張 磊
(西山煤電集團公司官地礦,山西 太原 030022)
孤島工作面兩端頭共經(jīng)歷三次應力擾動:掘巷期間動力擾動、相鄰工作面回采支撐應力擾動、本工作面回采超前支撐應力擾動。特別是后兩種應力在回采過程中會相互疊加,在工作面兩端頭形成影響范圍長、強度大、變形大的超前支撐壓力,造成圍巖破壞嚴重,頂?shù)装搴蛢蓭鸵平客汲^1m 以上,給頂板管理造成極大的安全隱患[1-2]。孤島工作面兩端頭原始支護與傳統(tǒng)超前支護手段已經(jīng)不能滿足支護要求,表現(xiàn)出錨索斷裂炸開、錨桿失效、鐵梁彎曲,頂板形成局部網(wǎng)兜。本文以官地礦33423 孤島工作面為研究對象,在分析工作面兩端頭破壞機理的基礎上,提出切頂卸壓技術與調(diào)整超前支護控制技術,起到良好效果。
官地礦33423 綜采工作面位于北四新區(qū)西北側,是該采區(qū)最后一個工作面,東北側為3#煤北四回風巷、33307 采空區(qū),西北側為33421 工作面采空區(qū),東南側為北四新區(qū)皮帶巷、回風巷及采空區(qū),西南側為北四左翼輔運巷、3#煤皮帶配巷、3#煤回風配巷,上部3.5~5.5m 為32302 等工作面采空區(qū)。該工作面煤層平均厚度3.3m,直接頂為泥巖,平均厚度1.2m,基本頂為細粒砂巖,平均厚度為3.3m。采用北四新區(qū)軌道巷作為采面的副巷,該巷道服務年限已超過5 年,且受到5 個工作面末采影響,變形量極大。
孤島工作面由于其兩側均為采空區(qū),在本工作面未采動之前其上覆巖層已形成弧形三角塊結構[3]。這種結構與將要開采的實體煤及其頂板性質都有直接關系,主要由位于實體煤側的巖體A、位于工作面和采空區(qū)交界處的三角塊B 和位于采空區(qū)的塊體C 鉸接而成。如圖1 所示,由于孤島工作面兩側都為采空區(qū),孤島面兩側巷道的圍巖結構對稱,巷道的應力集中程度要大于一般工作面??梢钥闯觯毕锏谰幱诨⌒稳前宓膸r塊B 下,受到該巖塊的回轉力矩影響,巷道邊角處極易受到剪切應力發(fā)生變形破壞。
圖1 孤島工作面上部覆巖結構示意圖
通過上述分析,孤島采場頂板應該符合“O-X”型破壞規(guī)則[4-5],只不過孤島面兩側為采空區(qū),結構比一般面相對復雜。多層外延擴伸板是孤島工作面采場上方巖體狀況,每層巖板在水平剖面上的破壞都是“O-X”形狀,自開切眼開始,孤島面及其兩邊采空區(qū)頂板整體上構成動態(tài)C 型覆巖結構,如圖2 所示。
圖2 孤島工作面頂板C 型覆巖結構模型圖
可以看出,在回采巷道,特別是工作面上下兩端頭處,上覆巖層結構復雜,互相牽引作用,產(chǎn)生應力疊加效應。同時兩端頭受上覆巖塊B 的回轉運動影響,最終造成變形劇烈,超前支撐應力的范圍也較一般工作面大幅延伸。
根據(jù)上述分析,為了減少兩端頭變形,一方面要對頂板進行切頂,隔斷上覆巖層應力傳遞及巖塊B 對巷道的回轉作用;另一方面要對超前支護參數(shù)重新設計,提高支護強度。
(1)施工地點。工作面兩端頭自切眼煤壁外第一排與第二排超前支護中間開始施工,在兩順槽端頭交替施工。
(2)炮眼布置。在距離兩巷保險幫0.2m 處,在距煤幫10m 范圍內(nèi)順巷道軸線方向打設第一排炮眼,炮眼位于兩架超前棚梁之間,眼距為1.0m。距第一排炮眼外0.8m 處打設第二排炮眼,眼距為2.0~3.0m(視直接頂厚度和硬度進行調(diào)整),炮孔方向與頂?shù)装宕怪本€夾角為15 度,偏向保險幫??拙?m,孔深為17m(穿透2#煤直接頂,打入基本頂1.5m),孔徑為Φ65mm。炮眼布置圖見圖3。
圖3 兩巷超前頂板預裂炮眼布置示意圖
