廉強
(晉能控股煤業(yè)集團高山煤業(yè)有限公司,山西 大同 037001)
巷道掘進遇斷層時,煤體以及頂?shù)装鍘r體裂隙發(fā)育、強度降低,特別是掘進過斷層破碎帶時容易出現(xiàn)冒頂、片幫或者底鼓等情況,給巷道掘進安全以及圍巖控制等帶來一定制約[1-2]。國內(nèi)外眾多研究學(xué)者對巷道掘進過斷層技術(shù)以及圍巖控制技術(shù)等展開研究,并提出超前注漿、超前錨索、工字鋼架棚等多種圍巖控制技術(shù),現(xiàn)場應(yīng)用成果顯著[3-4]。由于不同礦井間工作人員專業(yè)水平、巷道地質(zhì)條件等均存在明顯差異,若直接照搬其他礦井過斷層破碎帶圍巖控制技術(shù),往往難以達到預(yù)期效果[5-8]。高山礦一采區(qū)回風(fēng)大巷掘進期間會揭露多條斷層,面臨的主要難題為圍巖淋水、破碎等,巷道圍巖控制難度高甚至可能出現(xiàn)冒頂事故。為此,在分析該回風(fēng)大巷過斷層破碎帶區(qū)域地質(zhì)條件及巷道圍巖等情況的基礎(chǔ)上,設(shè)計了高山礦一采區(qū)回風(fēng)大巷斷層帶支護方案,并在現(xiàn)場實施中取得了良好效果。
一采區(qū)回風(fēng)大巷沿9#煤層頂板掘進,兩幫均為實體煤,如圖1所示。9#煤厚1.9 m、煤層傾角7°,賦存穩(wěn)定,頂?shù)装逡曰規(guī)r、細砂巖以及泥巖等為主,如表1所示。采用掘進機(EBZ-200A)掘進,用FBD-NO6.3的局部通風(fēng)機(功率2×30 kW)供風(fēng)。
圖1 一采區(qū)回風(fēng)大巷位置
表1 9#煤層頂?shù)装鍘r性
設(shè)計斷面直墻半圓拱形(凈寬5.6 m、凈高4.3 m),采用錨網(wǎng)索支護方式,如圖2所示。根據(jù)已有地質(zhì)資料判定一采區(qū)回風(fēng)大巷在掘進至720~890 m區(qū)間內(nèi)會揭露5~12條斷層,斷層落差一般在1.5~3 m。受斷層影響,巷道可能出現(xiàn)頂幫破碎、淋水現(xiàn)象,對巷道的掘進影響較大。安全快速掘進通過斷層影響區(qū),是實現(xiàn)一采區(qū)回風(fēng)大巷高效掘進的關(guān)鍵。
圖2 巷道支護斷面
一采區(qū)回風(fēng)大巷掘進揭露的斷層落差一般在3 m以內(nèi),采用EBZ-200A綜掘機掘進時可快速推進。在掘進揭露整斷層時,可通過下盤挑頂、上盤臥底方式掘進,在斷層上下盤交匯處通過補打錨索、加密錨桿索等方式牽掛支護。具體綜掘機過斷層如圖3所示。在過斷層期間,應(yīng)盡量避免綜掘機全部處于巖層中,在破底或者破頂后,應(yīng)盡快掘進至另一盤全煤位置處。由于過斷層期間需要截割巖層,因此綜掘機可更換采用小直徑截割頭并對截割頭外層增加耐磨處理。當(dāng)掘進遇到大塊矸石時,可輔助采用松動爆破方式破巖,增加巖體裂隙并降低綜掘機截割頭破巖難度,縮小巷道掘進過斷層時間。在綜掘機噴霧用水系統(tǒng)中添加一定量除塵添加劑,并與水混合均勻后通過噴嘴噴出進行降塵,以便改善掘進過斷層期間迎頭環(huán)境質(zhì)量。
圖3 巷道過斷層
一采區(qū)回風(fēng)大巷圍巖變化情況,對支護方式進行調(diào)整。
(1)過破碎區(qū)域減少錨桿(索)間排距,錨桿間排距由900 mm×900 mm變更為900 mm×800 mm,錨索間排距由1 800 mm×1 800 mm變更為1 800 mm×1 600 mm,頂板鋪設(shè)雙層金屬網(wǎng)(?6-100×100 mm鋼筋網(wǎng)和50 mm×50 mm網(wǎng)格菱形金屬網(wǎng)),W鋼帶規(guī)格4 500 mm×250 mm×3 mm。在頂板凹凸不平錨桿失效位置使用?17.8 mm×4 500 mm錨索替代頂錨桿進行支護,配套異形托盤250 mm×150 mm×12 mm,W鋼護板規(guī)格450 mm×250 mm×3 mm,錨索錨固力不得低于285 kN,預(yù)緊力不低于180 kN。
