郭高峰
(山西三元煤業(yè)股份有限公司,山西 長治 046013)
三元煤業(yè)2303 綜采工作面位于二采區(qū),東為二采區(qū)軌道巷,南為實(shí)體煤,西為礦井邊界,北為綜采工作面保安煤柱。地面標(biāo)高為+905~+910 m,巷道底板標(biāo)高為+500~+563 m。2303 回風(fēng)順槽沿3#煤層底板采用綜掘方式掘進(jìn),設(shè)計長度1800 m,巷道掘進(jìn)斷面寬5.2 m,凈斷面寬5.0 m,掘進(jìn)斷面高3.5 m,凈斷面高3.2 m,毛斷面面積18.2 m2,凈斷面面積16 m2。4302 回風(fēng)順槽所處3#煤層結(jié)構(gòu)簡單,煤層厚7.25 m,傾角1°~7°。巷道變形表現(xiàn)為變形大、底鼓嚴(yán)重、保安煤柱幫縮進(jìn)嚴(yán)重,為減小變形需對巷道支護(hù)進(jìn)行優(yōu)化設(shè)計。
頂板支護(hù):錨桿桿體為22#左旋無縱筋螺紋鋼筋,長度2.4 m,桿尾螺紋為M24。采用拱型高強(qiáng)度托板,厚度不小于8 mm,承載力不低于配套錨桿屈服載荷的1.3 倍。鋼筋托梁寬度80 mm,長度4900 mm。采用氣動聯(lián)網(wǎng)機(jī)C 字扣雙排隔孔聯(lián)網(wǎng)??筛鶕?jù)實(shí)際施工條件調(diào)整網(wǎng)片尺寸,但頂板范圍內(nèi)禁止出現(xiàn)未受網(wǎng)片保護(hù)的圍巖。錨桿排距1000 mm,間距1100 mm,兩邊間距1200 mm,每排5套錨桿。全部垂直于巖面。錨索長度8.3 m,三花布置,排距1000 mm,呈“2-1-2-1”分布,垂直頂板巖層。巷道開口、拐彎、穿巷、掘進(jìn)硐室前后5 m 加強(qiáng)支護(hù)。
巷幫支護(hù):錨桿桿體為22#左旋無縱筋螺紋鋼筋,長度2.0 m,桿尾螺紋為M24。樹脂加長錨固,鉆孔直徑為29 mm,錨固長度889 mm,設(shè)計錨固力為127 kN。錨桿排距1000 mm,間距1000 mm。巷幫靠近頂?shù)装宓膬筛^桿施工時應(yīng)盡量垂直圍巖打設(shè),因施工鉆機(jī)限制,可帶一定角度,但角度不應(yīng)超過15°,在15°范圍內(nèi)均認(rèn)為符合設(shè)計要求。巷道斷面布置圖如圖1。
圖1 斷面支護(hù)設(shè)計圖
錨注加固技術(shù)增強(qiáng)了圍巖的強(qiáng)度及自身承載性能,也為錨桿支護(hù)提供了良好的受力環(huán)境;另一方面充分利用了錨桿對巷道圍巖的擠壓和懸吊作用,進(jìn)一步強(qiáng)化了圍巖的自承載能力。巷道圍巖注漿之后,巷道圍巖壓力通過兩幫最終傳遞到底板,極大地降低了支護(hù)體所承受的圍巖壓力,對巷道支護(hù)時僅需提供較小支護(hù)阻力就能很好地控制圍巖變形,使巷道長期處于穩(wěn)定的狀態(tài)。因此,錨注支護(hù)技術(shù)是把錨桿支護(hù)技術(shù)與注漿加固技術(shù)的優(yōu)點(diǎn)相結(jié)合,雙重加固巷道圍巖。
由于受采空區(qū)的影響,2303 回風(fēng)順槽在掘進(jìn)過程中使用的常規(guī)錨網(wǎng)噴方式進(jìn)行支護(hù)無法達(dá)到基本頂,支護(hù)效果不佳。在斷層破碎帶巷道支護(hù)時,使用中空注漿錨桿與錨索方式進(jìn)行支護(hù)很好地解決了頂板破碎、變形大這一難題。注漿錨桿(索)支護(hù)工藝與傳統(tǒng)錨網(wǎng)噴的工藝相近,與先整體注漿再掘進(jìn)等工藝比較成本大大降低。中空注漿錨桿(索)結(jié)構(gòu)形式如圖2。
圖2 中空注漿錨桿(索)實(shí)物圖
綜合前述研究結(jié)果以及現(xiàn)場調(diào)研情況,綜合工程類比法最終確定巷道采用中空注漿錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)方式進(jìn)行支護(hù)。巷道頂板中空注漿錨桿間排距為1000 mm×1000 mm,頂板中空注漿錨索間距為1500 mm,排距為1000 mm。巷道兩幫使用中空注漿錨桿配合菱形網(wǎng)進(jìn)行支護(hù)。
頂板注漿錨桿除了可以控制頂板圍巖的穩(wěn)定,對巷道兩幫圍巖同樣具有一定的支護(hù)效果,兩幫注漿錨桿同樣如此,在抑制兩幫圍巖變形的同時一定程度地限制了頂板圍巖的移近。由于巷道兩底角部位有重要的傳遞力的作用且該處圍巖裂隙較為發(fā)育,同樣需要注漿加固。巷道在掘進(jìn)、回采期間受二次采動影響,2303 主采工作面與2301 采空區(qū)相鄰,掘進(jìn)時為鄰采鄰掘巷道,由于采空區(qū)不穩(wěn)定,在2303 回風(fēng)巷掘進(jìn)時受2301 采空區(qū)影響巷道變形明顯。
