郭 鵬
(皖北煤電集團(tuán)公司,安徽 宿州 234000)
隨著煤炭開采進(jìn)入深部,采動影響下深部巷道礦壓顯現(xiàn)愈加強(qiáng)烈,頂板極易碎脹,圍巖破碎,超前影響范圍長,冒頂事故風(fēng)險高[1]。對于這一類支護(hù)困難的巷道,采用普通的錨桿(索)進(jìn)行支護(hù),不能形成較好的錨固端,錨桿的力學(xué)特性不能完全發(fā)揮,支護(hù)效果較差[2],深井巷道圍巖注漿加固技術(shù)是破碎軟弱圍巖維護(hù)的一種有效方式[3-4],主要通過向注漿孔內(nèi)部注入注漿材料將破碎松散的圍巖體黏結(jié)成整體,進(jìn)而提高圍巖自身的強(qiáng)度和承載能力[5-6]。目前注漿錨固技術(shù)已在注漿理論、注漿設(shè)備、注漿錨桿(索)、注漿工藝等方面取得了一定的進(jìn)展[7-9],形成了一套以“錨、注”一體化支護(hù)理論與技術(shù)體系,并在多個礦區(qū)取得了廣泛的推廣應(yīng)用[10-13]。利用任樓煤礦Ⅱ8224N 工作面地質(zhì)條件為背景,提出工作面(注漿)錨索式超前支護(hù)技術(shù)方案,并在Ⅱ8224N 工作面機(jī)巷進(jìn)行了工業(yè)試驗(yàn)。
Ⅱ8224N 工作面位于二水平Ⅱ2采區(qū)二區(qū)段北翼,北至設(shè)計(jì)切眼,鄰近F2-1斷層,南至設(shè)計(jì)停采線。Ⅱ8224N 工作面開采82煤層,其中上覆煤層31、51、52、72、73為主采煤層,72、73煤層已開始回采,82煤與73煤采空區(qū)間距12.0~18.0 m,31、51、52煤均未開采且屬于整體沉降帶,上限以設(shè)計(jì)風(fēng)巷為界,上鄰Ⅱ8222 里段采空區(qū)間距為7.0 m,下限以設(shè)計(jì)機(jī)巷為界。
Ⅱ8224N工作面82煤層厚1.6~2.8 m,平均2.2 m,煤層賦存較穩(wěn)定,煤層結(jié)構(gòu)簡單,風(fēng)巷北部局部煤層含單層泥巖或巖質(zhì)泥巖夾矸,層厚0.2 m 左右。煤以碎塊狀為主,黑色,玻璃光澤,半亮半暗型。83煤厚0.4~1.0 m,平均0.5 m,82、83煤層間距1.2~2.4 m,平均2.0 m,整體間距較穩(wěn)定。82煤層直接頂為黑色至深灰色的粉砂巖,水平層理,平均厚度為2.1 m,單向抗壓強(qiáng)度57.8~60.8 MPa;基本頂為淺灰至灰白色的中砂巖,層理發(fā)育硅質(zhì)膠結(jié),平均厚度為6.6 m,單向抗壓強(qiáng)度32.8~106.3 MPa;直接底為灰色至灰黑色的泥巖,富含植物碎屑化石,平均厚度為6.1 m,單向抗壓強(qiáng)度47.3~52.5 MPa;基本底為淺灰色的中砂巖,以石英為主,含有帶菱鐵條帶平行層理,平均厚度為6.1 m,單向抗壓強(qiáng)度32.2~59.4 MPa。Ⅱ8224N 工作面位于F11斷層與F2斷層之間,走向近南北方向,傾向近東。煤巖層近似呈單斜構(gòu)造,傾角12°~20°,平均16.1°,地質(zhì)構(gòu)造情況較復(fù)雜。
