王再峰
(霍州煤電集團有限責任公司安全監(jiān)察局,山西 霍州 031400)
為解決采掘接續(xù)緊張問題,常在上區(qū)段工作面礦壓活動未穩(wěn)定便開始布置下區(qū)段工作面回采巷道,此時受開采活動引起的超前應力集中及側向應力集中等動壓影響,該類巷道稱為動壓巷道[1-2]。此類巷道應力環(huán)境復雜,在巷道掘進和回采服務期間,巷道圍巖經(jīng)歷多次加卸載作用后,圍巖整體結構被破壞,力學性能被弱化,若支護參數(shù)設計不合理,極易失穩(wěn)破壞,威脅礦井生產(chǎn)安全[3-5]。因此有必要開展動壓巷道合理支護技術研究。
2-559 回風巷掘進至距2-534 回采工作面50 m便停工,待回采工作面推至超過掘進工作面50 m后,掘進工作面再繼續(xù)施工,以保障安全。
辛置礦2-534 工作面位于450 水平南五采區(qū),東為2-560 掘進工作面,南為規(guī)劃的2-559 工作面,西部為二采區(qū)下山巷道。工作面位置關系如圖1所示。2-534 工作面設計開采長度為1 065 m,工作面寬度為131 m,采用綜合機械化采煤方法,全部垮落法管理頂板。開采煤層為2#煤層,煤層平均厚度為4.1 m,平均傾角為4°。2#煤層直接頂為均厚1.2 m 的泥巖,基本頂為均厚7.5 m 的K8中細砂巖,直接底為均厚4.6 m 的泥巖,老底為均厚6.7 m 的中砂巖。2-559 回風巷沿煤層底板掘進,與2-534 工作面雖然留設有30 m 保護煤柱,但由于煤層厚度較大,工作面推進速度較快,因此采場礦壓顯現(xiàn)較為劇烈,對鄰近2-559 回風巷的存在影響。
圖1 2-534 工作面布置平面
2-559 回風巷設計斷面尺寸為高2 200 mm,寬3 700 mm。原支護方案采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護。
(1)頂板支護:選用Φ20 mm×1 600 mm 普通鋼錨桿,一排布置4 根錨桿,肩窩處錨桿與頂板夾角75°,其余垂直頂板布置,錨固力設計為100 kN,間排距為1 000 mm×1 000 mm。選用Φ15 mm×5 400 mm 的普通錨索,一排1 根,垂直頂板布置,錨索排距為3 000 mm,預緊力100 kN。
(2)幫部支護:選用Φ20 mm×1 600 mm 普通鋼錨桿,每幫一排布置2 根,間排距為800 mm×1 000 mm。巷道原支護參數(shù)如圖2所示。
圖2 原支護參數(shù)
2-559 回風巷與2-534 回采工作面相向掘進,但為保障安全,當2-559 回風巷掘進至距2-534工作面50 m 便停止作業(yè),待回采工作面推過掘進工作面50 m 后,掘進工作面再繼續(xù)掘進。由于2-559 回風巷掘進時上區(qū)段2-534 工作面仍在回采,此時2-534 工作面采空區(qū)頂板垮落,上覆巖層發(fā)生運移,應力環(huán)境重新分布,未運移穩(wěn)定的覆巖會對2-559 回風巷產(chǎn)生復雜的應力擾動作用,巷道掘成后發(fā)生大變形,采空區(qū)側煤幫明顯鼓出,頂板破碎下沉,威脅掘進工作面施工安全,影響巷道的正常使用,亟需提出合理的圍巖控制技術解決動壓巷道圍巖變形顯著難題?,F(xiàn)場巷道變形情況如圖3所示。
圖3 現(xiàn)場變形情況
回采工作面采用垮落法處理采空區(qū)頂板時,采空區(qū)覆巖重力載荷將向周圍煤巖體轉移,從而采場前方、 側方和后方分別形成超前支承壓力影響區(qū)域,側向支承壓力影響區(qū)域和殘余支承壓力影響區(qū)域。隨著采面向前推進,上述三個采動應力影響區(qū)域不斷移動,從而對采場周圍煤巖體形成加載作用,使得煤巖體變形破壞,引起巷道發(fā)生頂板下沉,片幫等現(xiàn)象。通過對巷道支護效果進行現(xiàn)場調查,發(fā)現(xiàn)原巷道支護存在以下問題:
(1)錨桿長度及錨索長度不足,未能錨固在深層穩(wěn)定巖層內。
(2)支護密度不夠、支護強度不足,未能實現(xiàn)為巷道圍巖的強力控制,難以限制圍巖變形的發(fā)生。
(3)未能通過噴漿形成封閉的支護體系,在風化作用下,煤巖體持續(xù)劣化抑制變形失穩(wěn)。