由于2303 綜放工作面鄰采空區(qū)側(cè)的回風(fēng)巷礦壓顯現(xiàn)劇烈,頂?shù)装逡平吭龃?,片幫現(xiàn)象嚴(yán)重,兩幫移近量甚至達(dá)到1500 mm 以上,并且煤幫風(fēng)化嚴(yán)重,已失去原有支護(hù)強(qiáng)度,幫錨桿很多已崩斷,裸露在外,完全失去原有支撐強(qiáng)度,由此導(dǎo)致巷道縮進(jìn),嚴(yán)重制約了綜采工作面的回風(fēng)能力,極有可能影響礦井高產(chǎn)高效生產(chǎn)。礦方?jīng)Q定對2303 工作面回風(fēng)巷靠近2301 采空區(qū)一側(cè)保安煤柱進(jìn)行注漿加固。這是該礦首次在2303 工作面與2301 采空區(qū)留設(shè)保安煤柱12 m 的條件下,設(shè)計注漿孔深4 m,交錯布置間排距1.6 m 的注漿孔,采用注水泥漿液這項(xiàng)技術(shù),對回采工作面變形巷道加固支護(hù)。
通過FLAC3D軟件開展計算研究,同時做一組未加支護(hù)的計算分組作為與中空注漿錨桿(索)效果的對照,從而得到該支護(hù)方案的具體效果,作為該支護(hù)方法的驗(yàn)證與評價依據(jù)。
為了分析中空注漿錨桿(索)這種支護(hù)方式的效果,首先給出2303 綜放工作面鄰采空區(qū)側(cè)的回風(fēng)巷道未加支護(hù)與支護(hù)以后頂板的位移云圖,如圖3。由頂板位移云圖3 可知,頂板變形模式呈現(xiàn)為發(fā)散的蘑菇狀,位移大小以巷道為中心向四周逐漸趨于降低,與未加支護(hù)的頂板位移云圖相比,當(dāng)增加了中空注漿錨桿與錨索支護(hù)以后,頂板的下沉量從數(shù)值上明顯降低,證明該支護(hù)方案在控制頂板位移方面效果明顯。
圖3 頂板位移云圖
圖4 為未使用中空注漿錨桿(索)支護(hù)與使用中空注漿錨桿(索)支護(hù)后巷道兩幫位移云圖。由圖可知,向著頂板方向、底板方向以及巷道圍巖內(nèi)部方向水平位移量逐漸減小,支護(hù)與未支護(hù)的兩組計算結(jié)果相比,在位移模式、變形方向等方面均保持一致,從位移量上看,支護(hù)后兩幫位移明顯較小。
圖4 巷道兩幫位移云圖
(1)采用“十字布點(diǎn)法”進(jìn)行監(jiān)測,與原支護(hù)方案效果對比。原超前支護(hù)區(qū)巷道寬度僅有2.1 m,注漿處巷道寬度在3.1 m。由此可見,回風(fēng)巷煤幫注漿可有效加固煤體裂隙和頂板離層,控制軟巖巷道縮進(jìn)量減小,加強(qiáng)巷道有效支護(hù),得到傳統(tǒng)支護(hù)法無法起到的作用。
(2)2303 工作面回風(fēng)巷12 m 保安煤柱注漿效果觀測,在回采工作面邊注邊產(chǎn)的地質(zhì)運(yùn)動影響中仍可保證巷道控制在3.1 m,減小縮進(jìn)1 m。如表1,表明水泥漿在松軟煤質(zhì)、巷道變形嚴(yán)重的回采工作面中可以改變煤柱的松散結(jié)構(gòu),進(jìn)而提高煤柱的自身強(qiáng)度,充分調(diào)動煤柱的自承能力。
表1 注漿后煤幫縮進(jìn)監(jiān)測表 (單位:mm)
(3)2303 回風(fēng)巷道右?guī)驼w縮進(jìn),觀察注漿管和封孔袋都仍保持在注漿時的外露,沒有因?yàn)楸粩D壓變形和回采動壓把注漿管擠到煤壁內(nèi)。據(jù)分析,可能是在煤柱內(nèi)最少2.5 m 處煤體破碎,和整個保安煤柱分開,導(dǎo)致錨桿沒有支護(hù)能力形成煤壁整體縮進(jìn)。
(4)巷道采空區(qū)側(cè)壓力大造成煤壁縮進(jìn),觀察2303 回風(fēng)巷右?guī)妥{管沒有被回采動壓擠壓到煤壁內(nèi),仍保持在注漿時外露。分析為注漿前煤柱壓力大,已經(jīng)使煤壁縮進(jìn)?,F(xiàn)在采空區(qū)側(cè)縮進(jìn)量小,可能是回采期間實(shí)體煤側(cè)壓力大使煤體突出,造成巷道變形嚴(yán)重。
基于三元煤業(yè)2303 回風(fēng)巷道東頂板和兩幫破碎、難以支護(hù)的問題,提出采用中空注漿錨桿與錨索支護(hù)的方法來加固圍巖,控制巷道變形。同時,對局部保安煤柱的注漿加固,提高了煤柱自穩(wěn)能力,進(jìn)而提高了巷道支護(hù)效果,保證了回風(fēng)順槽的安全使用,對其他工作面布置起到借鑒作用。