采空区内掘进巷道围岩的联合支护技术研究

采空区内掘进巷道围岩的联合支护技术研究

目前，山西省的许多矿区都进行了煤矿改造。在采矿准备期间，应整体优化和配置采矿道路。在采矿整合之前，留下了大量的空区和胡同，很容易挖掘和暴露。由于采空区和空巷上层岩体均已垮落,覆岩已经破坏,掘进过程中顶板随掘随塌,顶板上层冒落形成高冒区,巷道掘进后围岩难以控制,巷道变形严重,生产安全受到严重威胁,且采空区内积水、积气也给巷道工程带来安全隐患,掘进工作面临极复杂条件下巷道围岩控制的重大工程问题,成为目前国内重组整合矿井面临的普遍难题。因此整合矿井采空区内掘进巷道围岩加固支护研究势在必行,先掘后支等常规的掘进支护技术已经不能够满足冒落岩体中掘进的安全要求,因此以目前支护、加固材料为基础,设计采空区内巷道掘进加固支护新技术,可以解决采空区内围岩破碎巷道稳定性差的问题。1采空区和空巷山西煤炭进出口集团宏远煤业有限公司为兼并重组整合矿井,矿井设计年产能120万t,属于技改在建矿井。该矿井在掘进总回风巷南段距离回风立井贯通点93m处遇到矿井原有采空区和空巷。上层岩体均已垮落,掘进过程中顶板随掘随塌,顶板上层冒落形成高冒区。可采煤层为15号煤层,平均厚度4.5m,埋深400m,煤层倾角为近水平,内生裂隙发育,松散容易破碎;顶底板岩性为泥岩,裂隙发育。总回风巷掘进开挖过程中经过探测,将穿过2处采空区和揭露7条空巷,该段巷道长度约93m。该段巷道掘进后就能实现总回风巷与回风立井的贯通,根据以往经验,空巷内一般冒落煤矸高度3~4m,顶板较完整,两帮易破碎。2注浆加固技术总回风巷上覆岩层内主要是泥岩、砂质泥岩,通过现场勘探数据,分别对冒落带高度和导水裂缝带高度进行计算。计算结果:在中硬岩石条件下垮落带高度3~4m,冒落带高度14~19m,导水裂缝带高度37~47m。由于掘进巷道处于冒落带(冒落空间6~8m)的应力降低区,若对破碎围岩进行加固,可保证巷道稳定,因此先对其注浆加固。由于形成高冒区,应对其进行充填注浆提高围岩强度。由于采空区内空间裂隙或空区较大,附近的围岩以泥岩为主,存在很多微裂缝,综合考虑采用化学浆液作为主要注浆加固材料。选择充填材料漏必堵和加固材料固瑞特2种化学材料进行现场施工。依据速度快、施工方便、材料消耗少的原则设计注浆加固方案,完全符合煤矿安全生产要求。当掘进至冒落带时,可能发生冒顶,造成空顶现象。为防止事故,在此使用漏必堵CM-11泡沫充填材料进行充填,形成人工顶板。充填施工时,首先在上方铺设旧风筒布或木板防止充填材料漏浆,搭设完毕后采用充填材料进行充填。总回风巷加固钻孔布置以回风巷中心为准,第1排间距1.0m,沿顶板孔深5.0m,倾角为40°;第2排钻孔在第1排钻孔下0.5m,插花布置,间距0.5m,孔深5.0m,倾角10°。顶板注浆加固如图1所示,化学注浆加固工艺系统布置如图2所示。注浆加固技术实施后,围岩变形得到了很好的控制,破碎围岩得到强化,保证了巷道的稳定性。3采空区巷道与掘进巷道围岩自承载能力状况采用围岩强度强化理论进行方案设计,设计主要以提高围岩峰后强度为主,围绕以提高围岩的自承载能力作为支护重点进行研究。总回风巷掘进过程中遇到3种情况:高冒区,采空区巷道与掘进巷道位于同一水平,掘进巷道位于采空区巷道下方。通过现场考察,巷道注浆加固后,需分别对高冒区巷道和过采空区巷道段巷道实行综合支护设计。3.1锚索支护设计1)顶板锚网索支护。支护参数:顶锚杆为规格φ20mm×2400mm的高强度螺纹钢锚杆,锚杆间距中间为1000mm,两侧为900mm。铺设金属网,并用φ16mm的Q235圆钢焊制的长4200mm钢筋梯子梁连接锚杆。锚索:当顶板煤层厚度小于0.8m时,采用φ17.8mm×8300mm锚索;当顶板煤层厚度大于0.8m时,采用φ17.8mm×11300mm锚索,每排布置4根锚索,锚索间排距2300mm×2700mm。2)两帮料石墙砌筑支护。巷道两帮成形较好时,按给定的中腰线挖基础砌墙,基础深550mm,挖到实底,铺一层砂浆,砌一层料石,先自下而上砌至巷道规定高度3.6m后进行架棚,砌墙厚度0.5m,最后再整体挖底,厚度0.3m。