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大采高破碎圍巖窄煤柱加固技術

2017-01-13 02:14:42張明建
中國煤炭 2016年12期
關鍵詞:圍巖

張明建

(河南能源化工集團焦煤公司趙固二礦,河南省新鄉市,453633)

★ 煤炭科技·開拓與開采 ★

大采高破碎圍巖窄煤柱加固技術

張明建

(河南能源化工集團焦煤公司趙固二礦,河南省新鄉市,453633)

為解決趙固二礦11030大采高工作面沿空巷道窄煤柱破壞嚴重、隔離采空區有害氣體能力低的問題,提出采用注漿并配合全長錨固錨索對煤柱進行超前加固。結果表明,注漿加固后煤樣的抗壓強度達到原始強度的79.8%,窄煤柱內部距離巷道表面3~5 m范圍內裂隙很少,窄煤柱內部形成了最小寬度為1 m的彈性區,煤柱幫最大移近量為310 mm,工作面上隅角瓦斯濃度恢復到正常生產水平。該技術可為類似條件下的巷道支護提供借鑒。

沿空巷道 窄煤柱 注漿加固 全長錨固錨索 煤柱超前加固

沿空掘巷可以提高資源回收率,由于其處于特殊的應力環境,因此一直受到廣大專家、學者的關注,并進行了大量研究,豐富了有關窄煤柱的研究成果。但是前人的研究多集中于護巷煤柱寬度、沿空巷道掘進穩定之前,對于受采動影響窄煤柱的加固方面的研究較少,本文針對趙固二礦11030大采高工作面運輸巷窄煤柱變形嚴重的問題,提出了有針對性的注漿加固技術,并采用多種方法對應用效果進行了分析和驗證。

1 工程概況

趙固二礦位于焦作煤田東部、太行山南麓,礦井選用立井單水平盤區開拓,主采二1煤層,厚度4.73~6.77 m,平均6.32 m,煤塵不易自燃,無爆炸性,煤樣堅固性系數為3.36。11030大采高工作面絕對瓦斯涌出量為4.53 m3/min,煤層平均傾角5°,傾斜長度180 m,平均走向長度2131.5 m,采用走向長壁大采高一次采全高采煤法,全部垮落法管理頂板,沿煤層頂板回采,采高為4.5~6.0 m,一個循環推進800 mm。煤層偽頂主要為泥巖,平均厚度0.52 m,一般隨采隨冒,直接頂以砂質泥巖為主,厚度6.01 m,基本頂多為大占砂巖,厚度5.76 m,直接底為砂質泥巖,厚度5.71 m。煤層頂底板巖性見表1。

表1 煤層頂底板巖性

圖1 巷道支護參數

11030大采高工作面運輸巷沿二1煤層頂板掘進,緊鄰已經回采結束的11011工作面,與11011工作面采空區之間留設寬度為8 m的窄煤柱。11030大采高工作面運輸巷斷面為矩形,掘進尺寸為4800 mm×3300mm(寬×高),采用錨網索+液壓單體支柱聯合支護,巷道支護參數見圖1。

(1)頂板支護。頂板錨桿規格為?20 mm×2400 mm,間排距800 mm×900 mm,將規格為10 mm×150 mm×150 mm托盤與長度為4160 mm的鋼筋梯配合使用,采用規格為CK2360和Z2360型錨固劑各一卷進行錨固,錨桿錨固力不低于70kN,錨桿螺帽扭矩不小于150 N·m。錨索規格為?21.6 mm×8250 mm,間排距為1300 mm×900 mm,采用CK2360和Z2360型錨固劑各兩卷進行錨固,將長度為4200 mm的16#槽鋼梁與12 mm×120 mm×120mm、12 mm×80 mm×80 mm鋼板及50 mm×120 mm×120 mm木墊板配合使用(大鋼板緊貼槽鋼梁,小鋼板緊貼鎖具,木墊板位于兩鋼板中間,起到讓壓作用),錨索錨固力不低于200 kN,預緊力不低于100 kN。金屬網片使用?6 mm鋼筋焊接,網片尺寸1000 mm×1900 mm,網片搭接寬度100 mm,每格用14#鉛絲將四角綁扎。

(2)窄煤柱幫側和煤壁幫側的支護參數相同。錨桿規格為?20 mm×2400 mm,間排距900 mm×900 mm,采用CK2360和Z2360型錨固劑各一卷進行錨固,采用W型鋼帶、10 mm×150 mm×150 mm托盤配合使用。錨桿錨固力不低于70 kN,錨桿螺帽扭矩不小于150 N·m。金屬網片使用?6 mm鋼筋焊接,網片尺寸1000 mm×1900 mm,網片搭接寬度100 mm,每格用14#鉛絲將對角綁扎。

