格目底矿业有限公司玉舍煤矿东井900～1100m埋深软岩巷道支护改进成效

[摘 要]东井煤矿煤层多达89层，层间距小，巷道多布置在煤层顶底板。巷道煤层顶板岩性多为粉砂质粘土岩、粘土岩、泥岩，部分为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩。底板岩性为粉砂质粘土岩、泥岩，部分为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩等软岩。尤其是+1260-+1100m标高巷道埋深938m-1100m，原贵州院设计的支护形式、支护材料及施工工艺不能满足巷道支护强度要求。大量的巷道失修存在较大安全隐患，被监管部门多次停建。大量的巷道大修减缓基建进度，2006年开工至今尚未投产。格目底公司玉舍煤矿东井意识的支护的重要性，经过实地考察，理论联系实践，设计出一套适合东井煤矿的“锚网喷注”支护改进方案和“5m一喷注”的施工工艺，长时间应用以来，效果好，取得巨大经济效益。

[关键词]煤矿；软岩巷道；较大埋深；支护改进；成效。

中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2015）27-0045-02

1、东井煤矿概况

1.1 东井煤矿岩层赋存情况

东井煤矿位于格目底向斜东段南西翼，为一单斜构造，地层倾角一般在20°～30°之间，沿走向则西段倾角较东段稍大，变化在3～6°之间。井田内含煤地层为二迭系龙潭煤组，其下与下伏的峨嵋山玄武岩呈假整合接触，其上与三迭系下统飞仙关组逐渐过渡。井田内龙潭煤组厚431～482m，平均厚450m，由各种深灰色细碎屑岩、粉砂岩、粘土岩、少量薄层泥灰岩、灰岩、石灰岩、硅质岩及煤层组成。含煤最多89层，达到可采厚度的仅有23层。煤层顶板岩性多为粉砂质粘土岩、粘土岩、泥岩，部分为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩。底板岩性为粉砂质粘土岩、泥岩，部分为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩。根据以上岩层情况，东井煤矿煤层顶底板围岩基本属于软岩。

1.2 东井煤矿软岩特性

东井煤矿围岩特性表现在以下几个方面：

（1）易风化、遇水易膨胀或崩解、易软化，甚至成粘土状。

（2）具有明显的流变性，初期变形速度快，变形量大，蠕变持续时间长。

（3）岩层强度低，凝聚力小，内摩擦角小。

（4）巷道的地压特征是四周来压，不仅有顶压、侧压，还有底压，巷道出现大量底鼓。

（5）怕震，易受爆破震动影响。

1.3 东井煤矿巷道概况

根据贵州院提供的《贵州玉舍煤矿东井一期60万吨/年初步设计》，格目底公司玉舍煤矿东井开采标高为+1285m-+700m，采用平硐-暗斜井开拓，布置三条平硐和三条下山，井口地面标高+1410m，平硐工程量500m，里程500m处对应地面标高+2198m，运输下山、轨道下山、回风下山设计工程量830m，坡度-22°，井底标高+1100m，对应地面标高+2198m，三条下山均布置在40号煤层底板。+1100m车场、+1100m井底水仓对应地面标高+2198m，布置在煤层群中。40号煤层位于龙潭组中段中部，顶板岩性按20m统计，间接顶板为泥质粉砂岩及粉砂质泥岩为主，直接顶板为泥岩或粉砂质泥岩。底板岩性按10m统计，间接底板以细砂岩、粉砂质泥岩及泥质粉砂岩为主，直接底板为泥岩。

2006年开工建设至今，轨道下山、回风下山已掘至+1100m标高，运输下山剩余工程量60m。贵州院对东井煤矿设计的巷道支护均为“锚（杆）网喷”支护，由于支护存在较大问题，且建设方、施工方、监理方均为向设计部门反应，从2006年开工建设到2013年马场“3.12”事故，东井煤矿一采区施工巷道18000余米，其中需要大修巷道5000余米，且绝大部分（3600余米）巷道位于+1260m-+1100m标高段，施工时间为2008年至2010年，埋深938m-1098m，足以看出在较大埋深下，贵州院设计的支护形式不能满足东井煤矿巷道支护要求，给东井煤矿带来安全隐患，同时造成巨大经济损失。在监管部门的多次检查中，因巷道失修严重，要求东井煤矿停建，并将巷道修复结束。未投产就大量修复巷道，延长了建井工期，同时给我矿造成较大损失，支护强度不够，埋下安全隐患。

2、贵州院设计支护形式及施工工艺

2.1 支护形式

根据《初步设计》，东井煤矿巷道断面为直墙半圆拱断面，巷道支护采用“锚（杆）网喷”支护，锚杆参数为Φ22mm，L=2200mm，托板150mm×150mm×8mm，使用锚固剂为2节MSK2335，间排距800mm×800mm；钢筋网参数Φ6.5mm钢筋制作，规格1400mm×900mm，网孔100mm×100mm；喷射C20混凝土厚度100mm。