Ⅱ8224N 工作面充水水源為煤系地層頂?shù)装迳皫r裂隙水,主要以采動裂隙為導(dǎo)水通道,水文地質(zhì)條件較簡單。Ⅱ2采區(qū)構(gòu)造多為半開放狀態(tài),整體上有利于排放瓦斯,斷層下盤瓦斯涌出比上盤明顯,煤層瓦斯隨埋深增大有增加趨勢,煤層直接頂大部分為粉砂巖,有利于瓦斯賦存。通過Ⅱ2采區(qū)開拓后區(qū)域預(yù)測結(jié)果,Ⅱ8224N 工作面位于突出危險區(qū)域,該工作面在上覆Ⅱ7322、Ⅱ7324N 保護(hù)層工作面的有效卸壓保護(hù)范圍內(nèi)。
為獲得Ⅱ8224N 機(jī)巷圍巖松動圈發(fā)育情況,采用鉆孔攝像法對裂隙發(fā)育規(guī)律進(jìn)行觀測,掌握82煤圍巖裂隙發(fā)育特征,設(shè)計(jì)Ⅱ8224N 機(jī)巷(注漿)錨索式超前支護(hù)方案,結(jié)合礦方提供巷道地質(zhì)條件和現(xiàn)場支護(hù)狀況,分別于機(jī)巷工作面前方30 m、80 m、130 m、180 m 和230 m 處布置5 個測站進(jìn)行鉆孔探測。鉆孔探測每個測站包括1 個測孔,測孔布置在巷道頂板中部,頂板測孔深8 m,鉆孔直徑32 mm。鉆孔探測布置如圖1 所示。
圖1 鉆孔探測布置(m)
其中測站Ⅲ頂板裂隙發(fā)育具體情況:
1)裂隙發(fā)育帶。在0.4 m、1.25 m 和1.4 m 處出現(xiàn)0.02 m 的橫向裂隙,在0.85 m、1.55 m 處出現(xiàn)微小裂隙。2)離層區(qū)。頂板巖層無明顯離層區(qū)。3)破碎區(qū)。在2.6~2.75 m 范圍出現(xiàn)破碎區(qū)。4)完整帶。頂板巖層無明顯破碎或離層出現(xiàn)的區(qū)域。
測站V 頂板裂隙發(fā)育具體情況為:1)裂隙發(fā)育帶。在0.4 m、0.5 m 和2.9 m 處出現(xiàn)0.01~0.02 m的橫向裂隙,在1.05 m、2.17 m 和2.25 m 處出現(xiàn)約0.04 m 的橫向裂隙;在6.0~6.05 m、6.2~6.4 m 和7.2~7.3 m 范圍出現(xiàn)縱向裂隙。2)離層區(qū)。頂板巖層無明顯離層區(qū)。3)破碎區(qū)。頂板巖層無明顯破碎區(qū)。4)完整帶。頂板巖層無明顯破碎或離層出現(xiàn)的區(qū)域。
機(jī)巷頂板的完整性好,其中頂板淺部(3 m 以下)主要發(fā)育橫向裂隙,裂隙較小,無明顯破碎區(qū)發(fā)育,無明顯離層現(xiàn)象;頂板深部(3~7 m)零星發(fā)育微小縱向裂隙,為微細(xì)裂紋,裂隙長度較短。依據(jù)巷道圍巖松動圈理論,Ⅱ8224N 工作面風(fēng)巷支護(hù)條件下圍巖屬Ⅱ類小松動圈。
1)回采巷道錨桿(索)支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算
依據(jù)巷道工程地質(zhì)條件及支護(hù)參數(shù),獲得支護(hù)錨桿(索)型號,確定拉斷載荷為F。錨桿(索)支護(hù)密度為p:
式中:p為錨桿(索)支護(hù)密度;c為錨桿(索)排距;b為巷道寬度/高度;n為每排錨桿(索)數(shù)量。錨桿(索)支護(hù)強(qiáng)度為P:
錨桿(索)支護(hù)阻力為Q=P·a。
2)頂板錨索支護(hù)強(qiáng)度
機(jī)巷與風(fēng)巷頂板均布置3 根Φ21.8 mm×6250 mm 高強(qiáng)度錨索,錨索間排距1200 mm×1600 mm。頂板錨索拉斷載荷為F索=582 kN,可得:p索=0.38/m2,P索=0.22 MPa,Q索=1.09×103kN。
