莒山煤礦動壓影響下大巷底鼓控制技術應用

焦 彪

（蘭花集團莒山煤礦有限公司，山西 澤州 048200）

1 工程概況

蘭花集團莒山煤礦有限公司井田位于山西省澤州縣巴公鎮(zhèn)三家村附近，行政區(qū)劃隸屬澤州縣巴公鎮(zhèn)管轄。目前礦井正在進行9#煤層的采掘工作，9#煤層呈黑色塊狀特征，平均厚度1.14 m，一采區(qū)地面相對位置為農(nóng)田，地勢呈東高西低，無地表水體存在。莒山煤礦9#煤層開拓巷道布置在太原組煤層，除膠帶大巷沿煤層頂板掘進，其余大巷沿煤層底板掘進，大巷直接頂多為砂質(zhì)泥巖、泥巖，厚2.6～4.6 m； 砂泥巖上層為細砂巖，厚2.7～3.5 m，灰色，薄層狀,石英為主，含呈星狀白云母，泥質(zhì)膠結，具砂質(zhì)結構，緩波狀層理發(fā)育，偶見裂隙；直接底為泥巖，厚4.1～4.7 m。泥巖為灰黑色，致密，性脆，中部夾薄層細粒砂巖。9#煤層一采區(qū)大巷位置詳情如圖1所示。在兩側回采工作面回采期間，對應區(qū)段內(nèi)的大巷圍巖均出現(xiàn)不同程度的破壞，尤其是巷道底鼓最為嚴重，影響巷道的正常使用和礦井安全生產(chǎn)。為保證礦井的安全高效生產(chǎn)，以9#煤層進風大巷為例，展開其加固支護技術的研究。

圖1 9#煤一采區(qū)大巷位置詳情

2 進風大巷圍巖控制技術

莒山煤礦9#煤層進風大巷為直墻半圓拱形斷面，掘進期間采用錨網(wǎng)噴聯(lián)合支護方式；頂板錨桿長度2.4 m，直徑22 mm，每排8 根錨桿，間距0.8 m，排距為0.8 m，采用4 840 mm 托梁配合冷拔絲網(wǎng)聯(lián)合支護； 頂板錨索直徑21.8 mm、 長度6.3 m，“三0 三”布置，巷道中線處布置一根，距中心線1.6 m 各布置一根，排距1.6 m；兩幫錨桿規(guī)格與頂板相同，每排布置3 根，間排距0.8 m；巷道表面噴射厚度不小于150 mm 的C15 細石混凝土。對應位置工作面回采后，大巷頂板錨桿多處失效，底板多處底鼓破壞，最大底鼓量達到600～800 mm，原有支護方案無法有效控制巷道圍巖破壞及底板底鼓。

為解決進風大巷圍巖變形及底板底鼓嚴重的問題，工程技術人員經(jīng)查閱相關的研究成果[1-2]，結合莒山煤礦9#煤層進風大巷具體的開采技術條件，設計大巷圍巖、底板控制方案：①方案一：錨網(wǎng)噴+ 錨注支護，9#煤層進風大巷沿煤層頂板掘進，底板多為整體強度較低的泥巖，在對應位置工作面采動影響下，底板巖層內(nèi)裂隙逐漸發(fā)育，導致底板整體性降低，引發(fā)底板底鼓變形，因此設計采用中空錨桿對破碎的底板進行注漿加固。錨桿規(guī)格為Φ28 mm×L2 500 mm，底板每排布置5 根，沿巷道中線對稱布置，間排距800 mm×1 600 mm，漿液采用普通硅酸鹽水泥漿。②方案二：錨網(wǎng)噴+卸壓槽+錨注支護；莒山煤礦9#煤層埋深較大，底板巖層內(nèi)應力集中程度高是導致底鼓嚴重的一個重要因素，因此可通過在底板中部開挖一定尺寸的卸壓槽，使巷道底板應力向深部轉移，達到減小底板底鼓的效果。卸壓槽布置在底板中部，寬度為0.6 m，深度2.0 m，兩側底板采用中空錨桿進行注漿。③方案三：錨網(wǎng)噴+U 型鋼反底拱+ 錨注支護：9#煤層進風大巷底板巖層巖性較差，且軟弱巖層厚度較大，因此可采用U 型鋼反底拱支護提供更高的支護強度，減小底板破碎巖體向巷道自由空間擠壓破壞，達到控制底板底鼓的效果。反底拱采用U29 型鋼，反底拱上方填充體采用C20 細石混凝土，下方注漿參數(shù)與方法二相同。④方案四：底板無支護措施，頂板和兩幫支護采用錨網(wǎng)噴，與原支護方案相同。

3 進風大巷底板控制技術模擬研究

為更加合理地確定莒山煤礦9#煤層進風大巷的支護方案，以FLAC3D數(shù)值軟件進行不同支護方案條件下模擬分析[3-4]，選取具有代表性的20 m進風大巷建立模型。模型y 軸方向長度20 m，大巷軸線與y 軸平行，工作面沿y 軸方向布置，由右向左推進，z 軸方向模型高度35 m； 進風大巷寬4.8 m，直墻高1.8 m，半圓拱直徑4.6 m，巷道埋深450 m； 模型上方設置垂直向下11.25 MPa 的均布載荷；進風大巷表面錨噴支護采用實體單元，厚度150 mm，方案一中采用水泥漿，方案二中，底板卸壓槽寬度0.6 m、深度2.0 m，方案三種U 型鋼反底拱澆筑厚度為500 mm，進風大巷各支護方案模型如圖2所示。

