煤層回風大巷支護技術研究與應用

王 文

（霍州煤電集團金能煤業有限公司，山西 靜樂 035100）

隨著我國綜合機械化開采技術的發展，礦井的產能不斷提高，出現了一批單井產能超過兩千萬噸的井工開采煤礦。產能的提高以設備的大型化為保障。為滿足礦井運輸及大型設備的安裝要求，大斷面煤層巷道越來越多。由于支護方式不合理，煤層大巷掘進后變形嚴重，有些需要反復維修，不僅增大了支護成本，而且對生產造成了嚴重的影響[1-4]。因此實現大斷面煤層巷道的穩定控制，對煤礦的安全高效生產具有重要意義。

1 工程概況

為加快掘進速度，霍州煤電集團金能煤礦的回風大巷布置在2 號煤層中，沿煤層底板掘進。巷道斷面為半圓拱形，規格為5.5 m×4.8 m（寬×高）。2 號煤的厚度為0.6～10.4 m，平均為5.2 m，煤層傾角7°～28°，平均16°。煤層頂底板巖性如圖1。

圖1 2 號煤層頂底板巖性

2 煤層大巷變形特征

2.1 巷道原支護方式

巷道永久支護為錨網索支護，錨桿規格為Φ22 mm×2400 mm 左旋無縱筋螺紋鋼筋錨桿，配球形墊圈，每根錨桿使用兩卷Z2835 樹脂錨固劑，錨桿間排距為800 mm×800 mm。

錨索為Φ21.6 mm×8200 mm 鋼絞線，每排布置5 根錨索，錨索間排距1200 mm×1600 mm，每根錨索使用4 根Z2360 和1 根CK2360 錨固劑，配400 mm×400 mm×16 mm 的托盤。

錨網索支護后對巷道進行噴漿密閉，水泥:沙子:石子的比例為1:2:2，噴漿厚度≥120 mm，分兩次噴漿，間隔2 h。

2.2 巷道變形特征

回風大巷掘進斷面22 m2，為大斷面煤層巷道。巷道掘進后出現劇烈變形，主要變形特征表現為：

（1）巷道頂板有網兜，下沉量大，部分區域頂板下沉量可達1000 mm，錨桿索被拉斷，托盤外翻，網兜及金屬網撕裂較嚴重。掘進期間曾發生一次大面積冒頂，頂板冒落后，錨桿露出甚至整體掉下，嚴重影響生產。

（2）兩幫出現內擠現象，擴容明顯，最大幫鼓量達500 mm，兩幫移近量接近1000 mm，錨桿失效，托盤變形，金屬網被撕裂。

3 地應力測量

3.1 測定方法

由于井下煤層賦存條件的特殊性，一般采用實測的方式確定某區域的地應力。綜合比較各種測量方法，確定采用應力解除法對2 號煤地應力進行測量[5-6]。

應力解除法的原理為：當試塊從巖體中取出時會發生膨脹變形，而變形量的大小取決于它最初的受力狀態。通過測量變形值，利用胡克定律即可計算出該試塊的原始受力大小，即為該位置的初始地應力。

