軟巖巷道支護技術的應用

1水平巷道支護新技術wli礦項目能力為90萬噸。為了在不同的鉆頭上鉆孔，通常只在山上進行開發。第一個級別為（-108m），第二個級別為（-250m），高度為14m。煤系地層為新生界下第三系,主要可采煤層有煤1和煤2,煤層及圍巖松軟,硬度系數只有0.2~1.2。洼里礦從1974年投產后,圍繞軟巖施工與支護方式,經與多所院所合作、試驗、探索,在一水平的巷道施工中,形成了1套比較適用和有效的支護形式,主要有錨桿或錨噴支護、金屬梯形或拱形支架、料石圓碹支護以及錨網噴支架聯合支護等,或以根據巷道層位、深度、斷面進行合理選用,準確性比較高,支護問題尚不難解決。從進入一水平下山采區,尤其是進入二水平延深開拓工程后,巷道支護難題頻頻出現,在一水平較差的巖層較有效的料石圓碹支護方式用于二水平也大多被壓跨,表現出大變形、大壓力,巷道返修率達80%以上,有的巷道多次返修仍不穩定。因此,礦井深部支護出現了新問題急需解決。2煤的使用效果經過近幾年對二水平的巷道支護實踐,對如下情況有了一定的認識:(1)巷道支護效果與巷道所處的圍巖性質、圍巖組合與巷道的位置關系、埋深、斷面大小及形狀、工程質量、施工工藝選擇等有重要關系。(2)對煤2底板弱膨脹性的砂質粘土巖和砂巖而言,巖石強度雖很低,膠結性也差,采用料石圓碹,凈直徑在4.2m以下,短段掘砌、一次成巷,或先砌拱后砌底、前后拉開一定間距的施工方式,效果均比較好。(3)沿煤1施工巷道,深部較淺部變化大。淺部煤1底板次油頁巖比較穩定,不支護也沒出現底鼓現象;深部煤1及其頂板仍比較穩定,而底板底鼓現象十分明顯。在-250東副巷沿煤1施工曾發生了一次突然變化,凈直徑3.4m的料石圓碹支護巷道(短段掘砌一次成巷)在幾小時內底拱料石被壓成碎塊,底板鼓起1.5m,碹體寬度也收縮至3m左右。顯然深部沿煤1施工的巷道其底板控制是支護的關鍵。(4)沿煤1和煤2之間巖層的巷道支護,必須重視煤1底板的次油頁巖和煤2頂板的泥頁巖,其蒙脫石含量很高(42.76%和39.6%),有強烈膨脹性和蠕動變形,越往深部顯現越突出,對巷道支護效果影響明顯,該層位為礦井深部極難支護巖層。-250東副巷在該層位采用直徑3.4m料石圓碹支護,壁后充填200mm厚的爐灰袋作為卸壓層(起拱線以上),施工長度120m,兩個月后,巷道開始變形,碹頂壓碎掉片,兩幫收縮,底板鼓起,一個月內全部壓跨。當巷道處于這種強膨脹巖層時,必須解決四周膨脹來壓問題。(5)在大斷層附近施工的巷道,同樣圍巖條件下,巷道施工和維護更加困難。3底鼓卸壓支護施工時,底鼓和沿膨脹性巖卸壓支護方法,曾用過料石碹加可縮木墊層、料石圓碹壁后加石子卸壓層(碹壁留孔,可掏出石子卸壓)、U型鋼可縮全封閉支架等形式,都只取得一定效果,并不完全成功,早期出現變形,而在壓壞返修后的有效支護時間較長,分析其主要原因是卸壓程度控制不當。根據以上分析,對砌碹巷道沿煤1施工發生底鼓和沿膨脹性巖層施工發生全斷面收縮及壓碎破壞的變形程度給以測定,把斷面收縮率作為控制圍巖變形、釋放早期壓力的初步參數,進行卸壓支護試驗。沿煤1施工的圓碹巷道,利用煤1及頂板相對穩定的特點,先砌地坪以上碹體,頂部與底部的施工拉開一定距離,讓其底板發生底鼓,經過多次拉底、底鼓速度降低后,計算累計拉底的矸石體積,達到要控制的程度時,再砌好下半圓補成全圓碹。