圖2 各支護方案模型

截取模型y 軸方向中部位置，得到大巷圍巖塑性破壞特征如圖3所示，可以看出，在不同支護方案條件下，方案一～方案四，幫部破壞深度分別為3.5 m、3.5 m、2.5 m、4.0 m，底板巖層塑性破壞深度分別為2.4 m、3.3 m、0.8 m、3.0 m，頂板塑性破壞深度分別為2.0 m、2.0 m、1.4 m、2.0 m；頂板巖層破壞深度和范圍的變化很小，底板和兩幫圍巖的塑性破壞深度和范圍存在明顯的差異，支護方案三條件下，大巷底板、兩幫及頂板的塑性破壞深度和范圍均最小，且底板的底鼓變形量也明顯小于其余支護方案； 因此確定9#煤層進風大巷采用錨網(wǎng)噴+U 型鋼反底拱+ 錨注支護返修方案。

圖3 數(shù)值模擬分析成果

4 進風大巷返修支護

為確保莒山煤礦9#煤層進風大巷返修施工期間的安全，減小返修施工對于圍巖的破壞，在擴修前對巷道頂板及兩幫進行注漿。根據(jù)現(xiàn)場實際情況及數(shù)值模擬研究結果可以看出，大巷頂板破碎冒落較嚴重，因此選擇充填效果較好的高水速凝注漿材料作為注漿材料；由于圍巖裂隙發(fā)育較深，為便于漿液滲入較深的圍巖裂隙內(nèi)，設計注漿壓力為2.5 MPa，漿液水灰比為1.5:1，注漿孔深度為4.0 m，孔徑為42 mm，頂板每排兩個注漿孔，間排距2.0 m；注漿方式采用順序注漿，每幫布置兩個注漿孔，孔深和直徑與頂板布孔相同，間排距0.8 m×1.6 m，頂板及幫補注漿孔布置斷面如圖4（a）、（b）所示，采用電動雙液注漿泵，專用封孔器封孔。

莒山煤礦9#煤層進風大巷采用錨網(wǎng)噴+U 型鋼反底拱+ 錨注支護返修方案。頂板錨桿選用Φ21 mm×2 400 mm 高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，每排8 根，間排距800 mm，每根錨桿均采用K2350、Z2359 樹脂藥卷錨固劑一支，安裝時外露長度不小于50 mm，預緊力大于40 kN；錨索選用Φ17.8 mm×6 300 mm 鋼絞線，采用“212”布置方式，每排兩根時間距3.2 m，排距0.8 m，每根錨索采用1 根K2350、2 根Z2350 樹脂藥卷進行錨固，頂板采用12 號菱形金屬網(wǎng)；幫部每排3 根錨桿，規(guī)格與頂板相同，間排距800 mm。頂板和兩幫噴射混凝土厚度150 mm，混凝土標號C20；底板采用“U 型鋼反底拱+ 注漿錨桿”支護方式，大巷臥底后安裝U29 型鋼，型鋼弧長5.2 m，高度0.8 m，水平長度5.0 m；U 型鋼中預留5 個注漿錨桿安裝孔，孔間距0.8 m，排距同型鋼1.0 m；注漿錨桿采用型號GY28 的中空注漿錨桿，漿液采用普通硅酸鹽水泥配置，型鋼上方充填體采用C20 細石混凝土，進風大巷最終支護斷面如圖4（c）所示。

圖4 進風大巷支護

5 進風大巷返修支護效果分析

莒山煤礦9#煤層輔運大巷采用上述支護方案返修后，每間隔50 m 布置測點監(jiān)測頂?shù)装逑鄬σ平?，整理得到進風大巷頂?shù)装逑鄬σ平孔兓€如圖5所示。由圖5可知，成巷早期，大巷圍巖變形速率較大，監(jiān)測至45 天左右，大巷頂?shù)装逑鄬σ平炕静辉僭龃?，圍巖過渡至穩(wěn)定狀態(tài)；測站三頂?shù)装遄罱K相對移近量為198 mm，為4 個測站中的最大值，測站二頂?shù)装遄罱K相對移近量為162 mm，為4 個測站的最小值，大巷頂?shù)装逑鄬σ平勘３衷?62～198 mm 之間，處于合理可控范圍內(nèi)。結合現(xiàn)場情況可認定：“錨網(wǎng)噴+U 型鋼反底拱+ 錨注支護” 聯(lián)合支護措施有效控制了進風大巷的底鼓變形，能夠保證大巷圍巖的長期穩(wěn)定。

圖5 進風大巷表面位移曲線

6 結語

莒山煤礦9#煤層一采區(qū)多條大巷在服務期間出現(xiàn)嚴重的底板底鼓、支護結構失效等問題。以9#煤層進風大巷為例，結合現(xiàn)場實際情況及相關研究成果，提出“錨網(wǎng)噴+ 錨注支護”、“錨網(wǎng)噴+ 卸壓槽+錨注支護”、“錨網(wǎng)噴+U 型鋼反底拱+ 錨注支護”聯(lián)合支護方案，通過數(shù)值模擬研究確定最佳返修支護方案為“錨網(wǎng)噴+U 型鋼反底拱+ 錨注支護”聯(lián)合支護。設計具體的返修支護方案，返修后監(jiān)測進風大巷頂?shù)装逑鄬σ平?，進風大巷頂?shù)装遄罱K相對移近量保持在162～198 mm 之間，返修支護效果良好，莒山煤礦9#煤層其余大巷返修及掘進可借鑒此方案。