜的地質(zhì)力學(xué)環(huán)境，決定了急傾斜煤層全煤巷道支護(hù)的特殊性和復(fù)雜性。與近水平煤層、傾斜煤層全煤巷道頂?shù)装鍨閹r層、兩幫為煤層的條件不同，急傾斜煤層全煤巷道一般沿頂?shù)装宀贾茫锏乐挥幸粠蜑閹r層，頂部、底部及另一幫均處在煤層中。急傾斜煤層節(jié)理裂隙發(fā)育，且節(jié)理面沿走向分布，節(jié)理與水平面夾角與煤層傾角基本一致，使頂部錨桿錨索幾乎沿層理面布置，從而大大降低了頂幫錨桿錨索的支護(hù)效果。以堿溝煤礦工作面為例，其頂板側(cè)巷道的北幫為頂板、南幫靠近工作面，底板側(cè)巷道的南幫為底板巖石。由于急傾斜煤層礦山壓力非對稱性分布，導(dǎo)致急傾斜煤層頂板側(cè)和底板側(cè)巷道非對稱性變形及頂 （底）板巷道兩幫非對稱性變形。隨著采深的增加，礦壓顯現(xiàn)逐漸劇烈，巷道變形破壞嚴(yán)重，巷道位移量顯著增大，甚至發(fā)生了巷道煤巖動(dòng)力失穩(wěn)破壞現(xiàn)象，維護(hù)異常困難。尤其以堿溝煤礦東三采區(qū)+541m 水平B1巷變形失穩(wěn)最為嚴(yán)重，巷道礦壓顯現(xiàn)劇烈，掘進(jìn)過程中煤 （巖）體極易松弛、垮落，導(dǎo)致巷道易發(fā)生滑落失穩(wěn)或冒頂，嚴(yán)重地段巷道兩幫移近量超過1m；掘進(jìn)過程中翻修1～2 次，甚至在施工過程中局部地段出現(xiàn)了前掘后翻現(xiàn)象，并伴有煤炮、嚴(yán)重底鼓、水溝變形、皮帶托輥被震掉、錨網(wǎng)撕裂等現(xiàn)象，影響工作面安全生產(chǎn)。因此，急需對超前預(yù)裂爆破工作面巷道合理支護(hù)參數(shù)進(jìn)行研究，以保障采煤工作面安全生產(chǎn)。

2 工程背景

堿溝煤礦東三采區(qū)+541 m 水平B1巷布置在B1煤層中，掘進(jìn)工作面自堿溝煤礦主斜井中心線以東1046m 的+518m 水平東三石門起至石門以東997m，對應(yīng)地表為+541m 水平以上地表垮通形成的塌陷坑。+518m 水平石門以西66m 為原安寧渠區(qū)煤礦邊界線。+541 m 水平B1巷道上部為采空區(qū)、下部為實(shí)體煤。B1煤層偽頂為碳質(zhì)泥巖，厚度0.3 m，松軟呈層狀分布；直接頂為炭質(zhì)泥巖，厚0.7m，灰白色層狀分布，節(jié)理發(fā)育；基本頂為粉砂巖，厚度為4.8m，層狀分布，遇水易垮落，硬度為2～3；直接底為泥巖，厚1.1m，灰黑色、部分松軟易垮落；基本底為粉砂巖，厚度達(dá)14.2m，硬度較高，可達(dá)3～4。

3 巷道圍巖裂隙發(fā)育程度及松動(dòng)范圍監(jiān)測

準(zhǔn)確掌握巷道圍巖的裂隙發(fā)育程度和松動(dòng)圈范圍是確定巷道支護(hù)設(shè)計(jì)方案的首要條件。因此，使用鉆孔窺視儀對圍巖裂隙發(fā)育程度進(jìn)行直觀觀測分析。同時(shí)，利用松動(dòng)圈測試儀對圍巖的松動(dòng)范圍、破碎程度進(jìn)行探測，對錨桿 （錨索）網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)的安全可靠性進(jìn)行動(dòng)態(tài)評估，為復(fù)雜圍巖條件下巷道的聯(lián)合支護(hù)研究提供科學(xué)、可靠的依據(jù)。

