破碎顶板综合支护技术应用研究

2021-08-27王玉林

能源与环保 2021年8期

王玉林

(河南神火煤电股份有限公司，河南永城 476600)

巷道围岩稳定是保障矿山安全高效开采的关键[1-2]。采矿工程中，巷道护技术为其安全生产做出了卓越的贡献，同时也带来了巨大的经济效益。目前，超前支护技术已经广泛应用到掘进工作面的实际生产过程当中。超前巷道支护施工基础上进行破碎顶板二次支护，提高了回采过程的安全性与顶板稳定性[3-4]。

根据地质条件和巷道服务的目的不同，导致各个矿井的巷道采取得的支护方式差异较大。随着采区优化，工作面巷道服务周期边长。当巷道围岩为松散破碎的岩体时，锚杆锚索等传统的主动支护形式的可锚性降低，支护效果达不到设计要求。顶板较破碎时，严重制约工作面掘进、回采等任务，掘进时进行超前锚杆支护、回采时再进行二次支护，一定程度上可改善该问题。在顶板破碎或为弱层理结构的条件下，围岩开采前采用超前锚杆支护技术提前对暴露的顶板进行支护，使围岩在开挖后的原岩应力不被或者减少破坏，避免围岩产生较大的形变，从而保证巷道顶板在未离层前得到有效支护。该矿顶板为厚顶板，根据现场实际情况最终提出“掘进超前支护+回采二次支护”的技术方案，达到巷道不同使用目的稳定性，为复杂破碎巷道顶板支护方案提供了实践的依据，同时提高了巷道支护效果，对矿内推广具有重大意义。

1 工程地质概况

1.1 地质概况

十盘区位于黄陵煤矿井田中部，其四周分别为为北邻十一盘区，南与五盘区相接，东邻三盘区，西接六盘区，其中1009辅运巷设计在十盘区内。1009辅运巷设计长度3 001.9 m，主采2号煤层，煤厚1.9～2.2 m，平均厚度2.1 m，直接顶为粉砂岩和泥岩，成分以石英为主，钙质胶结，含植物化石碎片和星点云母片，中夹薄层中砂岩及砂质泥岩。泥岩为灰黑色，局部含少量粉砂岩，层理不明显。底板为泥岩，灰黑色，易风化，易破碎，含少量植物化石碎屑。煤层顶底板岩性情况见表1。

表1 煤层及顶底板岩性Tab.1 Lithology of coal seam and roof and floor m

1.2 巷道支护形式参数

1009辅运巷道设计为矩形，巷道尺寸为2 800 mm×5 200 mm(长×宽)，采用锚杆锚索金属网联合全断面支护。顶锚杆选用φ20 mm×2 500 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚索选用φ17.8 mm×10 300 mm防腐锚索，锚索梁采用T140型钢带加工，梁长3.6 m，排距1.0 m。其中，顶锚杆间距为850 mm，靠两帮间距1.0 m，排距为1.0 m。锚索梁采用“横向梁+走向梁”的十字方式进行支护，其中横、纵梁均采用一梁四索；设计锚索梁距主帮侧600 mm，锚索梁采用T140型钢带加工，梁长3.4 m，间距1.0 m，配合让压锁具使用，锚深10.0 m。

两帮采用均采用锚杆塑钢网联合支护，主帮、副帮分别为φ20 mm×2 500 mm普通玻璃钢锚杆和φ20 mm×2 500 mm高强度玻璃钢锚杆，每排4根，间排距均为700 mm×1 000 mm。

1.3 巷道顶板及生产现状

(1)三维地震勘探报告表明，巷道邻近3DF15断层，掘进过程可能揭露伴生断层致顶板较为破碎。

(2)根据现场实际生产情况，在巷道掘进过程中未发现断层及构造造成的安全影响，顶板上方约500 mm左右的岩石较破碎，直接顶整体稳定性较差，当掘进至500～800 m时，顶板破碎情况尤为明显，掘进期间，顶板随掘随落，厚度100～400 mm，此时循环进尺降为0.8 m(此时顶锚杆排距变更为0.8 m)，严重的制约了生产。

2 巷道支护设计方案

2.1 超前支护理念

超前支护是指对尚未开挖的岩体进行预支护，预防其在开挖时的垮落。这些岩土体主要是指一些开挖后来不及支护就会发生破坏性事故，如流沙、严重的破碎带、松散的软岩、高应力围岩等[5-6]。

超前支护一般分为2类，分别为超前锚杆(或锚索)加固和带注浆的超前锚杆加固。围岩的破坏从本质上来说是渐进的，就是受扰动应力的加载，导致其内部就开始有破裂出现，围岩变形增加，进而降低了岩体质量。因此，过大的变形对围岩后期的承载是不利的。有时尽管岩土体没有冒落或坍塌，但围岩的破损可能发生在岩土体的内部，围岩的承载能力可能已经有严重损失，以至在载荷进一步发展后(端部开挖)，围岩很快就失效。因此，超前支护就是提前提供约束，减少围岩质量在变形过程的降低[7-8]。

2.2 二次支护理念

受工作面回采、采空区、煤柱等因素影响，在原始支护方案在回采过程中易发生片帮、底鼓等矿压显现情况，难以满足生产的需要。根据工作面布置情况对巷道的顶板、主副帮分别进行针对性支护。主副帮均对巷道底角进行支护，其中副帮(煤柱帮)采用强支护。

