張照允
(兗州煤業(yè)股份有限公司興隆莊煤礦,山東省濟(jì)寧市,272102)
孤島工作面進(jìn)、回風(fēng)巷均為沿空掘進(jìn)巷道,受鄰近采空區(qū)采動(dòng)影響,沿空巷道受到比原始應(yīng)力高數(shù)十倍的支撐壓力,致使巷道變形破壞異常嚴(yán)重,對(duì)工作面掘進(jìn)和回采影響巨大[1]。因此,工作面兩巷的布置及支護(hù)方式對(duì)于安全開采尤為重要。
兗州煤業(yè)股份有限公司興隆莊煤礦10304工作面采用傾向布置,設(shè)計(jì)長(zhǎng)度2600 m,可采長(zhǎng)度2365 m,工作面長(zhǎng)度231~181m,可采儲(chǔ)量570萬(wàn)t,地面平均標(biāo)高+47.0 m,工作面標(biāo)高-315.0~-548.4 m,該工作面為孤島工作面,東側(cè)為興隆莊煤礦10303工作面、西側(cè)為興隆莊煤礦10305工作面、南側(cè)為東灘煤礦14310工作面,均已回采完畢。
10304工作面所采煤層為下二疊系月門溝統(tǒng)山西組底部3#煤層,以亮煤為主,次之鏡煤及暗煤,煤層傾角2°~15°,平均為8°。煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜,在距底板3.0~3.2 m發(fā)育一厚度為0~1.4 m左右的炭質(zhì)泥巖夾矸。煤層厚度一般在7.80~9.90 m,平均為8.85 m,普氏硬度f(wàn)=2~3。10304工作面頂?shù)装鍘r性見表1。
表1 10304工作面頂?shù)装鍘r性表
運(yùn)輸巷采用錨網(wǎng)支護(hù),頂部采用無縱筋螺紋鋼樹脂錨桿、菱形金屬網(wǎng)、錨索配合梯形鋼帶進(jìn)行支護(hù);幫部采用等強(qiáng)螺紋鋼式樹脂錨桿(全螺紋錨桿),皮帶梯、菱形金屬網(wǎng)進(jìn)行支護(hù)。巷道采用上凈寬4.8 m、下凈寬5.4 m、高度3.6~3.8 m的梯形斷面,沿空側(cè)與相鄰采空區(qū)之間凈煤柱寬度3.5 m。運(yùn)輸巷支護(hù)斷面圖見圖1。
圖1 運(yùn)輸巷支護(hù)斷面圖
由圖1可知,錨網(wǎng)排距900 mm,鋼帶采用孔距為750 mm的7孔梯形鋼帶,鋼帶垂直巷道掘進(jìn)方向布置,金屬網(wǎng)采用8#鐵絲編制而成,頂板采用型號(hào)為MSGLW-500/22×2400的無縱筋螺紋鋼樹脂錨桿,幫部采用采用型號(hào)為MSGLD-500/20×2200的等強(qiáng)螺紋鋼樹脂錨桿(全螺紋錨桿),沿空側(cè)使用皮帶梯配合幫部錨桿增加護(hù)表能力。
支護(hù)形式按照每?jī)膳乓粋€(gè)循環(huán),每循環(huán)第一排采用規(guī)格為?22 mm×7500 mm錨索布置在沿施工方位自鋼帶左側(cè)第3、4根錨桿孔內(nèi),替換頂錨桿;每循環(huán)第二排采用規(guī)格為?22 mm×5000 mm錨索布置在沿施工方向自鋼帶左側(cè)第1、7根錨桿孔內(nèi),替換頂錨桿。
通過提高錨桿預(yù)緊力、增加幫部皮帶梯、使用增大型錨桿螺帽提高支護(hù)體系護(hù)表面積,在大埋深區(qū)域錨桿(索)使用讓壓環(huán)提高抗變形能力。
(1)預(yù)緊力是錨桿支護(hù)中的關(guān)鍵參數(shù),對(duì)支護(hù)效果起著決定性作用,而且目前常用手持式錨桿施工機(jī)具不能提供較大預(yù)緊力[2]。安裝頂部錨桿時(shí),在錨桿鉆機(jī)與錨桿之間使用JQHS-1200型錨桿螺母安裝器(錨桿扭矩放大器),如圖2所示。通過降低轉(zhuǎn)速增加扭矩,預(yù)緊力由原來120 N·m提高至300 N·m。
圖2 錨桿扭矩放大器