具體監(jiān)測在堿溝煤礦東三采區(qū)+541 m 水平B1巷道內(nèi)進(jìn)行。巷道破碎嚴(yán)重的區(qū)域布置多組斷面，每組斷面共5個(gè)鉆孔，頂板一個(gè)鉆孔，兩幫各兩個(gè)鉆孔。幫上的兩個(gè)鉆孔，一個(gè)水平、一個(gè)傾斜45°斜向上布置。鉆孔布置完畢后，首先進(jìn)行鉆孔窺視探測，然后在每個(gè)鉆孔內(nèi)進(jìn)行松動(dòng)圈測試，根據(jù)鉆孔窺視和松動(dòng)圈測試的結(jié)果，綜合評估該斷面及整個(gè)巷道的穩(wěn)定性，為支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)提供依據(jù)。

3.1 巷道圍巖原生裂隙發(fā)育程度監(jiān)測分析

在圍巖中布置鉆孔，利用鉆孔窺視儀可以直觀觀測到孔壁裂隙的發(fā)育情況，從而為巷道支護(hù)提供依據(jù)。現(xiàn)詳細(xì)描述裂隙、破碎特征較為明顯的圖像（見圖1）。如圖1a所示的北幫水平鉆孔在4.5 m處出現(xiàn)裂隙；如圖1b所示的頂板鉆孔2.2m 前出現(xiàn)裂隙，且孔壁破碎，反映出煤體較為破碎；圖1c所示的南幫水平鉆孔中沒有發(fā)現(xiàn)裂隙，該區(qū)域處于巖層中。從圖1中還可以看出，如圖1c與煤體中所得圖像 （圖1a、圖1b）明顯不同；斜向上45°的鉆孔窺視結(jié)果反映出直墻與拱角的結(jié)合區(qū)域存在裂隙。整體上看，東三采區(qū)+541 m 水平B1巷圍巖裂隙主要分布在巷道北幫和頂板4.5 m 以下的區(qū)域，其他部分煤體中未發(fā)現(xiàn)裂隙。由此可見，巷道圍巖中裂隙的分布呈現(xiàn)區(qū)域性特征，將裂隙開始延伸的位置用曲線連接，得到各裂隙發(fā)育分布的三帶，將具有相同裂隙分布規(guī)律的區(qū)域稱為分區(qū)裂隙帶，如圖2所示。

圖1 巷道鉆孔窺視圖像

圖2 巷道圍巖裂隙分布特征

巷道北幫壁面和最靠近巷道的一組裂隙連接，構(gòu)成了區(qū)域的第一裂隙帶；順著裂隙的延伸方向，將北幫水平鉆孔1m 處、頂板1m 處、斜向上4m的位置連接起來形成了第二裂隙帶；將北幫水平鉆孔4.5m 處、斜向上4.5 m 處、頂板2.2 m 處連接起來形成了第三裂隙帶。由現(xiàn)場巷道變形特征可知：變形的區(qū)域主要是第一裂隙帶，在北幫1 m以內(nèi)、頂板1 m 以內(nèi)的煤體中裂隙較為發(fā)育，巷道的北幫和頂板最容易發(fā)生垮冒式變形。