3)頂板錨桿支護(hù)強(qiáng)度。機(jī)巷與風(fēng)巷頂板均每排布置7 根Φ22 mm×2400 mm 螺紋鋼錨桿,錨桿間排距800 mm×800 mm。頂板錨桿拉斷載荷為F桿=144.5 kN,可得:p桿=1.75/m2,P桿=0.25 MPa,Q桿=1.26×103kN。
4)幫錨桿支護(hù)強(qiáng)度。機(jī)巷幫部采用每排布置9 根Φ20 mm×2200 mm 螺紋鋼錨桿,錨桿間排距800 mm×800 mm。幫部錨桿拉斷載荷為F桿=125.6 kN。可得p桿=3.21/m2,P桿=0.41 MPa,Q桿=1.41×103kN。
根據(jù)Ⅱ8224N 工作面布置情況,其下限以設(shè)計(jì)機(jī)巷為界,機(jī)巷屬于實(shí)體煤巷道,屬于近距離煤層下伏巷道,與風(fēng)巷相比,風(fēng)巷側(cè)向支承應(yīng)力影響較小,且覆巖應(yīng)力水平較低,頂板巖層完整性較好,煤幫塑性區(qū)分布范圍較小。Ⅱ8224N 機(jī)巷的掘進(jìn)長度為距工作面0~150 m 范圍,分為兩個階段:第一個階段Ⅱ8224N 機(jī)巷距工作面0~70 m 范圍內(nèi),第二個階段Ⅱ8224N 機(jī)巷距工作面70~150 m 范圍內(nèi)。據(jù)此,初步設(shè)計(jì)Ⅱ8224N 機(jī)巷階段I 錨索式超前支護(hù)技術(shù)方案,具體如下:
階段Ⅰ:Ⅱ8224N 機(jī)巷距工作面0~70 m 范圍內(nèi)錨索超前支護(hù)形式,切眼位置為0 點(diǎn)。其主要支護(hù)技術(shù)參數(shù)如下:
1)高強(qiáng)度錨索:補(bǔ)強(qiáng)錨索采用規(guī)格1×19 的Φ21.8 mm×7300 mm 高強(qiáng)度錨索,錨索破斷力為550 kN,每排1 根,排距1600 mm,布置在遠(yuǎn)離工作面幫一側(cè),緊鄰中線,垂直頂板施工;2)錨固劑:采用2 節(jié)K2880 樹脂錨固劑進(jìn)行錨固;3)預(yù)緊力:錨索預(yù)緊力為230 kN;4)錨索托盤:采用規(guī)格為250 mm×250 mm×16 mm高強(qiáng)度鼓形托盤;5)鋼帶:兩排錨索之間采用GDW170 型W 鋼帶連接,鋼帶眼距為1600 mm,寬度為170 mm,厚度為3.5 mm。
機(jī)巷階段I 錨索超前支護(hù)如圖2 所示。
圖2 機(jī)巷階段I 錨索式超前支護(hù)方案(mm)
在機(jī)巷階段I錨索式超前支護(hù)方案實(shí)施過程中,需加強(qiáng)礦壓監(jiān)測,當(dāng)出現(xiàn)巷道變形過大、頂板明顯下沉等強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)現(xiàn)象時,應(yīng)及時采取措施提高超前支護(hù)強(qiáng)度。
階段Ⅱ:根據(jù)Ⅱ8224N 工作面機(jī)巷階段I 錨索式超前支護(hù)方案試驗(yàn)總結(jié)礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及圍巖控制效果,確定Ⅱ8224N 機(jī)巷距工作面70~150 m 范圍內(nèi)錨索超前支護(hù)形式。其主要支護(hù)技術(shù)參數(shù)如下:
