郭志敏
(大同煤礦集團(tuán)同生樹(shù)兒里煤業(yè)有限公司,山西 大同 037000)
同生樹(shù)兒里煤業(yè)在綜放劇烈采動(dòng)環(huán)境下,支承壓力影響范圍內(nèi)運(yùn)輸巷道出現(xiàn)了煤頂嚴(yán)重破碎且網(wǎng)兜撕裂漏冒、兩幫碎裂大量擠出,常出現(xiàn)輸送機(jī)端頭設(shè)備處無(wú)行人空間,直接影響安全生產(chǎn)。針對(duì)該平巷支護(hù)難題,基于綜放回采巷道變形破壞的新特點(diǎn),針對(duì)性地提出綜放厚煤頂回采巷道圍巖支護(hù)優(yōu)化方案,現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)表明,優(yōu)化后的支護(hù)方案對(duì)巷道圍巖變形控制效果較好。
樹(shù)兒里礦現(xiàn)主采3號(hào)煤層,平均埋深183m,煤層厚度9.3~13.1m,平均厚度11.2m。煤體硬度f(wàn)=1.1,傾角平均2°,密度1.449/cm3。8105工作面一次采高3.3m,放煤7.9m,屬于大型綜放工作面。工作面軌道順槽為矩形,寬×高=4.6m×3.3m,該巷道頂部尚有7.9m左右煤層。直接頂為厚度2.25m砂質(zhì)頁(yè)巖;復(fù)合基本頂,由下到上依次為1.48m的粗砂巖、1.74m的細(xì)砂巖、1.63m的中砂巖和1.84m的粉砂巖。
8105綜放面軌道順槽原有支護(hù)方案斷面圖如圖1所示。頂板布置5根Ф20mm×2400mm左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿,頂板采用Ф17.8mm ×9300mm的鋼絞線錨索,軸向數(shù)量呈2-1-2方式布置,間距1500mm,排距3000mm。圍巖其余支護(hù)參數(shù)如圖1所示。
圖1 原有巷道支護(hù)斷面圖(單位:mm)
經(jīng)過(guò)井下觀測(cè)發(fā)現(xiàn),8105工作面前方150m范圍內(nèi)巷道變形破壞嚴(yán)重,具有支護(hù)效果評(píng)價(jià)代表性,由此區(qū)域可歸納出8105工作面軌道順槽原有支護(hù)方案段變形破壞顯現(xiàn)特征如下:
(1)巷道兩幫煤體破碎擠出嚴(yán)重。前方150m范圍內(nèi)巷道變形極其嚴(yán)重,實(shí)體煤幫的下部煤體破碎擠出,擠出量約為200~300mm。上區(qū)段采空區(qū)側(cè)煤柱幫破壞較實(shí)體煤幫嚴(yán)重,煤柱中下部煤體多破碎擠出300~800mm的網(wǎng)兜,大面積區(qū)域網(wǎng)兜從中下部開(kāi)裂致使碎裂煤塊流出,局部錨桿體懸露支護(hù)失效。
(2)支承壓力范圍內(nèi)頂板漏冒嚴(yán)重。煤頂呈現(xiàn)非對(duì)稱破壞,煤柱側(cè)破壞嚴(yán)重,多處網(wǎng)兜開(kāi)裂煤體流出,些許錨索懸露。橫向錨索之間煤頂開(kāi)裂破碎較嚴(yán)重。局部下沉量達(dá)300~500mm。
(3)巷道斷面橫向收斂量大。巷道兩煤幫收斂量大,導(dǎo)致巷道斷面橫向尺寸收窄,收窄后巷道斷面寬度3.5~4m。輸送機(jī)端頭設(shè)備與煤幫的距離局部小于150mm,行人極困難甚至無(wú)法通行,超前作業(yè)受到極大影響。
通過(guò)分析8105綜放面軌道順槽地質(zhì)生產(chǎn)條件、巷道圍巖特征及原有支護(hù)體等情況,得出其圍巖變形破壞顯現(xiàn)主要原因是:
(1)特厚煤頂大跨度地質(zhì)生產(chǎn)條件。平巷煤頂較厚,平均7.9m,局部地區(qū)甚至達(dá)8.9m。特厚煤頂板屬于軟弱不穩(wěn)定型頂板,掘進(jìn)揭露短時(shí)間內(nèi)易出現(xiàn)微裂隙貫通破碎,且頂板破壞深度較常規(guī)煤巷高,若支護(hù)方案維護(hù)不合理,破碎深度繼續(xù)發(fā)展和煤體深部發(fā)生離層,極易發(fā)生冒頂。原有支護(hù)方式段局部區(qū)域發(fā)生了冒高為2m左右的冒頂現(xiàn)象。
(2)大型綜放面劇烈采動(dòng)影響。工作面綜放一次采出10m左右,開(kāi)采強(qiáng)度和空間大,覆巖波及范圍廣,隨著工作面的推進(jìn),覆巖較常規(guī)綜放面運(yùn)動(dòng)劇烈,距工作面200m左右的巷道應(yīng)力集中程度高,巷道破壞范圍大。
