摘要:本文在對蘆嶺煤礦Ⅱ924綜采工作面風巷、機巷、切眼的斷面進行支護設計的基礎上,并在Ⅱ924綜采工作面回采期間進行礦壓監測:采用十字布點法對巷道表面位移進行監測,采用液壓支柱分機記錄儀與測壓表抽查檢測的辦法對液壓支柱單體進行礦壓監測;為類似情況下的支護設計及其工作面圍巖變形規律的探索提供依據。
關鍵詞:支護設計 礦壓監測 圍巖變形規律 液壓支柱分機記錄儀
1 工程概況
蘆嶺煤礦位于安徽省宿州市東南20余公里處,礦井核定生產能力為230萬噸,主采煤層為8#、9#煤層。Ⅱ924綜采工作面位于Ⅱ82采區西延二區段,東以F8斷層為界;西以F27斷層為界;南為Ⅱ922工作面采空區;北為Ⅱ926西延工作面。該面上部的8煤層于2005年10月回采結束,三區段8煤層II826-2西延綜放工作面已于2010年2月底回采結束。
Ⅱ924切眼跟9煤層底板施工。地質構造較簡單,煤層厚度2.5~3m,平均2.8m,煤厚變化不大,煤層傾角8~12°;九煤黑色,粉末狀至鱗片狀,普氏系數為0.1~0.15,為松軟煤層;該面8、9煤之間的夾矸厚度為2~4.6m,平均厚為3.0m,切眼上部8煤已全部回采結束。
2 支護方案
Ⅱ924綜采工作面風巷均跟9煤層底板施工,沿空掘進,風巷選用全封閉U29可縮性支架進行支護,風巷斷面為:凈寬3520mm,凈高2800mm;機巷全部為U29可縮性支架,機巷斷面為:底寬3855mm,凈高3200mm;切眼采用對焊工字鋼架棚支護,上凈寬3200mm,下凈寬4200mm,凈高2500mm,緊跟三排圓木挑棚支護(后改用∏型鋼),DZ28型單體液壓支柱進行加固,跟底施工,迎頭采用煤層注水及BQD25自鉆式中空注漿錨桿,兩幫采用普通管式注漿錨桿進行注漿施工[1]-[7]。跟進挑棚頂梁開始使用的是圓木,出現多處圓木被壓壞,未能有效的控制頂板下沉,后改用∏型梁效果比較明顯。Ⅱ924風巷、機巷、切眼支護斷面圖見圖1、圖2、圖3。
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圖3 Ⅱ924切眼支護斷面圖
3 觀測方案
Ⅱ924切眼頂、底板及兩幫移近量觀測測點布置,如圖4(a)所示。基點位于迎頭后方5m處,每隔5m布置一對十字測站,共設20個測站。
測站編號用1、2、3、4、5、6等來表示,設置測站處兩幫,頂、底部測點用鐵釬(鐵釬規格:Φ20mm,長度:300mm)作為基點。巷道采用“十”字線法測出巷道頂底板高度、兩幫寬度。具體布置見圖4(b)。
觀測方法為:用鋼卷尺測量巷道頂板與底板鐵釬之間的距離,采用鋼卷尺測量巷道兩幫端部的距離,并作為記錄。
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(a)
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(b)
圖4 表面位移布置圖
4 監測曲線圖
從11月12日開始布點進行礦壓觀測,至12月30日觀測結束,一共布置了20個點。布點時保證距迎頭最近的點,在迎頭5m范圍內,以便及時掌握礦壓規律。共計觀測48天(11.12-12.30),巷道變形情況分析總結如下:
測點1-2、14-16圍巖條件較為類似,現以測點1為例進行分析,觀測時間2010年11月12日至12月22日(被改棚破壞),該處沒有跟底,底板較軟。下圖為該點變形曲線:
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該點變形速率(mm/d)為:頂板1.58,左幫1.65,右幫3.45,底鼓3.74。由可以看出,底鼓和右幫變化量較大。
測點3-12、17,條件較為類似,現在測點3為例進行分析,觀測時間2010年11月12日至12月30日,該處跟底施工,但底板較軟。下圖為該點變形曲線。
