強濟江
(晉能控股煤業(yè)集團馬脊梁礦山西大同037000)
掘進巷道在開切眼處與上覆采空區(qū)層間距小于1 m,掘進和支護方式上困難比較大。順槽采用架設U29 鋼棚配合短錨桿鋪設金屬網支護的方式,無法炮掘開掘切巷,故必須用機掘開口轉彎。切眼開口三角區(qū)域最大巷道跨度為12 m。針對以上問題,筆者以5408 巷為研究對象,提出組合剛性結構支護原則,并通過現(xiàn)場驗證,最終給出適合于該巷道的支護方案。該結論對類似條件下其他巷道的支護具有一定的參考價值。
馬脊梁礦14-3#層404 盤區(qū)8408 工作面煤層厚度1.5 m~2.4 m,平均1.85 m,結構簡單。上覆14-2#層404盤區(qū)工作面均與2005年~2006年采空。14-2#與14-3#層間距0.60 m~2.16 m,平均1.40 m 左右。頂板為灰色粉細砂巖互層,含大量煤屑及少量暗色礦物。底板為鮞狀粉砂巖褐色結構致密堅硬。
(1)小窯破壞影響。8408 切眼設計寬6.4 m、高2.8 m;原支護方式為錨桿索聯(lián)合支護;采用放炮工藝。由于前方為小窯破壞區(qū),須停掘在采空區(qū)下方開掘切眼。
(2)頂板厚度。5408 巷頂板厚度1 m 以下。頂板厚度小導致的直接問題是無法使用常規(guī)錨桿、錨索,必須調整支護方案。
(3)支護結構承載能力。在有限頂板厚度和頂板完整性條件下形成可靠的組合剛性承載結構抵抗頂板水平壓力。然而巷道跨度大導致工字鋼撓度增加,支撐能力低,必須依靠單體柱提供支撐,而拐切過程中機組轉移必須撤掉單體柱,極易誘發(fā)漏頂事故。上覆工作面煤柱對巷道頂板產生塑性破壞,使其頂板破裂,完整性極差,整體強度大幅降低。
14-2#層的8408 工作面與14-3#層的8408 工作面形成巷道內錯式布置,順槽內錯6 m。由于上覆14-2#層的8408工作面為長壁式全部垮落法開采,開采結束之后對工作面區(qū)段煤柱形成了固定的支承壓力區(qū),使得煤柱上下方形成了永久的塑形變形區(qū),而煤層層間巖性為粉砂巖或細砂巖,抗壓強度較高,圍巖抗變形能力較強,使得應力傳遞角較小。14-3#層的8408面是近距離煤層開采的首面,巷道周邊殘余應力的影響很小。見圖1:
圖1 5408巷抬棚斷面圖
①在8408 切眼開口三角區(qū)域架設長度為12 m 的U29組合梁兩根,并在組合梁下支設間距不大于3.8 m的U29棚腿。
②組合梁兩端頭用φ18×1 800 mm錨桿固定在巷幫上,防止組合梁承載時發(fā)生移動,組合梁及棚腿用半圓木與巷幫或頂板剎緊背牢。
③截割工藝及支護形式(下圖所示)
圖2 機組拐切支護平面圖
掘進機在抬棚下先割三角區(qū),邊進刀邊擺尾。當截割跨度超過正常棚距,在臺棚上穿插礦用工字鋼并配合臨時單體柱進行有效維護。在施工過程中嚴格把握柱距,確保操作司機的安全。待三角區(qū)入刀達到4 m時,三角區(qū)截割完畢,機組以擴幫方式截割切眼尾滯后硐室。機組寬度3.5 m,鏟板3.3 m,擴幫過程中保證機組周邊的臨時單體柱柱距不得大于3.8 m。待機組第一運輸機擺與順槽垂直時,用耙?guī)r機完成裝煤工序。機組進入切眼9 m后,切眼按照正常架棚支護。
(1)切眼加強支護過程中三角區(qū)采用帶帽點柱進行臨時支護,單體柱必須安裝防倒防墜裝置。單體柱在打壓過程中壓力不得低于9 MPa,不得對頂板進行反復支撐。
(2)頂錨桿有效支護長度依據(jù)小于層間距0.3 m施工,錨桿掛剛金網防止碎石傷人。
(3)幫錨桿在固定棚腿時必須使棚腿與煤壁用木楔背緊。
(4)抬棚支護過程中,所有柱距不得大于3.8 m,U29鋼梁重疊距離不得小于600 mm。
(5)掘進機在拐彎入刀時拆除臨時U29支柱,及時替換帶帽單體柱。單體柱必須成對使用,安裝防倒裝置。替柱過程中必須保證柱距不得大于3.8 m。
(6)掘進機進入切眼9 m后,恢復全部永久支護。
(1)采用“組合鋼性結構”的大斷面支護方案后,現(xiàn)場對5408巷頂板表面及兩幫圍巖觀測,發(fā)現(xiàn)頂板偶爾發(fā)生層層剝落式破壞,但煤幫完整,沒有發(fā)生變形破壞。判斷近距離煤層巷道開挖主要承受水平方向應力的作用。
(2)極近距離煤層采空區(qū)下機組直角轉彎以及支護方式的應用,在我礦收到了良好的效果,不僅滿足了資源枯竭情況下煤炭資源的有效回收利用,保證了礦井采掘銜接的正常進行,在技術上解決了極近距離煤層采空區(qū)下巷道的支護和施工工藝等技術難題。這種施工工藝的創(chuàng)新應用,在保證安全的情況下順利的實現(xiàn)了利用機組轉彎,避免了使用炮掘,將頂板震碎造成大面積漏頂情況發(fā)生。