2.2 施工工艺

巷道采用光面爆破，两掘一喷，一次性成巷施工工艺。

2.3 优点

（1）设计使用锚杆支护，锚杆较短，支护工作量小，有利于提高施工进度，可缩短建井工期。

（2）锚杆支护成本低于锚索支护成本，有利于节约成本。

（3）“两掘一喷”及时封闭围岩，阻止围岩风化，同时减少洗尘水对围岩造成的软化。

2.4 存在问题

（1）设计使用锚杆支护，通过实践证明达不到支护强度要求，服务周期短，巷道失修快，修复周期长，成本增加。

（2）不能有效支护带来顶板管理安全隐患。顶板多次冒落，给东井煤矿造成经济损失。同时有伤人、阻断风流、造成风流紊乱的安全隐患。

（3）锚杆强度低，在运输下山1185下掘有被拉断现象。

（4）喷浆及时，围岩被及时封闭，由于软岩变形大，软岩变形后喷体被破坏掉落，需再次喷浆，成本增加。

（5）两掘一喷工序紧凑，准备工序占用有效施工时间多。

（6）托板面积小，有效支护范围小。托板较薄，有被拉穿现象。

（7）因锚杆丝扣只有100mm，容易造成失效锚杆。

3、东井煤矿改进后支护形式及施工工艺

3.1 支护形式

东井煤矿吸取教训，在三条下山及其它巷道修复过程中组织相关技术人员实地考察，收集了大量现场资料。根据资料和长期的施工经验变更了贵州院设计的支护形式、支护参数、支护材料参数和施工工艺。提出了“锚（锚杆+锚索）网喷注”、改进支护材料的支护方案及“5米一喷注”的施工工艺。东井煤矿按照方案严格施工，取得了较好支护效果，解决了支护带来的安全隐患，减少了修复巷道带来的经济损失，取得较好经济效益。对以后东井煤矿软岩支护工程有较高的指导价值。

东井煤矿巷道断面为直墙半圆拱断面，“锚（锚杆+锚索）网喷注一体化”的支护方案指巷道两帮采用锚杆或锚索支护，半圆拱部分采用锚索支护，锚杆/锚索支护工序结束后喷浆、注浆。“5米一喷注”的施工工艺指每循环进行支护，掘进或修复5m后喷浆、注浆，注浆结束在继续掘进或修复。

帮锚杆参数为Φ22mm，L=2400mm，材质为左旋无纵筋高强度螺纹钢筋，牌号SMG500；托板为高强度拱形托板150mm×150mm×12mm，强度不低于300kN，高强度螺母不低于300 kN；使用锚固剂为2节MSK2335，间排距1000mm×1000mm；

帮锚索参数为Φ21.6mm，L=3200mm，托板200mm×200mm×16mm，使用锚固剂为2节MSK2335，间排距1000mm×1000mm；顶锚索参数为Φ21.6mm，L=5200mm，托板300mm×300mm×16mm，使用锚固剂为3节MSK2335，间排距1000mm×1000mm；材质均为1×7股高强度低松弛预应力钢绞线，公称直径21.6mm，极限拉断力560kN，抗拉强度1860MPa，延伸率大雨3.5%。托板均为高强度拱形托板，厚度16mm，承载能力不低于600kN；配套锁具承载能力不低于600kN。

注浆管参数为4′，L=3000mm的镀锌铁管，间排距1500×1500mm。

钢筋网参数Φ6.5mm钢筋制作，规格1400mm×900mm，网孔100mm×100mm；喷射C20混凝土厚度100mm。

3.2 施工工艺

巷道采用光面爆破，“5m一喷注”，一次性成巷施工工艺。

3.3 优点

（1）设计使用锚杆支护，通过实践证明达到支护强度要求，服务周期长，巷道失修率低，修复量小，节约成本。

（2）有效支护解决了顶板管理安全隐患。

（3）锚索强度大，目前没有被拉断现象，安全系数高。

（4）“5m一喷注”让围岩充分变形，充分利用围岩自承能力，有利于喷体保护，无需重喷，节约成本。

（5）“5m一喷注”工序同样紧凑，准备工序占用有效施工时间少。

（6）“5m一喷注”围岩充分变形产生裂隙，有利于注浆。

（7）增加注浆加固工序，增强围岩稳定性。岩体注浆后，由于浆液的网络胶结作用，增大了岩体的内磨擦角，不仅增加了结构面间的磨擦力，又改善了岩体的连续性，使应力均匀分布，避免应力集中。另外，注浆还能使岩体的弹性模量增大，相对地降低了岩体的塑性，围岩塑性变形范围缩小，

