王再峰 王 帥 王立強(qiáng)
(1.山西省潞安礦業(yè)集團(tuán)李村煤礦,山西 長(zhǎng)治 046000;2.遼寧工程技術(shù)大學(xué)礦業(yè)學(xué)院,遼寧 阜新 123000;3.阜新弘霖礦業(yè)(集團(tuán))有限公司,遼寧 阜新 123000)
工作面開采時(shí),在采場(chǎng)周圍煤巖體上形成的支承壓力,不僅對(duì)本工作面巷道有影響,而且對(duì)工作面周圍的巷道會(huì)形成某種程度的擾動(dòng)影響,產(chǎn)生變形與破壞,對(duì)巷道穩(wěn)定性造成一定影響[1]。由于鉆孔窺視可以清晰直觀地反映出圍巖內(nèi)部的分層破碎情況及裂隙發(fā)育狀況,是圍巖內(nèi)部結(jié)構(gòu)探測(cè)的重要手段。很多學(xué)者[2-5]基于鉆孔窺視,解決了礦井生產(chǎn)中的眾多問題,尤其對(duì)巷道圍巖破碎變形問題,探明其原因,進(jìn)而采取有效措施保證礦井生產(chǎn)安全。
李村煤礦2307 回風(fēng)巷受2308 工作面回采產(chǎn)生的動(dòng)壓影響而出現(xiàn)較大變形,基于鉆孔窺視方法對(duì)頂板圍巖進(jìn)行窺視,從而確定能夠有效控制巷道變形的支護(hù)方案,更好地保證礦井生產(chǎn)安全。
2307 回風(fēng)巷用于2307 工作面回風(fēng),平均埋深498 m。巷道設(shè)計(jì)斷面為矩形,掘進(jìn)寬度5500 mm、高度4500 mm,掘進(jìn)斷面24.75 m2。巷道前進(jìn)左幫留有35 m 煤柱,沿3#煤頂?shù)装寰蜻M(jìn)。3#煤厚度4.8~5.0 m,平均厚度4.93 m,傾角8°~6°。頂?shù)装迩闆r見表1。
表1 2307 回風(fēng)巷頂?shù)装鍘r性
2307 回風(fēng)巷原支護(hù)方案:錨桿長(zhǎng)度2400 mm,錨固長(zhǎng)度1200 mm,頂部錨桿7 根,間排距850 mm×1000 mm,幫部錨桿5 根,間排距950 mm×1000 mm,錨桿打設(shè)在鋼筋梯子梁限位孔內(nèi),幫部下半部分2 根錨桿配合W 鋼護(hù)板支護(hù)。頂板錨索排距2000 mm,每排4 根,錨索長(zhǎng)度8300 mm;前進(jìn)左幫隔排打設(shè)2 根5300 mm 錨索,第一根距頂1500 mm,隨上臺(tái)階施工打設(shè)安裝,第二根距頂3000 mm,錨索錨固長(zhǎng)度1971 mm。如圖1。
圖1 2307 回風(fēng)巷斷面原支護(hù)圖(mm)
由于2307回風(fēng)巷受到2308工作面回采動(dòng)壓影響,巷道頂板、煤柱幫及底板出現(xiàn)較大變形破壞,而回采幫基本趨于穩(wěn)定,未產(chǎn)生明顯變形破壞,兩幫破壞呈不對(duì)稱分布狀態(tài)。其變形破壞情況具體如下:
1)頂板變形破壞情況
巷道頂板變形嚴(yán)重,整體下沉約500~600 mm,頂板距左幫1.5~2 m 處擠壓形成錯(cuò)臺(tái),錯(cuò)距500mm,墜包范圍分布較廣。
2)煤柱幫變形破壞情況
煤柱幫整體向內(nèi)移近,移近量約700~800 mm,大塊煤體凸出,金屬網(wǎng)及鋼筋梯子梁銹蝕嚴(yán)重,伴有錨桿脫落現(xiàn)象。
3)底板變形破壞情況
在對(duì)數(shù)據(jù)庫表進(jìn)行編輯(增刪改)操作時(shí),所有與表對(duì)應(yīng)的VO(值對(duì)象)類都附加一個(gè)操作碼,以代表是何種編輯(增加、刪除、修改)。由此,從VO類中抽象出一個(gè)所有VO類的共同父類AbstractData,此類為抽象類。如圖2所示。
