采空區內掘進巷道圍巖的聯合支護技術研究

目前，山西省的許多礦區都進行了煤礦改造。在采礦準備期間，應整體優化和配置采礦道路。在采礦整合之前，留下了大量的空區和胡同，很容易挖掘和暴露。由于采空區和空巷上層巖體均已垮落,覆巖已經破壞,掘進過程中頂板隨掘隨塌,頂板上層冒落形成高冒區,巷道掘進后圍巖難以控制,巷道變形嚴重,生產安全受到嚴重威脅,且采空區內積水、積氣也給巷道工程帶來安全隱患,掘進工作面臨極復雜條件下巷道圍巖控制的重大工程問題,成為目前國內重組整合礦井面臨的普遍難題。因此整合礦井采空區內掘進巷道圍巖加固支護研究勢在必行,先掘后支等常規的掘進支護技術已經不能夠滿足冒落巖體中掘進的安全要求,因此以目前支護、加固材料為基礎,設計采空區內巷道掘進加固支護新技術,可以解決采空區內圍巖破碎巷道穩定性差的問題。1采空區和空巷山西煤炭進出口集團宏遠煤業有限公司為兼并重組整合礦井,礦井設計年產能120萬t,屬于技改在建礦井。該礦井在掘進總回風巷南段距離回風立井貫通點93m處遇到礦井原有采空區和空巷。上層巖體均已垮落,掘進過程中頂板隨掘隨塌,頂板上層冒落形成高冒區?？刹擅簩訛?5號煤層,平均厚度4.5m,埋深400m,煤層傾角為近水平,內生裂隙發育,松散容易破碎;頂底板巖性為泥巖,裂隙發育?？偦仫L巷掘進開挖過程中經過探測,將穿過2處采空區和揭露7條空巷,該段巷道長度約93m。該段巷道掘進后就能實現總回風巷與回風立井的貫通,根據以往經驗,空巷內一般冒落煤矸高度3~4m,頂板較完整,兩幫易破碎。2注漿加固技術總回風巷上覆巖層內主要是泥巖、砂質泥巖,通過現場勘探數據,分別對冒落帶高度和導水裂縫帶高度進行計算。計算結果:在中硬巖石條件下垮落帶高度3~4m,冒落帶高度14~19m,導水裂縫帶高度37~47m。由于掘進巷道處于冒落帶(冒落空間6~8m)的應力降低區,若對破碎圍巖進行加固,可保證巷道穩定,因此先對其注漿加固。由于形成高冒區,應對其進行充填注漿提高圍巖強度。由于采空區內空間裂隙或空區較大,附近的圍巖以泥巖為主,存在很多微裂縫,綜合考慮采用化學漿液作為主要注漿加固材料。選擇充填材料漏必堵和加固材料固瑞特2種化學材料進行現場施工。依據速度快、施工方便、材料消耗少的原則設計注漿加固方案,完全符合煤礦安全生產要求。當掘進至冒落帶時,可能發生冒頂,造成空頂現象。為防止事故,在此使用漏必堵CM-11泡沫充填材料進行充填,形成人工頂板。充填施工時,首先在上方鋪設舊風筒布或木板防止充填材料漏漿,搭設完畢后采用充填材料進行充填。總回風巷加固鉆孔布置以回風巷中心為準,第1排間距1.0m,沿頂板孔深5.0m,傾角為40°;第2排鉆孔在第1排鉆孔下0.5m,插花布置,間距0.5m,孔深5.0m,傾角10°。頂板注漿加固如圖1所示,化學注漿加固工藝系統布置如圖2所示。注漿加固技術實施后,圍巖變形得到了很好的控制,破碎圍巖得到強化,保證了巷道的穩定性。3采空區巷道與掘進巷道圍巖自承載能力狀況采用圍巖強度強化理論進行方案設計,設計主要以提高圍巖峰后強度為主,圍繞以提高圍巖的自承載能力作為支護重點進行研究?？偦仫L巷掘進過程中遇到3種情況:高冒區,采空區巷道與掘進巷道位于同一水平,掘進巷道位于采空區巷道下方。通過現場考察,巷道注漿加固后,需分別對高冒區巷道和過采空區巷道段巷道實行綜合支護設計。3.1錨索支護設計1)頂板錨網索支護。支護參數:頂錨桿為規格φ20mm×2400mm的高強度螺紋鋼錨桿,錨桿間距中間為1000mm,兩側為900mm。鋪設金屬網,并用φ16mm的Q235圓鋼焊制的長4200mm鋼筋梯子梁連接錨桿。錨索:當頂板煤層厚度小于0.8m時,采用φ17.8mm×8300mm錨索;當頂板煤層厚度大于0.8m時,采用φ17.8mm×11300mm錨索,每排布置4根錨索,錨索間排距2300mm×2700mm。2)兩幫料石墻砌筑支護。巷道兩幫成形較好時,按給定的中腰線挖基礎砌墻,基礎深550mm,挖到實底,鋪一層砂漿,砌一層料石,先自下而上砌至巷道規定高度3.6m后進行架棚,砌墻厚度0.5m,最后再整體挖底,厚度0.3m。砌墻壁后砌一層充填一層,充填壓實。