软岩大断面车场和硐室近距离跨采

图1　井底车场剖面图

　　9煤因顶板红沙层1995年4月出水而停止开采，11煤11112西工作面已结束搬到11112东工作面生产，11112西工作面结束时已留设200 m的车场硐室保护煤柱，在开采11112东工作面时，按设计还要保留210 m的保护煤柱，若按规定留设煤柱，待11113东、西两面开采后此煤柱则形成孤岛煤柱，这必将恶化-400 m水平井底车场和硐室的受力状态，危及-400 m水平泵房和变电所的正常安全使用。汶南矿仅-400 m水平正常涌水量就达16.65 m³/min，一旦矿井排水系统遭破坏，后果将不堪设想。若将-400 m水平车场和硐室之上的可采煤层跨采则可使-400 m水平车场和硐室的上覆岩层卸压，围岩应力场重新分布，从根本上改善车场和硐室的受力状态，有力于车场和硐室的长期稳定，也避免了日后“孤岛煤柱”而引起车场和硐室变形等不利局面，因此跨采-400 m井底车场和硐室具有较大的现实和长远意义。

2　工程地质条件
　　-400 m井底车场支护巷道和硐室很多，相比而言，泵房和变电所更为重要、维护难度更大、维护要求更高。
　　-400 m中央水泵房走向长31 m，宽4.4 m，高4.7 m，掘进断面22.3 m²，支护形式为锚喷支护。
　　-400 m变电所是与中央水泵房直接相通的大硐室，硐室走向长30 m，宽5.74 m，高5.27 m，掘进断面31 m²，支护形式为锚喷支护。
　　-400 m井底车场和硐室距11煤底板最近处为16 m，最远处为47 m，埋深为603 m（图1）。-400 m 车场和硐室位于粉砂岩、页岩和煤13中。
　　9煤及11112东工作面地质与生产技术条件。9煤厚度0.85～1.05 m，倾角平均18.5°，直接顶为泥灰岩，直接底为粉砂岩，工作面采用缓沉法管理顶板，生产工艺为炮采，SGW－150可弯曲刮板输送机运煤，单体液压支柱带柱帽支护顶板。
　　11112东工作面走向长850 m，倾斜长度164 m，煤层厚度1.77 m，倾角19.2°。直接顶为深灰色泥质胶结粉砂岩，厚14.25 m。底板为13.9 m的中砂岩。工作面采用走向长壁全部垮落采煤法管理顶板，DY-150采煤机落煤、装煤，SGW-150可弯曲刮板输送机运煤，顶板支护采用单体液压支柱配HDJB-800型铰接顶梁。

3　跨采卸压方案
　　卸压是维护巷道和硐室的一条重要途径。由于采场周围条件的非对称性，因而存在不同的跨采卸压方案。这里提出5个卸压方案并通过全面分析，从中找出了2个较佳方案进行比较。
3.1　车场和硐室上覆单煤层卸压方案Ⅰ
　　该方案拟定只采车场和硐室上覆最近的11煤11112东工作面，并按正常推进方向开采卸压，11112东工作面跨采时要跨过为本工作面服务的胶带运输上山，即工作面采至距胶带运输上山还有15～20 m时改变运输系统，将11112西工作面所留保护煤柱采出。
3.2　车场和硐室上覆双煤层联合卸压方案Ⅱ
　　为减少开采11煤工作面超前移动支撑压力对车场和硐室的影响，在11煤支撑压力还未到车场和硐室前，开采出11煤上覆的9煤工作面，两煤层开采卸压较为彻底。
　　以上2个方案实际上第Ⅱ方案是对第Ⅰ方案的补充，虽然第Ⅱ方案准备工作量大，但能开采出1.9万t的煤，同时准备工作能到期完成，因此，从卸压及经济等方面分析，第Ⅱ方案要优于第Ⅰ方案。此方案的优点是9煤先卸压，减少11煤卸压时对车场、硐室的破坏程度，卸压效果好。同时可回收1.9万t的9煤煤量，缺点是修复部分巷道，准备工作量大。为确保方案的准确性，在山东矿业学院进行了数值模拟，本次模拟采用“2D-Sigma”程序，沿硐室横断面做2维模拟，在模拟前对岩石及支护材料物理力学参数进行了取样、试验、测定等，具体数值见表1。

表1　岩石及支护材料物理力学参数

表2　模拟试验结果

注：模型1：9煤不采，11煤全采的模型；模型2：11煤不采，9煤开采集中支撑压力作用时硐室模型；模型3：9煤全采，11煤不采的硐室模型；模型4：9煤全采，11煤开采集中支撑压力作用时硐室的模型；模型5：9煤、11煤采完后的硐室模型。

　　从以上模拟试验结果看，9煤不采，只采11煤的单煤层卸压方案中三量的变形值大于9煤、11煤双煤层卸压后的三量变形值，若从长期分析，双煤层联合卸压比单煤层卸压变形量更小，而且可以最大限度的回收煤炭，因此9煤和11煤联合卸压为最佳方案并决定实施。

