畢業(yè)武， 張春峰， 范秀利

(1.黑龍江科技大學(xué) 安全工程學(xué)院， 哈爾濱 150022； 2.黑龍江省龍煤礦業(yè)集團(tuán)股份有限責(zé)任公司 七臺河分公司， 黑龍江 七臺河 154600)

掘進(jìn)巷道快速通過采空區(qū)圍巖的控制技術(shù)

畢業(yè)武1， 張春峰2， 范秀利1

(1.黑龍江科技大學(xué) 安全工程學(xué)院， 哈爾濱 150022； 2.黑龍江省龍煤礦業(yè)集團(tuán)股份有限責(zé)任公司 七臺河分公司， 黑龍江 七臺河 154600)

為解決掘進(jìn)巷道快速通過采空區(qū)時圍巖控制難題，以新建煤礦掘進(jìn)巷道過采空區(qū)為工程背景，采用理論分析、數(shù)值模擬和工業(yè)試驗(yàn)相結(jié)合的方法，研究了采空區(qū)掘進(jìn)巷道圍巖應(yīng)力分布規(guī)律，提出了“三段式”巷道圍巖控制技術(shù)，即揭露采空區(qū)前50 m范圍采用“錨網(wǎng)索帶噴+U型支架+注漿”支護(hù)、揭露采空區(qū)期間40 m范圍采用“注漿+索網(wǎng)帶+U型支架+噴漿”支護(hù)、揭露采空區(qū)后20 m范圍采用“U型支架+噴漿+注漿+錨網(wǎng)索帶”支護(hù)。現(xiàn)場工業(yè)試驗(yàn)表明，該技術(shù)有效控制了巷道圍巖變形，巷道頂?shù)装遄畲笠平?85 mm，兩幫最大移近量223 mm。該技術(shù)在同等條件下具有推廣應(yīng)用價值。

圍巖控制； 圍巖應(yīng)力； 采空區(qū)； FLAC3D

隨著煤炭的大量開采，煤礦地下空間形成了形態(tài)各異的采空區(qū)。對于深部開采及重組整合的礦井，巷道掘進(jìn)過程中容易揭露采空區(qū)，由于采空區(qū)上方巖體已垮落，巷道掘進(jìn)過采空區(qū)期間頂板隨掘隨垮，頂板冒落形成高冒區(qū)，巷道掘進(jìn)后圍巖很難控制，巷道圍巖收斂變形大，生產(chǎn)安全受到很大威脅，因此，采空區(qū)內(nèi)掘進(jìn)巷道圍巖控制問題成為該類礦井面臨的普遍難題。目前，一些學(xué)者開展了采空區(qū)內(nèi)掘進(jìn)巷道圍巖控制相關(guān)研究[1-11]，如袁自仲[1]研究淮南礦業(yè)集團(tuán)礦業(yè)分公司施工的-660 mV—VI線軌道石門期間，通過采用超前鉆探、對采空區(qū)預(yù)注漿及有效的安全防護(hù)措施、更改支護(hù)形式等方法，安全快速的穿過了采空區(qū)；梁文學(xué)[7]提出了淺埋煤層管棚和錨噴臨時支護(hù)以及鋼混永久支護(hù)相結(jié)合的過采空區(qū)支護(hù)設(shè)計方法等?；谏鲜鲅芯?，筆者以新建煤礦掘進(jìn)巷道過采空區(qū)為工程背景，開展掘進(jìn)巷道通過采空區(qū)圍巖應(yīng)力分布規(guī)律及控制技術(shù)研究工作，以期為采空區(qū)內(nèi)安全、快速掘進(jìn)巷道和同類條件下巷道圍巖控制提供參考。

1 過采空區(qū)巷道圍巖應(yīng)力分布規(guī)律

1.1采空區(qū)概況

新建煤礦為龍煤集團(tuán)七臺河分公司主力煤礦，隨著礦井的深部開采，為保證礦井采掘平衡，同時減少巷道的施工長度、工期以及經(jīng)濟(jì)成本，需要-15°定坡施工三水平運(yùn)輸下山，巷道掘進(jìn)必須經(jīng)過98#煤層采空區(qū)，全程約40 m，如圖1所示。

a 平面

b 剖面

98#煤層采空區(qū)已形成8 a左右，采空區(qū)圍巖相對處于穩(wěn)定狀態(tài)，估算98#煤層采空區(qū)冒落帶高度為2～4 m。巷道掘進(jìn)通過采空區(qū)受礦壓影響，為保證掘進(jìn)巷道安全、快速通過采空區(qū)，務(wù)必對采空區(qū)圍巖采取加固措施。

