李 強(qiáng)
(山西汾西礦業(yè)集團(tuán)賀西煤礦)
某礦12302采煤工作面位于該礦所處井田北部、北翼三采區(qū)東側(cè),是三采區(qū)第4個(gè)回采工作面,整個(gè)工作面呈北偏東向、南偏西向布置。該工作面垂直深度為-592~-615 m,地質(zhì)儲(chǔ)量8.12 Mt,可采儲(chǔ)量5.55 Mt。12302采煤工作面主采煤層為石炭—二疊系月門溝群太原組12下層煤,礦區(qū)內(nèi)見煤點(diǎn)煤層厚1.2~1.92 m,平均1.6 m(含0.1~0.4 m厚夾矸),屬中厚煤層,結(jié)構(gòu)中等,層位穩(wěn)定,煤層厚度變化較小,煤類單一。12下煤層頂板為粉砂質(zhì)泥巖、細(xì)砂巖,硬度系數(shù)f=4;煤層偽底板為泥巖,底板為第8層石灰?guī)r,結(jié)構(gòu)致密堅(jiān)硬,厚約6.2 m,硬度系數(shù)f=6.5。本研究以該工作面沿空動(dòng)壓巷道(12306軌道巷)為例,結(jié)合實(shí)測(cè)成果對(duì)該巷道變形特征進(jìn)行分析,針對(duì)原有支護(hù)方案存在的不足進(jìn)行優(yōu)化設(shè)計(jì)。
12306軌道巷(圖1)原采用錨網(wǎng)+鋼筋梯作為永久支護(hù),支護(hù)材料為φ18 mm×1 800 mm等強(qiáng)金屬螺紋錨桿、樹脂藥卷以及菱形網(wǎng),菱形網(wǎng)采用相互連扣的連接方式,用鋼帶壓邊,鋼帶采用2根φ12 mm圓鋼焊接而成,縱向安裝。頂板錨桿間排距為800 mm×900 mm,幫部錨桿間排距為800 mm×900 mm。頂板支護(hù)緊跟迎頭,并在前探梁安全支護(hù)下及時(shí)打錨桿,錨桿距離迎頭不大于900 mm,并及時(shí)鑿掉浮矸。
圖1 某礦12306軌道巷位置示意
1.2.1巷道支護(hù)結(jié)構(gòu)破壞特征
通過現(xiàn)場(chǎng)考察發(fā)現(xiàn),12306軌道巷在初期掘進(jìn)過程中穩(wěn)定性較好,隨著12302工作面開采,受動(dòng)壓影響,圍巖與支護(hù)體發(fā)生變形、破壞,甚至出現(xiàn)片幫問題。巷道支護(hù)結(jié)構(gòu)破壞特征主要表現(xiàn)為:①受12302工作面回采的影響,巷道出現(xiàn)片幫現(xiàn)象,影響巷道正常使用,頂板受力不均勻,出現(xiàn)不同程度下沉;②支護(hù)體破壞較嚴(yán)重,頂板出現(xiàn)離層現(xiàn)象,錨桿末端外露,部分區(qū)域出現(xiàn)“網(wǎng)兜”現(xiàn)象,肩角及巷幫中部區(qū)域部分錨桿失效,幫部鋼筋梯出現(xiàn)彎折現(xiàn)象[1-4]。
1.2.2巷道圍巖破碎程度與支護(hù)結(jié)構(gòu)分析
為了解在原有支護(hù)結(jié)構(gòu)的作用下,受動(dòng)壓影響巷道圍巖的破碎程度,本研究采用鉆孔窺視儀對(duì)巷幫及頂?shù)装迕簬r體進(jìn)行觀測(cè)[5-8]。具體方案為在距離12302工作面煤壁前方20,40,60,80 m處12306軌道巷巷幫兩側(cè)及頂?shù)装宸謩e布置4 m深探測(cè)鉆孔(觀測(cè)點(diǎn))(圖2),采用鉆孔窺視儀對(duì)探測(cè)鉆孔逐個(gè)進(jìn)行探測(cè),鉆孔內(nèi)每間隔0.2 m取1個(gè)記錄點(diǎn),并記錄相應(yīng)的觀測(cè)數(shù)據(jù)。
圖2 觀測(cè)點(diǎn)布置示意
對(duì)鉆孔窺視儀的探測(cè)數(shù)據(jù)(圖3、圖4)進(jìn)行分析可知:
圖3 1#觀測(cè)點(diǎn)圍巖破碎特征
(1)煤柱側(cè)巷幫破壞深度大于實(shí)體煤側(cè),且煤體的破壞程度較大,煤壁前方20~60 m處巷幫煤體破碎深度逐漸減小。80 m處巷幫煤體破碎情況與60 m處基本一致,煤體破碎受采動(dòng)影響較小,錨桿的初始支護(hù)強(qiáng)度不足,以致煤體破裂范圍較大,此時(shí)兩幫破碎深度已達(dá)1.8 m。
(2)頂?shù)装鍘r體破壞深度與巷幫側(cè)相似。煤壁前方20~40 m處巖體破碎深度呈減小趨勢(shì),80 m 處頂?shù)装迤扑槌潭扰c60 m處相似,即60~80 m區(qū)段內(nèi)圍巖受采動(dòng)影響非常小。錨桿支護(hù)結(jié)構(gòu)對(duì)頂板的控制效果不理想。