(3)單體液壓支柱沿著11030大采高工作面運輸巷走向安設,支柱間距為1 m,距離窄煤柱幫為 1850 mm,頂部的活柱伸出長度不低于200 mm。

2 窄煤柱沿空巷道圍巖變形特征

在工作面回采期間,11030大采高工作面運輸巷持續變形,主要表現為:

(1)巷道頂板淺部圍巖多呈破碎狀態,并且下沉嚴重,最大下沉量約為650 mm,局部錨桿、錨索被拉斷,多處單體液壓支柱活柱長度小于200 mm。

(2)兩幫收斂量大,尤其是煤柱幫,最大移近量可達1.2 m。煤柱幫淺部煤體破碎、膨脹,造成網片開裂。

(3)底板鼓起表現出不對稱性,多見煤壁側底鼓量大于煤柱側,導致軌道傾斜、單體液壓支柱底梁側翻,不得不進行多次臥底、返修。

(4)超前支護段(長度為40 m)巷道變形劇烈。為保證回采期間巷道斷面面積符合規定,需在煤壁側擴幫2.5 m、臥底1.5 m,并沿巷道走向安設4~5排單體液壓支柱。

(5)在11030大采高工作面正常回采期間,經常導致上隅角瓦斯濃度超標,嚴重影響工作面的正常生產,而與其相鄰的、采用分層開采的11011工作面回采期間的瓦斯濃度僅為0.01%~0.15%。分析后認為處于塑性狀態的煤柱隔離采空區氣體能力降低,導致采空區的瓦斯等有害氣體通過裂隙滲透到11030工作面運輸巷內,并隨新鮮風流進入11030工作面。

3 窄煤柱注漿加固方案

為解決趙固二礦11030大采高工作面窄煤柱變形嚴重、隔離采空區能力差的問題,確保11030大采高工作面回采期間的生產、運輸安全,需封閉裂隙并膠結破碎煤巖,對窄煤柱進行提前加固。提出在工作面前方先對窄煤柱進行注漿,然后采用錨索全長錨固的方式對煤柱進行超前加固,從而提高窄煤柱的穩定性和承載能力。

經過對比,注漿材料選用PN-1型波雷因。該注漿材料是一種有機高分子漿液注漿材料,具有非常快的膠凝速度,凝固后抗壓強度為60 MPa、粘結強度為3 MPa。經過一系列復雜的化學反應后,能夠將松散的煤巖體重新膠結成整體,增大煤巖體內部各煤巖塊間發生相對位移的阻力,形成新的承載結構,從而改變煤巖體的力學性能。

窄煤柱幫側注漿加固技術的具體實施方案見圖2。

圖2 窄煤柱幫側支護參數

(1)在窄煤柱幫布置深度為6 m、間排距為2 m×2 m、直徑為28 mm的鉆孔,然后采用河北同成科技股份有限公司研制的ZBQ-5/12型風動化學注漿泵,通過專用注漿管將PN-1 型波雷因注漿加固材料壓注到窄煤柱幫的鉆孔內,以充填較大的裂隙并壓縮一些充填不到的封閉裂隙和微小裂隙,至使其閉合。

(2)在對窄煤柱進行整體注漿加固之后,在窄煤柱幫布置直徑為42 mm的鉆孔,鉆孔間排距為2 m×2 m,深度為5 m,然后將規格為?21.6 mm×5250 mm的錨索(規格與頂板支護錨索相同)放入鉆孔內,外露250 mm,最后向鉆孔內壓注PN-1 型波雷因注漿加固材料,直至注滿。

(3)待加固材料凝固后,安裝規格為400 mm×400 mm×12 mm的托盤、鎖具并張拉錨索。錨索錨固力不低于200 kN,預緊力不低于100 kN。

上述方案在11030大采高工作面運輸巷超前工作面100 ~150 m進行工業性試驗。

4 窄煤柱注漿加固效果檢驗

對11030大采高工作面運輸巷超前工作面100~150 m處的窄煤柱采用上述方案進行加固后,采用數值模擬、巖石力學試驗、圍巖鉆孔窺視和窄煤柱變形觀測的方法對注漿加固效果進行檢驗。

4.1 數值模擬

根據11030工作面運輸巷的工程地質條件,巖石物理力學參數見表2,采用FLAC3D數值模擬軟件建立數值計算模型,11011工作面和11030大采高工作面運輸巷依次開挖后進行注漿加固,對煤柱進行注漿加固后,煤柱內形成了最小寬度為1 m的彈性區,并且彈性區到巷道的最大距離為4 m,這表明煤柱的承載能力得到明顯提高。

4.2 巖石力學試驗

對試驗段巷道煤柱幫進行注漿加固后,在煤柱幫的上部和下部各取一組煤樣,立即用塑料薄膜包裹并用膠帶密封,由專人搬運上井,在煤樣搬運過程中做到輕拿輕放,盡量保持煤樣原有的結構狀態。將煤樣加工成直徑50 mm、高100 mm的圓柱體標準試樣,采用RMT-150B電液伺服控制巖石力學試驗系統測試煤樣的抗壓強度。試驗結果顯示,注漿后的煤樣平均抗壓強度達到26.75 MPa,堅固性系數為2.68,達到原始煤樣堅固性系數的79.8%。