1.2分布規(guī)律

首先，由文獻(xiàn)[12]的數(shù)值模擬分析結(jié)果可知，三水平運(yùn)輸下山掘進(jìn)巷道通過采空區(qū)前后歷經(jīng)揭露采空區(qū)前、揭露采空區(qū)期間和揭露采空區(qū)后三個應(yīng)力區(qū)。揭露采空區(qū)前，先進(jìn)入應(yīng)力增高區(qū)，其影響范圍距離采空區(qū)邊緣達(dá)45 m，然后進(jìn)入原巖應(yīng)力等值區(qū)，影響范圍達(dá)12 m，最后進(jìn)入應(yīng)力降低區(qū)，影響范圍達(dá)15 m；揭露采空區(qū)期間，進(jìn)入應(yīng)力降低區(qū)，影響范圍達(dá)40 m；揭露采空區(qū)后，首先進(jìn)入應(yīng)力降低區(qū)，影響范圍達(dá)10 m，然后進(jìn)入原巖應(yīng)力等值區(qū)，影響范圍達(dá)5 m，最后進(jìn)入應(yīng)力增高區(qū)，影響范圍達(dá)10～20 m。

其次，由圖1分析可知，三水平運(yùn)輸下山掘進(jìn)巷道揭露采空區(qū)前，首先經(jīng)過煤體應(yīng)力影響區(qū)，該區(qū)域?yàn)閼?yīng)力增高區(qū)，掘進(jìn)巷道圍巖應(yīng)力較大，經(jīng)過煤體應(yīng)力影響區(qū)后進(jìn)入采空區(qū)，采空區(qū)內(nèi)煤巖體比較松軟破碎，該區(qū)域?yàn)閼?yīng)力降低區(qū)，掘進(jìn)巷道圍巖應(yīng)力較小，通過采空區(qū)后掘進(jìn)巷道經(jīng)過煤柱應(yīng)力影響區(qū)，該區(qū)域?yàn)閼?yīng)力增高區(qū)，掘進(jìn)巷道圍巖應(yīng)力較大，通過煤柱應(yīng)力影響區(qū)后，掘進(jìn)巷道圍巖應(yīng)力基本恢復(fù)到原巖應(yīng)力，因此，掘進(jìn)巷道通過采空區(qū)前后依次歷經(jīng)應(yīng)力增高區(qū)、應(yīng)力降低區(qū)、應(yīng)力增高區(qū)，最后進(jìn)入原巖應(yīng)力區(qū)。

2 過采空區(qū)巷道圍巖控制技術(shù)

2.1巷道圍巖控制技術(shù)途徑

依據(jù)過采空區(qū)巷道圍巖應(yīng)力分布規(guī)律，結(jié)合新建煤礦98#煤層采空區(qū)周圍地質(zhì)條件，筆者提出 “三段式”圍巖控制技術(shù)，即第一階段揭露采空區(qū)前、第二階段揭露采空區(qū)期間和第三階段揭露采空區(qū)后圍巖控制技術(shù)。

2.1.1 揭露采空區(qū)前圍巖控制技術(shù)

當(dāng)三水平運(yùn)輸下山巷道掘進(jìn)工作面距98#煤層采空區(qū)揭露點(diǎn)50 m左右時，進(jìn)入應(yīng)力集中區(qū)，該區(qū)域可采用錨桿錨索金屬網(wǎng)鋼帶聯(lián)合支護(hù)技術(shù)，在允許巷道圍巖發(fā)生一定變形的基礎(chǔ)上，充分發(fā)揮錨索的懸吊作用，將錨索錨固到深部穩(wěn)定巖層中；對于圍巖破碎區(qū)域，可通過U型鋼金屬支架加強(qiáng)支護(hù)，從而保證巷道整體穩(wěn)定性；當(dāng)巷道進(jìn)入原巖應(yīng)力等值區(qū)和應(yīng)力降低區(qū)，該區(qū)域巷道圍巖整體結(jié)構(gòu)遭到破壞，裂隙發(fā)育，該區(qū)域除采用上述圍巖控制技術(shù)外，還需要采用超前注漿加固技術(shù)，注漿起點(diǎn)選擇距離采空區(qū)揭露點(diǎn)20 m的位置。

2.1.2 揭露采空區(qū)期間圍巖控制技術(shù)