隨著巷道圍巖破碎程度逐漸增大,其承載能力不斷降低[9-11]。合理有效的巷道支護(hù)體能夠?qū)⑾锏绹鷰r維持在三軸受力狀態(tài),從而提高煤巖體的承載能力,將巷道破碎和圍巖變形控制在正常生產(chǎn)可以接受的范圍內(nèi)[12-15]。通過對(duì)12306軌道巷圍巖破壞特征進(jìn)行監(jiān)測(cè)分析,發(fā)現(xiàn)該巷道原有支護(hù)方案的不足有:①錨桿選型不合理,巷道兩幫錨桿應(yīng)用φ18 mm×1 800 mm等強(qiáng)度金屬螺紋錨桿,未施加預(yù)緊力,錨桿實(shí)際作用長(zhǎng)度小于巷幫破壞范圍,無法有效發(fā)揮錨固作用;②錨桿支護(hù)密度需要優(yōu)化,巷道兩幫出現(xiàn)片幫現(xiàn)象,頂板出現(xiàn)“網(wǎng)兜”現(xiàn)象,因此有必要加大錨桿支護(hù)密度,加強(qiáng)巷幫及頂板的整體性;③鋼筋梯安裝角度不合理,鋼筋梯作為支護(hù)體系的一部分,其與錨桿、錨網(wǎng)是互為影響的,在支護(hù)結(jié)構(gòu)中,鋼筋梯一般采用縱向安裝方式,易與巷幫一并發(fā)生變形,同時(shí)也會(huì)影響錨桿的支護(hù)性能。
圖4 2#觀測(cè)點(diǎn)圍巖破碎特征
根據(jù)12306軌道巷現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)結(jié)果以及動(dòng)壓巷道圍巖變形的控制原則,在確保經(jīng)濟(jì)合理的情況下,本研究設(shè)計(jì)了如下3種巷道支護(hù)方案。
2.1.1方案Ⅰ
選用規(guī)格為φ22 mm×2 200 mm無縱筋左旋螺紋鋼錨桿支護(hù),頂板與實(shí)體煤側(cè)巷幫錨桿端頭錨固,錨桿間排距為800 mm×800 mm;右?guī)湾^桿全長(zhǎng)錨固,錨桿間排距為600 mm×800 mm,靠近頂板位置的錨桿與水平成20°安裝(圖5)。
2.1.2方案Ⅱ
選用無縱筋左旋螺紋鋼錨桿支護(hù),錨桿規(guī)格為φ18 mm×1 800 mm,頂板與實(shí)體煤側(cè)巷幫錨桿端頭錨固,錨桿間排距為800 mm×800 mm;右?guī)湾^桿全長(zhǎng)錨固,錨桿間排距為600 mm×800 mm,靠近頂板位置的錨桿與水平成20°安裝;幫頂選用φ22 mm×4 000 mm注漿錨索,排距為2 000 mm×2 000 mm(圖6)。
2.1.3方案Ⅲ
選用無縱筋左旋螺紋鋼錨桿支護(hù),錨桿規(guī)格為φ22 mm×2 200 mm,頂板與實(shí)體煤側(cè)巷幫錨桿端頭錨固,錨桿間排距分別為800 mm×800 mm、1 400 mm× 800 mm;右?guī)湾^桿全長(zhǎng)錨固,錨桿間排距為800 mm×800 mm,靠近頂板位置的錨桿與水平成20°安裝;幫頂選用φ22 mm×4 000 mm注漿錨索,排距為2 000 mm×2 000 mm(圖7)。
圖5 方案Ⅰ支護(hù)示意(單位:mm)
圖6 方案Ⅱ支護(hù)示意(單位:mm)
圖7 方案Ⅲ支護(hù)示意(單位:mm)
此外,上述3種方案中,托盤選用規(guī)格為1 500 mm× 1 500 mm×8 mm(長(zhǎng)×寬×高)高強(qiáng)度托盤,其承載能力不低于錨桿桿體的極限破斷力。頂板錨桿的預(yù)緊力應(yīng)不小于20~30 kN,兩幫錨桿設(shè)計(jì)錨固力為80 kN。為保證支護(hù)結(jié)構(gòu)具有較高的耦合性以及煤體的整體性,將鋼筋梯的安裝方向變?yōu)闄M向,采用8#鐵絲編織的菱形金屬網(wǎng)配合鋼筋梯使用。
在12302工作面回采及12306工作面軌道巷掘進(jìn)的復(fù)合作用下,采用上述3種支護(hù)方案后,12306軌道巷的位移變化數(shù)值模擬分析結(jié)果如圖8所示。
圖8 12306軌道巷位移變化特征
分析圖8可知:采用3種支護(hù)方案時(shí),12302工作面從12306軌巷前方70 m位置推進(jìn)至其后方80 m 位置,巷道頂板下沉量相差較?。粚?duì)于巷道兩幫變形的控制效果,方案Ⅰ明顯優(yōu)于方案Ⅱ及方案Ⅲ。綜合分析可知,方案Ⅰ對(duì)于12306軌道巷變形的控制效果優(yōu)于方案Ⅱ、方案Ⅲ。
以某礦沿空動(dòng)壓巷道(12306軌道巷)為例,對(duì)該巷道的變形破壞特征及已有支護(hù)方案的不足進(jìn)行了詳細(xì)討論,在此基礎(chǔ)上設(shè)計(jì)了3種錨桿支護(hù)方案(方案Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ)。通過數(shù)值模擬分析,認(rèn)為方案Ⅰ對(duì)于巷道變形的控制效果較優(yōu),故而推薦采用該方案進(jìn)行巷道支護(hù)施工。
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