劉 安
(晉能集團太原有限公司, 山西 太原 030000)
隨著大采高開采技術的應用,切眼作為綜采工作面進行設備安裝并開始回采操作的場所,成為當前采煤工藝中必不可少的環(huán)節(jié)。對于大采高工作面而言,其相應的切眼和斷面也非常大,針對傳統(tǒng)煤巷的錨桿支護方式及其效果已經(jīng)不能夠滿足大斷面切眼圍巖變形嚴重的支護要求[1]。為此,急需為工作面大斷面切眼提供合理的支護參數(shù),保證工作面的安全生產(chǎn)。本文著重在對斷面切眼礦壓監(jiān)測的基礎上,對其支護參數(shù)進行優(yōu)化設計,具體闡述如下。
本文以紅柳煤煤礦其中的1121 工作面為研究對象,紅柳煤礦的設計生產(chǎn)能力為8 Mt/年,1121 工作面的走向長度為1 480 m,工作面所含煤層的平均厚度為5.4 m,屬于厚煤層的范疇。目前,1121 工作面采用大采高采煤機工藝,就支護設備而言為其配置支護高度為6.2 m 的雙柱掩護式液壓支架。根據(jù)生產(chǎn)需求,在工作面設計了尺寸為8.6 m×4.2 m 的切眼,主要為設備安裝及回采的開采提供場所。經(jīng)探測,1121 工作面的頂?shù)装迩闆r如表1 所示。
目前,1121 工作面根據(jù)生產(chǎn)需求為其設計了長度為310 m,寬度為8.6 m,最小高度為3.6 m,最大高度為4.2 m 的切眼;且切眼所在巷道的傾角為10°。針對上述切眼的支護現(xiàn)狀如下。
頂板支護:采用錨桿(左旋螺紋鋼錨桿)+錨索+金屬網(wǎng)+鋼帶的支護方式,其中錨桿直徑為20 mm,長度為2 500 mm,錨桿間距為700 mm,錨桿排間距為70 mm;錨索直徑為17.8 mm,長度為8.3 m,錨索間距為2 100 mm,錨索排間距為2 100 mm;所采用金屬網(wǎng)的規(guī)格為150 mm×150 mm;所采用鋼帶的檔距為60 mm×700 mm,鋼帶長度為4.2 m。
表1 1121 工作面頂?shù)装迩闆r
兩幫支護:采用錨桿(玻璃纖維錨桿)+ 鋪網(wǎng)的支護方式,其中錨桿的直徑為18 mm,錨桿長度為1 800 mm,錨桿間距為800 mm,錨桿排間距為80 mm;所鋪網(wǎng)為塑鋼網(wǎng),其規(guī)格為50 mm×50 mm,相鄰塑鋼網(wǎng)相搭接的長度為100 mm,兩幫鋪設塑鋼網(wǎng)與頂網(wǎng)所搭接的長度為100 mm。
其他支護:為強化對切眼頂板的支護,采用單體液壓支護對頂板進行支護,每臺液壓支柱的距離為3 000 mm,液壓支柱排的間距為4.6 m。
1121 工作面切眼的支護現(xiàn)狀如圖1 所示。
為監(jiān)測1121 工作面切眼當前所采用支護方式對圍巖的控制效果,需設計礦壓監(jiān)測方案對支護中涉及到的錨桿的受力、巷道圍巖的變形破壞情況進行記錄[2]。對工作面切眼礦壓監(jiān)測的最終目的是對支護參數(shù)進行優(yōu)化。礦壓監(jiān)測的主要內(nèi)容包括有:切眼巷道的表面位移、巷道頂?shù)装宓碾x層量和深部位移、錨桿的受力情況以及切眼煤層或巖層的應力變化。其中,采用收斂儀(JQ 型)對切眼巷道表面的位移進行觀測,采用頂板離層儀對頂板的離層量進行觀測,采用錨桿測力計(YZS-100 型)對錨桿的受力情況進行監(jiān)測[3]。
圖1 1121 工作面切眼支護現(xiàn)狀(單位:mm)
根據(jù)1121 工作面切眼的實際情況,在距離工作面回風巷30 m、150 m 以及270 m 的位置布置三個觀測點,并分別編序為1#、2#、3#。根據(jù)監(jiān)測參數(shù)要求,分別在三個觀測站內(nèi)布置頂板離層儀、收斂儀,并在2#觀測站內(nèi)布置錨桿測力計。1121 工作面切眼的礦壓監(jiān)測布置示意如圖2 所示。
