不穩(wěn)定殘余支承壓力下注漿錨索支護(hù)技術(shù)在沿空掘巷的應(yīng)用

李仲輝 李付臣 李 華

（兗州煤業(yè)股份有限公司鮑店煤礦，山東省鄒城市，273500）

不穩(wěn)定殘余支承壓力下注漿錨索支護(hù)技術(shù)在沿空掘巷的應(yīng)用

李仲輝 李付臣 李 華

（兗州煤業(yè)股份有限公司鮑店煤礦，山東省鄒城市，273500）

由于采掘接替緊張，鮑店煤礦103下03工作面軌道巷在上區(qū)段回采完畢后不待采空區(qū)頂板活動(dòng)穩(wěn)定即留小煤柱沿空掘進(jìn)。在不穩(wěn)定殘余支承壓力影響下，巷道掘進(jìn)期間即出現(xiàn)大變形，且進(jìn)入變形穩(wěn)定期煤幫流變性顯著。分析認(rèn)為，窄煤柱被嚴(yán)重破壞后承載能力的減弱，是導(dǎo)致煤幫流變性顯著的主要原因。在原支護(hù)的基礎(chǔ)上，采用注漿錨索對(duì)窄煤柱進(jìn)行了二次支護(hù)，巷道圍巖得到有效控制，回采期間巷道斷面滿(mǎn)足生產(chǎn)要求。

殘余支承壓力 沿空掘巷 巷道支護(hù) 注漿錨索

沿空掘巷一般是在臨近工作面采空區(qū)頂板活動(dòng)穩(wěn)定后開(kāi)始掘進(jìn)，巷道受側(cè)向關(guān)鍵頂板破斷結(jié)構(gòu)保護(hù)，通過(guò)留設(shè)合理寬度的煤柱，使巷道處于應(yīng)力降低區(qū)，采用高強(qiáng)螺紋鋼樹(shù)脂錨桿支護(hù)技術(shù)可以取得較好的支護(hù)效果。鮑店煤礦由于采掘接替緊張等原因，有時(shí)來(lái)不及等到頂板活動(dòng)穩(wěn)定即開(kāi)始下區(qū)段回采巷道的掘進(jìn)，在不穩(wěn)定殘余支承壓力影響下，巷道兩幫掘進(jìn)影響期間即發(fā)生較大變形，進(jìn)入變形穩(wěn)定期后流變性顯著，傳統(tǒng)的錨網(wǎng)索支護(hù)不能滿(mǎn)足支護(hù)要求。因此，研究此類(lèi)巷道圍巖變形破壞機(jī)理并針對(duì)性地提出圍巖控制技術(shù)具有重要的意義。

1 工程概況

1.1 圍巖地質(zhì)概況

鮑店煤礦103下03工作面走向長(zhǎng)1300m，傾斜寬180m。煤層平均厚度3.25m，推進(jìn)方向的右側(cè)為103下02采空區(qū)，軌道巷在靠近103下02工作面帶式輸送機(jī)巷側(cè)留3m窄煤柱沿頂板掘進(jìn)，且在103下02工作面回采結(jié)束后僅兩個(gè)月就開(kāi)始掘進(jìn)，軌道巷寬5m，高3.3m。煤層頂?shù)装迩闆r見(jiàn)表1。

表1 煤層頂?shù)装迩闆r表

1.2 原支護(hù)參數(shù)

103下03工作面軌道巷采用錨網(wǎng)索支護(hù)，支護(hù)參數(shù)如下：

（1）頂板采用6根?22mm×2400mm高強(qiáng)度螺紋鋼錨桿，配合金屬網(wǎng)、鋼筋梯聯(lián)合支護(hù)，間排距800mm×900mm，每孔使用兩卷樹(shù)脂錨固劑。另外，每隔2排施工1組?22mm×5000mm錨索，錨索間排距為3200mm×2700mm，每孔使用兩卷樹(shù)脂錨固劑。

（2）兩幫采用4根?20mm×2000mm高強(qiáng)度螺紋鋼錨桿配合金屬網(wǎng)、鋼筋梯聯(lián)合支護(hù)，幫錨桿間排距800mm×900mm，每孔使用一卷樹(shù)脂錨固劑。另外，沿空側(cè)幫部每隔2排施工1根?22mm×3500mm錨索，排距為2700mm，每孔使用一卷樹(shù)脂錨固劑。非沿空側(cè)幫部每隔2排施工2根?22mm×5000mm錨索，間排距為1200mm×2700mm，每孔使用兩卷樹(shù)脂錨固劑。

2 圍巖變形特征及原因分析

2.1 表面位移特征

在距103下03工作面軌道巷開(kāi)口100m、200 m、350m、450m處分別布置表面位移測(cè)站1＃站、2＃站、3＃站和4＃站，采用“十字法”觀(guān)測(cè)。根據(jù)表面位移觀(guān)測(cè)結(jié)果分析，該巷道變形破壞具有以下特征：

