山西忻州窯礦軟巖巷道錨桿錨索聯合支護方案優(yōu)選

趙曉慧

(同煤集團忻州窯礦)

1　工程概況

忻州窯礦北二5#煤層膠帶輸送機下山(圖1)是5#煤層北二采區(qū)的準備巷道，服務年限長，是該采區(qū)生產的咽喉巷道[1-2]。北二5#煤層膠帶輸送機下山沿5#煤層直接頂掘進，5#煤層底板標高167～191.5 m，平均深度為668.44 m，巷道沿270°方位角掘進。沿北二5#煤層膠帶輸送機下山方向北側為北二5#煤層軌道下山，現未掘進，后期沿5#煤層直接頂掘進，兩巷之間的保護煤柱寬約25 m。該輸送機下山后期還將受到上部3#煤層12305等工作面回采后形成的煤柱影響，長期處于高應力狀態(tài)，對該巷道維護影響較大。

圖1　北二5#煤層膠帶輸送機下山布置示意

北二5#煤層膠帶輸送機下山所處區(qū)域的5-1#煤層直接頂為粉砂巖，厚5～20 m，結構較穩(wěn)定；5-1#煤層偽頂為薄層狀泥巖，厚0.5～1 m，較破碎；5-1#煤層厚度為0.5～4.05 m，平均為3.45 m，煤層厚度變化較大，其中一般含有1～2層夾矸，厚0～3.8 m，平均為2.8 m；5-1#煤層底板為薄層狀粉砂質泥巖，平均厚度約8 m。3#煤層與5#煤層間距為25.68 m，3#煤層工作面尚未采完。北二5#煤層膠帶輸送機下山沿5#煤層直接頂掘進，煤層厚度變化較大，煤體強度低，該類因素給北二5#煤層膠帶輸送機下山支護帶來了較大難度。

2　試驗段支護方案

根據北二5#煤層膠帶輸送機下山的實際工程地質條件，本研究采用高強度穩(wěn)定型錨桿錨索聯合支護方案進行巷道穩(wěn)定性控制[3-7]。在北二5#煤層膠帶輸送機下山與北二皮帶輸送機大巷交叉處沿北二5#煤層膠帶輸送機下山方向220 m處開始連續(xù)設立3個長為40 m的試驗段(試驗段1、2、3)，即北二5#煤層膠帶輸送機下山為新掘巷道，自北二5#煤層膠帶輸送機下山與北二膠帶運輸機大巷交叉處向內220 m為傳統支護段，往內220～260 m段為試驗段1，260～300 m為試驗段2、300～340 m為試驗段3。3個試驗段相應支護方案(方案Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ)的錨桿(索)排距分別為1 000，800，600 mm。在支護施工后，對各試驗段巷道圍巖變形進行監(jiān)測，以便確定合理的錨網支護參數[8-9]。

2.1　試驗段1

試驗段1巷道頂部采用小孔徑高強度預應力錨索，一方面可以確保頂板圍巖形成的組合梁具有良好的抗彎能力，提高巷道淺部巖體穩(wěn)定性；另一方面能夠有效發(fā)揮深部穩(wěn)定巖體的被動承載能力，有利于形成“剛性梁”結構。

試驗段1選取的錨索規(guī)格為φ17.8 mm×6 000 mm，材質為1860型鋼絞線，錨索間排距為1 100 mm× 1 000 mm。已有研究表明，頂角錨索能夠有效控制巷道頂板下沉，維護頂板錨網支護承載結構穩(wěn)定，頂角錨索向外扎角約15°，要求每個錨索孔使用1支K2370和1支Z2370樹脂錨固劑，錨索預緊力不宜小于135 kN。幫部采用全長自旋錨桿進行支護，均采用φ22 mm×3 500 mm全長自旋錨桿，錨桿間排距為800 mm×1 000 mm，錨桿墊板規(guī)格為110 mm×300 mm(長×寬)鑄鐵托板，幫角錨桿向下扎角約15°。巷道頂部和幫部配合使用高強度護表構件，采用高強度金屬網護表。較菱形網而言，金屬網不僅強度高，而且更易拉緊拉直，同時垂直于巷道軸向布置高強度W型鋼帶和槽鋼，有利于提高支護結構的整體強度，充分發(fā)揮錨桿錨索聯合支護效果[10-11]。具體來講：①巷道頂部鋪設1 100 mm× 1 800 mm 冷拔絲網，幫部鋪設1 100 mm× 1 500 mm冷拔絲網，冷拔絲直徑0.55 mm，網孔規(guī)格為45 mm×45 mm，網間搭接100 mm，每200 mm聯接一次，使用雙股14#鐵絲雙排聯接；②巷道頂部配合錨索使用4 500 mm 長W型鋼帶，幫部使用2 800 mm長14#槽鋼。