(2)在埋深較大局部地段將頂部普通錨桿帽(?48 mm)更換為增大型錨桿帽(?56 mm)。在不增加施工環(huán)節(jié)的前提下,錨桿帽與鋼帶接觸面積提高36%,防止因壓力顯現(xiàn)造成錨桿拉穿鋼帶現(xiàn)象的發(fā)生。
(3)幫部錨桿使用200 mm×200 mm型錨桿托盤、并用膠帶梯將單根錨桿連成一體,有效增大幫部支護(hù)與煤體接觸面積,如圖3所示。
圖3 幫部支護(hù)形式
(4)靠近切眼600 m區(qū)段錨桿使用單泡讓壓環(huán)、錨索使用雙泡讓壓環(huán),如圖4所示。巷道變形時(shí)首先將壓力傳遞給讓壓環(huán),壓環(huán)通過壓縮吸收變形能,有效降低因巷道變形量超過錨桿(索)延展能力而造成崩斷失效現(xiàn)象的發(fā)生。
圖4 單(雙)泡讓壓環(huán)實(shí)圖
10304運(yùn)輸巷距離切眼600 m范圍內(nèi),巷道實(shí)體煤幫側(cè)使用注漿錨桿與恒阻錨索聯(lián)合進(jìn)行加固,增加淺部破碎區(qū)煤體的承載能力,并將其固定在深部彈性區(qū)完整煤體中;沿空側(cè)小煤柱使用注漿錨桿、注漿錨索及恒阻錨索聯(lián)合加固,膠結(jié)小煤柱松軟破碎煤體,強(qiáng)化小煤柱完整性控制,保持良好的承載性能;頂板采用U型鋼+錨索進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù),強(qiáng)化頂部厚煤層頂板的安全保障。二次加固方案如圖5所示。
圖5 二次加固方案
(1)實(shí)體煤側(cè)使用注漿錨桿及恒阻錨索予以加強(qiáng)支護(hù),注漿錨桿與恒阻錨索交替施工。注漿錨桿長(zhǎng)度3.0 m、排距1.8 m,每排2棵,注漿錨桿與膠帶相聯(lián);恒阻錨索長(zhǎng)度5.0 m、排距1.8 m,每排2棵。實(shí)體煤側(cè)注漿錨桿布置如圖6所示。
圖6 實(shí)體煤側(cè)注漿錨桿布置
(2)沿空側(cè)使用注漿錨桿、注漿錨索及恒阻錨索予以加固,注漿錨桿長(zhǎng)度3.0 m,隔排施工即排距1.8 m,每排3棵,錨桿使用膠帶相聯(lián);上部注漿錨索長(zhǎng)度5.0 m、下部注漿錨索長(zhǎng)度3.5 m,排距3.6 m,每排2棵;恒阻錨索長(zhǎng)度5.0 m,排距3.6 m,每排1棵。沿空側(cè)注漿錨桿布置如圖7所示。
圖7 沿空側(cè)注漿錨桿布置
(3)二次支護(hù)材料性能。注漿錨索?22 mm,鋼絞線由8股螺旋肋預(yù)應(yīng)力鋼絲捻制而成,單根鋼絲延長(zhǎng)率≥5%,錨索破斷強(qiáng)度≥1770 MPa、破斷力≥375 kN。索體分為樹脂錨固段和注漿錨固段,樹脂錨固段鋼絞線中心為實(shí)心鋼筋,可以實(shí)現(xiàn)樹脂端錨;注漿錨固段鋼絞線中心為空心管,進(jìn)行注漿加固。
注漿錨桿體選用Q345級(jí)及以上無縫鋼管為原材料,采用熱軋工藝形成連續(xù)梯形螺紋,外徑25 mm、壁厚7.5 mm,錨桿屈服強(qiáng)度345 MPa、破斷強(qiáng)度500 MPa、破斷荷載≥210 kN、延伸率≥5%。
注漿料采用MZM-70型高強(qiáng)無機(jī)注漿料,其特點(diǎn)是微膨脹,膨脹率0.1~0.3,早期強(qiáng)度高,如圖8所示,具有高流動(dòng)性和觸變性,與煤體粘結(jié)性能好等優(yōu)良性能。
(4)二次加固注漿壓力約3 MPa,錨索平均注漿量為16.6 kg/條,錨桿平均注漿量為7.9 kg/條。對(duì)已施工28 d齡注漿錨桿進(jìn)行拉拔抽檢破壞性試驗(yàn),拉拔力60 MPa(300 kN),達(dá)到拉力計(jì)最大量程未出現(xiàn)錨桿破斷及拉出現(xiàn)象。注漿料抗壓強(qiáng)度隨時(shí)間變化圖見圖8。