（1）掘進(jìn)期間變形量大，穩(wěn)定時(shí)間長(zhǎng)。巷道掘出后圍巖劇烈變形，兩幫移近速度超過(guò)30mm／d，頂板下沉速度超過(guò)5mm／d；1周后變形有所緩和，但兩幫移近速度仍大于20mm／d，頂板下沉速度4 mm／d左右；巷道掘出1個(gè)月后，變形才趨于穩(wěn)定，兩幫移近量達(dá)到500mm，頂板下沉100mm。

（2）變形穩(wěn)定期煤幫流變性顯著。巷道掘出兩個(gè)月后，兩幫移近速度仍不小于5mm／d，個(gè)別段甚至保持10mm／d的移近速度。

（3）煤幫變形量遠(yuǎn)大于頂板。巷道掘出兩個(gè)月后，各測(cè)站兩幫移近均在600mm以上，最大達(dá)到800mm；各測(cè)站頂板下沉量均不超過(guò)250mm，且下沉速度小于2mm／d。

2.2 老頂破壞特征

在距巷道開(kāi)口370m處頂板設(shè)一鉆孔，通過(guò)TYGD10型鉆孔探測(cè)儀觀(guān)測(cè)老頂內(nèi)部破壞情況，巷道掘出不同時(shí)間的老頂裂隙發(fā)育變化較大。老頂裂隙的發(fā)育過(guò)程說(shuō)明巷道掘進(jìn)期間老頂處于不穩(wěn)定狀態(tài)，巷道掘出時(shí)老頂比較完整，無(wú)縱向裂隙，隨后老頂不斷回轉(zhuǎn)下沉，縱向裂隙發(fā)育，形成較大裂隙，最終老頂發(fā)生斷裂。

2.3 巷道變形原因

103下03工作面軌道巷開(kāi)始掘進(jìn)時(shí)，巷道圍巖大結(jié)構(gòu)狀態(tài)如圖1所示，此時(shí)弧形三角塊B一端受巷道上方直接頂?shù)闹尾⑴c巖體A咬合，另一端與巖塊C相咬合。巖塊B、C構(gòu)成的鉸接結(jié)構(gòu)處于不穩(wěn)定狀態(tài)，將回轉(zhuǎn)下沉，直至得到下部冒落矸石的支撐。巖塊B回轉(zhuǎn)下沉所需空間通過(guò)擠壓巷道圍巖小結(jié)構(gòu)來(lái)獲得，因而巖塊B回轉(zhuǎn)下沉過(guò)程中始終伴隨著巷道圍巖小結(jié)構(gòu)的劇烈變形，這正是103下03工作面軌道巷掘進(jìn)期間變形量大的主要原因。

圖1 老頂側(cè)向懸臂梁不穩(wěn)定結(jié)構(gòu)圖

巖塊B觸矸后，受到直接頂和采空區(qū)冒落矸石的有力支撐，同時(shí)受到巖體A和巖塊C的夾持，達(dá)到圖2所示的穩(wěn)定狀態(tài)。此時(shí)，雖然巷道圍巖大結(jié)構(gòu)處于穩(wěn)定狀態(tài)，但巷道煤幫已受到嚴(yán)重破壞，尤其是護(hù)巷窄煤柱，在巷道開(kāi)掘后即完全進(jìn)入塑性區(qū)，承載能力低，流變性顯著。老頂巖塊的回轉(zhuǎn)下沉使煤柱淺部破碎區(qū)向煤柱深部塑性區(qū)擴(kuò)展，部分錨桿因失去著力基礎(chǔ)而失效，錨桿對(duì)煤柱加固作用的減弱，促進(jìn)了煤柱破碎區(qū)的發(fā)展，導(dǎo)致煤柱承載能力進(jìn)一步減弱，實(shí)體煤幫受力增大，在高支撐壓力作用下破壞嚴(yán)重，且進(jìn)入變形穩(wěn)定期后流變性顯著。

圖2 弧形三角塊穩(wěn)定結(jié)構(gòu)圖

3 支護(hù)對(duì)策

巷道在掘進(jìn)期間已發(fā)生較大變形，為了防止回采期間巷道斷面過(guò)小而影響正常生產(chǎn)，需對(duì)巷道進(jìn)行二次支護(hù)。由于巷道變形以?xún)蓭蜑橹?，頂板較為完整；而實(shí)體幫的顯著流變性，又是緣于窄煤柱承載能力降低，二次支護(hù)的重點(diǎn)應(yīng)是增強(qiáng)窄煤柱的承載能力。由于窄煤柱破壞比較嚴(yán)重，不能給錨桿或錨索提供堅(jiān)實(shí)的著力基礎(chǔ)，單純打錨桿或錨索不能起到加固煤柱的作用，故采用雙股籠形注漿錨索對(duì)窄煤柱進(jìn)行加固。

