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聯合支護技術在巷道過斷層帶中的應用

2021-05-19 09:15:54王雁南
機械管理開發 2021年3期
關鍵詞:錨桿圍巖

王雁南

(山西煤炭進出口集團左云長春興煤業有限公司, 山西 大同 037100)

1 長春興煤礦307 回風順槽概述

長春興煤礦307 回風順槽設計長度為1 970 m,巷道掘進煤層為22 號層,平均厚度為9.76 m,巷道凈斷面寬4 600 mm,高3 500 mm,為回風、運料、兼作行人巷。307 巷采用EBZ 型掘進機掘進,截止2019 年4 月巷道已掘進780 m,根據長春興煤礦地質科提供資料顯示,巷道掘進至792 m 處時揭露一條正斷層F9,斷層落差為1.5 m,傾角為48°,由于307 巷道掘進煤層厚度大,巷道掘進過程中預留頂煤厚度達5.0 m,巷道掘進期間受斷層影響頂板穩定性差,極易破碎,當巷道掘進至775 m 處時頂板出現斷層應力顯現現象,導致巷道頂板破碎、片幫現象,隨著巷道掘進延伸,應力對巷道圍巖破壞加重,嚴重制約著巷道安全、高效掘進;針對這一技術難題,長春興煤礦合理分析了原支護主要存在的弊端,并進行優化,采取“鋼棚+注漿”聯合支護技術[1-2]。

2 原巷道支護形式及存在弊端

2.1 傳統支護形式

傳統支護方式主要采用錨索聯合支護方式,主要的支護設備有錨桿、錨索、鋼帶,錨桿長度為2.4 m,直徑為22 mm,頂板支護具體布置參數如下:頂板每排布置6 根錨桿,錨桿間距為0.9 m,排距為1.0 m,每排錨桿外露端安裝一根W 型鋼帶,鋼帶與巷幫垂直布置。

頂板每排布置3 根錨索,錨索布置在相鄰兩排鋼帶之間,錨索間距為1.5 m,排距為3.0 m,錨索長度為6.3 m,直徑為17.8 mm,錨索外露端安裝一根長度為0.6 m11 號工字鋼梁。

2.2 存在的弊端

1)掘進工作面推進至780 m 處進入斷層破碎帶時,工作面在繼續推進時發生頂板大面積破碎的情況,傳統的支護已經無法滿足支護要求,頂板的錨桿、錨索常常發生折斷的情況。

2)之前的支護采用的棱形金屬網的長寬分別為2.4 m、1.2 m,由于這種規格的金屬網支護效果較差,很容易在頂板的較大壓力下出現網兜。

3)原支護設計中錨桿長度有限,而斷層下盤頂板三角煤柱的厚度較厚,錨桿的錨固端無法插入到堅硬的巖石層中,導致錨桿無法對煤壁起到懸吊效果;同時由于斷層帶的頂板壓力較大,受采用影響及構造應力的作用下很難預留三角煤柱,為巷道正常的推進增加了難度。

3 聯合支護技術應用分析

通過對巷道的實際地質條件分析,決定采用在斷層帶鋪設工字鋼棚,并對三角煤柱的破碎處進行注漿的方式對頂板進行支護。

3.1 鋪設工字鋼棚

1)工字鋼棚的安裝位置從距離斷層帶30 m 開始到通過斷層帶30 m 位置,按照工字鋼棚1.0 m 的間距計算,共需安裝50 架工字鋼棚。

2)工字鋼棚由以下部件組成:1 節棚梁、2 節棚腿、棚腿底座。棚梁與棚腿的長度分別為5.0 m、3.5 m,并用螺母將棚腿與底座進行緊固。

3)為了增加工字鋼棚的穩定性,在鋪設工字鋼棚前需對底座的浮煤進行清理,并通過拉線將兩個棚腿的底座繼續固定,確保兩個底座處于一個水平面。

4)棚腿、棚梁的安裝要在底座安裝完畢后進行,由于巷道的頂板較高,需要采用長度較長的棚腿,而棚腿較高又會導致工字鋼棚的穩定性下降,需對棚腿施工固定錨桿將棚腿與巷幫進行有效固定。

5)棚腿與棚梁之間采用卡蘭進行緊固,緊固完成后還要對螺母的預緊力進行檢查,確保每個螺母的預緊力大于100 N·m。

6)工字鋼棚安裝完畢后采用長寬分別為1.2 m、0.3 m 水泥背板將頂梁與頂板的間隙、巷幫與棚腿的間隙進行填充,確保頂梁與頂板、巷幫與棚腿之間沒有間隙且貼合嚴密。

3.2 注漿支護工藝

為了提高破碎頂板整體穩定性決定在頂板破碎位置施工注漿孔,并采用注漿泵將混合黏接劑注入到鉆孔內,待混合液安全凝固后提高頂板的穩定性。具體的施工過程如下:

1)當工作間推進至斷層破碎位置后,在距離頂板1.2 m 的位置并與頂板成10°的方向施工一排注漿鉆孔,每排布置4 個,相鄰鉆孔的距離為1.2 m,巷幫兩側的鉆孔與巷幫成60°,如圖1 所示。

圖1 307 回風順槽過斷層帶聯合支護斷面示意圖(未標單位:mm)

2)待全部鉆孔施工完畢后,采用注漿泵將馬麗散與催化劑按照相同比例合成的混合液注入到鉆孔內,確保注漿期間泵壓不得低于3.5 MPa。

3)當注漿孔附近的破碎頂板有黏接劑滲出時及時停鉆并對鉆孔進行封堵,等待3 h 后混合液全部凝固后方可繼續掘進。

4)第二排施工注漿孔與第一排注漿孔的間距為3 m,按照相同的工藝進行施工,直至巷道完全過斷層帶[3-5]。

4 結語

截止目前307 回風順槽已掘進到位,對307 回風順槽過F9 斷層區采取聯合支護技術后,通過30 d現場觀察發現,由于巷道掘進后8 d 范圍內應力區圍巖應力重新分配,圍巖出現塑性變形現象,圍巖變化量相對較大,主要表現在頂板出現下沉,下沉量為0.15 m,兩幫收縮量為0.26 m,在8 d 后圍巖趨于穩定,圍巖變形量趨于零。

采取聯合支護技術后巷道在過應力區期間未出現頂板破碎、煤壁片幫現象,提高了頂板承載能力及膠結穩定性,保證了頂板錨桿(索)支護效果,頂板錨桿失效率控制在3%以下。

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