巷道揭露采空區(qū)整個過程40 m左右，巷道圍巖比較破碎，除采用超前注漿加固技術(shù)外，還應(yīng)采用錨索金屬網(wǎng)鋼帶和架設(shè)金屬支架加強(qiáng)支護(hù)，架設(shè)金屬支架壁后和頂板一定要充填密實(shí)，充分發(fā)揮金屬支架支撐作用，同時增加噴漿支護(hù)，防止圍巖風(fēng)化變形和巷道漏風(fēng)，從而保證巷道圍巖整體穩(wěn)定性。該期間關(guān)鍵是合理利用超前注漿和架設(shè)金屬支架壁后、頂板充填技術(shù)，以保證巷道掘進(jìn)安全、可靠。

2.1.3 通過采空區(qū)后圍巖控制技術(shù)

根據(jù)巷道歷經(jīng)應(yīng)力分區(qū)及圍巖狀況，在應(yīng)力降低區(qū)和原巖應(yīng)力等值區(qū)10 m左右范圍可采用架設(shè)金屬支架支護(hù)和噴漿支護(hù)，在應(yīng)力增高區(qū)10 m左右范圍可采用錨桿錨索金屬網(wǎng)鋼帶噴漿聯(lián)合支護(hù)，在原巖應(yīng)力區(qū)采用正常錨桿支護(hù)。

2.2巷道圍巖控制效果數(shù)值模擬

依據(jù)現(xiàn)場地質(zhì)及開采條件，建立FALC3D數(shù)值模型[13]，煤巖力學(xué)參數(shù)見表1。模型尺寸為220 m×350 m×90 m，開采厚度為0.8 m，模型上方為自由邊界，垂直應(yīng)力為15 MPa，下方和側(cè)面為固定邊界，水平應(yīng)力為18 MPa，數(shù)值計算模型見圖2。

表1 煤巖力學(xué)參數(shù)

圖2 數(shù)值計算模型

巷道圍巖控制分為原巖應(yīng)力區(qū)(15 MPa)錨網(wǎng)聯(lián)合和高應(yīng)力區(qū)(18 MPa)錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)兩種工況模擬，巷道圍巖應(yīng)力和位移等值線見圖3和圖4。

a 應(yīng)力分布

b 位移分布

a 應(yīng)力分布，無錨索

b 位移分布，無錨索

c 應(yīng)力分布，有錨索

d 位移分布，有錨索

由圖3和4可知，巷道圍巖應(yīng)力基本呈左右對稱分布，底板應(yīng)力分布呈類似卵形“應(yīng)力泡”，頂板應(yīng)力分布較不均勻，頂?shù)装逍纬蓱?yīng)力降低區(qū)。觀察圖3可見，在原巖應(yīng)力區(qū)，采用錨網(wǎng)支護(hù)方式巷道兩幫受力大于頂?shù)装迨芰Γ锏绹鷰r最大位移量為120 mm，該支護(hù)方式能夠?qū)崿F(xiàn)對巷道圍巖的有效控制。由圖4可知，在高應(yīng)力區(qū)，如果只采用錨網(wǎng)(無錨索)支護(hù)條件下，巷道兩幫受力明顯大于頂?shù)装迨芰?，與原巖應(yīng)力區(qū)巷道圍巖受力相比差別不大，但巷道圍巖最大位移量為360 mm變化顯著,與原巖應(yīng)力區(qū)相比，最大位移量增加2倍，當(dāng)采用錨網(wǎng)索支護(hù)后巷道圍巖最大位移量為260 mm，巷道圍巖最大位移量減少100 mm，可見，采用錨網(wǎng)索支護(hù)巷道圍巖控制效果較好。

3 現(xiàn)場工業(yè)試驗(yàn)

3.1工程概況

三水平運(yùn)輸下山巷道寬×高為3 400 mm×3 600 mm，半圓拱形，支護(hù)形式：頂板布置φ20 mm×1 600 mm預(yù)應(yīng)力錨桿3根，間排距1 000 mm×1 000 mm，同一斷面布置3根頂板錨桿；巷道一幫布置φ20 mm×1 600 mm預(yù)應(yīng)力錨桿2根，間排距1 000 mm×1 000 mm，同一斷面布置4根幫錨桿，巷道錨桿布置及參數(shù)如圖5所示。

a 正視

b 俯視

98#煤層為單一結(jié)構(gòu)，賦存不穩(wěn)定，局部可采，最大厚度0.90 m，平均厚度0.80 m，直接頂主要由1.60 m厚的粉砂巖和1.75 m厚的細(xì)砂巖組成，基本頂為平均9.50 m厚的粉砂巖，直接底為3.50 m的粉砂巖，煤巖綜合柱狀圖如圖6所示。

圖6 煤巖綜合柱狀圖

Fig.6Coalrocksynthesiscolumnarsectionofsecondminingarea

3.2分階段巷道圍巖控制技術(shù)

