劉偉杰

(晉能集團忻州有限公司,山西 忻州 034000)

極近距離煤層群由于受上層煤開采后的采動影響,上層煤開采后作用于圍巖和煤柱的支撐壓力會傳遞到下邊的煤層中,導致下煤層產(chǎn)生應力增高區(qū)[1-2]。由于上下煤層之間距離較小,上煤層開采引起的圍巖應力重新分布會對底板產(chǎn)生大的沖擊,導致下煤層巷道頂板結構不易形成自穩(wěn)結構,使巷道圍巖強度降低,下煤層巷道頂板的整體性和穩(wěn)定性發(fā)生破壞,從而增加了巷道支護的困難,影響巷道圍巖的穩(wěn)定性[3-6]。唐山溝煤礦現(xiàn)主采的12#煤和未采的13#煤屬極近距離煤層群,采用極近距離煤層群下行開采方式。目前,12#煤開采已進入后期階段,礦井很快將全面開采13#煤,在開采下層13#煤時,會面臨上覆煤層頂板破碎巷道圍巖支護困難的技術問題,如果不及時采取有效的防治技術,很有可能給礦上帶來嚴重災害。

1 工程地質條件

該煤礦煤層賦存條件較好,煤質較硬,礦井現(xiàn)主采的12#煤和未采的13#煤最小相距0.37 m,最大9.7 m,平均4.85 m,距離上位已采的11-2#煤層最小0.56 m,最大15.35 m,平均10.43 m,屬極近距離煤層群,采用極近距離煤層群下行開采方式。13#

煤膠帶運輸大巷位于井田西部未開采的13#煤層中,將用于滿足煤礦井田西部采區(qū)的通風、運煤等生產(chǎn)系統(tǒng)服務,巷道上方為即將開采完畢的12#煤層,下方為實體巖層,井田內斷裂構造不發(fā)育,在井田中部揭露一條落差5 m～7 m正斷層,走向NW,傾向SW,傾角75°,在井田內延伸343 m,斷層對煤礦生產(chǎn)影響較小[7-8]。13#煤膠帶運輸大巷位置圖見圖1。

圖1 13號煤膠帶運輸大巷位置圖Fig.1 Position of the main transport roadway with belt conveyor of No.13 coal seam

2 提出支護方案

結合地質條件以及巷道所處位置的實際情況設計以下兩種不同支護方案,方案一是采用錨帶網(wǎng)+錨索支護,方案二是采用錨帶網(wǎng)+注漿錨索+桁架組合支護。

2.1 方案一

圖2是方案一巷道掘進斷面支護圖。

圖2 方案一巷道掘進斷面支護圖Fig.2 Cross-sectional supporting diagram in roadway tunneling of Plan 1

1)頂板錨桿支護：從頂板起始100 mm處開始依次布置6根錨桿(800 mm×800 mm，允許偏差均為±100 mm)，錨桿長度為2 200 mm，直徑為20 mm，錨桿托盤采用長寬高分別為200 mm×200 mm×10 mm的正方形托盤，使用直徑為6.5 mm、長寬為70 mm×70 mm的正方形金屬網(wǎng)配合錨桿聯(lián)合支護。每根錨桿采用的樹脂錨固劑為2卷Msck2360型樹脂藥卷(藥卷的原始累加長度不少于1.0 m)。頂板左右邊上兩根錨桿在安裝的時候要傾斜15°左右安裝，錨桿的預緊力和錨固力分別不能低于50 kN和200 kN。

2)頂板錨索支護：巷道頂板采用2根預應力鋼絞線錨索支護，錨索采用雙托盤支護，大托盤的長寬高分別為400 mm×400 mm×12 mm ，小托盤的長寬高分別為200 mm×200 mm×10 mm，鋼絞線直徑為17.8 mm，長度為5 300 mm，每孔采用4卷Msck2360型樹脂藥卷錨固，每兩排錨桿之間打兩根注漿錨索，錨索間排距分別為2 000 mm和800 mm，錨索的預緊力和錨固力分別不低于100 kN和250 kN。

3)兩幫支護：幫錨桿為4根直徑20 mm，長度2 m的高強錨桿配合鋼筋梯子梁聯(lián)合支護，錨桿托盤采用長寬高分別為200 mm×200 mm×10 mm的正方形托盤。每根錨桿采用的樹脂錨固劑為2卷Msck3535型樹脂藥卷(藥卷原始累加長度不少于1.0 m)，梯子梁長度2.6 m，選用16號圓鋼，錨桿間排距800 mm×800 mm，巷幫上下邊上兩根錨桿在安裝的時候要傾斜15°左右安裝。

4)頂、幫各網(wǎng)之間互相搭接，搭接長度不少于100 mm，并用14號鐵絲綁扎牢固，綁扎間距不大于200 mm。

2.2 方案二

圖3是方案二巷道掘進斷面支護圖。

圖3 方案二巷道掘進斷面支護圖Fig.3 Cross-sectional Supporting diagram in roadway tunneling of plan 2