2.2　試驗段2

試驗段2巷道頂部采用的小孔徑高強度預應力錨索規(guī)格、材質與方案Ⅰ一致，錨索間排距為1 100 mm×800 mm，頂角錨索向外扎角約15°左右。各錨索孔使用1支K2370和1支Z2370樹脂錨固劑，錨索預緊力不宜小于135 kN。巷道幫部采用規(guī)格為φ22 mm×3 500 mm全長自旋錨桿進行支護，錨桿間排距為800 mm×800 mm，錨桿墊板規(guī)格、幫角錨桿向下扎角與方案Ⅰ一致。巷道頂部鋪設900 mm×1 800 mm冷拔絲網，幫部鋪設900 mm×1 500 mm 冷拔絲網，冷拔絲直徑為0.55 mm，網孔規(guī)格為50 mm×50 mm，網間搭接100 mm，每200 mm 聯接1次，使用雙股14#鐵絲雙排聯接[12-14]；巷道頂部配合錨索使用4 500 mm長高凸鋼帶，幫部使用2 800 mm長14#槽鋼。

2.3　試驗段3

試驗段3巷道頂部采用的小孔徑高強度預應力錨索規(guī)格、材質與方案Ⅰ、Ⅱ一致，錨索間排距為1 100 mm×600 mm，頂角錨桿向外扎角約15°，各錨索孔使用1支K2370和1支Z2370樹脂錨固劑，錨索預緊力不宜小于135 kN。幫部采用規(guī)格為φ22 mm×3 500 mm全長自旋錨桿進行支護，錨桿間排距為800 mm×600 mm。錨桿墊板規(guī)格、幫角錨桿向下扎角與方案Ⅰ、Ⅱ一致。巷道頂部支護參數取值與方案Ⅱ一致。

3　巷道穩(wěn)定性監(jiān)測分析

本研究對試驗段1、試驗段2、試驗段3分別采用方案Ⅰ、方案Ⅱ、方案Ⅲ進行支護。在試驗段1中設置了1#、2#測站，在試驗段2中設置了3#、4#測站，在試驗段3中設置了5#、6#測站。各測站設置1個觀測面，采用中腰線十字布點法[15-18]。垂直于圍巖表面鉆進φ42 mm、深350 mm孔，將φ42 mm、長400 mm 木樁打入孔中。頂部和上幫木樁端部打入鉤形測釘，下幫和底板木樁端部打入平頭測釘。

3.1　巷道表面位移

3.1.1試驗段1

試驗段1中1#、2#測站觀測的巷道表面位移如圖2所示。

圖2　試驗段1巷道表面位移變化特征

分析圖2可知：在監(jiān)測時間段內，1#測站處巷道頂底板未發(fā)生位移，表明試驗段1頂底板支護方案及參數具有良好的適用性；1#測站處巷道兩幫位移量在巷道支護施工完畢后20 d(2017-08-28～2017-09-17)內未發(fā)生變形，第21 d開始巷道兩幫突出量逐漸增加至20 mm，隨著觀測時間推移，巷道兩幫突出量增長速度放緩，最終達到22 mm并保持穩(wěn)定；2#測站處巷道兩幫在巷道支護施工后10 d(2017-08-28～2018-09-07)內的位移量為0，隨后以0.38 mm/d 速度增加，13 d(2017-09-20)后逐漸達到最大位移量5 mm；2#測站處巷道頂底板位移量在巷道支護施工完畢后20 d(2017-08-28～2017-09-17)內的位移量為0，之后15 d(2017-09-17～2017-10-02)內巷道頂底板位移量逐漸增大至5 mm。綜合分析可知：當錨桿(索)間排距為1 000 mm時，巷道圍巖應力重新分布達到穩(wěn)定狀態(tài)約需3個月，之后巷道表面位移基本趨于穩(wěn)定。

