馮思儒,暴斌
(山西蘭花科技創(chuàng)業(yè)股份有限公司伯方煤礦分公司,山西 高平 048400)
煤炭開采分為露天開采和井工開采,在我國現(xiàn)階段,主要以井工開采為主,井工開采煤炭時需要在井下掘出大量的巷道用來通風、行人和運料[1]。我國松軟破碎巖層礦區(qū)分布很廣[2],松軟厚煤層回采巷道一般沿煤層頂板掘進,底板與兩幫均為松軟破碎巖體,在工作面采動影響下常常出現(xiàn)兩幫內(nèi)移、底板鼓起量大的特征[3]。松軟、破碎煤巖體巷道的圍巖控制問題一直是困擾煤礦工程技術人員和科研人員的難以完全解決的難題。隨著開采深度的增加,巷道圍巖應力也逐漸增大,原本強度較高的煤巖體在高應力作用下,也逐漸表現(xiàn)出軟巖的特性,發(fā)生越來越難以控制的大變形,導致巷道圍巖控制越來越困難[4]。
已有研究表明,國內(nèi)外學者通過對實際工程案例的分析研究,對松軟破碎煤巖體巷道圍巖變形特征及破壞機理作了較多且較為深入的研究[5],利用不同的研究手段從不同的角度研究了國內(nèi)較為常見的松軟破碎煤巖體巷道圍巖破壞形式,獲得了較多的研究成果。孟慶彬等[6]依據(jù)趙樓礦井底車場巷道圍巖內(nèi)外部變形特征和應力分布規(guī)律,深入研究了深部軟巖巷道圍巖變形破壞原因,提出了“三錨”聯(lián)合支護體系,取得較好的圍巖控制效果。孫曉明、何滿朝等[7]以錨網(wǎng)索耦合支護設計理念為前提,提出了適合軟巖巷道支護的強化支護方案,有效控制了軟巖巷道的圍巖大變形。劉立東、王俊虎等研究了霍州白龍礦典型的松散膨脹性軟巖巷道的破壞機理并得出相關結論[8]。白國良、梁冰從能量的角度研究了巖體的破壞機制,提出了判別圍巖失穩(wěn)的能量準則[9]。目前我國巷道圍巖控制技術主要有表面支護[10]、錨桿錨固、圍巖改性、圍巖卸壓及多種控制方法聯(lián)合控制技術[11-12]。伯方煤業(yè)煤層約6 m厚,工作面順槽一般沿煤層底板布置,采用高強錨桿、錨索聯(lián)合支護形式,但由于支護參數(shù)不合理,巷道圍巖變形較大,除頂板下沉量較大外,底板底鼓和兩幫的大量移近,也給巷道的安全使用和通風行人帶來了諸多的困難,亟需對這種松軟厚煤層巷道圍巖支護提出新的支護技術或方案,才能保證工作面巷道的安全和正常使用。
井田位于山西省高平市城區(qū)西北約7 km 處的伯方村西,為沁水煤田高平礦區(qū)王報井田的一部分。井田東西長約6.886 1 km,南北寬約6.020 09 km,面積27.491 6 km2,限采標高+900—+370 m。井田內(nèi)可采煤層為3 號煤層,位于山西組下部,煤層厚3.15~6.13 m,平均厚5.31 m,煤層底板標高+900—+470 m,埋藏深度40~372 m。煤層結構簡單至復雜,含夾矸0~3 層,屬穩(wěn)定全區(qū)可采厚煤層。煤層直接頂板主要為粉砂巖,次為砂質(zhì)泥巖和中粒砂巖,局部有炭質(zhì)泥巖偽頂;底板主要為砂巖、粉砂巖和泥巖,偽底為炭質(zhì)泥巖。
井田總體為傾向北西的單斜構造,傾角3°~10°。根據(jù)已掘巷道揭露及三維地震勘探結果,井田內(nèi)共分布3 m 以上高角度正斷層57 條,其中,12 條斷層落差在10 m 及以上;20 條斷層落差在5~9 m;25 條斷層落差在5 m 以下。斷層走向以北東至近東西為主,次為北西向。
伯方煤礦三盤區(qū)工作面運輸沿煤層底部掘進,總寬5 500 m,總高3 050 mm。建議巷道錨索布置放方式為:屋面采用6 根錨桿,錨桿間距設置為900 mm;工作臺面兩側各有4 根錨桿。采用間距設置為800 mm,錨桿確定為1 000 mm。三盤區(qū)運輸巷錨桿、錨索支護情況如圖1所示。
圖1 三盤區(qū)運輸巷錨桿、錨索支護示意Fig.1 Bolt,anchor cable support of three panel transportation roadway
采用屈服強度不低于335 MPa 的左旋螺紋鋼高強度錨桿進行頂板支護,錨桿φ22 mm,長2 400 mm。配備高強度拱形托盤和高強度螺母。托盤尺寸為150 mm x 150 mm x 10 mm。小于300 kN。使用較長的樹脂錨,鉆孔直徑為30 mm 以下,并使用1 卷CKb2360 標準錨固劑,使用Z2360 樹脂錨固劑。本設計使用的錨桿固定力為150 kN。輔助工具由鉛絲網(wǎng)和加強梯梁組成,鉛絲網(wǎng)采用第10根鉛絲編織而成的菱形網(wǎng)。網(wǎng)格長度為5 900 mm,寬度為1 100 mm。鉛絲網(wǎng)長50 mm,寬50 mm。配套的鋼梯梁焊接在直徑14 mm、寬100 mm 的鋼筋上。梯梁長5 100 mm,寬100 mm。鐵線與按鈕相連。錨固件的臨時擰緊力矩為290 N·m 或更大。