(4)巷道掘進方式影響。由于巷道沿煤層底板掘進,巷道頂板存在頂煤,采動影響下頂板變形破碎嚴重,出現(xiàn)大范圍支護構件失效現(xiàn)象。
針對原錨網(wǎng)索支護存在的問題,提出了強力協(xié)同支護技術。通過增加錨固段長度提升錨固力,同時增大錨桿索的預緊力,改善圍巖應力環(huán)境,使圍巖由二向應力狀態(tài)轉為三向受力狀態(tài),提升圍巖抗擾動能力,實現(xiàn)強力支護;通過巷幫注漿管注漿,頂板注漿錨索注漿,實現(xiàn)預應力全長錨固,并對圍巖裂隙進行封堵粘結,顯著提高巷幫煤體錨桿、錨索錨固力,以提升圍巖承載能力;通過增加錨索長度及錨桿、錨索支護密度,實現(xiàn)對圍巖的整體協(xié)同控制,加強支護—圍巖系統(tǒng)整體性和抗擾動能力;煤巷表面噴水泥漿護表,以保證注漿管對煤體注漿時不發(fā)生跑漿漏漿。通過噴漿及時封閉巷道表面圍巖,避免在風化作用下力學性能持續(xù)劣化。
強力協(xié)同支護體系中,在設計支護參數(shù)時需遵循以下原則:
(1)強力一次性支護。在設計支護參數(shù)時,應保證一次支護強度足夠控制巷道圍巖變形,避免后期巷道后續(xù)返修造成的安全風險及經(jīng)濟損失。
(2)及時支護。巷道掘成后需及時進行錨桿索支護,限制圍巖發(fā)生變形離層。若在圍巖發(fā)生離層破壞后再進行錨桿支護,難以充分發(fā)揮高預應力注漿錨桿、錨索的及時、主動支護作用,影響圍巖控制效果。
(3)高預應力。錨桿索的預應力數(shù)值是影響主動支護效果發(fā)揮的關鍵因素,同時會影響預應力在圍巖中的擴散效果,因此需設置高預緊力擴大預應力的作用范圍,改善錨固體的整體剛度與完整性。
(4)基于高預應力的強力主動支護和及時支護,以及通過注漿管對煤體進行注漿加固,通過注漿錨索對頂板注漿改善圍巖力學性能,同時巷道表面噴漿以避免表面圍巖風化,不僅可顯著增強巖體的錨固力,同時可改善圍巖力學性能,避免風化作用,實現(xiàn)對圍巖的強力協(xié)同控制,以解決動壓巷道大變形問題。
(1)頂板支護。選用Φ22 mm×2 000 mm 型號的高強錨桿,一排4 根,靠近肩窩的兩根錨桿與頂板夾角75°,其余錨桿垂直頂板。錨桿間排距為1 000 mm×1 000 mm。錨桿錨固長度加長至0.8 m。選用150 mm×150 mm×10 mm 的高強托板。錨桿預緊力距為250 N·m。選用Φ22 mm×8 000 mm 的注漿錨索,間排距為1 000 mm×1 500 mm,錨固長度為2 000 mm,預緊力為200 kN,采用300 mm×300 mm×16 mm 高強度可調心的托板。
(2)兩幫支護。選用Φ22 mm×2 000 mm 型號的高強錨桿,一排3 根錨桿,間排距為600 mm×800 mm。錨桿錨固長度加長至0.8 m。巷幫補強一根Φ22 mm×8 000 mm 的注漿錨索,排距為2 000 mm,錨固長度、配件及預緊力同頂板錨索。支護優(yōu)化參數(shù)如圖4所示。
圖4 支護優(yōu)化方案
強力協(xié)同支護技術現(xiàn)場實施效果如圖5所示。為檢驗強力協(xié)同支護技術在2-559 工作面回風巷的圍巖控制效果,在回風巷掘進期間設置圍巖觀測點,觀測點設置于巷道通尺340 m 處,超前2-534 工作面100 m。長期觀測巷道圍巖表面變形情況。圍巖表面變形量與觀測天數(shù)間的關系曲線如圖5所示。
圖5 現(xiàn)場實施效果
從圖6可知,隨著巷道掘成時間的推移,巷道變形逐漸穩(wěn)定。巷道掘成后20 天左右圍巖變形速率顯著降低,圍巖變形量主要發(fā)生于掘成后20 天內。變形穩(wěn)定后頂?shù)装逡平繛?42 mm,兩幫移近量為140 mm。同采用強力協(xié)同支護技術前相比,圍巖變形量相比降低了70%以上,表明該技術可有效控制動壓巷道圍巖變形,能確保巷道的安全使用。
圖6 巷道圍巖變形情況
針對辛置礦動壓巷道圍巖變形大的問題,分析了2-559 工作面回風巷原支護存在的問題及圍巖失穩(wěn)變形原因,提出了強力協(xié)同支護技術,對巷道支護參數(shù)進行了優(yōu)化。巷道表面圍巖變形觀測數(shù)據(jù)表明,采取強力協(xié)同支護技術后,巷道圍巖變形量大幅減小, 同原支護下圍巖變形量相比降低了70%以上,保證了安全生產(chǎn)。