圖8 注漿料抗壓強(qiáng)度隨時(shí)間變化圖
(1)掘進(jìn)期間在運(yùn)輸巷設(shè)6組基點(diǎn),基點(diǎn)平均間距250 m。采用十字布點(diǎn)法,對(duì)掘進(jìn)期間巷道頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平窟M(jìn)行連續(xù)的觀測(cè)。掘進(jìn)期間圍巖變形實(shí)測(cè)值見表2。
表2 掘進(jìn)期間圍巖變形實(shí)測(cè)表
由表2可知,掘進(jìn)期間頂?shù)装遄畲笠平?30 mm,平均移近量82.5 mm;兩幫最大移近量152 mm,平均移近量110.5 mm。沿空巷道變形以兩幫移近為主。
(2)選取4#測(cè)點(diǎn)進(jìn)行詳細(xì)分析,主要研究巷道隨掘進(jìn)頭掘進(jìn)后期變形。4#測(cè)點(diǎn)隨掘進(jìn)頭掘進(jìn)圍巖變形情況如圖9所示。
由圖9可以看出,掘進(jìn)掘進(jìn)頭200 m范圍巷道圍巖變形速率呈上升趨勢(shì),該區(qū)域受掘進(jìn)擾動(dòng)影響較大。巷道距離掘進(jìn)掘進(jìn)頭800 m后,圍巖變形趨于穩(wěn)定。
圖9 4#測(cè)點(diǎn)隨掘進(jìn)頭掘進(jìn)變化趨勢(shì)
數(shù)值模擬采用Phase2巖土工程彈塑性有限元分析軟件,該軟件廣泛應(yīng)用于地表或地下開挖的支護(hù)設(shè)計(jì)、邊坡穩(wěn)定分析、地下水滲流分析以及概率分析等領(lǐng)域。通過模擬旨在分析10304運(yùn)輸巷掘進(jìn)前及掘進(jìn)(支護(hù)后)應(yīng)力狀態(tài)。
(1)煤層及頂?shù)装鍘r層參數(shù)取自表1。
(2)地應(yīng)力。根據(jù)興隆莊礦十采區(qū)原巖應(yīng)力實(shí)測(cè)結(jié)果,最大水平應(yīng)力方向大致為120°;水平應(yīng)力大于垂直應(yīng)力,最大水平主應(yīng)力為垂直應(yīng)力的1.2~1.4倍(取1.3);最大水平主應(yīng)力為最小水平主應(yīng)力的1.6~2.2倍(取2.0)。
圖10 10304運(yùn)輸巷掘進(jìn)前巷道圍巖應(yīng)力分布云圖和曲線
10304運(yùn)輸巷掘進(jìn)前,自10305運(yùn)輸巷靠10304工作面一側(cè)巷幫向10304方向圍巖支承應(yīng)力云圖和應(yīng)力曲線如圖10所示。
由圖10可以看出,10304運(yùn)輸巷掘進(jìn)前,巷道圍巖應(yīng)力峰值最大約32 MPa,距離10305運(yùn)輸巷約18 m位置,因此掘進(jìn)10304工作面運(yùn)輸巷時(shí)應(yīng)盡量避開由于10305工作面回采導(dǎo)致的周圍巖體應(yīng)力峰值,否則掘進(jìn)期間壓力顯現(xiàn)較為嚴(yán)重。
(1)實(shí)踐證明,通過采用提高支護(hù)體系護(hù)表能力、局部地點(diǎn)施工注漿錨桿(索)等方式可有效控制孤島工作面沿空掘進(jìn)期間巷道圍巖變形。
(2)通過巷道變形監(jiān)測(cè)可以看出,距離掘進(jìn)頭200 m范圍內(nèi)巷道圍巖變形較為劇烈,幫部二次支護(hù)距離掘進(jìn)頭不應(yīng)超過此范圍,若超過200 m,沿空小煤柱破壞嚴(yán)重,二次支護(hù)效果較差。
(3)初次支護(hù)與幫部二次支護(hù)相結(jié)合的方式,各工序合理穿插,二次加固不影響掘進(jìn)速度,最高月單進(jìn)達(dá)407 m。