選用1×19 股高強度低松弛鋼絞線制作成頂板錨索,錨索直徑為22 mm,其極限破斷力的強度為1 860 MPa,此時破斷力為532 kN,其延伸率大于7%。錨索長8 000 mm,1 排2 根布置,間排距為1 900 mm×2 000 mm 規(guī)格。錨索鉆孔直徑≤30 mm,采用K2360 樹脂錨固劑錨固1 支,采用Z2360 樹脂錨固劑錨固2 支。錨索錨固力設計為300 kN。采用300 mm×300 mm×15 mm 的高強球型托盤,其承載能力應不低于532 kN,預緊力≥250 kN 的錨索。
采用屈服強度不低于335 MPa 的左旋螺紋鋼高強度錨桿進行兩幫支護,錨桿長度2 400 mm,φ22 mm,配套高強拱形托盤和高強螺母規(guī)格為150 mm×150 mm×10 mm。使用直徑28 mm 的鉆頭打孔,鉆孔直徑≤30 mm。每孔1 支Z2335 和1 支Z2360 樹脂錨固劑,錨固長度約1 210 mm;錨桿錨固力100 kN?;夭蓭筒捎靡?guī)格為MTS421φ16 mm×2 200 mm 型脹套錨桿,設計預緊力矩100 N.m,錨固力50 kN,鉆孔直徑43 mm,托盤尺寸120 mm×120 mm×8 mm。
在巷道開挖過程中,煤質(zhì)較軟,根據(jù)實際情況,可在巷道兩排中安裝錨索。錨桿采用1×19 高強度低松弛鋼絞線,直徑22 mm,極限強度1 860 MPa,極限破壞力532 kN,伸長率7%以上。錨索長度為5 300 mm。錨索在巷道高度中心以2 000 mm 的間距排列成一排。錨索孔徑為30 mm 以下,樹脂錨固劑共使用3 種,K2360 型1 種,Z2360 型2 種。錨索錨固力一般不低于錨索屈服荷載,此處設計為300 kN。錨索托盤采用規(guī)格為300 mm×300 mm×15 mm 的高強度球形托盤,承載力必須在532 kN 以上,錨索的預緊力未損失前必須在250 kN 以上。
為及時獲取巷道錨桿、錨索的實際受力狀態(tài),評估巷道錨桿、錨索設計是否合理,以便能夠及時調(diào)整支護參數(shù),達到動態(tài)監(jiān)測、動態(tài)調(diào)整的目的。根據(jù)錨桿支護技術規(guī)范的要求,需要對巷道收斂情況進行監(jiān)測。
設計采用十字布點法安設測站,在距離試驗巷道開口段50 m 左右和150 m 左右各布置1 個測站,每個測站各安設2 個監(jiān)測斷面。測站的基點采用直徑為22 mm、長度為400 mm 的左旋螺紋鋼打設在圍巖內(nèi)并外露100 mm 左右(也可以采用左旋螺紋鋼錨桿直接截斷使用),基點應安設牢固,不能在受到其它工作影響后就松動脫落。測站建立初期,每天觀測1 次,一周后3 d 觀測1 次,30 d 天后7 d 觀測一次,根據(jù)觀測記錄,及時分析巷道圍巖變形特征并反饋給設計單位,便于及時調(diào)整支護參數(shù),確保巷道圍巖穩(wěn)定。圖2是巷道采用項目提出的新的支護設計后頂、底板及兩幫圍巖移近量變化規(guī)律。
圖2 巷道圍巖變形量趨勢Fig.2 Deformation trend of roadway surrounding rock
從圖2可以看出,采用優(yōu)化后的支護方案,巷道掘出約10 d 左右內(nèi),巷道圍巖變形量較大,且變形速度也較快,隨著時間的推移,巷道圍巖變形速度逐漸降低,變形量也逐漸減小。測站1 前10 d內(nèi)的頂?shù)装逡平考s為95 mm,兩幫移近量約為94 mm;測站2 前10 d 內(nèi)的頂?shù)装逡平考s為98 mm,兩幫移近量約為92 mm;10~30 d,測站1和測站2 的巷道圍巖頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平吭黾泳苄?,其中頂?shù)装逡平考s50 mm,兩幫移近量約10 mm;30 d 以后,巷道頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平繋缀蹙辉僭黾?,巷道圍巖處于相對穩(wěn)定的狀態(tài)。由此可見,采用該支護方案后有效控制了松軟厚煤層圍巖的大變形問題,滿足了巷道在服務期內(nèi)的使用要求。
(1) 分析了松軟厚煤層大變形巷道變形機理及控制方法,針對伯方煤礦三采區(qū)運輸順槽的大變形問題,采用松軟厚煤層巷道大變形控制技術,保證了巷道順槽沿煤層底板掘進,提高工作面煤層回采率,增加巨大的經(jīng)濟效益。
(2) 采用該支護方案后,有效的控制了松軟厚煤層圍巖的大變形問題,滿足了巷道在服務期內(nèi)的使用要求。在蘭花集團內(nèi),可為類似地質(zhì)條件的松軟厚煤層大變形巷道的圍巖控制提供借鑒。