(2)當(dāng)縮短間排距、錨索替代錨桿還不能有效維護住頂板時,施工錨桿超前支護,使用?20 mm×2 200 mm錨桿,間距300 mm,排距1 600 mm,錨桿搭接800 mm。
(3)增加三眼組合錨索,組合錨索間排距為2 000 mm×1 600 mm,二二布置,組合錨索采用?17.8 mm×7 300 mm配 套600 mm×600 mm×16 mm錨索托盤;錨固劑為一支MSK2360型加兩支MSZ2360型,錨固長度控制在1 800 mm;錨固后施加到錨索上預(yù)緊力控制180 kN以上。具體組合錨索布置如圖4所示。
圖4 組合錨索布置
(4)在幫部超高、頂部超寬達到500 mm的區(qū)域補打錨桿進行補強支護,錨桿規(guī)格為?20 mm×2 200 mm,配合W鋼護板規(guī)格450 mm×250 mm×3 mm和150 mm×150 mm×10 mm托盤進行支護。
(5)過斷層時,頂幫支護完成后,要及時噴漿封閉揭露的破碎面,噴漿必須緊跟工作面;嚴格執(zhí)行“一掘一支”,頂板往下第一根幫錨桿支護緊跟工作面。
(6)過斷層時,如采取以上措施頂板效果未達到預(yù)想效果,采取鉆機打眼預(yù)注馬麗散加固頂板措施,對頂板進行黏接,提高圍巖的自身強度和穩(wěn)定性。注化學(xué)黏接材料實現(xiàn)頂板加固,單循環(huán)不少于3個注漿孔,在迎頭上頂板下方1 m處開孔,仰角45°,孔深5 m,前端放置2個注射花管,注漿鉆孔布置如圖5所示;注漿后配合噴漿、錨索網(wǎng)、組合錨索、架棚等加強支護。
圖5 注漿鉆孔布置
巷道圍巖表層位移是衡量支護效果最為直觀的指標,在一采區(qū)回風(fēng)大巷掘進過斷層后,對頂板位移量進行監(jiān)測。在斷層影響區(qū)(巷道掘進720~890 m范圍內(nèi))內(nèi)布置測站,為全面考察圍巖支護效果,共計布置4個測站,1#測站位于巷道掘進650 m位置(即處于過斷層前區(qū)域)、2#及3#測站分別位于巷道掘進750 m、850 m位置(即2個測站均位于斷層影響區(qū))、4#測站位于掘進950 m位置(即處于過斷層后區(qū)域),測站隨著巷道掘進依次布置,布置點與掘進迎頭間距控制在3~5 m,如圖1所示。監(jiān)測期間各測站圍巖變形量最大值如表2所示,頂板移近速度變化曲線如圖6所示。
表2 頂板變形監(jiān)測結(jié)果
圖6 頂板移近速度變化曲線
1)在一采區(qū)回風(fēng)大巷掘進過斷層時,測站頂板下沉量由29.1 mm(1#測站)增至36.7 mm(2#測站)、56.2 mm(3#測站),當(dāng)巷道掘進通過斷層滯后頂板下沉量降至31.2 mm(4#測站),通過頂板位移量監(jiān)測結(jié)果可以看出,斷層影響范圍內(nèi)對頂板位移量會明顯增大。
2)在斷層影響范圍內(nèi)的2#及3#測站位移變化速度及位移量明顯大于遠離斷層的1#及4#測站,3#測站頂板移近量、最大變形速度以及平均變形速度等均最大,表明斷層影響范圍內(nèi)圍巖較為破碎,圍巖變形較為明顯;從過斷層后頂板位移變形曲線看出,隨著巷道過斷層時間增加,頂板下沉量逐漸趨于穩(wěn)定。在過斷層期間采用的圍巖支護措施可實現(xiàn)破碎帶圍巖有效控制,滿足巷道后續(xù)使用需要。
以高山礦一采區(qū)回風(fēng)大巷過斷層組破碎帶為例,對綜掘巷道快速過斷層技術(shù)進行分析,并確定通過“錨、網(wǎng)、索、噴、注”的方式對斷層破碎帶區(qū)域巷道圍巖進行控制。在過斷層影響區(qū)時巷道支護時增加錨桿(索)支護密度以及支護強度,實現(xiàn)破碎圍巖有效控制;采用三眼組合錨索進一步增強頂板支護強度,避免出現(xiàn)下沉量過大問題。
現(xiàn)場應(yīng)用后,對一采區(qū)回風(fēng)大巷斷層影響區(qū)域內(nèi)巷道圍巖變形量進行監(jiān)測,在斷層影響區(qū)域內(nèi)巷道頂板位移量以及移動速度等均有所增加,頂板位移量最大為56.2 mm,變形量整體較小,不會給巷道使用帶來影響。