3.2.1 揭露采空區(qū)前

(1)錨網(wǎng)索帶+U型支架支護(hù)技術(shù)。在該階段，巷道支護(hù)形式及參數(shù)如圖7所示。

巷道頂板采用錨桿和錨索聯(lián)合支護(hù)[14-15]，錨桿采用φ22 mm×2 400 mm高強(qiáng)度讓壓錨桿，所有錨桿都帶有鋼帶，每根錨桿使用2卷樹脂錨固劑，錨固力大于100 kN，配有讓壓環(huán)及拱形托板，可轉(zhuǎn)向墊圈螺母，同一斷面從巷道肩部到頂板共布置5根錨桿，間排距1 000 mm×1 000 mm；錨索采用φ17.8 mm×6 000 mm的高強(qiáng)度高延伸率預(yù)應(yīng)力鋼絞線，錨固力不小于200 kN，間排距1 500 mm×2 000 mm，所有的錨索都帶有鋼帶，每根錨索使用樹脂藥卷不少于2個，一個斷面布置3根錨索。巷道兩幫采用錨桿和錨索聯(lián)合支護(hù)，錨桿和錨索性能、參數(shù)與頂板錨桿和錨索相同，同一斷面巷道兩幫各布置2根錨桿和2根錨索，巷道兩幫最下位錨桿和錨索距底板500 mm左右。在異常破碎圍巖區(qū)域采用U型鋼金屬支架進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)，如圖8所示。

(2)噴漿支護(hù)技術(shù)。為防止巷道圍巖風(fēng)化，采用噴漿支護(hù)技術(shù)，考慮煤礦井下生產(chǎn)實(shí)際，噴漿工作在一個圓班工作時間內(nèi)完成，圍巖暴露時間不超過1 d，巷道噴漿厚度不小于20 mm。

(3)超前注漿加固技術(shù)。距離采空區(qū)揭露點(diǎn)大約20 m時，由于巷道圍巖出現(xiàn)裂隙、破碎，除采用上述圍巖控制技術(shù)，還增加了超前注漿加固技術(shù)[14-15]。注漿設(shè)備采用氣動注漿泵和氣動漿液攪拌筒，采用水玻璃和水泥漿兩種漿液進(jìn)行注漿，水泥選用牡丹江425號普通硅酸鹽水泥。注漿錨桿長2.5 m，1寸鋼管壓制而成，管體周圍留設(shè)注漿孔，頂板錨桿間距1.5 m，布置3根錨桿，前傾30°；巷道兩幫距底板1 m左右各布置一根錨桿，錨桿與巷幫法線呈75°，下傾15°；巷道底板布置2根錨桿，錨桿下傾35°，整個斷面共布置7根注漿錨桿，錨桿布置形式及參數(shù)如圖9所示。

a 正視

b 俯視

圖8 U型鋼金屬支架

3.2.2 揭露采空區(qū)期間

揭露采空區(qū)期間，采空區(qū)破碎范圍40 m左右，冒落帶高度超過2 m，加上巷道原有高度3.6 m，巷道高度超過6 m。在該階段，巷道除采用與揭露采空區(qū)前相同的超前注漿技術(shù)外，還采用如下巷道圍巖控制技術(shù)[16-17]：

(1)巷道兩幫采用錨索鋼帶金屬網(wǎng)支護(hù)，錨索長6 000 mm，鋼帶長2 400 mm，間排距1 000 mm×1 000 mm；巷道頂板采用錨索U型鋼金屬網(wǎng)支護(hù)，錨索長8 000 mm，U型鋼長500 mm，間排距1 000 mm×1 000 mm，巷道兩幫最下位錨索距底板600 mm左右，與巷幫法線方向夾角為30°，錨索布置形式及參數(shù)如圖10所示。

(2)巷道采用架設(shè)U型鋼金屬支架和噴漿加強(qiáng)巷道支護(hù)，金屬支架間距為1 000 mm，架設(shè)金屬支架后及時噴漿，噴漿厚度50 mm。

圖9 超前注漿錨桿布置及參數(shù)

圖10 錨索布置及參數(shù)

3.2.3 通過采空區(qū)后

通過98#煤層采空區(qū)后大約10 m范圍，采用架設(shè)U型金屬支架和噴漿支護(hù)，金屬支架間距為1 000 mm，噴漿厚度50 mm，同時采用超前注漿技術(shù)，注漿錨桿布置和參數(shù)與前述注漿錨桿布置與參數(shù)相同，再之后10 m左右范圍，采用錨桿錨索金屬網(wǎng)鋼帶噴漿聯(lián)合支護(hù)，錨桿錨索性能及參數(shù)如圖7所示，通過該區(qū)域后恢復(fù)正常錨桿支護(hù)。

