張森波
(山西汾西礦業南關煤業有限責任公司,山西 靈石 031304)
我國煤礦一直以井工開采為主,需要掘進大量的地下巷道。據不完全統計,每年掘進的巷道已超過2 萬km。因此,巷道圍巖的穩定控制一直是影響煤礦安全高效回采的主要因素之一[1-3]。目前,由于錨桿索支護具有施工速度快、成本低、支護效果好的優點被廣泛應用于煤礦井下巷道支護。但是,對于一些特殊地質條件,比如煤層頂板賦存厚度不穩定且較為軟弱的復合頂板巖層,單一的巷道支護技術手段已不能滿足現場實際需求[4-6]。南關煤業3210 工作面頂板賦存0.8~3.2 m 含砂泥巖或泥巖復合結構,目前采用的錨桿索支護技術和參數無法實現巷道圍巖的穩定控制。
3210 運輸巷位于三采區南翼,該巷道服務于三采區南翼第五個回采工作面,東為3210 工作面,西為2016 年已回采結束的3212 工作面,南臨三采區邊界,北為三采區西翼軌道下山大巷,井田邊界外無煤礦。巷道地面標高1086~967 m,巷道標高584~464 m,埋深496~503 m。3210 工作面煤層為2#煤層,較穩定,該煤層以半亮煤為主,暗煤次之,層狀結構,屬中強度硬度煤層,斷口不平整,性脆,條痕黑色,煤厚2.10~2.60 m,平均厚度2.40 m,煤層傾角1°~15°,平均8°。工作面直接頂為含砂泥巖和泥巖互層結構,厚0.8~4.2 m,巖層厚度變化較大;基本頂為平均厚度4.6 m 的黑白色互層粉沙巖,屬穩定巖層;直接底為平均厚度1.8 m 的黑白色細粒砂巖;基本底為平均厚度5.9 m 的黑色粉砂巖或泥巖。采掘地質資料顯示,直接頂巖層賦存不穩定,厚度在0.8~4.2 m 范圍,屬于復合頂板巖層。現場調研發現,鄰近3209運輸巷在工作面回采期間,巷道頂幫梯子梁鋼帶受擠壓變形、崩脫現象嚴重,局部錨桿支護結構失效,直接影響到工作面的安全回采。
根據一、三采區礦壓觀察,2#煤層直接頂巖層厚度不穩定(厚度在0.8~4.2 m 范圍的含砂泥巖和泥巖復合巖層),因此需針對性地提出不穩定復合頂板巷道差異性支護技術與參數。3210 運輸巷道設計斷面為矩形,掘進寬度4.6 m,掘進高度2.8 m,具體技術方案和參數如下:
(1)當復合頂板巖層厚度在0.8~2.0 m 或2.6~4.2 m 范圍時,頂板采用“錨桿+長錨索+W鋼帶+六邊網”,其中頂板錨桿強化復合頂板巖層強度,頂板錨索加強支護將錨桿形成的錨桿錨固強化區域懸吊至穩定巖層。圖1 中(a)給出了該區域范圍內巷道支護斷面,具體支護參數如下:
① 頂板錨桿采用規格Φ22 mm、L2.4 m 的高強螺紋鋼錨桿,矩形布置,每排布置7 根,間排距0.75 m×0.8 m;巷道兩幫錨桿同樣采用規格Φ22 mm、L2.4 m 的高強螺紋鋼錨桿,間排距0.85 m×0.8 m,每根錨桿配套1 支CK2355、1 支K2355 型樹脂錨固劑,同時配套12 mm×120 mm×120 mm 的專用蝶形托盤,保證錨桿支護在堅硬巖石上;頂板錨桿采用規格4600 mm×280 mm×4.5 mm 的W 鋼帶連接,幫部錨桿采用規格2000 mm×280 mm×4.5 mm的W 鋼帶連接。