砌墙壁后砌一层充填一层,充填压实。巷道两帮出现空洞无帮时,砌墙基础深度0.8m,砌墙厚度1.0m,按给定的中腰线挖出煤矸,平整基础底,浇灌混凝土基础,捣固夯实,铺设道轨底梁,然后再铺砂浆砌墙。一次最大砌墙长度不得超过3m。3)工字钢支护。用11号矿用工字钢材料,梁长4.5m,排距0.8m。巷道支护如图3所示。3.2采空区道路段道路的保护工程3.2.1采空区巷道支护掘进巷与采空区巷道位于同一水平时,巷道相交的角度不同,采空区巷道暴露的长度不等,该类掘进巷道的支护主要考虑采空区巷道相交断面较大且需要重新建立人工巷帮。1)锚网索支护。在采空区巷道与巷道贯通位置先实施锚网索支护。支护方式同第3.1节所述。帮锚杆采用φ20mm×2000mm的Q235圆钢锚杆,间排距为1000mm,树脂药卷加长锚固,每根锚杆用1支Z2360树脂药卷和1支K2335树脂药卷加强锚固,锚固长度1000mm,两帮均铺设金属网,同排锚杆采用长2600mm钢筋梯子梁连接。2)空巷侧石墙砌筑支护。砌筑宽600mm、高3800mm的矩形料石墙支撑顶板。料石墙基础低于巷道底板250mm。料石为300mm×300mm×200mm粗料石。巷道支护如图4所示。3.2.2巷道侧墙内防侧墙1)锚网索支护。在采空区巷道顶板先实施锚网索支护,顶锚杆规格、锚固剂参数同3.2.1节所述,间距为900mm,锚固长度1400mm,铺设金属网和同排锚杆用长4200mm钢筋梯子梁连接。2)空巷侧石墙砌筑支护。砌筑上宽1000mm、下宽2000mm和高6600mm的梯形料石墙支撑顶板。3)工字钢支护。当料石墙砌筑高度达到3.2m时,在料石墙上方布置11号矿用工字钢,梁长4.5m,排距0.8m,并在工字钢上方铺设金属网,再在金属网上充填矸石。巷道支护如图5所示。3.3巷道围岩破坏情况根据15号煤层地质条件,对其回采的覆岩应力及运动演化过程进行模拟。模型尺寸为:煤层倾斜方向200m,煤层走向200m,高度85m。试验测得的煤层及其顶底板岩层物理力学参数见表1。因煤岩体性质较脆,采用摩尔-库仑(MohrCoulomb)屈服准则判断煤岩体的破坏。几何模型如图6a所示,模型4个侧面为水平位移约束,底面为竖向位移约束,顶面为载荷边界,载荷大小为模型上边界以上的上覆岩层自重。巷道围岩破坏变形情况如图6b、图6c所示,由图6b知巷道底板由于开挖发生剪切破坏,顶板两侧发生剪切破坏,巷道两帮在注浆区域外发生了大范围破坏,但此区域不会影响巷道的稳定。由图6c可知在巷道周围有小变形,最大变形量为60mm。通过图7可知,巷道表面的位移最大,顶底板移近量116mm,两帮移近量128mm;围岩位移主要发生在巷道表面至围岩深部4m范围内,5m以后深围岩基本不移动,说明料石墙和顶帮注浆以及底板水泥基础起到了很好的支护效果。上述模拟分析结果表明,采用此种支护方式,巷道变形小,围岩应力分布合理,巷道较稳定。4矿压观测数据分析矿压监测是反应设计合理性的主要指标,主要针对围岩变形状况以获得支护体和围岩的位移和应力信息,从而判断支护的合理性和可靠性,巷道围岩的稳定程度和安全性。总回风巷过采空区段采用围岩注浆,巷道内采用锚网索+料石墙+工字钢的综合支护技术,为了全面掌握巷道围岩变形规律和支护体受力状况,对其进行了矿压观测。1)表面位移观测。试验段巷道布置4个测点,两观测断面沿巷道轴向间隔10m。采用十字布点法安设表面位移观测断面,在顶板中部垂直方向和两帮水平方向钻ue54f23mm×300mm孔,观测数据如图8所示。2)锚杆、锚索受力监测。支护施工期间,在巷道顶板,共安装2组锚索液压枕、3组锚杆液压枕。对锚索、锚杆受力进行监测,观测数据如图9所示。由观测数据可知,通过采取综合支护方案,巷道围岩稳定后,两帮移近量118~141mm,顶底板移近量123~133mm,围岩变形得到有效控制。锚杆受力100~103kN、锚索受力148~155kN,巷道支护效果良好。5巷道围岩支护效果分析巷道掘进遇到采空区时,采用锚杆、锚索网与料石墙工字钢棚进行联合支护多层次的综合支护技术手段,有效解决了采空区覆岩强度较低、自承载结构能力差的围岩控制技术难题。通过数值