3.3礦壓監(jiān)測及圍巖控制效果分析

為檢驗(yàn)掘進(jìn)巷道過采空區(qū)圍巖控制方案合理性，采用“十”型布點(diǎn)法測量巷道頂?shù)装寮皟蓭偷南鄬ξ灰?，評價圍巖控制效果。在距離揭露采空區(qū)前30 m范圍內(nèi)布置1個測點(diǎn)、揭露采空區(qū)40 m范圍內(nèi)布置2個測點(diǎn)，揭露采空區(qū)后20 m范圍內(nèi)布置1個測點(diǎn)，監(jiān)測結(jié)果如圖11所示，圍巖控制效果見圖12。

a 頂?shù)装?/p>

b 兩幫

Fig.11Relativedisplacementcurvesofroofandfloorandbothsidesofexcavationroadwaythroughgoaf

圖12 過采空區(qū)巷道圍巖控制效果

Fig.12Controleffectofsurroundingrockofexcavationroadwaythroughgoaf

由圖11巷道表面位移監(jiān)測數(shù)據(jù)可知，通過采用“三段式”巷道圍巖控制方案，巷道頂?shù)装遄畲笠平繛?85 mm，兩幫最大移近量為223 mm，監(jiān)測40 d后巷道達(dá)到穩(wěn)定狀態(tài)，巷道圍巖變形得到有效控制，圍巖控制效果較好(圖12)。

4 結(jié) 論

(1)基于過采空區(qū)巷道圍巖應(yīng)力分布規(guī)律研究，筆者提出了“三段式”巷道圍巖控制技術(shù)，即揭露采空區(qū)前50 m范圍采用“錨網(wǎng)索帶噴+U型支架+注漿”支護(hù)、揭露采空區(qū)期間40 m范圍采用“注漿+索網(wǎng)帶+U型支架+噴漿”支護(hù)、揭露采空區(qū)后20 m范圍采用“U型支架+噴漿+注漿+錨網(wǎng)索帶”支護(hù)。

(2)現(xiàn)場工業(yè)試驗(yàn)表明，“三段式”巷道圍巖控制技術(shù)有效控制了過采空區(qū)巷道的圍巖變形，巷道頂?shù)装遄畲笠平?85 mm，兩幫最大移近量223 mm，巷道圍巖控制效果較好。

(3)該研究構(gòu)建形成了適合于七臺河礦區(qū)地質(zhì)條件下掘進(jìn)巷道過采空區(qū)的圍巖控制技術(shù)，為掘進(jìn)巷道過采空區(qū)提供了新思路，對同類條件下巷道圍巖控制具有重要借鑒意義。

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(編校王 冬)

Controltechnologyofsurroundingrockofexcavationroadwaythroughgoafquickly

BiYewu1,ZhangChunfeng2,FanXiuli1

(1.School of Safety Engineering, Heilongjiang University of Science & Technology, Harbin 150022, China; 2.Qitaihe Branch, Heilongjiang Longmay Mining Holding Group Co. Ltd., Qitaihe 154600, China)

This paper presents a solution to the control problem of surrounding rock due to the necessity of quickly driving excavation roadway through goaf. The study building on the data from Xinjian coal mine with an excavation roadway driven through goaf involves investigating the underlying law behind the stress distribution of surrounding rocks in excavation roadway through goaf, combined with the theory analysis, the computer numerical simulation, and the field test; and developing a three-stage “controlling technology of surrounding rocks of excavation roadway”: “bolting net cable belt spray+U-steel metal shelf+grouting” within 50 m range before goaf exposure， “grouting+cable net belt+U-steel metal shelf+spraying” within 40 m range during the goaf exposure， “U-steel metal shelf+spraying+grouting+bolting net cable belt” within 20 m range after goaf exposure. The field test result demonstrates that the proposed technology promises a wider application in the same condition, thanks to its demonstrated ability to effectively control the deformation of surrounding rocks of roadway and enabl the maximum roof and floor displacement of 285 mm and the maximum roadway sides displacement of 223 mm.

surrounding rock control; surrounding rock stress; goaf; FLAC3D

10.3969/j.issn.2095-7262.2017.06.002

TD353; TD322

2095-7262(2017)06-0581-06

A

2017-07-27

畢業(yè)武(1978-)，男，黑龍江省安達(dá)人，講師，碩士，研究方向：礦井圍巖控制與災(zāi)害防治、礦山應(yīng)急救援、爆破安全，E-mail:biyewu@163.com。