4 雙股籠形注漿錨索加固技術(shù)

4.1 作用機(jī)理

雙股籠形注漿錨索技術(shù)一方面利用水泥漿液把窄煤柱中各種弱面充實(shí)，并把弱面和四周煤體重新膠結(jié)起來(lái)，提高煤柱的整體性；另一方面水泥漿液把錨桿和煤體之間的裂隙充實(shí)，使因煤體破碎錨固力減弱甚至失效的錨桿重新發(fā)揮錨固作用。水泥漿液實(shí)現(xiàn)了雙股高強(qiáng)度籠形錨索的全長(zhǎng)錨固，在錨索的壓應(yīng)力作用下，其錨固范圍內(nèi)的煤體被壓縮而形成一個(gè)整體。

4.2 加固方案

采用的雙股籠形錨索單股鋼絞線(xiàn)公稱(chēng)直徑15.24mm、強(qiáng)度1860MPa，破斷載荷不低于250kN。錨索長(zhǎng)2300mm，錨深2000mm，外露不超過(guò)300mm。錨索間排距為1500mm×1500mm，最上部一排錨索距頂板700mm。采用?35mm樹(shù)脂錨固劑對(duì)錨索進(jìn)行端錨，錨索托盤(pán)長(zhǎng)200mm、寬200mm，采用厚15mm的12＃槽鋼制作，巷道加固錨索布置如圖3所示。

圖3 注漿錨索布置斷面圖

5 錨注效果

表面位移觀(guān)測(cè)結(jié)果如表2所示，對(duì)窄煤柱進(jìn)行二次支護(hù)后，兩幫最大移近量小于250mm，頂板最大下沉量小于60mm。在進(jìn)入工作面超前支護(hù)段前，巷道寬度不小于4000mm，高度不小于2700mm，巷道斷面能夠滿(mǎn)足生產(chǎn)要求。受工作面超前壓力影響時(shí)，通過(guò)打單體支柱超前支護(hù)，巷道變形也得到了很好的控制。說(shuō)明采用注漿錨索對(duì)窄煤柱補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案合理，能有效控制圍巖變形，確保生產(chǎn)安全。

表2 103下03軌道巷位移觀(guān)測(cè)結(jié)果

6 結(jié)論

（1）沿空巷道頂板弧形三角塊的回轉(zhuǎn)下沉是導(dǎo)致掘進(jìn)期間巷道圍巖劇烈變形的主要原因；而窄煤柱破壞后承載能力的降低導(dǎo)致實(shí)體煤幫受力增大，是變形穩(wěn)定期煤幫流變性顯著的主要原因。

（2）采用雙股籠形注漿錨索對(duì)窄煤柱進(jìn)行二次支護(hù)，提高窄煤柱的承載能力， 能有效控制回采期間巷道圍巖的變形，確保巷道斷面滿(mǎn)足生產(chǎn)要求。

（3）巷道表面位移觀(guān)測(cè)和鉆孔探測(cè)儀的聯(lián)合應(yīng)用，可以有效觀(guān)測(cè)巷道圍巖結(jié)構(gòu)狀態(tài)，為探究巷道失穩(wěn)機(jī)理提供一種新的方法。

［1］ 錢(qián)鳴高，繆協(xié)興，許家林等.巖層控制的關(guān)鍵層理論［M］.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社，2000

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Application of grouting anchor cable supporting technology under unstable residual bearing pressure in roadway driving along next goaf

Li Zhonghui，Li Fuchen，Li Hua
（Baodian Coal Mine，Yanzhou Coal Mining Co.，Ltd.，Zoucheng，Shandong 273500，China）

Because of the tension of mining－excavation relay，the working for track roadway of 103lower03working face in Baodian Mine has driven along next goaf only remaining small coal pillar before goaf roof movement is stable after the stoping in last section was finished.Under unstable residual bearing pressure，roadway deformation happens during excavation and the rheological property of sidewall is obvious during steady deformation period.According to the analysis，the decreased bearing capacity of the heavily－damaged narrow coal pillar has resulted in the obvious rheological behavior.Based on original support，the narrow coal pillar is supported secondly by using grouting anchor cable.Then the surrounding rock deformation is kept under control and the size of roadway section meets the production demands during coal extraction.

residual bearing pressure，roadway driving along next goaf，roadway support，grouting anchor cable

TD353

A

李仲輝（1958－），男，山東滕州人，高級(jí)工程師，現(xiàn)任兗礦集團(tuán)鮑店煤礦礦長(zhǎng)。

（責(zé)任編輯 張毅玲）