（8）锚索采用张拉形式，不会有失效锚索。

3.4 存在问题

（1）设计使用“锚（锚杆+锚索）网喷注一体化”的支护方案，“5米一喷注”的施工工艺，支护工作量大，支护工序用时多，不有利于提高施工进度，延长建井工期。

（2）“锚（锚杆+锚索）网喷注一体化”的支护成本高于“锚（锚杆）网喷”支护，不利于节约成本。

（3）“5米一喷注”没有及时封闭围岩，不能及时阻止围岩风化，部分锚索需要重新张拉。

（4）支护成本明显增加。以运输下山断面为例，支护成本比较如下（不含管理费）：

从上表可以看出，东井煤矿方案支护成本每米为4272.9元，贵州院方案为2818.3元，东井煤矿方案增加成本1454.6元/m，初期投入成本大。

4、东井煤矿改进支护形式及工艺后取得成效

4.1 解决支护不力带来的顶板管理、通风安全隐患

支护强度达到要求，巷道不会因支护问题产生大量变形，也极难产生漏、冒顶现象，同时巷道变形缓慢，巷道断面长时间达到要求，巷道进回风畅通，通风管理安全隐患减少。

4.2 减少投入总成本

改进支护方式后，东井煤矿2011年施工的巷道至今4年时间尚有轻微变形，顶底板移近量300-500mm平均100mm/年，两帮移近量200-400mm喷浆75mm/年，在没有采动、水影响的情况下，巷道变形基本稳定。按照以上变形速度计算和公司对大修的规定，以宽5m，高4m的巷道为例，顶底板移近量达到2.67m以上，两帮移近量达到3.33m以上方为大修，预计巷道服务年限最低为26.7年。

由于巷道修复困难，修复每米巷道成本远远高于掘进每米巷道成本，根据格目底公司与煤炭科学研究总院开采设计研究分院签订的回风下山+1260m至+1100m标高修复400m工程量合同，合同总价1000万元，合计2.5万元/m。

综上可得，东井改进后的支护方式服务年限为26.7年，贵州院的支护方式服务年限为3.5年，即我们可以认为，东井改进支护后的服务年限内，贵州院的支护方式要多修复6.5次，即每米巷道多投入16.25万元，比起初期多投入的支护成本，已经超出111.7倍。

4.3 巷道服务年限长

巷道服务年限是没有改进时的7.5倍。

4.4 符合长远发展

减少巷道失修率，增长巷道服务年限，符合安全管理、节约成本的经营理念，也符合煤矿企业长期发展的要求。

5、东井煤矿改进后支护形式及工艺注意事项

1）严格按照设计支护参数进行施工。

2）安装时，先测量孔深（托盘与岩面结合平面至孔底），标准孔深比支护材料杆体短250mm。超深部分应填入相应长度锚固剂、深度不够必须补钻至标准深度。

3）装锚固剂前必须清锚杆（索）孔，必须将孔内的岩粉清理干净（钻杆来回抽动利用高压水或压风清孔），确保锚固剂与孔壁良好接触，保证锚杆（索）与锚固剂的粘接力。

4）装锚固剂时锚固剂必须推至眼底，装锚固剂之前可测量每节锚固剂长度以计算是否推至眼底。

5）锚固剂搅拌时间15-30s，搅拌结束，锚杆钻机保持推力不少于1min，然后退下锚杆机，5分钟后，锚杆将螺帽用扭矩扳手逐个拧紧到设计要求，锚索用张拉机张拉到设计要求。

6）严禁带托盘安装锚索、锚杆，安装时必须将托盘取下，这样锚杆、锚索不易失效或超长。

7）由于井下地质条件复杂、围岩状况随进度时时变化，现场施工人员发现异常情况，必须及时采取处理措施。

8）物资部门购进的锚索、锚杆严禁出现锈蚀，两端端头锈蚀的锚索、锚杆严禁使用。

9）支护材料必须合格。

6、结语

格目底公司东井煤矿938～1098m埋深软岩巷道支护改进后在格目底公司玉舍煤矿东井的应用表明，“锚网喷注”及支护材料的改进，加上“5m一喷注”的施工工艺能有效支护埋深1100m以下的软岩巷道。该工艺的服务年限为26.7年，是普通“锚网喷”支护软岩巷道服务年限（3.5年）的7.5倍，能为煤矿企业减少巷道大修投入，赢得正常生产时间。按一个服务周期26.7年算，比普通“锚网喷”支护软岩巷道成本节约16.25万元/m，东井煤矿+1260m标高以下，服务年限超过20年的斜井、石门、联络巷、车场、井底水仓总工程量超过7000m，可节约11.38亿元，将给煤矿企业带来巨大收益。