表2 巖石物理力學參數

4.3 鉆孔窺視

采用礦用多功能鉆孔窺視儀探測試驗段巷道窄煤柱超前注漿加固前后窄煤柱內部的裂隙分布情況。觀測鉆孔位于窄煤柱幫中部,并垂直于煤柱幫,觀測鉆孔深度為6 m。

在對窄煤柱進行注漿加固前,抽出窄煤柱內的鉆桿后,多次出現塌孔現象,并且觀測發現窄煤柱內裂隙較多,局部呈破碎狀態。對窄煤柱進行注漿加固后,通過窺視鉆孔發現窄煤柱內部3~5 m的范圍內較為完整,鉆孔周圍裂隙很少,沒有發現破碎的現象。同時表明長度為5.25 m的錨索錨固長度為5 m、外露長度250 mm是合理的。

4.4 窄煤柱變形觀測

對試驗段窄煤柱進行注漿并配合全長錨固錨索進行超前加固后,每隔10 m布置一個觀測站,對窄煤柱表面位移進行持續觀測。在觀測期間,試驗段巷道窄煤柱幫最大移近量為310 mm,沒有出現網片開裂現象。另外,在工作面回采期間,上隅角瓦斯濃度恢復到正常回采要求,符合11030大采高工作面回采期間的瓦斯涌出規律,有效地抑制了采空區瓦斯向11030大采高工作面的滲透。

5 結論

(1)對受采動影響的沿空巷道圍巖窄煤柱進行注漿并配合全長錨固錨索進行超前加固能夠改善煤體的力學特性,提高煤柱的承載能力,減少煤柱的變形。

(2)注漿加固后的煤柱內部3~5 m范圍內裂隙很少,并且能夠有效隔離采空區的瓦斯等有害氣體,并且長度為5.25 m的錨索錨固長度取5 m是合理的。

[1]侯朝炯,李學華.綜放沿空掘巷圍巖大、小結構的穩定性原理.煤炭學報,2001(1)

[2]李磊,柏建彪等.綜放沿空掘巷合理位置及控制技術. 煤炭學報,2012 (9)

[3]徐金海,繆協興等.煤柱穩定性的時間相關性分析.煤炭學報,2005 (4)

[4]趙國貞,馬占國等.復雜條件下小煤柱動壓巷道變形控制研究.中國煤炭,2011 (3)

[5]王連國,繆協興.煤柱失穩的突變學特征研究.中國礦業大學學報,2007 (1)

[6]查文華,李 雪等.基本頂斷裂位置對窄煤柱護巷的影響及應用.煤炭學報,2014 (增2)

[7]張煒,張東升等.孤島工作面窄煤柱沿空掘巷圍巖變形控制.中國礦業大學學報,2014 (1)

[8]趙啟峰,杜 鋒等.綜采工作面沿空掘巷圍巖控制技術.煤炭科學技術,2015 (10)

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[10]許國安,靖洪文等.沿空雙巷窄煤柱應力與位移演化規律研究. 采礦與安全工程學報,2010 (2)

[11]鄭西貴,姚志剛等.掘采全過程沿空掘巷小煤柱應力分布研究. 采礦與安全工程學報,2012 (4)

[12]鐘林.煤柱寬度對沿空巷道圍巖影響分析. 中國煤炭,2012 (2)

[13]董士舉.趙固二礦大采高工作面煤壁片幫機理及注水防治技術研究.焦作:河南理工大學,2012

(責任編輯 張毅玲)

Reinforcement technology of fractured surrounding rock of narrowcoal pillar with large mining height

Zhang Mingjian

(Zhaogu No.2 Coal Mine of Jiaozuo Coal Industry Co., Ltd., Henan Energy & Chemical Industry Group Co., Ltd., Xinxiang, Henan 453633, China)

In order to solve the problem of serious failure of narrow coal pillar and low capability of isolating the harmful gas from goaf in the gob-side entry of 11030 working face with large height in Zhaogu No.2 Coal Mine, combined method of grouting and full length anchoring cables was put forward for advance strengthening the pillar. The results showed that compressive strength of coal sample after grouting reinforcement was 79.8% of the original strength, and there was few fracture in a distance of 3~5 m from rib, and an elastic area was formed inside the coal pillar that the width of the area was over 1 m, and the maximum displacement between coal pillars was 310 mm, and gas concentration of upper corner returned to normal level. So this technology could provide a reference for roadway support with similar conditions.

gob-side entry, narrow coal pillar, grouting reinforcement, full length anchoring cable, advance reinforcement of coal pillar

TD353

A

張明建(1983-),男,河南商丘人,工學碩士,工程師,主要從事煤礦安全生產管理方面的工作。

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