趙 群 李亞斌
(陜西陜煤黃陵礦業(yè)有限公司一號煤礦,陜西 延安 727307)
黃陵礦業(yè)一號煤礦八盤區(qū)已經(jīng)回采完成802、804工作面,在工作面回撤期間,回撤通道礦壓集中顯現(xiàn),導致頂板斷裂冒頂,不得不搭架木垛支護頂板,嚴重影響回撤期間的人員安全。故以806工作面回撤通道為研究對象,針對806工作面圍巖運動實際情況制定頂板控制技術方案。
806工作面主采煤層為2號煤,煤層厚度1.5~3.5m,平均厚度2.56m,黑色,半亮~半暗型,比重小,斷口為階梯狀,內(nèi)生裂隙發(fā)育,性脆易碎?;卷敒榧毩I皫r,平均厚度4.6m;直接頂為粉砂巖和泥巖,平均厚度12.3m;直接底板為泥巖和粉砂巖,厚度2.25~2.9m,平均厚度2.7m。
工作面正?;夭善陂g,隨著工作面向前推進,采空區(qū)基本頂發(fā)生周期性破斷,根據(jù)基本頂懸梁在回采通道附近的斷裂過程,可把回撤通道巖體分為三種結構和運動狀態(tài)。
基本頂周期來壓步距過大,遠超過回撤通道寬度和工作面支架長度兩者的和,因受周期來壓的影響使得基本頂在回撤通道煤體側(cè)斷裂,形成如圖1所示的頂板結構。此時對回撤通道覆巖有顯著作用的巖塊A的運動狀態(tài),其長度是一個來壓步距。
圖1 老頂深入回撤通道煤壁斷裂
在實際生產(chǎn)中,當基本頂懸露長度達到周期來壓步距時,基本頂可能在回撤通道上方斷裂,并發(fā)生回轉(zhuǎn)下沉,形成如圖2所示的頂板結構。此時對回撤通道覆巖有顯著作用的巖塊B的運動狀態(tài),其長度是一個來壓步距。
圖2 老頂在回撤通道上方斷裂
回撤通道形成后,發(fā)生一次周期來壓,基本頂在支架尾部斷裂,形成如圖3所示的頂板結構。此時對回撤通道覆巖有顯著作用的巖塊C的運動狀態(tài)。
圖3 老頂在支架尾部斷裂
通過以上分析得知,回撤通道形成后且上覆巖層由于周期來壓發(fā)生斷裂,第一、二種結構狀態(tài)上覆巖層狀態(tài)關鍵巖塊A、B在支架回撤時產(chǎn)生擾動,巖塊極易發(fā)生回轉(zhuǎn)運動,對回撤通道圍巖再次產(chǎn)生動壓影響,致使圍巖變形更加嚴重,礦壓集中顯現(xiàn),單純的錨網(wǎng)索支護難以達到控制圍巖的目的?;爻愤^程中可能出現(xiàn)頂板嚴重下沉、破斷、冒落現(xiàn)象,威脅回撤安全。第三種結構狀態(tài)基本頂處于相對穩(wěn)定狀態(tài),回撤通道只承受上覆巖層的靜載荷作用,支架回撤時頂板受影響較小。
由于回撤期間支架頂梁末端到回撤通道煤壁的距離為7.2m,而基本頂周期來壓步距為16m,則回撤通道上覆巖層極有可能出現(xiàn)第一、二種結構狀態(tài),為了控制回采通道上覆巖層的穩(wěn)定性,在停采線附近強制預裂頂板,使回撤通道上覆巖層處于相對穩(wěn)定的第三種結構狀態(tài)。
當工作面推至停采線時,綜采工作面進入停采階段,施工工序為:掛網(wǎng)→割煤→拉架→停機→支護(循環(huán)作業(yè))。工作面煤壁距停采位置13.6m開始停采施工,要求采用煤機留底推采,采高控制在3m。提前將鐵絲網(wǎng)連接好,折在支架前梁下方。割煤后直接拉架,保證網(wǎng)始終在前梁下方有富余量。掛網(wǎng)、施工錨桿前應先撬掉煤墻片幫煤及頂板活矸,根據(jù)現(xiàn)場頂板情況在施工地點打單體作為臨時支護。
無聲膨脹劑又名靜態(tài)爆破劑,破碎物體時不產(chǎn)生振動、噪音、飛石、灰塵及有害氣體,屬于無公害環(huán)保型產(chǎn)品,不屬易燃易爆品。運輸保管安全可靠,使用方便。加入抑制劑可控制反應時間的長短,容易控制被破碎物體破碎后的完整性。
預裂切縫深度(H縫)臨界設計公式:
H縫=(H煤-ΔH1-ΔH2)/(K-1)
式中:
H煤-采高,m;
ΔH1-頂板下沉量,m;
ΔH2-底臌量,m;
K-碎脹系數(shù),1.3~1.5。
本次K取1.32,在不考慮底臌及頂板下沉的情況下,806工作面采高取3m,考慮到理論計算結果及頂板巖性情況,預裂切縫孔深度設計為9m。當工作面距離停采線8.6m時,在距離工作面煤壁200mm處頂板施工預裂孔,孔徑42mm,間距為500mm,垂直頂板布置。采用泥漿泵逐孔注入無聲膨脹劑并采用堵頭封好孔,防止無聲膨脹劑外泄影響膨脹效果。加入抑制劑反應時間控制在12h內(nèi)。