1)頂板錨桿支護：從頂板起始100 mm處開始依次布置6根錨桿(800 mm×800 mm，允許偏差均為±100 mm)，錨桿長度為2 400 mm，直徑為20 mm，錨桿托盤采用長寬高分別為200 mm×200 mm×10 mm的正方形托盤，使用直徑為6.5 mm、長寬為70 mm×70 mm的正方形金屬網(wǎng)和長度為2.6 m的鋼筋梯子梁配合錨桿聯(lián)合支護。每根錨桿采用的樹脂錨固劑為2卷Msck2360型樹脂藥卷(藥卷的原始累加長度不少于1.0 m)。頂板左右邊上兩根錨桿在安裝的時候要傾斜15°左右安裝，錨桿的預緊力和錨固力分別不能低于50 kN和200 kN。

2)頂板錨索支護：巷道頂板采用2根預應力鋼絞線注漿錨索配合桁架聯(lián)合支護，錨索采用雙托盤支護，大托盤的長寬高分別為400 mm×400 mm×12 mm，小托盤的長寬高分別為200 mm×200 mm×10 mm，鋼絞線直徑為17.8 mm，長度為6 300 mm。每孔采用4卷Msck2360型樹脂藥卷錨固，每兩排錨桿之間打兩根注漿錨索，錨索間排距分別為2 000 mm和800 mm，桁架2根錨索規(guī)格D17.8 mm×7 300 mm，分別和頂板成正負45°左右，每隔一排錨桿打一組桁架系統(tǒng)。錨索的預緊力和錨固力分別不低于100 kN和250 kN。

3)兩幫支護：幫錨桿為4根直徑20 mm，長度2 m的高強錨桿配合鋼筋梯子梁聯(lián)合支護，錨桿托盤采用長寬高分別為200 mm×200 mm×10 mm的正方形托盤。每根錨桿采用的樹脂錨固劑為2卷Msck3535型樹脂藥卷(藥卷原始累加長度不少于1.0 m)，梯子梁長度2.6 m，選用16號圓鋼，錨桿間排距800 mm×800 mm，巷幫上下邊上兩根錨桿在安裝的時候要傾斜15°左右安裝。

4)頂、幫各網(wǎng)之間互相搭接，搭接長度不少于100 mm，并用14號鐵絲綁扎牢固，綁扎間距不大于200 mm。

5)頂板注漿：先用樹脂藥卷進行端部錨固，施加一定的預緊力，然后利用中空注漿錨索進行注漿，最后進行張拉鋼絞線，施加預緊力達到要求。注漿壓力、滲透范圍和注漿量應根據(jù)注漿實際情況現(xiàn)場確定。

6)噴漿封閉：噴射混凝土封閉圍巖，噴層厚度100 mm～120 mm。

2.3 支護方案數(shù)值模擬比較

通過以上兩方案的數(shù)值分析比較得到以下結論:

1)方案一的水平應力、切向應力集中區(qū)域比方案二大,垂直應力集中區(qū)域較小,總體比較兩方案的應力集中程度相當,方案二巷道周圍應力較小,約為2 MPa,方案一巷道周圍應力較大,約為4 MPa。

2)方案一巷道頂、底板和兩幫變形顯著,方案二巷道變形量相對較小。方案一、方案二的巷道變形量如表1所示。

表1 巷道變形量Table 1 Roadway deformation

綜合考慮巷道應力分布特征和巷道變形量,最終選擇方案二支護參數(shù),即采用錨帶網(wǎng)+注漿錨索+桁架組合支護。方案二支護設計俯視圖見圖4。

圖4 方案二巷道掘進支護斷面俯視圖Fig.4 Cross-sectional diagram of supporting in roadway tunneling

3 礦壓觀測結果與分析

通過在巷道中設置的多個礦壓觀測測站,對掘進期間的巷道圍巖變形情況進行了觀測,觀測結果見圖5和圖6。

圖5 巷道表面位移曲線Fig.5 Surface displacement curves of roadways

圖6 巷道表面變形速度曲線Fig.6 Surface deformation speed curve of roadways

由圖5、圖6可知，巷道在掘進10 d后，巷道表面變形急劇，頂板最大下沉量達到了75 mm,兩幫最大移近量達到112 mm，頂板下沉速度也比較大，其中最大值達到了13 mm/d，兩幫移近速度最大值達到了25 mm/d；巷道掘進后10 d～35 d，巷道表面位移逐漸緩慢的增加，頂板和兩幫的變形速度也開始減緩；巷道掘進35 d后，巷道頂板和兩幫變形速度基本穩(wěn)定，但是巷道表面位移仍然還有很小的變形，這是巷道煤體的蠕變特性所導致的，巷道掘進穩(wěn)定后兩幫最大移近量為124 mm，頂板最大下沉量為85 mm。

4 結論

1)極近距離煤層上、下煤層開采過程中相互擾動、相互影響，造成上覆煤層采空區(qū)貫通頂板破碎情況下巷道圍巖支護困難，嚴重影響了巷道圍巖的穩(wěn)定性。

2)結合地質條件以及巷道所處位置的實際情況提出了兩套支護方案，通過數(shù)值模擬比較和理論分析確定了最終支護方案，即采用錨帶網(wǎng)+注漿錨索+桁架組合支護，最大程度的發(fā)揮主動作用。

3)13號煤膠帶運輸大巷采用錨帶網(wǎng)+注漿錨索+桁架組合的支護技術，有效抑制了巷道變形，確保了礦井的安全高效生產(chǎn)，以后可在類似近距離煤層開采采空區(qū)下煤層巷道中推廣應用。