3.1.2試驗段2

試驗段2中3#、4#測站觀測的巷道表面位移如圖3所示。

分析圖3可知：3#測站處巷道頂底板及兩幫位移量在15 d(2018-09-18～2018-10-03)內呈增大趨勢，之后處于穩(wěn)定狀態(tài)，此時巷道頂底板及兩幫的最大位移量分別為5，10 mm；4#測站處巷道兩幫位移量在15 d(2018-09-18～2018-10-03)內逐漸增大至5 mm，巷道頂底板位移量增加速度相對于兩幫較慢，當巷道圍巖應力達到穩(wěn)定狀態(tài)時，巷道頂底板變形量也逐漸達到5 mm。

圖3　試驗段2巷道表面位移變化特征

進一步分析圖3可知：錨桿(索)排距為800 mm時，開挖巷道圍巖應力重新分布達到穩(wěn)定狀態(tài)約需2個月，3#測站處巷道兩幫最大位移量(10 mm)大于頂底板最大位移量(5 mm)，4#測站處巷道穩(wěn)定時的兩幫最大位移量與頂底最大位移量相等，即錨桿(索)排距由1 000 mm降為800 mm時，頂底板位移量增加5 mm，反應出錨桿(索)間排距對于巷道圍巖變形控制效果的影響較顯著。

3.1.3試驗段3

試驗段3中5#、6#測站觀測的巷道表面位移如圖4所示。分析圖4可知：監(jiān)測開始后14 d(2017-10-13～2017-10-26)內，5#、6#測站處巷道頂底板及兩幫位移量由0分別增大至5，10 mm。

圖4　試驗段3巷道表面位移變化特征

綜上所述，采用3種支護方案(錨桿(索)排距分別為1 000，800，600 mm時)均能夠有效控制巷道圍巖變形，但綜合考慮巷道變形持續(xù)時間及最大變形量等指標后，本研究認為錨桿(索)排距設置為800 mm即可滿足支護需求。

3.2　巷道頂板離層

本研究通過對3個試驗段巷道頂板離層進行2個月的觀測，發(fā)現除了試驗段1頂板淺部3.8 m范圍內在巷道支護施工完畢40 d后出現5 mm的位移外，其余試驗段頂板離層量均較小，說明3個試驗段的巷道頂板變形均得到了有效控制。考慮到北二5#煤層膠帶輸送機下山后期會受到北二5#煤層軌道下山掘進和上部3#煤層回采的影響，因此仍需進一步觀測該段巷道頂板離層。

3.3　錨桿受力分析

3個試驗段巷道幫部自旋錨桿受力監(jiān)測表明：①試驗段1中的錨桿所受軸力為0～3 t，平均達到1.83 t，錨桿桿體軸力均有所變化，錨桿所受軸力差別較大，但很快都趨于穩(wěn)定，是由于開挖巷道造成圍巖應力重新分布，圍巖體發(fā)生變形，但之后圍巖位移趨于穩(wěn)定；②試驗段2支護施工完畢15 d后，錨桿桿體受力均趨于穩(wěn)定，該試驗段錨桿所受軸力為0～3.5 t，平均達到2 t，錨桿所受軸力集中程度較好，可以有效避免同一巷道斷面上錨桿、錨索支護效果差異較大而導致圍巖承載結構發(fā)生災變；③試驗段3支護施工完畢1個月后，錨桿所受軸力趨于穩(wěn)定，該試驗段錨桿所受軸力為0～4 t，平均達到1.67 t，錨桿所受軸力差別大，同一巷道斷面上錨桿、錨索錨固效果差異性最大，加大了巷道圍巖支護系統發(fā)生災變的可能性。

4　結　語

對山西忻州窯礦北二5#煤層膠帶輸送機下山的3個試驗段設計了錨桿錨索聯合支護方案，并對相應的支護參數取值進行了討論。通過對支護施工后各試驗段的巷道表面位移、頂板離層、錨桿受力進行監(jiān)測分析，可知當錨桿(索)排距為800 mm時，采用本研究設計的錨桿錨索聯合支護方案可以有效控制巷道頂底板及兩幫圍巖變形，降低巷道返修工作量，有助于進一步降低巷道開拓施工及支護成本。

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