所有預裂孔注入膨脹劑并封孔后,工作面繼續(xù)向前推進,當工作面距離停產(chǎn)線4.2m時擴幫施工回撤通道。擴幫采用采煤機割煤的方式進行,每割30架左右的距離(該距離不包括煤機實際所占位置),煤機與運輸機停止工作。在此過程中可每隔一架設法打一根單體做臨時支護,臨時支護必須使用完好的單體并設防倒繩保證單體支設有力。然后掛網(wǎng)、支護,反復循環(huán)此道工序直到順利割完第一刀煤。
第三種結構狀態(tài)老頂處于相對穩(wěn)定狀態(tài),采取錨網(wǎng)索支護回撤通道,隨著支架的撤出回撤通道頂板懸跨度增加,此時回撤通道覆巖結構可近似看成一邊固定的懸臂梁,其力學結構如圖4所示。
圖4 懸臂梁力學結構模型
懸臂梁扭矩:
將(1)代入(2)(3)得:
式中:
M(x)-懸臂梁扭矩,N·m;
q-懸臂梁在 方向上受到的勻布載荷,N/m;
l-懸臂梁長度,m;
v-撓度,m;
θ- 扭轉(zhuǎn)角,o;
E-彈性模量;
I-材料橫截面對彎曲中性軸的慣性矩,m·kg·s2。
由于最大轉(zhuǎn)角和最大撓度都發(fā)生在梁端B處,因此計算梁的撓度和轉(zhuǎn)角分別為:
通過以上計算可知頂板最大下沉量vB和最大彎曲角度θB相當小,而且采用無聲膨脹劑提前預裂頂板,縮短了回撤通道上浮巖梁懸露長度,巷道頂板承受上覆巖層的靜載荷作用,對巷道圍巖影響相對不大,選用可靠的錨網(wǎng)索支護方案,足以保證回撤通道頂板的穩(wěn)定性。
(1)工作面煤壁與停采位置大約13.6m左右的距離時開始掛網(wǎng),可先掛三趟單網(wǎng),掛好這些網(wǎng)后再想方設法掛雙網(wǎng),網(wǎng)采用10#鐵絲菱形網(wǎng),網(wǎng)長10m,寬1.2m。
(2)距停采位置9.4m處開始掛Ф24mm鋼絲繩。共掛4道鋼絲繩,鋼絲繩間距均1100mm,鋼絲繩均用雙股14#鐵絲和菱形鐵絲網(wǎng)扭結,扭結不少于3圈,每米扭結點不少于5處;鋼絲繩在機頭機尾架各富余出1~2m,鋼絲繩兩端必須用手拉葫蘆拉直拉緊固定在錨索上,若鋼絲繩長度不夠時,連接鋼絲繩處搭接長度不小于2m,且不少于三對鋼繩卡子固定,前后兩趟鋼絲繩搭接段盡量錯開20m以上。
(1)工作面距停采位置4.2m時進入回撤通道擴幫階段,此時停止拉移支架,改用單體推移運輸機,割出回撤通道,回撤通道高度3m。
(2)工作面擴幫后頂板采用錨桿+錨索+錨索梁+單層菱形金屬網(wǎng)聯(lián)合支護?;爻吠ǖ罊C頭、機尾段各20m范圍頂板加強支護。
(3)回撤通道擴幫結束后,工作面煤壁采用“錨桿+塑鋼網(wǎng)”聯(lián)合支護。錨桿規(guī)格為Ф20×1500mm金屬錨桿(配套普通螺母),“二--一”菱形布置,間距1.5m、排距1m,每根錨桿消耗L=350mm樹脂2節(jié),另增加350×200×50mm木托板一塊(使用回收舊托板);幫部掛舊塑鋼網(wǎng),幫網(wǎng)與頂網(wǎng)采用尼龍繩綁扎搭接,搭接長度不小于200mm。
(4)806進、回順端頭處擴幫后均抹角,抹角半徑3m,抹角處補打單錨索、錨索梁對頂板加強支護。抹角時,用單體點柱做臨時支護,單體間距800mm,臨時支護到位后先施工錨索進行支護,再進行錨索梁支護。
(5)施工期間,工作面如遇頂板破碎、壓力大等情況,須及時采取施工超前錨桿、加打錨索(梁)等方式加強支護,確保停采回撤期間頂板安全?;爻吠ǖ乐ёo圖如圖5所示。
圖5 回撤通道支護圖
通過對回撤通道上覆巖層結構狀態(tài)的分析,創(chuàng)新性的采用無聲膨脹劑預裂頂板,縮短了回撤通道上覆巖層在采空區(qū)的懸臂長度,避免了隨著支架撤出回撤通道老頂在工作面煤壁和回撤通道上方斷裂的現(xiàn)象,防止了老頂回轉(zhuǎn)下沉產(chǎn)生的動壓造成的礦壓集中顯現(xiàn)對回撤通道頂板造成的損害。采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護頂板,確保了綜采設備回撤期間回撤通道頂板的穩(wěn)定性,提高了施工的安全性和經(jīng)濟效益。