張青杰
(霍州煤電集團云廈建筑工程有限公司,山西 霍州 031400)
近幾年,隨著礦井采掘深度的不斷延伸,在開采煤層地質(zhì)構(gòu)造發(fā)育復(fù)雜的巷道時,斷層處理技術(shù)非常關(guān)鍵。斷層是開采上下煤層受圍巖應(yīng)力擠壓,失穩(wěn)造成的,嚴重破壞了煤巖層的整體穩(wěn)定性,給巷道支護增加了困難,降低了巷道掘進速度。巷道掘進過程中,在遇到斷層時由于巷道頂板離層、破碎,采用傳統(tǒng)的巷道支護方式,巷道的整體錨固性差,易發(fā)生冒頂?shù)默F(xiàn)象。隨著時間的推移,斷層部位的圍巖應(yīng)力逐步增大,傳統(tǒng)的支護方式難以支撐頂板巖層,導(dǎo)致破碎帶頂板成層狀破碎并不斷向巷道頂板的深部擴散,引發(fā)大面積的巷道頂板漏頂。為此,國內(nèi)諸多學者開展相關(guān)研究,張景公[1]針對潘北礦東翼-490 m 放水大巷過DF13 斷層破碎帶巷道頂板壓力大,巖石裂隙發(fā)育,易導(dǎo)致頂板冒頂?shù)那闆r,對原有的巷道支護技術(shù)進行優(yōu)化設(shè)計,設(shè)計采用了超前綜合支護技術(shù),為掘進巷道過斷層支護提供參考。以白龍礦10-312 工作面掘進巷道為工程背景,對巷道過斷層頂板破碎的支護方式進行優(yōu)化設(shè)計,有效保證礦井的安全生產(chǎn)。
白龍礦位于山西霍州白龍鎮(zhèn),井田面積31.65 km2,設(shè)計生產(chǎn)能力120 萬t/a,采煤工藝采用綜合機械化沿煤層頂?shù)装逡淮涡曰夭勺呦蜷L壁采煤技術(shù)。10-312 工作面開采太原組10 號煤,開采煤層厚度3.2~6.5 m,平均厚度約4.85 m,煤層結(jié)構(gòu)系數(shù)為1.4,屬地質(zhì)構(gòu)造較復(fù)雜煤層,開采煤種主要為瘦煤。煤層傾角3.5°~9.7°,平均傾角6.6°[2]。
巷道頂?shù)装鍘r性情況見表1。
表1 巷道頂?shù)装鍘r性情況
10-312 工作面地質(zhì)構(gòu)造較復(fù)雜,為單斜構(gòu)造區(qū),其產(chǎn)狀總體為走向北東,傾向北西,傾角平均8°。10-312 運輸巷現(xiàn)掘進至A15 點前91 m,根據(jù)現(xiàn)場地質(zhì)情況分析,工作面揭露1 條落差H=10 m 的下跳正斷層。
2.1.1 斷面尺寸
巷道在掘進期間,前期為矩形斷面設(shè)計施工,為提高巷道支護的穩(wěn)定性,優(yōu)化設(shè)計為“三心拱”斷面施工,巷道寬5100 mm,拱高1600 mm,巷道高度為3200 mm,掘斷面積15 m2[3]。
2.1.2 支護參數(shù)
拱頂及兩幫采用Φ20 mm×2400 mm 的螺紋鋼錨桿,“七七”放射形布置,錨桿間距為900 mm、排距為1000 mm,每根螺紋鋼配套使用2 支樹脂藥卷,上部為CK2355,下部為K2355;兩幫均采用Φ20 mm×2200 mm 的螺紋鋼錨桿支護“二二”布置,間距900 mm、排距1000 mm,每根螺紋鋼配套使用2 支K2355樹脂藥卷;頂、幫錨桿均配套使用1 塊長×寬=300mm×400 mm×3 mm 的鋼帶托塊;頂板錨索支為“二二”布置,間距2000 mm、排距1000 mm。錨索采用Φ22 mm×8000 mm 的錨索,每根錨索配套1 塊長×寬×厚=300 mm×300 mm×14 mm 的鐵板,錨索墊片規(guī)格為長×寬×厚=90 mm×90 mm×10 mm 的鐵板見圖1。每根錨索均配套2 支藥卷,下部為K2355,上部為CK2355。頂、幫均要求鋪設(shè)長×寬=2 mm×1 m的鋼筋網(wǎng),網(wǎng)與網(wǎng)搭接,搭接深度100 mm,聯(lián)網(wǎng)距不大于250 mm,聯(lián)網(wǎng)絲扭結(jié)不少于3 扣。巷道施工完畢后,噴漿厚50 mm,噴漿緊跟工作面,回采巷道過正斷層支護布置如圖1 所示。
圖1 10-312 回采巷道過正斷層支護布置(單位:mm)
經(jīng)過現(xiàn)場動態(tài)監(jiān)測發(fā)現(xiàn),10-312 工作面在過斷層期間基本為全巖巷,巷道周圍圍巖屬泥巖及堅硬的灰?guī)r,巷道表面的圍巖收斂并不明顯,但圍巖表面也有多處破碎現(xiàn)象。