2.3 超前支护方案

根据1009辅运巷直接顶构造情况，为保证煤层顶板在巷道被开挖后的完整性，采用围岩补强和组合梁理论对迎头前未被暴露的顶板超前支护，通过施工超前锚杆，将锚杆锚固长度以内的围岩组成组合梁，从而加强围岩本身的抗弯能力和提高其承载能力，使之在巷道开挖后，巷道永久支护前保证顶板的完整性[9]。综合锚杆施工工艺及有关文献以及在结合实际施工探索的基础上，现场施工中超前锚杆安设角度采用30°，误差范围28°～32°。其支护参数选取：φ20 mm×2 500 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆(或强度相当的其他锚杆)；锚杆间距为850 mm，排距为2 000 mm，每排3～4根。锚固方式为每根锚杆消耗2节MSK2335型树脂。同时为提高锚杆与顶板的结合力，要求锚杆预紧力不低于150 kN。支护设计如图1所示。

图1 顶板超前锚杆支护设计Fig.1 Roof advance bolt supporting design

2.4 二次支护方案

根据上述分析，在原有的基础上在破碎区域的整个巷道断面进行分式区二次支护，如图2所示。

图2 补强支护方案Fig.2 Reinforced supporting scheme

补强支护前，将顶、帮的网包先进行处理，遇联巷、煤钻场口均向里支护2 m。现场巷道变形不一致。为确保支护效果，二次支护的方式可适当进行调整。煤柱帮采用锚索代替锚杆进行补强支护。顶部在原支护钢带的基础上采用“一梁两索”交替迈步式进行补强支护。锚索采用φ17.8 mm×10 300 mm-19芯非防腐锚索配合索具，锚深10 m。设计孔距2.4 m，张拉力200 kN。新支护的锚索之间用锚网片整片连接。

煤柱侧支护方案：采用锚索+塑钢网联合支护进行补强支护，锚索采用φ17.8 mm×5 300 mm-19芯防腐锚索配合索具，间排距700 mm×1 000 mm，采用钢托盘，每根锚索采用4节锚固剂进行锚固，张拉力200 kN。煤墙侧支护方案：采用规格为φ20 mm×2 500 mm高强树脂锚杆，布置形式为在原有巷道锚杆间布置，每排3根，间排距为700 mm×1 000 mm。两帮的底角锚杆采用用金属锚杆支护，设计参数相同。锚杆规格为φ20 mm×2 500 mm，每根锚杆采用2节锚固剂进行锚固。锚杆设计倾角30°，预紧力100 kN，下压木托盘。

2.5 施工注意事项

(1)超前支护。当顶板破碎时，在开机前及每循环割煤前，利用ZYC2X800/21/30型交错式掘进超前支架的临时支护，在有效的掩护下施工超前锚杆。在工作面正头顶板的临时支护处，倾斜向工作面打锚杆眼(与顶板夹角为30°)，保证锚杆与顶板的结合效果。为保证锚固的质量，控制锚杆眼深度和孔内干净，充分始树脂药卷充分发挥作用，锚杆锚固力满足100 kN。施工顺序：交接班→打超前锚杆眼→安装超前锚杆→综掘机截割→刷帮清浮煤→敲帮问顶→连网及临时支护→永久支护→打超前锚杆眼→安装超前锚杆→下一循环→文明生产→现场交接班。

(2)二次支护。采用风动式锚杆钻机进行打眼，副帮(煤柱侧)采用的锚索型号符合要求。底角锚杆与底板夹角30°，为保证与底板结合效果，角度不可过小。打眼后必须进行吹孔，保证后期支护效果的锚固力满足要求。

3 施工效果验证

3.1 宏观效果

在2号煤巷道掘进过程中，顶板上方约500 mm的岩石较破碎，虽然无大的漏顶，但100～300 mm范围的漏顶经常出现。若不能满足同排锚杆锚固在同层位的效果，降低了支护强度，难以保证支护质量。所以，必须采取合理的措施，保证顶板的完整性，达到安全生产的标准效果。同时当进行施工超前锚杆后，根据现场实际生产情况，一方面，在巷道掘进后能较好的控制顶板的完整性不掉落(此超前支护只起支撑作用，无挤压加固作用)，且减小了永久支护过后，顶板的下沉量；另一方面，施工超前锚杆后，实际生产过程中循环进尺可由0.8 m增加为2～3 m(视具体情况)，极大的提高了掘进效率。

3.2 矿压分析

另外为检测施工超前锚杆和二次支护对巷道顶板后期变形的控制效果，通过离层观测仪对永久支护后的巷道顶板下沉量进行观测。分别在顶板超前支护区域和非超前支护区域各安设2套双深度(A基点为深部基点，深8 m；B基点为浅部基点，深3 m)GYW300离层传感器进行下沉量观测，进行了48 h的观测，其顶板下沉量与时间的关系如图3所示。由图3可看出，非超前支护区，在巷道巷道开挖后直接顶内部已出现离层，锚杆支护的有效性减弱，此时直接顶的承载能力已经降低，当顶板受压稳定后，巷道顶板浅部围岩下沉量最大达到20 mm，深部围岩下沉量为7～8 mm。一定程度上会造成锚杆失效，不能有效阻止顶板下沉，锚固范围内(2.5 m)和锚固区以外(8.0 m)的离层都相对比较明显，此时锚固范围内的岩体作为荷载多于作为承载体的作用。