1)高強(qiáng)度錨索:補(bǔ)強(qiáng)錨索采用1×19 的Φ21.8 mm×7300 mm 高強(qiáng)度錨索,錨索破斷力為550 kN,每排1 根,排距800 mm,布置在遠(yuǎn)離工作面幫一側(cè),緊鄰中線,垂直頂板施工;2)錨固劑:采用2 節(jié)K2880 樹脂錨固劑進(jìn)行錨固;3)預(yù)緊力:錨索預(yù)緊力為230 kN;4)錨索托盤:采用規(guī)格為250 mm×250 mm×16 mm高強(qiáng)度鼓形托盤;5)鋼帶:兩排錨索之間采用GDW170 型W 鋼帶連接,鋼帶眼距為800 mm,寬度為170 mm,厚度為3.5 mm。
超前注漿錨索與頂板形成穩(wěn)定圍巖后,對巷道頂板形成軸向約束力的作用,注入的漿液強(qiáng)化了頂板的圍巖性能,提高了圍巖的承載性能。為了便于計(jì)算,將巷道頂板簡化為一層完整的頂板,通過巷道頂板力矩平衡關(guān)系建立力學(xué)模型如圖3 所示。
圖3 煤巷錨索式超前支護(hù)力學(xué)模型
圖(3)中,a代表巷道寬度,s代表實(shí)體煤幫煤柱寬度,z代表煤壁幫煤柱寬度,b代表巷道高度,t代表力學(xué)模型頂板厚度,R1,R2,R3代表實(shí)體煤幫煤柱寬度、煤壁幫煤柱寬度和外在支護(hù)所提供的支承力。根據(jù)力學(xué)模型可知,在實(shí)體煤巷中認(rèn)為巷道兩側(cè)的煤體受力相同,即R1=R2,S=Z,其中S的計(jì)算公式:
式中:Rt代表巷道的影響半徑,一般取值為5 倍的巷道半徑。機(jī)巷掘進(jìn)的支護(hù)斷面規(guī)格為:B×H=5.0 m×3.55 m,帶入數(shù)據(jù)可得:S=Z=7.5 m。不考慮各巖層之間的鉸接關(guān)系,建立巷道圍巖變形的計(jì)算模型如圖4 所示。
圖4 煤巷圍巖變形計(jì)算模型
式中:k代表擴(kuò)容系數(shù),一般取值k=1.3,根據(jù)圖3 和圖4 中幾何關(guān)系可得:
式中:k延-錨桿為螺紋鋼錨桿最大延伸率,取k延-錨桿=15%;k延-錨索為錨索最大延伸率,取k延-錨索=4%。將數(shù)據(jù)代入可得θ≤4.83°,因此θ=4.83°。
采用“十字觀測法”對Ⅱ8224N 機(jī)巷巷道表面距離開切眼位置30 m、60 m、90 m、120 m、150 m分別設(shè)置I、Ⅱ、Ⅲ、IV、V 五處礦壓監(jiān)測站,對巷道表面進(jìn)行位移監(jiān)測。
隨工作面推進(jìn)距離開切眼位置30 m 處,巷道表面變形情況如圖5 所示。巷道圍巖頂?shù)装逑鄬σ平繛?11 mm,頂?shù)装遄冃瘟枯^小;兩幫相對移近量為242 mm,其中,實(shí)體煤幫累計(jì)移近量為83 mm,工作面幫累計(jì)移近量為159 mm,兩幫累計(jì)變形較小。該區(qū)域巷道圍巖變形量較小,礦壓顯現(xiàn)不明顯,距回采工作面較遠(yuǎn)時,巷道變形速度較??;隨工作面推進(jìn),巷道變形速度增大。頂?shù)装遄畲笙鄬σ平俣葹?8 mm/d,兩幫最大相對移近速度為55 mm/d,其中,實(shí)體煤幫最大移近速度為19 mm/d,工作面幫最大移近速度為36 mm/d。
圖5 Ⅱ8224N 機(jī)巷測站I 圍巖表面變形規(guī)律
隨工作面推進(jìn)距離開切眼位置60 m 處,巷道表面變形情況如圖6 所示。
圖6 Ⅱ8224N 機(jī)巷測站Ⅱ圍巖表面變形規(guī)律