(3)支護(hù)結(jié)構(gòu)支護(hù)效能低。結(jié)合巷道煤層頂板賦存關(guān)系和圖1發(fā)現(xiàn),原有支護(hù)方案的頂板錨索錨固在深部穩(wěn)定巖層部分較短,煤層變厚區(qū)域錨固在煤體內(nèi),錨固力小,頂板徑向支護(hù)作用弱。巷道實(shí)體煤幫底角未提供錨桿支護(hù),人為造成支護(hù)缺陷,煤體積聚的能量由此支護(hù)薄弱點(diǎn)釋放,導(dǎo)致煤體易從此破碎擠出。相關(guān)實(shí)踐表明,采空區(qū)煤柱側(cè)是巷道控制的重點(diǎn),對(duì)特厚劇烈采動(dòng)煤層更應(yīng)加強(qiáng)支護(hù)。工程類比發(fā)現(xiàn),采空區(qū)側(cè)煤幫錨桿支護(hù)密度較低,導(dǎo)致煤柱幫破壞嚴(yán)重形成網(wǎng)兜。
綜上分析知,8105綜放巷道厚煤頂條件差,支護(hù)結(jié)構(gòu)支護(hù)不均,未形成支護(hù)一體化,錨固力低,劇烈采動(dòng)影響支護(hù)結(jié)構(gòu)效果更差,有待優(yōu)化。
基于圍巖破壞特點(diǎn)提出徑向與切向共同支護(hù)頂板和強(qiáng)化兩幫(尤其是煤柱幫)的預(yù)應(yīng)力桁架錨索與錨桿(索)網(wǎng)支護(hù)優(yōu)化方案,如圖2所示。
圖2 支護(hù)優(yōu)化方案斷面圖(單位:mm)
3.2.1 巷道頂板優(yōu)化方案
巷道厚煤頂易破碎,加之跨度增大,破壞深度增加,因此厚煤頂?shù)目刂撇粌H需要提供強(qiáng)有力的徑向作用,而且還應(yīng)提供切向作用。因此選擇預(yù)應(yīng)力桁架錨索,提出錨桿、高預(yù)緊力桁架錨索與單體錨索平行布置的頂板支護(hù)方式。錨桿采用Ф20mm×2400mm左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿,間排距1000mm,角錨桿與鉛垂線夾角15°,其余錨桿垂直頂板布置。選取Ф17.8mm ×10300mm桁架錨索與Ф17.8mm×10300mm單體錨索間隔組合支護(hù)。其中,桁架錨索孔口距×排距=2100mm×8000mm,單體錨索排距為2000mm,斷面2根單體錨索間距為2000mm,單根錨索布置頂板中部。
3.2.2 巷道強(qiáng)幫優(yōu)化方案
(1)回采巷道實(shí)體煤幫優(yōu)化方案。針對(duì)實(shí)體煤幫原有支護(hù)缺陷,提出幫煤底角補(bǔ)打錨桿優(yōu)化方案,增大錨桿直徑,提高支護(hù)密度,改善煤幫支護(hù)強(qiáng)度,劇烈采動(dòng)時(shí)促使能量轉(zhuǎn)移,使支護(hù)體載荷均勻化。實(shí)體煤幫采用Ф20mm×2000mm玻璃鋼錨桿,每排3根,錨桿間排距均為1000mm,附件選用高強(qiáng)塑料網(wǎng)護(hù)幫,其余參數(shù)如圖2所示。
(2)煤柱幫優(yōu)化方案。大量相關(guān)研究表明,采空區(qū)側(cè)煤柱是巷道穩(wěn)定控制的關(guān)鍵,針對(duì)綜放劇烈采動(dòng)煤巷提出了強(qiáng)幫優(yōu)化方案,煤柱幫Ф18mm× 2000mm的圓鋼錨桿支護(hù),每排4根,排距為750mm×1000mm,8號(hào)菱形金屬網(wǎng)護(hù)幫,其余參數(shù)如圖2所示。
8105綜放面回采期間,在采用了優(yōu)化支護(hù)方案控制的軌道順槽區(qū)段布置測(cè)站,對(duì)該巷道圍巖表面位移進(jìn)行實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè),監(jiān)測(cè)過(guò)程如圖3所示。
圖3 5105軌道順槽表面位移變化曲線
從圖3中可以看到,采動(dòng)影響范圍內(nèi),頂板最大下沉量為180.4mm,底板底鼓量變化不明顯,最大鼓出量為45.2mm,巷道兩幫最大收斂量為226.1mm,均在安全范圍之內(nèi),滿足了通風(fēng)、行人等需要。
(1)從地質(zhì)生產(chǎn)條件和支護(hù)結(jié)構(gòu)方面分析回采巷道變形破壞特征,得出大跨度特厚煤頂、劇烈采動(dòng)作用和支護(hù)結(jié)構(gòu)支護(hù)效能低綜合作用是導(dǎo)致回采巷道變形破壞的主要原因。
(2)根據(jù)厚煤頂圍巖破壞特點(diǎn),基于支護(hù)一體化思路,確定雙重作用的高預(yù)應(yīng)力桁架錨索、強(qiáng)力徑向單體錨索、煤幫補(bǔ)打錨桿綜合互補(bǔ)控制的支護(hù)優(yōu)化方案,可以控制回采巷道圍巖的變形。
(3)對(duì)同生樹(shù)兒里煤業(yè)8105綜放面軌道順槽進(jìn)行支護(hù)方式的優(yōu)化后,圍巖表面位移檢測(cè)結(jié)果表明,巷道頂板最大下沉量、兩幫最大收斂值、底板最大鼓出量均在安全范圍之內(nèi),實(shí)現(xiàn)了厚煤頂回采巷道穩(wěn)定性控制。