3.2 巷道圍巖松動(dòng)范圍監(jiān)測分析

為全面揭示堿溝煤礦巷道圍巖裂隙的發(fā)育范圍，為巷道支護(hù)提供設(shè)計(jì)依據(jù)，運(yùn)用松動(dòng)圈測試儀在東三采區(qū)+541 m 水平B1巷道進(jìn)行探測，獲得了自巷道斷面向內(nèi)24m 的松動(dòng)圈范圍。松動(dòng)圈測試的位置與鉆孔窺視監(jiān)測的位置相同。探測結(jié)果表明，+541m 水平B1巷頂板上方煤 （巖）體裂隙發(fā)育不明顯，比較完整；底板正下方約2.4 m 厚的煤層破碎較為嚴(yán)重，17.0～19.0 m 范圍內(nèi) （厚度約2.0m）煤層分層破壞明顯；距南幫深度約0～12.0m 圍巖裂隙發(fā)育不明顯，比較完整，約13.5～17.0m 范圍內(nèi)的煤 （巖）體有裂隙發(fā)育，分層破壞嚴(yán)重；距北幫深度約18.5～20.5 m 范圍內(nèi)（厚度約2.0m）的煤層分層破壞明顯。探測結(jié)果表明，在+541 m 水平B1巷底板煤體破碎，在開采過程中由于應(yīng)力集中，可能導(dǎo)致底鼓現(xiàn)象的發(fā)生；頂板裂隙不發(fā)育；北幫18.5～20.5 m、南幫13.5～17.0m 范圍內(nèi)裂隙發(fā)育，反映出巷道南北兩幫深部穩(wěn)定性較差。因此可知，+541 m 水平B1巷在掘進(jìn)及以后使用的過程中，將面對巷道自身穩(wěn)定性較差的局面。巷道圍巖松動(dòng)破碎特征如圖3所示。

4 巷道支護(hù)設(shè)計(jì)方案

4.1 支護(hù)方式的確定

堿溝煤礦東三采區(qū)+541 m 水平B1巷埋深約300m，沿B1煤層底板側(cè)布置，煤層硬度系數(shù)f 為1～2，節(jié)理裂隙發(fā)育。由于巷道壓力大、煤層軟、煤層含水量大、易風(fēng)化等自然因素，以及上分層開采造成超前應(yīng)力集中、超前預(yù)爆造成震動(dòng)影響等人為因素的影響，巷道變形破壞嚴(yán)重，變形量大，表現(xiàn)出軟巖巷道破壞特征。鋼性支護(hù)無法滿足支護(hù)要求，必須使用柔性支護(hù)方式，釋放部分變形能，才能達(dá)到預(yù)期支護(hù)效果。

錨桿支護(hù)作為一種典型的柔性支護(hù)方式，具有成本低、支護(hù)效果好、操作簡便、占用施工凈工少等優(yōu)點(diǎn)。當(dāng)前，錨桿支護(hù)技術(shù)在礦區(qū)應(yīng)用成熟，因此在東三采區(qū)+541 m 水平B1巷道采用錨桿、錨網(wǎng)、錨索聯(lián)合支護(hù)方式。

4.2 錨網(wǎng)及鋼帶的選擇

4.2.1 錨網(wǎng)

堿溝煤礦在較長時(shí)間內(nèi)使用的錨網(wǎng)是雙抗網(wǎng)，隨著開采深度的加大，該類錨網(wǎng)已不能有效控制圍巖變形。從圖4中可以看出，目前正在使用的雙抗網(wǎng)存在強(qiáng)度低、變形量大等不足，在高應(yīng)力或沖擊影響下易產(chǎn)生大變形，甚至破裂，因此必須加大錨網(wǎng)強(qiáng)度，抵抗圍巖表面變形。鑒于堿溝煤礦東三采區(qū)B1煤層破碎，煤層硬度系數(shù)f 為1～2，巷道壓力大，受采動(dòng)、超前預(yù)爆等沖擊影響的生產(chǎn)條件，東三采區(qū)+541 m 水平B1巷采用強(qiáng)度更高的冷拔絲錨網(wǎng)作為錨網(wǎng)支護(hù)材料。冷拔絲錨網(wǎng)能夠很好地與錨桿、鋼帶耦合，充分發(fā)揮錨桿支護(hù)優(yōu)勢和圍巖自承能力。