3.2 測量步驟

在回風大巷中無斷層和破碎帶的區域取3 個點打鉆取芯進行地應力測量，應力測試鉆孔的參數見表1，鉆孔布置如圖2。

圖 2 鉆孔布置圖

表1 應力測試鉆孔參數

測量步驟為：

（1）導孔施工

在煤巖體表面以4°的仰角施工應力解除孔，鉆孔的直徑為120 mm，鉆孔的深度為7.5～10.5 m。

（2）應力計安裝孔施工

導孔施工完畢后，采用Φ36 mm 的鉆頭與導孔同圓心施工應力計安裝孔，安裝孔深380 mm。

（3）安裝應力計

將粘貼了三組、每組四片電阻應變片制作的空心環氧樹脂應力計安裝到Φ36 mm 的應力計安裝孔中。

（4）取芯

待環氧樹脂固化后，一般不得小于24 h，將粘有應變計的巖芯取出，取出過程中同步采集12 個電阻應變片的變形數值。

（5）彈模測定

將取出的巖芯放入彈模率定儀中，測量巖芯的彈性模量和泊松比。

（6）應力計算

利用地應力計算軟件對變形量、彈性模量、泊松比等數據進行計算，得到地應力結果。

3.3 測量結果

根據應力解除過程中的應變數據，可以得到不同距離的應變變化，其中2 號測孔的曲線如圖3。

圖3 2 號孔應力解除過程曲線

通過軟件的計算分析，得到三個測點的應力值及關系見表2。

表2 地應力測量結果

由地應力測試結果可以看出，金能礦的原始應力以水平應力為主，并且最大水平應力為垂直應力的1.08 倍，受一定的構造運動影響，但影響較小。

3.4 巷道變形原因分析

結合地應力測量結果，分析回風大巷變形劇烈的原因主要有：

（1）地應力方向

地應力觀測結果表明，水平應力為最大主應力，最大主應力的方向與巷道掘進方向的夾角為62.3°，相對較大，是造成頂板及兩幫變形嚴重的主要原因。

（2）巷道圍巖為煤體

回風大巷沿2 號煤底板掘進，頂板和兩幫均為煤體，采用鉆孔觸探法測得煤體原位單軸抗壓強度為6.8 MPa，為極軟煤層，自穩能力差。

（3）部分支護參數不合理

2 號煤的頂板為泥巖和砂質泥巖，強度相對較低，而選用8200 mm 的錨索錨固點位于砂質泥巖中，極易出現離層，造成支護失效。

4 錨噴注控制機理及方案

4.1 控制機理

綜合回風大巷的變形特征及原因分析，改變巷道方向或者重新掘進巷道不僅影響煤礦正常的生產，而且經濟上不合理，為此提出采用錨噴注聯合支護的強力支護方式。即首先對錨網之后的巷道進行噴漿封閉，隔絕空氣，同時防止漏漿；其次對巷道進行淺部注漿，進一步封閉巷道淺部煤巖體中的裂隙，為錨桿提供穩定的受力基礎，同時提高可注性，為深部注漿提供條件；最后對巷道進行深部注漿，封閉錨索錨固范圍內的裂隙，提高整個支護系統的整體性，使得錨桿索等永久支護體與煤巖體形成復合承載結構，解決軟弱煤巖體變形量大的問題。錨噴注的加固機理如圖4。

圖4 錨噴注加固機理示意圖

4.2 錨網噴支護設計

（1）采用強力錨桿支護

改用BHRB500 鋼材制作的Φ22 mm×2400 mm高強螺紋鋼錨桿，屈服載荷500 MPa，拉斷載荷254 kN。配150 mm×150 mm×8 mm 的沖擊碟形墊片，預緊力矩≥300 N·m。

（2）增加錨索長度

將錨索長度由8200 mm 增加為12 000 mm，并且要求深入到頂板粉砂巖中的距離≥1.5 m，配4根Z2360 和2 根CK2360 錨固劑。

4.3 注漿加固

深淺孔的注漿設計如圖5。

圖5 深淺注漿設計（單位：mm）

注漿材料為水泥和水玻璃的雙液漿，體積比為1:0.2。深部注漿孔的深度為12 000 mm，淺部注漿孔的深度為2500 mm。注漿孔的間距應小于2 倍的擴散半徑，以此設計每排注漿孔的數量為11 個，其中深部注漿孔5 個，淺部注漿孔6 個。注漿孔設置在錨桿排之間，排距為800 mm。淺部注漿孔的壓力≤2 MPa，深部注漿孔的壓力≥5 MPa。注漿順序由下往上，先注底角及兩幫，最后位于巷道中間的深部注漿孔。

4.4 應用效果監測

采用錨噴注的支護方案后，在回風大巷內每隔50 m 設置一個測站，對巷道表面位移進行觀測，連續3 d 變形值不超過5 mm 停止觀測。3 號測點的觀測結果如圖6。

圖6 3 號測點巷道表面位移觀測結果

由圖6 可以看出，采用新的支護方式后，巷道變形緩慢，變形速率小，兩幫移近量74 mm，頂板下沉量98 mm。巷道底板穩定，最大底鼓30 mm，對生產影響較小。

5 結論

（1）錨噴注聯合支護技術可以提高軟弱煤層巷道支護系統的整體性，使得錨桿索等永久支護體與煤巖體形成復合承載結構，解決軟弱煤巖體變形量大的問題。

（2）回風大巷采用錨噴注聯合網支護后，巷道變形量小，保證了礦井的正常生產，但成本相對較高，對服務年限較長的礦井開拓巷道和采區準備巷道效果較好。