韓 杰
(長治三元中能煤業(yè)有限公司,山西 長治 046000)
采面工作面切眼斷面應滿足綜采設備安裝、采面通風需要,切眼斷面及圍巖巖性直接影響切眼施工及圍巖支護方式的選擇[1]。 切眼斷面越大,施工以及支護難度越高,特別是在地質構造區(qū)域內施工大斷面切眼時,會進一步增加切眼施工及支護難度。 為此,眾多學者對復雜地質條件切眼施工及支護技術展開探討,提出采用一次、二次甚至三次成巷方式掘進切眼,并采用工字鋼架棚、桁架錨索、錨網索、圍巖注漿等多種方法支護圍巖的技術[2-4]。 具體選用的切眼掘進及支護方式應依據現場實際條件確定。
中能煤業(yè)2303 工作面切眼埋深接近600 m,切眼施工期間面臨跨度大、 頂板穩(wěn)定性差以及斷層構造影響,切眼掘進至斷層影響區(qū)時面臨較大頂板冒落風險,圍巖控制難度高。 本文針對2303工作面切眼掘進圍巖支護措施進行分析,以期為類似條件下切眼圍巖支護提供經驗參考。
中能煤業(yè)2303 工作面開采3#煤層,厚度3.7~5.6 m,平均4.9 m,距煤層底板0.6 m 處有一層夾矸,其厚度為0.3 m,其巖性為泥巖。 煤層頂板為泥巖、砂質泥巖、中粒砂巖和粉砂巖;底板為泥巖和各粒度砂巖,具體巖性參數如表1 所示。 3#煤層開采時直接充水水源為頂板砂巖裂隙水,單位涌水量q為0.000 46~0.006 L/S·M,K=0.000 3~0.011 1 m/d,屬弱富水性含水層組。
表1 3#煤層頂底板巖性
2303 工作面運輸巷長1 770.2 m、 回風巷長1 790.2 m,工作面可采長度1 770.2 m,工作面傾斜長度280 m。 為滿足采面回采設備安裝以及通風等需要,切眼設計高度為4.9 m、寬度為10.6 m,其中機電安裝硐室位置最大跨度達到13 m。 根據已有探測資料,2303 工作面切眼中部分布有F1斷層(H=4.5 m,∠45°)、F2(H=3~6 m,∠60°)、F3斷層(H=4 m,∠55°),如圖1 所示。 切眼受到斷面大、地質構造發(fā)育等因素影響,施工以及圍巖控制難度大,需針對性采取應對措施。
圖1 采面切眼內斷層分布
為確保切眼施工安全,采用導洞法,即先施工導洞后刷擴導洞并將切眼斷面刷擴至設計寬度[5-6]。
先掘進跨度較小的導洞降低圍巖控制難度,具體導洞施工寬度為5 600 mm、高度為4 900 mm。導洞沿著采面最南側(切眼最外側)施工,后再對導洞北側幫進行刷擴(刷擴寬度4 800 mm)。
導洞采用錨網索聯合支護工藝,選用φ22 mm×3 000 mm 螺紋鋼錨桿,確保錨桿錨固端位于頂板相對穩(wěn)定的中粒砂巖、 粉砂巖中,錨桿間排距850 mm×800 mm,預緊力為300 N·m;頂板錨索為φ21.6 mm×8 000 mm 的預應力鋼絞線,共布置3 根,排距為800 mm,施加的預緊力為250 kN以上;在北幫采用φ21.6 mm×8 000 mm 的預應力鋼絞線 (3 根)、φ22 mm×2 200 mm 螺紋鋼錨桿支護;南幫采用φ22 mm×2200 mm 玻璃鋼錨桿支護。頂板及巷幫錨桿(索)配合W 鋼帶(15 mm×150 mm×5 000 mm)、金屬網片(規(guī)格2 900 mm×900 mm)。在導洞中線布置一排型號ZQ2500/27.5/58 墩柱式支架、支架技術參數如表2,支護斷面如圖2 所示。
表2 ZQ2500/27.5/58 墩柱式支架參數
圖2 導洞支護斷面
為確保刷擴段巷道穩(wěn)定,刷擴后,間隔5 m 布置第二排ZQ2500/27.5/58 墩柱式支架,確保兩排墩柱間有5 m運輸通道,刷擴后切眼支護斷面如圖3 所示。
圖3 刷擴后切眼支護
斷層影響破碎帶則增設φ25 mm×3 800 mm中空注漿錨桿加固圍巖,錨桿布置間排距均為2 400 mm。 注漿加固漿液為水灰比0.7:1 水泥單液漿,注漿壓力控制在2.5~3.5 MPa。
由于2303 工作面切眼跨度大、 地質條件復雜,從安全角度出發(fā)需要對切眼支護強度進行驗算。 當切眼刷擴至設計斷面時,在最大冒落高度下頂板巖層重量W可通過下式計算[7-8]:
式中:B為切眼寬度,取值10.6 m、13.0 m;h為頂板巖層最大垮落高度,依據3#煤層頂板巖層情況,取2.7 m;y為頂板巖層容重,取25 kN/m3。
計算得切眼正??宥?0.6 m 時W1=715.5 kN/m,在機電安裝硐室段即切眼跨度為13.0 m 時W2=877.5 kN/m。
為確保切眼頂板支護有效,在支護強度驗算時不考慮錨桿以及其他輔助支護措施,僅考慮錨索對頂板支護作用,則單位長度切眼錨索作用到頂板的支護強度P′可通過下式計算[9]:
式中:N為切眼頂板安裝錨桿數量,取值8;P為錨索錨固力,取350 kN(經驗值);η為錨索錨固力利用系數,取0.85;s為錨索排距,取0.8 m。 計算得P′=2 800 kN/m>W1及W2。
在切眼頂板支護過程中若不考慮錨桿支護作用,頂板支護全部采用錨索承擔,則錨索支護安全系數為P′/W=3.9 或3.2。
在2303 工作面切眼內間隔30 m 布置一個測點,共計布置3 個測點對切眼頂底板、兩幫移近量進行監(jiān)測,切眼掘進完成1 個月內,監(jiān)測結果如表3 所示,3#監(jiān)測點圍巖變形曲線如圖4 所示。 從表3 及圖4 看出,頂底板、兩幫最大移近量分別為60 mm、85 mm,同時巷道圍巖在支護完成10 d后即趨于穩(wěn)定,切眼斷面可滿足綜采設備安裝需要。
表3 支護后切眼圍巖累積變形量
圖4 3#監(jiān)測點圍巖變形曲線
2303 工作面切眼設計跨度為10.6 m,機電安裝硐室跨度為13.0 m,切眼跨度大同時掘進范圍內分布有F1、F2、F3斷層,在斷層影響下局部區(qū)域煤巖體破碎,切眼圍巖控制難度大。
為此,采用導洞法施工切眼,即先施工導洞后刷擴至切眼設計寬度。 為確保切眼頂板穩(wěn)定,采用超長錨桿、錨索并結合局部圍巖注漿、雙排敦式支架等組合方式對切眼進行支護。 現場應用后,切眼圍巖穩(wěn)定,變形量較小且未發(fā)現頂板離層情況。 中能煤業(yè)2303 工作面切眼采用的圍巖支護方案可滿足復雜地質大斷面切眼圍巖控制需要,并為后續(xù)綜采設備安裝創(chuàng)造良好條件。