圖4 雙抗錨網(wǎng)變形破裂

4.2.2 鋼帶

鋼帶是錨桿支護(hù)系統(tǒng)的關(guān)鍵構(gòu)件。鋼帶傳遞錨桿應(yīng)力，將單根錨桿連接起來組成一個(gè)整體的承載結(jié)構(gòu)，可提高錨桿支護(hù)的整體效果。從圖5中可以看出，普通鋼帶存在剛度小、強(qiáng)度低、無法有效傳遞和均衡錨桿應(yīng)力的不足，易造成鋼帶彎曲、斷裂，錨桿受力不均，錨桿與錨桿間煤體非協(xié)調(diào)變形等現(xiàn)象，圍巖無法形成整體承載結(jié)構(gòu)，支護(hù)效果較差。基于堿溝煤礦開采擾動(dòng)和頂煤爆破預(yù)裂影響造成的錨桿受力不均、巷道圍巖破碎，且煤層夾矸較多的現(xiàn)實(shí)條件，認(rèn)為在東三采區(qū)+541 m 水平B1巷使用高強(qiáng)度的W 形鋼帶，可充分發(fā)揮其具有的強(qiáng)度高、剛度大的特點(diǎn)，能夠很好地均衡和傳遞錨桿應(yīng)力，將錨桿有效連接起來組成一個(gè)整體承載結(jié)構(gòu)，充分發(fā)揮圍巖自承能力。

4.3 錨桿、錨索的布置參數(shù)

4.3.1 錨桿長度及間排距

應(yīng)用懸吊理論對錨桿的長度及間排距進(jìn)行計(jì)算。計(jì)算結(jié)果表明，頂部錨桿理論計(jì)算長度應(yīng)大于或等于2500 mm，南幫錨桿理論長度應(yīng)大于或等于1500 mm，北幫錨桿理論長度應(yīng)大于或等于1500mm。由鉆孔窺視及松動(dòng)圈測試結(jié)果可知，東三采區(qū)+541m 水平B1巷在北幫1m 內(nèi)、頂板2.2 m 內(nèi)的煤體中裂隙較為發(fā)育，這兩處煤體最容易發(fā)生垮冒式變形。北幫斜向上4m 范圍內(nèi)裂隙屬于第二裂隙帶，必須采取加強(qiáng)支護(hù)的措施，防止該處發(fā)生移動(dòng)變形。

圖5 普通鋼帶失效

根據(jù)松動(dòng)圈范圍計(jì)算得巷道錨桿長度分別為：頂部錨桿大于或等于2500 mm，南幫錨桿大于或等于2300 mm，北幫錨桿大于或等于2300 mm。取理論計(jì)算與實(shí)測中較大值作為錨桿設(shè)計(jì)長度，于是得：頂部錨桿長度大于或等于2500 mm，南幫錨桿長度大于或等于2300 mm，北幫錨桿長度大于或等于2300 mm。因此，設(shè)計(jì)兩幫及頂部錨桿長度皆為2500mm。

錨桿間、排距經(jīng)計(jì)算得，巷道頂部錨桿間排距可小于970 mm，幫部錨桿間排距可小于1000 mm。結(jié)合監(jiān)測所發(fā)現(xiàn)的巷道北幫拱角裂隙發(fā)育、變形破壞嚴(yán)重的現(xiàn)象，根據(jù)錨桿支護(hù)巷道 “治頂先治幫”和“重點(diǎn)支護(hù)兩幫兩腳”的基本原則，在巷道南北兩幫拱角各安裝一根長為2500 mm 錨桿，且南北兩幫和頂部錨桿長度皆取2500 mm，以此來控制巷道直墻拱腳處圍巖的運(yùn)移。

鑒于巷道頂板及煤幫側(cè)受上分層回采震動(dòng)、頂煤垮放和頂煤超前爆破弱化的影響，將故頂部及兩幫錨桿間排距均設(shè)計(jì)為800mm×800mm。

4.3.2 錨桿鉆孔直徑

錨桿鉆孔直徑與錨桿直徑相差過大或過小，都會(huì)降低錨桿的錨固力：當(dāng)錨桿直徑過大，錨桿與孔壁間隙過小時(shí)，將導(dǎo)致樹脂膠和固化劑缺少混合空間，不能充分均勻混合固結(jié)，造成錨固力過低；當(dāng)錨桿直徑過小，錨桿與孔壁間隙過大時(shí)，一方面將導(dǎo)致樹脂攪拌后不能充滿錨桿與孔壁間隙，另一方面將造成樹脂不能充分混合，造成錨固力過低。由此可見，只有鉆孔直徑與錨桿直徑的合理匹配，才能獲得最大的錨固力，保證圍巖的錨固質(zhì)量。相關(guān)研究表明，當(dāng)使用?20mm 螺紋鋼錨桿時(shí)，宜采用?28mm 鉆孔。