圖2 1121 工作面切眼觀測站布置情況
2.2.1 巷道表面位移監(jiān)測結果
本監(jiān)測方案分別在3 個觀測點內(nèi)安裝收斂儀對頂板和兩幫的位移量進行監(jiān)測,在36 d 的觀測期間內(nèi),三個觀測點頂板和兩幫的巷道表面位移如表2所示。
表2 1121 切眼觀測點平均巷道表面位移統(tǒng)計
分析表2 的觀測結果可知:切眼當前支護方案下對其頂板圍巖的控制效果較好,但對兩幫的控制效果較差,存在片幫的可能性;而且,隨著切眼深度的增加其對應的變形量也越來越大。
2.2.2 頂板離層量檢測結果
本監(jiān)測方案分別在3 個觀測點內(nèi)安裝離層儀對頂板的離層量進行監(jiān)測,在36 d 的觀測期間內(nèi),三個觀測點頂板的離層量如表3 所示。
分析表3 可知,1121 工作面切眼頂板的離層主要集中在0~5 m 的范圍之內(nèi),在5~8 m 的離層量僅為1 mm 或者3 mm。因此,需著重對0~5 m 頂板的圍巖進行控制。即原支護方案中所用錨索長度為8.3 m,極易導致錨索打入含水層,使得頂板巖層變軟,為后來工作面掘進支護帶來難度。
表3 1121 切眼頂板離層數(shù)據(jù)統(tǒng)計 mm
2.2.3 錨桿應力監(jiān)測結果分析
本方案僅在2#觀測點中安裝有錨桿測力計,因此,僅對2# 觀測點處錨桿(錨固力為50 kN)、錨索(錨固力為260 kN)的應力情況進行統(tǒng)計,監(jiān)測結果如表4 所示。
表4 2#監(jiān)測點錨桿應力統(tǒng)計
分析表4 可知,在頂板支護中,錨索應力值遠大于錨桿,即錨索在支護中起主要作用;對于兩幫支護,錨桿應力值接近其錨固力,即證明錨桿支護不足容易導致煤幫破碎或者錨桿失效的問題[4]。
結合“2”中對1121 工作面切眼礦壓監(jiān)測結果分析的基礎上,為保證工作面圍巖的穩(wěn)定性和生產(chǎn)的安全性,對原支護參數(shù)做如下優(yōu)化:
1)針對1121 工作面切眼頂板支護原錨桿+錨索聯(lián)合支護方式,起主要作用的為錨索支護,為分擔錨索支護的壓力,對錨桿參數(shù)進行重新設計,主要對錨桿的長度進行優(yōu)化。
基于等效圓設計方法,得出頂板錨桿的長度為3.26 m,其中錨固長度為0.63 m,錨固力為50 kN。
2)結合兩幫錨桿應力與其錨固力相接近的情況,需對兩幫錨桿的支護參數(shù)進行重新設計。經(jīng)重新核算針對兩幫確定錨桿干支護參數(shù)如下:錨桿直徑為20 mm,錨桿長度為2 500 mm,其中,錨固長度為780 mm,錨固力增加為70 kN。
3)針對頂板錨索長度8.3 m 容易導入含水層,且結合頂板離層范圍主要集中于0~5 m 的范圍之內(nèi),將錨索的長度縮短為6 m。
大斷面切眼結合當前大采高采煤工藝,為設備安裝及回采提供場所,其支護效果對切眼圍巖的控制效果和生產(chǎn)的安全性具有重要意義。而且,在實際生產(chǎn)中需對切眼巷道表面位移量、頂板離層量以及錨桿應力情況進行監(jiān)測,并根據(jù)監(jiān)測結果對支護參數(shù)進行實時調(diào)整優(yōu)化。本文結合1121 工作面切眼當前支護條件下的礦壓進行監(jiān)測,并針對性地對支護參數(shù)進行優(yōu)化,具體總結如下:
1)經(jīng)礦壓監(jiān)測發(fā)現(xiàn),頂板錨索過程導致后期掘進支護存在困難;頂板支護中錨桿不能充分發(fā)揮其支護效果;兩幫錨桿的應力接近其錨固力,存在隱患。
2)根據(jù)監(jiān)測結果,具體支護參數(shù)優(yōu)化為將頂錨桿長度增加為3.26 m,將幫錨桿的錨固力增加為70 kN,將頂錨索的長度縮短為6 m。