孫 邈 張駿義
(晉能控股煤業(yè)集團(tuán)同忻煤礦,山西 大同 037001)
同忻礦8102 工作面是一個(gè)典型的孤島工作面,由于缺乏周圍煤體支撐,現(xiàn)在面臨的主要問題是礦壓顯現(xiàn)嚴(yán)重,且所在煤層屬于特厚煤層,需要用到放頂煤開采工藝,上覆巖層和煤層整體性會(huì)被嚴(yán)重破壞。若按照常規(guī)支護(hù)措施,必然無法保證工作面兩巷的安全穩(wěn)定,支護(hù)返修費(fèi)用也會(huì)急劇增大。對(duì)此,針對(duì)礦壓?jiǎn)栴}實(shí)施綜合治理。
同忻礦隸屬于山西同煤集團(tuán),礦井生產(chǎn)能力達(dá)到1000 萬t/a,其中8102 工作面設(shè)計(jì)走向長(zhǎng)度1 516.5 m,傾斜長(zhǎng)度251 m,煤層平均厚度18.08 m,機(jī)采高度3.9 m,頂煤厚度14.18 m,采放比為1:3.6,煤層平均傾角1°。8102工作面四周基本情況如圖1,由平面圖可知該工作面形成了一個(gè)孤島。
圖1 8102 工作面平面示意圖
為了保證8102 工作面能夠順利開采,需要確保2102 運(yùn)煤巷和5102 通風(fēng)巷通暢,而兩巷的上覆煤柱承擔(dān)了大部分壓力,設(shè)計(jì)在兩巷采用“卸壓+補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)”的礦壓治理方案[1]。
2.1.1 兩巷采煤側(cè)卸壓孔間距設(shè)計(jì)
為確定最佳卸壓孔間距,共設(shè)計(jì)五種方案進(jìn)行比較,分別為150 mm、200 mm、250 mm、300 mm、400 mm。以巷道內(nèi)單體支柱所受壓力作為卸壓效果的衡量標(biāo)準(zhǔn),具體擬合曲線如圖2。
由圖2 可知:(1)隨著距離工作面越來越大,單體支柱壓力呈極速增長(zhǎng)趨勢(shì),尤其是0~60 m 的距離內(nèi),超過60 m 后基本呈水平狀態(tài),單柱壓力不再發(fā)生變化。(2)在距工作面同一距離上,鉆孔間距越小,單柱壓力越小,其中間距400 mm 時(shí),單柱最大壓力保持在43 MPa,間距150 mm 時(shí),最大壓力為37 MPa,差距顯著。
圖2 不同卸壓孔間距下單體支柱壓力變化曲線
從卸壓效果來看,鉆孔間距越小越好,但是施工成本和耗時(shí)也會(huì)成倍增加,因此本項(xiàng)目結(jié)合工作面巷道實(shí)際情況考慮,設(shè)計(jì)卸壓孔間距為200 mm。分別在兩巷采煤幫第二排支護(hù)和第二排、第三排支護(hù)之間設(shè)計(jì)兩排,鉆孔呈三花眼形式布置,詳細(xì)參數(shù)見表1,用黃泥漿封孔2000 mm[2]。
表1 兩巷采煤幫卸壓孔參數(shù)設(shè)計(jì)
2.1.2 兩巷底板設(shè)計(jì)卸壓槽
為了確定卸壓槽的最佳參數(shù)以及檢驗(yàn)其治理效果,利用FLAC3D技術(shù)對(duì)兩巷底鼓量進(jìn)行模擬。共設(shè)計(jì)4 種卸壓槽寬度(0.4 m、0.6 m、0.8 m、1.0 m)和5 種深度(0.6 m、0.8 m、1.0 m、1.2 m、1.4 m),共計(jì)20 種組合方案。為滿足運(yùn)煤皮帶安裝要求,設(shè)計(jì)卸壓槽中心距離煤柱側(cè)幫1000 mm。
經(jīng)過模擬得出結(jié)論:相對(duì)于寬度來說,深度這個(gè)參數(shù)對(duì)卸壓槽效果影響更大,深度越大,底鼓量越小。當(dāng)深度達(dá)到1.4 m 時(shí),無論何種寬度下,巷道底鼓量均未超過200 mm。但考慮到施工量,本項(xiàng)目最終確定卸壓槽寬度為0.6 m,深度為1.0 m。在該參數(shù)組合下,底鼓量能控制在250 mm 以下,滿足正常生產(chǎn)需要[3-4]。
因?yàn)榕R空巷道超前支護(hù)距離不得低于100 m,同忻礦將超前支護(hù)范圍確定為200 m,而且分別對(duì)普通超前段和影響超前段進(jìn)行了不同設(shè)計(jì),具體如下:
2.2.1 普通超前段補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)
針對(duì)普通影響區(qū)超前段補(bǔ)強(qiáng)采用三排單體柱支設(shè),單體柱型號(hào)DWX45-150/110,采用“一梁一柱”。每根單體配0.8 m 長(zhǎng)花邊梁(在有工字鋼區(qū)域,可直接支設(shè)在工字鋼下),防墜裝置用8#鉛絲與頂網(wǎng)和單體柱捆綁牢固,防倒裝置采用2 分鋼絲繩將每排單體柱連接牢固。具體間排距如圖3[5]。