(3)在鉆孔施工過程中,要采用坡度儀準確定位炮孔角度,炮孔角度充許偏離±0.5°。在鉆孔時盡量將孔內(nèi)煤渣排除。
(4)裝藥采用礦用三級煤礦許用炸藥,煤礦許用毫秒延期電雷管引爆。深孔爆破由于炮孔較深,為了防止殘炮、拒爆現(xiàn)象,需采用阻燃防靜電凹槽被筒,每節(jié)被筒2m 長。先將炸藥裝入被筒內(nèi),再向炮孔內(nèi)填送炸藥,在每一節(jié)炸藥填入孔內(nèi)的同時,將雷管塞入凹槽被筒內(nèi)。
(5)封孔要求。炮孔封孔長度不低于10m,封孔采用深孔爆破專用的黃土封泥袋,封泥袋直徑50mm,每節(jié)長500mm。根據(jù)經(jīng)驗,干燥黃土封泥效果比濕潤的更好,可加入適量干水泥,按黃土與水泥5:1 比例進行混合,提前安排工人將黃土填裝入封泥袋內(nèi),爆破時運至施工地點。
(6)聯(lián)線。采用串聯(lián)方式,必須一次起爆,放炮必須使用發(fā)爆器與絕緣母線,絕緣母線必須完好無破口,放炮母線直線段距離必須拉足100m,每班由專職爆破工使用一臺發(fā)爆器操作起爆。
(7)放炮后,要在保險幫側炮眼下及時加打戴帽點柱,柱帽采用400mm 長短π 梁,方向與巷道軸線平行。液壓單體必須穿鐵鞋并用鋼絲繩連接好,初撐力達標。
(1)正巷在距工作面煤壁25m 范圍內(nèi)必須進行超前支護,副巷在距工作面煤壁30m 范圍內(nèi)必須進行超前支護。
(2)副巷距煤幫15m 范圍內(nèi)在超前支護下支設中間柱,構成一梁三柱以加強支護,棚距為1.0m。正巷距煤幫10m 范圍內(nèi)靠轉載機邊支設中間柱。
根據(jù)孤島工作面兩端頭超前支撐壓力影響范圍及強度特征,調(diào)整工作面超前支護方式如圖4 所示。正副巷在距工作面煤壁100m范圍內(nèi)進行超前支護,支護使用液壓單體與π 型套棚支護,每組棚使用兩架單體棚并列支護,單體初撐力達標并穿鐵靴,以提高支護頂板面積及強度。每組棚距為1.0m,單體棚采用一梁四柱,保證行人通道0.8m。
圖4 超前支護參數(shù)調(diào)整示意圖
工作面回采至350m 處,兩巷變形較為劇烈,采取上述加強支護措施。在副巷100m、200m、300m 處分別設置3 個圍巖變形觀測點,每2d 使用十字布點法對巷道變形量進行統(tǒng)計,通過對3 個測點巷道收斂量進行統(tǒng)計分析比較,結果如圖5 所示。
圖5 布設測點在加固前后底鼓量變形曲線圖
從圖中可以得出:
(1)在未加強支護前,隨工作面的推進,不同測點的底鼓量均呈現(xiàn)指數(shù)增長形式,最大變形量達到480mm,占頂?shù)装逡平康?5%。此時巷道變形劇烈,必須進行整巷后方能繼續(xù)生產(chǎn),且越靠近工作面,受采動影響越明顯,底鼓量也越大。
(2)當加強支護后,隨工作面的推進,底鼓量仍呈指數(shù)形式增長,但不同測點的底鼓量均大幅降低,最大變形量為210mm,僅為施工前的31.8%。
(3)加強支護后,頂板下沉量由前20d 的160mm 降低至后20d 的49mm,減少了69%;兩幫移近量由前20d 的131mm 降低至后20d 的96mm,減少了26.7%。
(1)基于采空區(qū)頂板“O-X”型斷裂形式,建立了孤島工作面上覆巖層結構模型,得出孤島面及其兩邊采空區(qū)頂板整體上構成動態(tài)C 型覆巖結構。在回采巷道,特別是工作面上下兩端頭處,上覆巖層結構復雜,互相牽引作用產(chǎn)生應力疊加效應,兩端頭受上覆巖塊B 的回轉運動影響,造成變形劇烈,超前支撐應力范圍也較一般工作面大。
(2)采用超前切頂卸壓技術和調(diào)整超前支護參數(shù),實現(xiàn)了孤島工作面兩端頭的有效控制,效果良好。