此法稱為底鼓卸壓控制法。沿煤1和煤2之間強膨脹性巖層施工的巷道支護,先用小斷面矩形鋼棚導硐支護,讓圍巖的膨脹力作用于導硐鋼棚,允許四周圍巖移近,待圍巖變形量達到一定程度時,拆除鋼棚施工上半圓碹體,讓底部繼續底鼓變形,待底鼓速度變小時再砌好下半圓補成全圓碹。此法稱為導硐二次支護全斷面卸壓法。4抗壓法的應用4.1底鼓變形期觀測在-250東副巷,沿煤1施工,設計支護形式為凈直徑3.4m的料石圓碹支護,如圖1。施工時按直徑3.6m施工上半圓,循環進度1.5m,每日進行拉底處理并觀測,拖后25~30m挖鋪底。共施工巷道150m,在3個月后穩定。達到設計斷面質量標準的有100m,凈直徑3.3m以上沒有破壞的有40m;凈直徑3.2m以上有10m,碹體局部有裂縫,噴漿加固即穩定,不影響使用。由表1和圖2觀測結果可以看出,底鼓的劇烈變形期為距迎頭8m以內,時間為1~4d;緩慢變形期為距迎頭8~22m,時間為5~10d。因此,在距迎頭22~25m封底較合適,比較合適的底鼓拉底量控制在20%~25%,破煤1底板量大時,可選擇較大的底鼓控制量。4.2導浚鋼棚的施工在-250東副巷,沿煤1和煤2之間巖層施工,設計支護形式仍為凈直徑3.4m的料石圓碹支護,如圖3。先施工導硐,用矩形金屬棚支護,毛斷面為2m×2m,棚頂為凈長1.6m11#礦用工字鋼,棚腿用摩擦金屬支柱穿料石鞋,背頂不背幫(用柔性材料背頂較好),棚距0.6m,每次導硐長度8~10m;然后拆除鋼棚砌直徑3.6m的上半圓料石碹,循環進尺1.5m,再拖后上半圓12~13m補下半圓碹。這樣保持導硐超前、上半圓再次底鼓卸壓,最后補下半圓形式達到導硐二次支護全斷面卸壓目的。共施工巷道200m,達到設計斷面質量標準的180m,凈寬3.2m以上的有20m,巷道無明顯變形,噴漿加固即不影響使用。觀測結果:見表2和圖4,圍巖控制變形量為28%,圍巖劇烈變形期在導硐支護段,補下半圓碹體在距迎頭20m左右比較合適(變形速度很小),達到了全斷面卸壓的目的。4.3錨噴、鋼骨架聯合支護情況-250東副巷的巷道總長2160m,到1995年底共施工1970m,設計斷面皆為直徑3.4m圓形支護。采用過多種支護形式和施工方法,效果比較如下:(1)沿煤1錨噴錨支護,長度50m,用直徑14mm,長度1600mm錨桿,鋪700mm×700mm鋼絲網,噴厚75mm,兩個月后全部壓跨,返修率100%。(2)沿煤1施工,圓形16#槽鋼骨架(間距800mm)與錨噴聯合支護,長度100m,錨桿同上,噴厚150mm,一年后壓壞40m,返修率40%。(3)沿煤1和兩層之間施工,短段掘砌一次成巷砌碹支護,長度1200m,已返修400m,待修500m,返修率75%。(4)沿煤2底板砂巖,短段掘砌一次成巷砌碹支護,長度250m,有輕微變形的10m,噴漿加固即穩定,返修率為零。(5)沿煤1和兩層煤之間,卸壓控制法砌碹支護,長度350m,發生輕微變形進行了噴漿加固的有30m,噴后即穩定,全部完好。5結論以上情況說明:沿煤2底板砂巖采用短段掘砌1次成巷的砌碹支護比較合適;而沿煤1及煤1與煤2之間的層位施工,無論是利用錨噴、鋼骨架聯支,還是短段掘砌1次成碹支護,由于對強膨脹性巖層的膨脹性和蠕動變形壓力認識不