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該點變形速率(mm/d)為:頂板1.81,左幫2.43,右幫1.57,底鼓3.31。由可以看出,底鼓和左幫變化量較大。
測點13、14-20條件較為類似,現在測點14為例進行分析,觀測時間12月4日至12月25日,該處破底施工,由于底板較硬,底鼓不明顯。下圖為該點變形曲線:
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該點變形速率(mm/d)為:頂板0.96,左幫1.64,右幫2.12,底鼓1.29。由可以看出,兩幫變化量較大。
巷道各個測點的變形速率曲線:
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綜合各個測點數據分析,該巷道整體變形速率為:頂板1.25,左幫2.31,右幫1.80,底鼓2.37。由可以看出,巷道底鼓和左幫變化量最大,右幫變化也較大。
巷道宏觀礦壓顯現為:棚梁變形,不少棚梁靠中線位置向下變形嚴重,及時進行單體液壓支柱進行加固取得了很好的效果;兩幫雙抗網形成大肚子,及時對其進行劃開釋放壓力;棚子上被壓壞不少牙殼,部分被壓崩掉。
為有效掌握巷道壓力變化情況,采用液壓支柱分機記錄儀與測壓表抽查檢測的辦法對液壓支柱單體進行礦壓監測。分機記錄儀為5分鐘記錄1次單體壓力數據,技術科定期收集數據并把數據存儲在計算機中,根據檢測數據進行分析打表,形成礦壓檢測數據曲線圖
下圖為液壓支柱分機記錄儀檢測平均數值曲線:
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由曲線圖可知,該巷道支柱壓力在7MPa以上,從而保證了單體液壓支柱對巷道頂板的支護效果。
下圖為單體液壓支柱12月25時抽查檢測曲線:
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由于煤層強度低,可采取工字鋼金屬支架;對于底臌較大地段,應采用反拱支護。巷道掘進初期,變形量即達80mm/周左右,最大收斂達到150mm/周,且仍有增大的趨勢,巷道采用注水、注漿后,圍巖得到及時加固,提高了圍巖的自承能力。
5 結論
通過對II924切眼現場監測及結果分析,得到以下主要結論:
5.1 支護結構體的收斂變形在施工初期變形較大,經過一定時間后,部分巷道變形逐漸減小,已趨于穩定;而另一部分巷道變形仍在緩慢增加。
5.2 現場監測表明,巷道的工作應力有的大于設計承載力,有的小于它的設計承載能力,應及時修正原支護形式,進行支護結構優化設計,避免造成材料浪費或產生不安全隱患。
5.3 在監測過程中,采取邊施工邊測試,而測試結果又反過來指導施工,從而避免了今后支護工作的盲目性。
5.4 通過對II924切眼礦壓規律基本上得到掌握,為我礦9煤綜采前期礦壓情況提供了有力數據支持,為以后類似巷道條件支護形式,提供了一定的借鑒依據。
參考文獻:
[1]趙興東,岳西峰,唐春安,等.切眼圍巖破壞規律研究[J].遼寧工程技術大學學報,2005,24(3) :357-359.
[2]吳添泉.大跨度切眼錨網錨索支護研究[J].巖土力學,2004 ,25(增刊):141-143.
[3]陳炎光,陸士良.中國煤礦巷道圍巖控制[M].徐州:中國礦業大學出版社,1994.
[4]薛道成.大斷面切眼二次成巷礦壓規律分析[J].煤礦開采,2002,7 (2):46-48.
[5]劉泉聲,張華,林濤.煤礦深部巖巷圍巖穩定與支護對策[J].巖石力學與工程學報,2004,23(21):3732-3737.
[6]何滿潮,王樹仁.大變形數值方法在軟巖工程中的應用[J].巖土力學,2004,25(2):185-188.
[7]侯朝炯,勾攀峰.巷道錨桿支護圍巖強度強化機理研究[J].巖石力學與工程學報,2000,19(3):342-345.