巷道底鼓情況嚴(yán)重,兩底角底鼓量較小。由于兩側(cè)向中央擠壓形成隆起,伴有裂縫產(chǎn)生,中部底鼓量大約600~700 mm。
為充分了解2307 回風(fēng)巷頂板裂隙發(fā)育狀況,為優(yōu)化支護(hù)方案提供依據(jù),采用YTJ20 型巖層探測(cè)記錄儀,根據(jù)成像分析內(nèi)部圍巖分層、圍巖破碎程度及圍巖裂隙發(fā)育狀況。在2307 回風(fēng)巷頂板打設(shè)3個(gè)與巷道頂板垂直鉆孔,直徑30 mm,深10 m。
由于頂板鉆孔為垂直鉆孔,在用窺視儀觀測(cè)前,對(duì)三個(gè)測(cè)點(diǎn)的鉆孔均淋水沖洗,減少鉆孔過程中的粉末,保證良好的成像效果。
1)1 號(hào)測(cè)點(diǎn)窺視結(jié)果分析
如圖2,1 號(hào)測(cè)點(diǎn)成像視頻顯示,0.28~0.37 m 范圍內(nèi)分布有環(huán)向破碎帶,圍巖巖性較松軟;2.95~6.25 m 范圍內(nèi)不同程度存在縱向裂隙,偶爾伴有圍巖破碎情況出現(xiàn),平均間隔1~2 m 出現(xiàn)一次,但裂隙貫通程度不太明顯,圍巖性質(zhì)相對(duì)較好,強(qiáng)度相對(duì)較高;從6.37 m 一直到10 m 范圍內(nèi),無明顯破碎及裂隙發(fā)育情況,孔壁光滑,圍巖膠結(jié)性良好,表明此范圍內(nèi)圍巖穩(wěn)定性較強(qiáng)。
圖2 1 號(hào)測(cè)點(diǎn)窺視結(jié)果
2)2 號(hào)測(cè)點(diǎn)窺視結(jié)果分析
圖3 2 號(hào)測(cè)點(diǎn)窺視結(jié)果
3)3 號(hào)測(cè)點(diǎn)窺視結(jié)果分析
如圖4,3 號(hào)測(cè)點(diǎn)成像結(jié)果顯示,頂板3.9 m 處存在環(huán)向破碎帶,孔壁粗糙不平,4.2 m 處有環(huán)向裂隙;7.3~7.4 m 范圍內(nèi)存在輕微縱向裂隙,但裂隙并不貫通;8.27 m 處有輕微環(huán)向裂隙分布,但孔壁基本光滑完好,8.27 m 往上頂板完好,基本無圍巖破碎及裂隙發(fā)育狀況。
圖4 2 號(hào)測(cè)點(diǎn)窺視結(jié)果
據(jù)三個(gè)測(cè)點(diǎn)的成像結(jié)果,1 號(hào)測(cè)點(diǎn)和3 號(hào)測(cè)點(diǎn)圍巖破碎程度較輕微,由于2 號(hào)測(cè)點(diǎn)位置與2308工作面切眼位置幾乎處于同一斷面,因此其頂板圍巖破碎及裂隙發(fā)育較嚴(yán)重,說明2 號(hào)測(cè)點(diǎn)處頂板圍巖應(yīng)力分布較為集中。通過對(duì)三個(gè)測(cè)點(diǎn)圍巖破壞狀況對(duì)比可以看出,圍巖破壞及裂隙發(fā)育主要為環(huán)向破壞和縱向破壞,三個(gè)測(cè)點(diǎn)處破壞程度及破壞分布范圍情況各一,但集中破壞在8 m 范圍之內(nèi)。
根據(jù)鉆孔窺視的結(jié)果,三個(gè)測(cè)點(diǎn)鉆孔圍巖破碎及裂隙發(fā)育范圍主要集中在頂板以上0~8 m 以內(nèi)。結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際情況,為保證能夠有效控制住2307回風(fēng)巷圍巖變形,對(duì)其原支護(hù)方案進(jìn)行優(yōu)化設(shè)計(jì)(支護(hù)設(shè)計(jì)斷面如圖5),具體如下:
圖5 支護(hù)優(yōu)化設(shè)計(jì)斷面圖(mm)
1)頂板支護(hù)
頂板采用“錨桿+錨索+金屬網(wǎng)+鋼筋梯子梁”聯(lián)合支護(hù)。頂板布置錨桿7 根,間排距850 mm×850 mm,錨桿長(zhǎng)度2400 mm,錨固長(zhǎng)度≥1000 mm,頂板兩端靠近煤幫處錨桿分別向外側(cè)傾斜15°;頂板錨索間排距1300 mm×850 mm,每排4根,錨索長(zhǎng)度8300 mm。錨索與錨桿間隔布置。
2)回采幫支護(hù)
回采幫采用“錨桿+鋼筋梯子梁+W 鋼護(hù)板”聯(lián)合支護(hù)。布置錨桿5 根,間排距950 mm×850 mm,錨桿之間通過鋼筋梯子梁連接成整體,靠近底板處的兩根錨桿配合W 鋼護(hù)板支護(hù)。
3)煤柱幫支護(hù)
煤柱幫采用“錨桿+錨索+鋼筋梯子梁+槽鋼鋼梁”聯(lián)合支護(hù)。布置錨桿5 根,間排距950 mm×850 mm,錨桿之間通過鋼筋梯子梁連接成整體;煤柱幫布置2 根錨索,靠近頂板的錨索距頂板1500 mm,間排距1500 mm×850 mm,錨索長(zhǎng)度5300 mm,兩根錨索分別向頂板、底板傾斜30°,錨固長(zhǎng)度不小于2000 mm。為提高錨索支護(hù)的整體性,將兩根錨索用槽鋼鋼梁連接,槽鋼鋼梁長(zhǎng)2000 mm,寬度100 mm,布置2 個(gè)限位孔,限位孔間距1500 mm,限位孔直徑25 mm(略大于錨索直徑,須小于鎖頭直徑)。
4)底板處理方案
由于底鼓量較大,采取人工拉底作業(yè),將巷道底鼓部分清除,配合巷道兩幫支護(hù),控制兩幫移近量,減弱兩幫對(duì)巷道底板的擠壓,降低底板應(yīng)力。
為了監(jiān)測(cè)優(yōu)化支護(hù)效果,通過監(jiān)測(cè)巷道表面位移(頂板下沉量及兩幫移近量),對(duì)優(yōu)化前后的支護(hù)方案進(jìn)行對(duì)比分析。巷道表面位移變化曲線如圖6,監(jiān)測(cè)時(shí)間為50 d。
圖6 巷道表面位移變化曲線
如圖6 所示,在原支護(hù)方案下,由于受到鄰近工作面回采動(dòng)壓的影響,巷道圍巖變形量較為明顯,頂板下沉量最大達(dá)到511 mm,兩幫移近量最大達(dá)到751 mm,由于鄰空巷道上覆巖層對(duì)幫部的較大壓應(yīng)力,導(dǎo)致幫部移近量的增加幅度更大。支護(hù)方案優(yōu)化后,頂板下沉量最大231 mm,對(duì)比原支護(hù)方案降幅達(dá)54.8%,兩幫移近量最大254 mm,降幅66.2%,圍巖變形得到了有效控制。
1)根據(jù)鉆孔窺視結(jié)果,1 號(hào)測(cè)點(diǎn)頂板圍巖破碎及裂隙發(fā)育主要集中在0~6.5 m 范圍之內(nèi),2 號(hào)測(cè)點(diǎn)主要在0~6.7 m 范圍內(nèi),3 號(hào)測(cè)點(diǎn)分布主要集中在0~8 m 范圍之內(nèi)。為保證錨索能夠打設(shè)到穩(wěn)定錨固層之內(nèi)并達(dá)到有效的控制效果,頂板錨索選用8300 mm 的錨索,頂板兩端靠近煤幫處錨桿分別向外側(cè)傾斜15°。
2)由于煤柱幫變形較為嚴(yán)重,為更好地控制住煤柱幫移近量,煤柱幫錨索分別向頂板、底板傾斜30°,錨固長(zhǎng)度不小于2000 mm,確保錨索錨固穩(wěn)定,同時(shí)將兩根錨索用槽鋼鋼梁連接。
3)優(yōu)化后的支護(hù)方案,有效控制了巷道兩幫及頂板的位移量,有效降低了巷道表面位移的幅度,達(dá)到預(yù)期的支護(hù)效果。