觀測期間,Ⅱ測站隨工作面推進(jìn),巷道圍巖頂?shù)装逑鄬σ平坷塾?jì)為82 mm,頂?shù)装遄冃瘟枯^?。粌蓭拖鄬σ平繛?30 mm,其中,實(shí)體煤幫累計(jì)移近量為91 mm,工作面幫累計(jì)移近量為139 mm,兩幫累計(jì)變形較小。該區(qū)域巷道圍巖變形量較小,礦壓顯現(xiàn)不明顯。
在工作面正常推進(jìn)期間,距回采工作面較遠(yuǎn)時,巷道變形速度較小,約為0~3 mm/d;隨工作面推進(jìn),巷道變形速度增大,頂?shù)装遄畲笙鄬σ平俣葹?5 mm/d,兩幫最大相對移近速度為76 mm/d,其中,實(shí)體煤幫最大移近速度為28 mm/d,工作面幫最大移近速度為48 mm/d。約超前回采工作面35 m,受超前支承應(yīng)力影響,巷道變形速度明顯升高。
隨工作面推進(jìn)距離開切眼位置90 m 處,巷道表面變形情況如圖7 所示。
圖7 Ⅱ8224N 機(jī)巷測站Ⅲ圍巖表面變形規(guī)律
觀測期間,Ⅲ測站隨工作面推進(jìn)90 m,巷道圍巖頂?shù)装逑鄬σ平坷塾?jì)為59 mm,頂?shù)装遄冃瘟枯^小;兩幫相對移近量為237 mm,其中,實(shí)體煤幫累計(jì)移近量為100 mm,工作面幫累計(jì)移近量為137 mm,兩幫累計(jì)變形較小。Ⅲ測站區(qū)域巷道圍巖變形量和相對移進(jìn)速度較小,礦壓顯現(xiàn)不明顯。
隨工作面推進(jìn)距離開切眼位置120 m 處,巷道表面變形情況如圖8 所示。
圖8 Ⅱ8224N 機(jī)巷測站Ⅳ圍巖表面變形規(guī)律
由圖8 可知,觀測期間Ⅳ測站隨工作面推進(jìn)120 m,巷道圍巖頂?shù)装逑鄬σ平坷塾?jì)為53 mm,頂?shù)装遄冃瘟枯^小;兩幫相對移近量為236 mm,其中,實(shí)體煤幫累計(jì)移近量為135 mm,工作面幫累計(jì)移近量為101 mm,兩幫累計(jì)變形較小。Ⅳ測站區(qū)域巷道圍巖變形量和相對移進(jìn)速度較小,礦壓顯現(xiàn)不明顯。
隨工作面推進(jìn)距離開切眼位置150 m 處,巷道表面變形情況如圖9 所示。
圖9 Ⅱ8224N 機(jī)巷測站Ⅴ圍巖表面變形規(guī)律
由圖9 可知,觀測期間Ⅴ測站隨工作面推進(jìn)150 m,巷道圍巖頂?shù)装逑鄬σ平坷塾?jì)為52 mm,頂板變形量較小;兩幫相對移近量為236 mm,其中,實(shí)體煤幫累計(jì)移近量為135 mm,工作面幫累計(jì)移近量為101 mm,兩幫累計(jì)變形較小。Ⅴ測站區(qū)域巷道圍巖變形量和相對移進(jìn)速度較小,礦壓顯現(xiàn)不明顯。
1)機(jī)巷頂板的完整性好,其中頂板淺部(3 m以下)主要發(fā)育橫向裂隙,裂隙較小,無明顯破碎區(qū)發(fā)育,無明顯離層現(xiàn)象;頂板深部(3~7 m)零星發(fā)育微小縱向微細(xì)裂紋,裂隙長度較短。
2)建立了主動式超前支護(hù)圍巖穩(wěn)定支護(hù)力學(xué)模型,結(jié)合Ⅱ8224N 工作面機(jī)巷原錨桿(索)支護(hù)技術(shù)方案,提出了分階段超前支護(hù)技術(shù)方案。
3)在Ⅱ8224N 工作面機(jī)巷開展工業(yè)性試驗(yàn),驗(yàn)證了主動式超前支護(hù)錨索支護(hù)性能發(fā)揮良好,圍巖穩(wěn)定控制效果較好。