研究發(fā)現(xiàn)在現(xiàn)有支護中,頂板錨桿、錨索布置過于集中。錨桿、錨索間排距較小,支護過于密集,高密度的設(shè)置錨桿和錨索,不僅增加了錨桿的鉆孔深度,而且降低了巷道掘進速度;還有較密集聯(lián)合支護方式在一定程度上會對巷道圍巖的穩(wěn)定性造成破壞,導(dǎo)致巷道圍巖無法充分發(fā)揮自承能力。由此可見,在過此類距離較長的巖層巷道,現(xiàn)有的支護方式費時費力,不僅對圍巖的支護效果并沒有更多積極作用,還會形成支護冗余,支護材料浪費的現(xiàn)象,所以要合理經(jīng)濟地實現(xiàn)支護最優(yōu)化[4]。
對于10-312 運輸巷地質(zhì)變化區(qū)進行取點鉆孔窺視,分別取A、B、C 三個點。C 點處頂板為4.2 m 煤連接0.8 m 巖層,煤體完整性較好,松動圈范圍約為1 m,無明顯裂隙。A 點處幫部在測試深度范圍內(nèi)為煤層,無巖石,幫部圍巖破碎程度較高,松動范圍約2 m,在1.2 m 深度范圍內(nèi),有較大裂隙出現(xiàn),在0.7 m 范圍內(nèi)鉆孔完整度較差,判斷為巷道幫部法向裂隙,寬度約1 cm。B 點處頂板為地質(zhì)變化區(qū),從外到內(nèi)為煤-巖-煤分布,長度分別為0.1 m、1.1 m、0.5 m,松動圈范圍為1.6 m,全段都存在裂隙,在1 m 深度處存在著1 條寬度接近5 cm 的大裂隙。可以得出:
1)10-312 運輸巷過下跳斷層段巷道,在B、C 兩點屬于過斷層構(gòu)造的巖層破碎帶??梢奀 點幫部裂隙較多,甚至出現(xiàn)大裂紋,寬度在0.5~3 cm,B 站頂板全段裂隙很多,松動范圍也較大。推斷認定為過斷層圍巖破碎帶,巖性極差,開挖造成的圍巖擾動,所以在巷道進斷層初見巖、出斷層初見煤時,在斷層破碎帶應(yīng)加強支護,錨桿錨索長度及支護密度應(yīng)根據(jù)圍巖性質(zhì)和現(xiàn)場圍巖的破碎程度做適當?shù)暮侠硇哉{(diào)整。
2)10-312 運輸巷地質(zhì)變化區(qū)下傾前頂板較差,三段分布都存在著不同程度的破碎,尤其是中部巖體存在著寬達8 cm 的大裂隙,由于破碎高度并不深,需防范該段的頂板冒落,本次觀測的斷層構(gòu)造帶無涌水現(xiàn)象,帶對于過斷層破碎帶應(yīng)警惕突水事故的發(fā)生。
拱形頂板采用Φ22 mm×2500 mm 的螺紋鋼錨桿,由“七七”放射形布置優(yōu)化為“六六”放射形布置,錨桿間距由900 mm 增加為1100 mm;頂板錨索由“二二”布置優(yōu)化為在頂板中心布置1 排錨索,排距由2000 mm 縮減至1000 mm;其他支護參數(shù)保持不變,優(yōu)化后的支護布置見圖2。
圖2 10-312 回采巷道過正斷層優(yōu)化支護布置圖(單位:mm)
錨桿的預(yù)應(yīng)力是實施張拉時所施加的預(yù)應(yīng)力。而錨桿、錨索的預(yù)緊力主要是安裝施工錨桿、錨索過程中,借助螺母對錨桿、錨索施加所產(chǎn)生的主動扭矩,來實現(xiàn)主動支護效果。巷道支護時在安裝錨桿的過程中,對螺母施加的力矩直接轉(zhuǎn)變?yōu)閷﹀^桿桿體所施加的軸向拉力。錨桿預(yù)應(yīng)力的計算主要是錨桿預(yù)緊力和錨桿桿體橫截面積對比值。錨桿的主動支護系數(shù)則是錨桿預(yù)應(yīng)力和錨桿桿體屈服強度的對比值。白龍礦所用螺紋鋼錨桿直徑Φ20 mm,預(yù)緊力應(yīng)為37.7~62.8 kN。
錨桿尾部螺母承受的預(yù)緊扭矩與錨桿預(yù)緊力的關(guān)系為:
式中:p0為錨桿預(yù)緊力,取37.7~62.8 kN;M 為施加的預(yù)緊扭矩,N·m;D 為錨桿直徑,取20 mm;K 為與錨桿的桿體、橫截面、桿體直徑相關(guān)的系數(shù),取0.38。經(jīng)過計算,10-312 工作面掘進巷道過斷層期間所采用的螺紋鋼錨桿直徑Φ20 mm,將數(shù)值代入公式得出預(yù)緊扭矩為:M=286.5 N·m。
10-312 工作面巷道掘進期間所采用Φ17.8 mm錨索預(yù)應(yīng)力應(yīng)達到150~180 kN,Φ20 mm 直徑螺紋鋼錨桿預(yù)緊扭矩不低于286.5 N·m。
通過以上研究,對于下跳斷層過巖層巷道,圍巖較為穩(wěn)定,破壞程度較低,原有巷道支護密集,這導(dǎo)致在巷道掘進期間的支護耗時耗力,影響掘進效率的同時,多余的巷道支護構(gòu)件極有可能破壞巷道圍巖的整體性,優(yōu)化支護方案與原支護方案相比,降低支護成本,提高支護掘進速度的同時,依然可以保證巷道在掘進過程中的安全穩(wěn)定性。