巷道兩幫出現空洞無幫時,砌墻基礎深度0.8m,砌墻厚度1.0m,按給定的中腰線挖出煤矸,平整基礎底,澆灌混凝土基礎,搗固夯實,鋪設道軌底梁,然后再鋪砂漿砌墻。一次最大砌墻長度不得超過3m。3)工字鋼支護。用11號礦用工字鋼材料,梁長4.5m,排距0.8m。巷道支護如圖3所示。3.2采空區道路段道路的保護工程3.2.1采空區巷道支護掘進巷與采空區巷道位于同一水平時,巷道相交的角度不同,采空區巷道暴露的長度不等,該類掘進巷道的支護主要考慮采空區巷道相交斷面較大且需要重新建立人工巷幫。1)錨網索支護。在采空區巷道與巷道貫通位置先實施錨網索支護。支護方式同第3.1節所述。幫錨桿采用φ20mm×2000mm的Q235圓鋼錨桿,間排距為1000mm,樹脂藥卷加長錨固,每根錨桿用1支Z2360樹脂藥卷和1支K2335樹脂藥卷加強錨固,錨固長度1000mm,兩幫均鋪設金屬網,同排錨桿采用長2600mm鋼筋梯子梁連接。2)空巷側石墻砌筑支護。砌筑寬600mm、高3800mm的矩形料石墻支撐頂板。料石墻基礎低于巷道底板250mm。料石為300mm×300mm×200mm粗料石。巷道支護如圖4所示。3.2.2巷道側墻內防側墻1)錨網索支護。在采空區巷道頂板先實施錨網索支護,頂錨桿規格、錨固劑參數同3.2.1節所述,間距為900mm,錨固長度1400mm,鋪設金屬網和同排錨桿用長4200mm鋼筋梯子梁連接。2)空巷側石墻砌筑支護。砌筑上寬1000mm、下寬2000mm和高6600mm的梯形料石墻支撐頂板。3)工字鋼支護。當料石墻砌筑高度達到3.2m時,在料石墻上方布置11號礦用工字鋼,梁長4.5m,排距0.8m,并在工字鋼上方鋪設金屬網,再在金屬網上充填矸石。巷道支護如圖5所示。3.3巷道圍巖破壞情況根據15號煤層地質條件,對其回采的覆巖應力及運動演化過程進行模擬。模型尺寸為:煤層傾斜方向200m,煤層走向200m,高度85m。試驗測得的煤層及其頂底板巖層物理力學參數見表1。因煤巖體性質較脆,采用摩爾-庫侖(MohrCoulomb)屈服準則判斷煤巖體的破壞。幾何模型如圖6a所示,模型4個側面為水平位移約束,底面為豎向位移約束,頂面為載荷邊界,載荷大小為模型上邊界以上的上覆巖層自重。巷道圍巖破壞變形情況如圖6b、圖6c所示,由圖6b知巷道底板由于開挖發生剪切破壞,頂板兩側發生剪切破壞,巷道兩幫在注漿區域外發生了大范圍破壞,但此區域不會影響巷道的穩定。由圖6c可知在巷道周圍有小變形,最大變形量為60mm。通過圖7可知,巷道表面的位移最大,頂底板移近量116mm,兩幫移近量128mm;圍巖位移主要發生在巷道表面至圍巖深部4m范圍內,5m以后深圍巖基本不移動,說明料石墻和頂幫注漿以及底板水泥基礎起到了很好的支護效果。上述模擬分析結果表明,采用此種支護方式,巷道變形小,圍巖應力分布合理,巷道較穩定。4礦壓觀測數據分析礦壓監測是反應設計合理性的主要指標,主要針對圍巖變形狀況以獲得支護體和圍巖的位移和應力信息,從而判斷支護的合理性和可靠性,巷道圍巖的穩定程度和安全性?？偦仫L巷過采空區段采用圍巖注漿,巷道內采用錨網索+料石墻+工字鋼的綜合支護技術,為了全面掌握巷道圍巖變形規律和支護體受力狀況,對其進行了礦壓觀測。1)表面位移觀測。試驗段巷道布置4個測點,兩觀測斷面沿巷道軸向間隔10m。采用十字布點法安設表面位移觀測斷面,在頂板中部垂直方向和兩幫水平方向鉆ue54f23mm×300mm孔,觀測數據如圖8所示。2)錨桿、錨索受力監測。支護施工期間,在巷道頂板,共安裝2組錨索液壓枕、3組錨桿液壓枕。對錨索、錨桿受力進行監測,觀測數據如圖9所示。由觀測數據可知,通過采取綜合支護方案,巷道圍巖穩定后,兩幫移近量118~141mm,頂底板移近量123~133mm,圍巖變形得到有效控制。錨桿受力100~103kN、錨索受力148~155kN,巷道支護效果良好。5巷道圍巖支護效果分析巷道掘進遇到采空區時,采用錨桿、錨索網與料石墻工字鋼棚進行聯合支護多層次的綜合支護技術手段,有效解決了采空區覆巖強度較低、自承載結構能力差的圍巖控制技術難題。通過數值