圖3 2102 巷煤柱普通超前段單體補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案(mm)
2.2.2 影響超前段補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)
針對(duì)影響超前段補(bǔ)強(qiáng)支護(hù),采用“單個(gè)單體柱和叢柱”相結(jié)合形式,其中單柱支設(shè)形式同上,不再闡述。叢柱采用DWX45-150/110 單體柱配1.2 m花梁進(jìn)行超前支設(shè),防墜和防倒裝置同上。為了防止單體柱彈射,通過幫部錨索再配備鎖具和托盤,利用2 分鋼絲繩對(duì)叢柱和單體柱與幫部錨索進(jìn)行捆綁。具體支護(hù)間距如圖4。
圖4 2102 巷煤柱影響超前段單體補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案(mm)
8102 工作面頂板以多層厚硬砂巖為主,在回采過程中上覆堅(jiān)硬巖層垮落步距大,礦壓顯現(xiàn)更劇烈,強(qiáng)礦壓導(dǎo)致的動(dòng)力現(xiàn)象嚴(yán)重。為降低強(qiáng)礦壓給孤島面帶來的安全風(fēng)險(xiǎn),設(shè)計(jì)采用以下措施:
鑒于8102 面特殊的礦壓條件,原有的支護(hù)阻力15 000 kN 液壓支架已不適用于8102 面非對(duì)稱長(zhǎng)臂T 型覆巖結(jié)構(gòu),需增大液壓支架支護(hù)阻力。為此,該礦聯(lián)合河南理工大學(xué)科研團(tuán)隊(duì)進(jìn)行試驗(yàn)及現(xiàn)場(chǎng)研究,最終確定8102面中間支架型號(hào)為ZF21000/27.5/42, 過渡支架型號(hào)ZFG21000/27.5/42H, 端頭支架型號(hào)ZTZ30000/30/42。根據(jù)工作面長(zhǎng)度,共需要中間支架139 個(gè),過渡支架7 個(gè),端頭架1 個(gè)。
初次來壓具有來壓步距大、猛烈、破壞性強(qiáng)等特點(diǎn),為了降低其強(qiáng)度,緩解礦壓集中現(xiàn)象對(duì)巷道的破壞,設(shè)計(jì)在8102 切眼處布置鉆孔注入高壓水,預(yù)先破壞頂板結(jié)構(gòu),以此來減小初次來壓影響,保證初采期間安全生產(chǎn)[6-7],具體操作方案如下:
從切眼頭端至尾端,共計(jì)布置11 組注水鉆孔,每組間距設(shè)計(jì)為20 m,每組3 個(gè)鉆孔(采煤側(cè)2 個(gè),煤柱側(cè)1 個(gè)),并確定鉆孔終孔在煤層上方30.47 m 處的粗砂巖層內(nèi)。鉆孔具體參數(shù)如圖5。
圖5 切眼水壓鉆孔布置圖(m)
通過上述多種措施的綜合治理,同忻礦8102工作面的礦壓?jiǎn)栴}取得了較好的治理效果,巷道基本能夠保證尺寸完整。從巷道支護(hù)完成開始,連續(xù)15 d 對(duì)巷道圍巖移近量進(jìn)行觀測(cè),描繪位移曲線,除去個(gè)別圍巖破碎地段,巷道圍巖總位移量均能夠控制在25 cm 以內(nèi),完全滿足日常生產(chǎn)需要,其中兩幫移近量略大于頂?shù)装?,如圖6。
圖6 巷道圍巖移近量曲線圖
通過對(duì)8102 工作面礦壓?jiǎn)栴}通過多種手段綜合治理,參照沒有采取措施的類似巷道:兩幫圍巖移近量由40 cm 以上下降至了25cm 以下,頂板下沉量由30 cm 下降至了15 cm 以下,降幅均能減小一半左右。但在回采過程中依然遇到過這一問題:在回采至1200 m 時(shí),受臨空壓力、采動(dòng)壓力及上覆采煤區(qū)煤柱壓力三重影響,5102 尾巷超前100 m范圍內(nèi)礦壓顯現(xiàn)明顯,變形嚴(yán)重(斷面大小由3.7 m×5 m 變?yōu)?.1 m×2.2 m),超前30 m 范圍,尾巷變形最為嚴(yán)重,壁口最小處僅為60 cm×70 cm。直接造成工作面尾部到尾巷超前100 m 范圍出現(xiàn)高瓦斯、低氧、高溫現(xiàn)象,行人不暢通,嚴(yán)重影響安全生產(chǎn)。究其原因,還是在尾巷變形初期,未加強(qiáng)對(duì)該巷的治理,導(dǎo)致問題加重。由此可見,礦壓治理不僅需要采取各種補(bǔ)強(qiáng)和卸壓措施,更需要管理者給予更多重視,一旦出現(xiàn)問題,應(yīng)盡快采取措施,避免問題擴(kuò)大。