4.3.3 錨索長度

國內(nèi)外學(xué)者針對不同圍巖性質(zhì)提出不同支護(hù)理論，研究了不同支護(hù)方法，然而這些研究大都僅針對于近水平煤層或傾斜煤層，對急傾斜煤層巷道的適應(yīng)性還有待進(jìn)一步研究、完善。根據(jù)懸吊理論，計(jì)算得堿溝煤礦巷道錨索合理垂向長度為7.83m。

圖6 巷道錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)設(shè)計(jì)方案

由于急傾斜煤層特殊的地質(zhì)條件，形成急傾斜煤層應(yīng)力非對稱分布的特點(diǎn)。堿溝煤礦采用分段綜采放頂煤方法進(jìn)行回采，隨著上分層煤層的回采，巷道頂部壓力得到釋放，而底部壓力卻隨著采深的增大而增加，一直沒有得到釋放。以上兩種因素造成巷道南幫應(yīng)力大于北幫壓力。東三采區(qū)+541水平B1、B3巷南幫較北幫普遍變形破壞時(shí)間早、程度嚴(yán)重，也驗(yàn)證了這一點(diǎn)。因此，設(shè)計(jì)錨索與水平面夾角60°，東三采區(qū)+541m 水平B1巷錨索長度設(shè)計(jì)為7.8m／cos30°，即9.0m。最終的巷道聯(lián)合支護(hù)設(shè)計(jì)方案如圖6所示。

4.3.4 錨索排距

錨索排距按照懸吊理論進(jìn)行設(shè)計(jì)，鑒于錨桿排距為800mm×800mm，因此也將錨索間排距設(shè)定為2000mm×2400mm。

5 支護(hù)效果評價(jià)

東三采區(qū)+541 m 水平B1巷采用綜掘掘進(jìn)，按照上述方案進(jìn)行支護(hù)，圖7 反映了東三采區(qū)+541m 水平B1巷支護(hù)后的斷面成形情況。從圖7中可以看出，采用新的支護(hù)方式后，加長的錨桿改善了圍巖的應(yīng)力分布狀態(tài)，提高了圍巖的自穩(wěn)能力，高強(qiáng)度鋼帶緊貼煤壁，較好地控制了煤體的移動(dòng)及變形。巷道頂板及兩幫整體平整，表明錨網(wǎng)鋼帶支護(hù)對提高大斷面巷道支護(hù)安全系數(shù)、減少巷道維修量、提高掘進(jìn)速度、提高巷道利用率、確保采掘平衡、實(shí)現(xiàn)礦井高產(chǎn)高效起到了非常重要的作用。同時(shí)，為相同或類似地質(zhì)條件下的巷道支護(hù)提供了參考。

圖7 +541m 水平B1巷支護(hù)效果圖

6 結(jié)論

通過鉆孔窺視儀及松動(dòng)圈測試儀對巷道圍巖穩(wěn)定性進(jìn)行現(xiàn)場監(jiān)測，獲得了巷道松動(dòng)圈及裂隙分布特征，以此為依據(jù)確定了巷道錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)方式，并結(jié)合理論計(jì)算，確定了巷道的支護(hù)參數(shù)：

錨桿選用?20 mm×2500 mm，間排距為800 mm×800mm；錨索選用?15.24mm×9000mm，間排距為2000mm×2400mm。

現(xiàn)場應(yīng)用結(jié)果表明，該支護(hù)設(shè)計(jì)方案合理。加長的錨桿錨固在穩(wěn)定層位上，降低了巷道圍巖的表面位移，高強(qiáng)度鋼帶與錨網(wǎng)抑制了圍巖的變形，說明該支護(hù)設(shè)計(jì)方案完全能夠滿足安全生產(chǎn)的要求。

實(shí)際應(yīng)用效果進(jìn)一步驗(yàn)證了采用現(xiàn)場監(jiān)測與理論計(jì)算確定的錨網(wǎng)索支護(hù)參數(shù)的合理性，為該礦類似巷道的支護(hù)設(shè)計(jì)提供了參考依據(jù)。

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