靳 宇
(晉能控股煤業(yè)集團白洞礦業(yè)公司,山西 大同 037031)
綜采工作面在回采過程中,工作面前方20 m范圍產(chǎn)生超前應(yīng)力區(qū)。隨著工作面推進,應(yīng)力區(qū)隨工作面前移。超前應(yīng)力對回采巷道圍巖產(chǎn)生一定影響,遇地質(zhì)構(gòu)造時,在構(gòu)造應(yīng)力、回采應(yīng)力等集中應(yīng)力作用下,超前應(yīng)力區(qū)產(chǎn)生嚴重破壞作用,主要表現(xiàn)在回采巷道頂板破碎、底板鼓起、兩幫收縮等。傳統(tǒng)超前應(yīng)力區(qū)主要采用支設(shè)單體液壓支柱進行支護,單體柱雖然可對巷道頂?shù)装迤鸬揭欢ㄖёo作用,但無法控制兩幫收斂、片幫等。本文以白洞礦8111工作面為例,對工作面回采過程中回風(fēng)順槽煤體片幫機理進行分析[1-5],并提出了合理有效的控制技術(shù)。
晉能控股煤業(yè)集團白洞礦業(yè)公司8111 工作面位于井田301 盤區(qū)南部左翼。工作面東部為8110 采空區(qū),西部、南部為實煤區(qū),北部為301 盤區(qū)東部的皮帶、軌道及回風(fēng)巷。8111 工作面切巷長151 m,可采長度為1316 m,回采煤層為石炭系5#煤層。工作面煤層總厚為8.0~10.49 m,平均厚度為9.05 m,煤層普遍有3~8 層夾石,夾石厚一般為0.10~0.30 m,夾石斷斷續(xù)續(xù),不穩(wěn)定,平均傾角為8°。煤層頂?shù)装鍘r性見表1。
表1 8114 工作面回采的5#煤層頂?shù)装鍘r性表
8111 工作面采用綜合機械化放頂煤回采工藝,采煤高度為3.2 m,放煤高度為5.85 m。采用ZF12000/23/35 型液壓支架進行頂板支護,采用MG400/930-WD 雙滾筒采煤機進行割煤,采用型號為SGZ800/800 和SGZ1000/1400 前后刮板輸送機進行運煤。至2020 年2 月16 日8111 工作面已回采617 m,5111 巷(回風(fēng)順槽)掘進過程中發(fā)現(xiàn)位于工作面615 m 處尾部有落差為1.7 m、傾角為52°的F21 斷層,以48°斜角穿進工作面,對工作面回采影響長度為62 m。工作面回采至610 m 處時,回風(fēng)順槽工作面?zhèn)认飵?0 m 范圍內(nèi)出現(xiàn)嚴重片幫、垮落現(xiàn)象,回風(fēng)順槽頂板出現(xiàn)斷裂、下沉現(xiàn)象。工作面回采至617 m 處時,回風(fēng)順槽煤幫中部片幫深度達1.9 m,片幫長度達8.7 m,回風(fēng)順槽頂板局部錨桿(索)失效,頂?shù)装迨湛s量達0.58 m。
(1)煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜。8111 工作面回采煤層為石炭系5#煤層,煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜,煤層內(nèi)含多層泥巖夾矸,導(dǎo)致煤層整體穩(wěn)定性差。8111 工作面回風(fēng)順槽在掘進過程中兩幫煤體已產(chǎn)生應(yīng)力剪切破壞,在回采應(yīng)力作用下,煤體產(chǎn)生二次破壞,導(dǎo)致煤體失穩(wěn),出現(xiàn)煤體垮落、破碎。
(2)上覆采空區(qū)影響。8111 工作面上約10 m為3#層的8112、8110 采空區(qū),工作面回采過程中受上覆采空區(qū)以及鄰近采空區(qū)殘余應(yīng)力疊加影響,工作面頂板、回風(fēng)順槽頂板出現(xiàn)斷裂、破碎現(xiàn)象,造成回風(fēng)順槽兩幫煤體失穩(wěn)。
(3)構(gòu)造應(yīng)力影響。在8111 工作面回采至615 m 處時,在尾部揭露F21 斷層,斷層侵入后破壞了煤巖體結(jié)構(gòu)完整性,導(dǎo)致斷層兩盤側(cè)煤巖體在空間上出現(xiàn)位移,斷層應(yīng)力在兩幫錯位處進行卸壓,卸壓過程中應(yīng)力對兩盤側(cè)煤巖體產(chǎn)生水平剪切破壞作用,造成煤巖體破壞嚴重。
(4)支護效果差。為了便于工作面后期回采,回風(fēng)順槽在掘進過程中位于煤壁側(cè)巷幫采用玻璃鋼錨桿進行支護,錨桿長度為2.0 m,直徑18 mm,錨桿外露端安裝直徑為120 mm 玻璃鋼托盤。該支護在應(yīng)力作用下易出現(xiàn)張拉破壞,支護強度低,支護效果差。
為了有效控制8111 工作面回風(fēng)順槽煤壁側(cè)煤體片幫,決定對煤柱采取“注漿加固+施工水力膨脹錨桿+施工桁架錨索”聯(lián)合支護措施。