② 頂板采用規格Φ21.8 mm、L6.3 m 的預應力鋼絞線錨索進行加強支護,三花眼布置,其中一排布置兩根一排布置一根,間排距1.5 m×1.6 m,頂板破碎時,間排距縮減至1.5 m×0.8 m;幫部采用單錨索用于加強支護,單錨索規格與頂板一致,排距3.2 m,每根錨索配套1 支CK2355、2 支K2355 型樹脂錨固劑,同時配套規格16 mm×300 mm×300 mm 的專用蝶形托盤和鎖具。
③ 金屬網采用規格2.5 m×1.0 m 的六邊網。
④ 頂幫錨桿預緊扭矩不小于300 N·m,錨索預緊力不小于200 kN。
(2)當復合頂板巖層厚度在2.0~2.6 m 范圍時,頂板錨桿支護形成的支護結構已不能滿足現場實際需求,因此該范圍內巷道頂板采用“短錨索+長錨索+W 鋼帶+六邊網”聯合支護。其中,頂板短錨索用于強化厚度在2.0~2.6 m 范圍內的復合頂板巖層強度,直接將其錨固至穩定巖層,頂板錨索主要用于加強支護。即頂板采用Φ21.8 mm、L4.3 m 的預應力短錨索代替頂板錨桿,單錨索配1 支MSK23120型樹脂錨固劑,其余參數不變。圖1 中(b)為該區域范圍內巷道支護斷面。

圖1 巷道支護斷面圖
將提出的不穩定復合頂板巷道差異性支護技術和參數應用于3210 運輸巷,監測了巷道掘進期間以及工作面回采時期的圍巖變形情況。巷道掘進后2.5 個月圍巖變形趨于穩定,該階段巷道頂底板巖層變形量為46 mm,兩幫圍巖變形量為53 mm,巷道整體呈現良好。
工作面回采期間,受采動影響巷道變形量有所增加,其中復合頂板巖層厚度在2.0 m 以下或2.6 m以上區域巷道變形量相對較大。圖2 為該區域范圍內巷道頂板深基點累計位移和變形速度曲線圖。如圖所示,根據曲線分布特征將巷道圍巖離層現象分為采動初期變形區域、采動中期變形區域、采動后期變形區域3 個區域。

圖2 巷道頂板深基點累計位移和變形速度曲線圖
采動初期變形區域為超前工作面45 m 范圍外,該區域圍巖離層累計位移和變形速度均較小,圍巖結構相對完整;采動中期變形區域為超前工作面25~45 m 范圍內,圍巖離層累計位移和變形速度有所增加,變形速度在3~6 mm/d 范圍內,離層相對不明顯;采動后期變形區域為超前工作面25 m 范圍內,該區域圍巖離層現象明顯增加,最大離層累計位移達200 mm,最大離層變形速度達15 mm/d。同時,根據不同深度基點位移量可以看出,巷道圍巖1 m 和2 m 深的基點累計位移和變形速度相對穩定,曲線分布一致性良好,而巷道圍巖2 m 和3 m深的基點累計位移和變形速度存在明顯差異性,表明兩基點間巖層徑向裂隙張開寬度明顯增加,由此可判斷巷道圍巖塑性區在2.5 m 左右。
綜上所述,采用提出的不穩定復合頂板巷道差異性支護技術實現了南關煤業不穩定復合頂板巷道的穩定控制,證明了技術和參數的合理性。
煤層賦存厚度不穩定且較為軟弱的復合頂板巖層,單一的巷道支護技術手段已不能滿足現場實際需求。為此,提出了南關煤業不穩定復合頂板巷道差異性支護技術:當復合頂板巖層厚度在0.8~2.0 m或2.6~4.2 m 范圍時,巷道采用“錨桿+長錨索+W鋼帶+六邊網”聯合支護;當復合頂板巖層厚度在2.0~2.6 m 范圍時,巷道采用“短錨索+長錨索+W鋼帶+六邊網”支護。技術應用后,實現了南關煤業不穩定復合頂板巷道圍巖的穩定控制。