4　跨采前硐室预加固方式
　　-400 m泵房和变电所是2个断面和跨度都比较大的硐室，由于9煤的终采及11煤其它工作面的开采影响，硐室个别点出现裂缝、片帮现象，1995年底对-400 m泵房变电所又进行了一次锚网带支护，目前仍处在继续收敛变形和碎胀扩容过程，围岩松动圈将继续扩大。为了促进围岩新的应力平衡状态的形成，阻止围岩松动圈的进一步扩展，维护松动圈的稳定，必须进行跨采前预加固。
4.1　围岩松动圈的测定
　　为了解围岩破坏程度和松动范围，在变电所和泵房内使用中国矿业大学生产的围岩松动圈超声波测试仪（BA-Ⅱ型），根据测试记录结果，绘制成“孔深—时间”曲线图（图2）。从图中分析知，围岩松动圈为1.4～1.7 m。

图2　围岩松动圈“孔深—传播时间”曲线

4.2　预加固方式
　　根据-400 m泵房和变电所的围岩状况，决定采用“锚网带喷”＋“锚注”的联合加固方式，前者以锚杆加固为主，后者以注浆加固为主。考虑到“W”型钢带径向安装困难，加上硐室围岩已比较破碎，符合管缝式和水胀式管子锚杆的作用机理，因此决定采用管缝式和水胀式锚杆间隔布置方式。
4.3　锚杆加固参数
　　锚杆尺寸：根据围岩松动圈的测定结果及类似巷道加固的比较选用长1.8 m、直径Ø=43.8 mm的管缝式锚杆和长2.8 m、膨胀后适应钻孔直径Ø=40～46 mm的水力膨胀锚杆。
　　锚杆间距和排距：根据泵房和变电所的原锚杆间、排距，为方便施工，采用与原间、排距相同的方式，即变电所加固锚杆间距为0.8 m，排距为1 m，泵房加固锚杆间距为0.8 m，排距为0.8m。
4.4　围岩注浆
　　由于泵房变电所长期受上方煤柱及采动影响，松动圈厚度范围内裂隙发育，使部分岩体松动，为确保跨采成功，采用注浆的办法进行注浆粘结。
4.4.1　注浆锚杆参数设计
　　注浆锚杆体选取15 mm的有缝钢管，如图3所示。

图3　锚杆结构与参数

　　杆体总长1.8 m，注浆段长1.1 m和0.8 m两种，锚固密封段长分为0.6 m和0.9 m，螺纹段长0.1 m；挡环（圈）采用厚6 mm的钢板制作成外径Ø38mm，内径Ø24mm的圆环，焊接在注浆段1.1m或0.8 m处。射浆孔均匀分布于注浆段，间距为150 mm（第一对注浆距端部50 mm）。射浆孔径一般为8～10 mm。螺纹段用滚丝机加工，配标准M22型螺母，托板用厚6 mm碳素钢制作。
4.4.2　注浆孔布置与注浆材料
　　待锚网带喷工序完成后，按注浆孔间排距开始用风钻打眼，注浆孔眼深1.7 m，Ø42 mm，每打完一个眼，要将钻孔内积水、岩粉吹干净，然后安装注浆锚杆，注浆锚杆外侧必须用水泥药卷封严、封实，注浆时注浆压力为2～3MPa，对浆液渗漏严重的注浆孔可间隔一段时间后再注。
　　注浆泵采用2TG2-60/210型双液调速高压注浆泵，可满足不同注浆压力的需要。注浆孔布置根据测定围岩松动圈时水的扩散情况，判定注浆扩散半径为1000 mm，注浆钻孔间排距泵房为1600 mm×1600 mm，变电所为1600 mm×2000 mm。
　　注浆材料采用425^＃普通硅酸盐水泥，水泥浆的水灰比控制0.75∶1。水泥浆与水玻璃的体积比为1∶0.5。
　　注浆锚杆共设计安装125根，只有98根注进液浆，共注入11 t水泥，平均每孔注入水泥112.2kg。从注浆情况来看，顶板注浆孔很难注浆，说明顶板裂隙很少，完整性好，硐室两帮的中下部裂隙最为发育，注浆量较多，有一孔注进0.8 t水泥。

5　跨采效果
　　自1998年3月1日9煤工作面开始开采设点观测到8月16日11煤11112东工作面采完稳定结束，历时5个多月，得出了重要的数据，总结出了从11112东工作面采动到采后稳定对-400 m泵房的影响变化规律。自设点观测起到结束，得出了总的变化量和单位时间的变化量。其累计变形量为：底鼓量最高处365 mm，顶板下沉量198 mm，一帮最大变形量132 mm。实际变形量小于数值模拟变形量（这与硐室的加固有直接关系）。保证了-400 m泵房、变电所设备正常运转，确保了矿井安全，同时多回收了15.2万t煤炭，获2700万元的经济收入，减少长期的维护费用，获得了较好的社会效益。
　　现在，泵房变电所已跨采完6个月之余，硐室维护情况处于良好状态，跨采取得了圆满成功，取得了一劳永逸的效果。

作者简介：赵大勇，1962年生，工程师，现任新汶矿业（集团）有限责任公司汶南矿副矿长，曾在《山东煤炭科技》等刊物上发表文章多篇。地址：山东省新泰市，邮码：271202。
作者单位：新汶矿业(集团)有限责任公司汶南煤矿

参考文献
　1　葛家良.软岩巷道注浆加固机理及注浆技术若干问题的研究：［博士学位论文］.徐州：中国矿业大学，1995
　2　谷拴成，李龙清，赵　强.锚喷支护参数设计与计算方法探讨.西安矿业学院学报，1995(1)
　3　杨　庆，吴顺川，廖国华.膨胀性围岩中巷道地压的摸拟.北京科技大学学报，1994(6)