3.1.1 注漿方案
為了準確觀察頂板圍巖變化情況,工作面回采至617 m 后,分別在工作面前方5.0 m、10 m、15 m、20 m 處在回風(fēng)順槽煤壁側(cè)煤柱各施工一個仰斜窺視孔,孔深8.0 m,直徑50 mm,仰角65°,窺視孔施工在距底板1.8 m 處巷幫上。通過現(xiàn)場窺視發(fā)現(xiàn),在工作面前方10 m 范圍內(nèi)工作面頂板往上2.5 m 范圍內(nèi)整體呈破碎狀,無穩(wěn)定的膠結(jié)層結(jié)構(gòu),在10~15 m 范圍內(nèi)頂板往上1.4 m 范圍內(nèi)出現(xiàn)破碎現(xiàn)象,在15~20 m 范圍在0.7 m 范圍局部出現(xiàn)破碎現(xiàn)象。由此可見工作面頂板破碎后承載能力降低,頂板垂直應(yīng)力傳遞至巷幫,導(dǎo)致巷幫破碎,所以決定對工作面超前15 m 范圍內(nèi)進行超前注漿加固。
3.1.2 注漿鉆孔布置
(1)采用雙孔注漿工藝,每組布置兩個注漿鉆孔(鉆孔1#、2#),鉆孔布置間距為1.0 m,鉆孔直徑為40 mm,深度為4.0 m,注漿鉆孔布置組距為3.0 m。
教學(xué)質(zhì)量對教學(xué)過程有著監(jiān)督與評價的作用,其中也就包含了教學(xué)過程以及質(zhì)量標準等方面。所以說創(chuàng)新高職教學(xué)管理就是要從構(gòu)建教學(xué)質(zhì)量標準體系上來進行,不僅要對教學(xué)質(zhì)量進行把控,同時也要關(guān)注學(xué)生的學(xué)習(xí)特點,及時對教師與學(xué)生進行準確的評價,確保教學(xué)活動的有序開展。其次,是要從學(xué)校中的實際情況入手,在充實教師隊伍的同時來關(guān)注學(xué)生的學(xué)習(xí)情況,制定出有效的措施,形成完善的管理評價標準體系,在優(yōu)化人才培養(yǎng)機制的同時來實現(xiàn)提升教學(xué)效果的目標[3]。
(2)1#鉆孔為頂板加固鉆孔,鉆孔開口位置距頂板間距為0.6 m,鉆孔仰角為45°。2#鉆孔為煤壁加固鉆孔,鉆孔開口位置距頂板間距為1.6 m,鉆孔垂直煤壁布置。如圖1。
圖1 8111 工作面回風(fēng)順槽巷幫煤柱支護示意圖(mm)
3.1.3 注漿施工
(1)注漿鉆孔施工完后,對鉆孔安裝注漿花管并采用封孔器進行封孔處理,注漿花管與2ZBQ型氣動注漿泵連接進行注漿施工,注漿順序為先頂板鉆孔后煤壁鉆孔。
(2)注漿液采用水泥與粉煤灰混合注漿液,水泥與粉煤灰配比為1:0.7。為了縮短漿液凝固時間,對漿液添加劑量為水泥量1.2%的速凝劑。粉煤灰漿液具有取材簡單、成本費用低、凝固體具有一定韌性等優(yōu)點。注漿時注漿壓力控制1.0~1.5 MPa 范圍內(nèi)。
3.2.1 水力膨脹錨桿支護原理
傳統(tǒng)的鋼錨桿支護,主要利用錨桿錨固作用以及預(yù)應(yīng)作用使桿體及托盤對破碎圍巖進行控制維護。傳統(tǒng)錨桿在支護過程中通過施加的預(yù)應(yīng)力只能對桿體徑向方向巖體裂隙進行擠壓,防止裂隙擴張破壞作用,但無法對桿體軸向巖體裂隙進行控制作用;而水力膨脹錨桿在傳統(tǒng)錨桿支護作用的同時,支護體后通過高壓水力作用使桿體膨脹,桿體膨脹過程中對鉆孔軸向裂隙進行擠壓,控制裂隙范圍進一步擴大。
3.2.2 支護設(shè)備
(2)注水設(shè)備。采用SKG7.5/5.0 型風(fēng)動注水泵,注水泵主要由泵體、注水流量監(jiān)測儀、注水軟管、卸壓閥、閥門、進水管路、進風(fēng)管路等部分組成。注水泵功率為7.5 kW,額定注水量為5.0 L/min。
3.2.3 支護施工
(1)對工作面625~680 m 范圍內(nèi)回風(fēng)順槽側(cè)煤壁施工兩排水力膨脹錨桿支護孔,采用手持式鉆機配套直徑為34 mm“八”字型鉆頭進行鉆孔施工,鉆孔深度為1.8 m,直徑為35 mm,鉆孔布置間距為1.2 m,排距為2.0 m。
(2)支護鉆孔施工完后,對鉆孔內(nèi)錨注一根水力膨脹錨桿;然后對錨桿腔體內(nèi)安裝一根直徑為15 mm 注水軟管,并在錨桿端頭處安裝一個止水塞;最后將注水軟管與注漿泵連接進行高壓注水施工,注水壓力不低于4 MPa。
通過對工作面應(yīng)力區(qū)煤壁采取“注漿+水力膨脹錨桿”聯(lián)合支護技術(shù),工作面在后期回采過程中有效控制了回風(fēng)順槽頂板斷裂、工作面?zhèn)认飵兔褐扑椤⒖迓洮F(xiàn)象,巷幫煤體片幫深度控制在0.6 m以下,片幫長度控制在1.6 m 以下,回風(fēng)順槽兩幫及頂?shù)装迨湛s量控制在0.22 m 以下,保證了工作面安全高效回采,取得了顯著應(yīng)用成效。