閆鵬佳,薛雄飛
(陜西有色榆林煤業(yè)有限公司,陜西 榆林 719000)
陜北榆神礦區(qū)地下煤炭資源儲量豐富,煤層埋藏淺,地質(zhì)條件簡單,隨著機(jī)械化水平不斷提高和采煤方法不斷完善,大尺度、高強(qiáng)度、快速開采已經(jīng)成為該地區(qū)煤礦的主要發(fā)展方向[1-2],這勢必會造成采掘接續(xù)緊張局面,因此回采巷道多采用雙巷掘進(jìn)方式,這必然導(dǎo)致部分需要保留的回采巷道受到重復(fù)采動影響,礦壓顯現(xiàn)劇烈,巷道變形嚴(yán)重,不僅維護(hù)難度大,而且制約回采工作面安全生產(chǎn)[3-4]。
我國廣大煤炭科技工作者在回采巷道頂板控制方面做了大量研究。例如,張紅[5]針對回坡底煤礦復(fù)合頂板支護(hù)難題,根據(jù)試樣X射線衍射圖譜及掃描電鏡圖,提出了巷道“錨-網(wǎng)-噴”聯(lián)合支護(hù)體系,有效改善了原先巷道頂板不易控制的難題。黃超慧等[6]采用錨網(wǎng)索噴+注漿加固技術(shù)對平煤股份九礦己16-17-22050機(jī)巷破碎頂板進(jìn)行控制,該方法有效防止冒頂事故的發(fā)生。張世豪等[7-8]針對長平煤業(yè)公司大采高工作面機(jī)尾巷道超前支護(hù)與上隅角三角區(qū)端頭支護(hù)存在的問題,提出了超前支護(hù)液壓支架和端頭液壓支架聯(lián)合支護(hù),取得了良好的運(yùn)用效果。雖然井巷支護(hù)技術(shù)已經(jīng)發(fā)展的很成熟,但是基于“注漿-液壓支架-單體支柱-木垛”聯(lián)合支護(hù)方式,卻很少在研究中提及。因此,研究這種聯(lián)合支護(hù)技術(shù)的應(yīng)用效果具有很大意義。
1.1.1 煤層概況
杭來灣煤礦30110工作面位于杭來灣煤礦首采盤區(qū),在井田偏北部,工作面沿煤層傾向布置,工作面長度為299.1 m,推進(jìn)長度為3 993.3 m。煤層平均厚度8.5 m。煤層底板標(biāo)高+1 049~+1 016 m,全工作面呈傾角0.4°~0.9°,俯采推進(jìn),首采3號煤平均埋深217 m,上覆基巖平均厚度162 m,松散層平均厚度42 m。該3號煤層層位穩(wěn)定,結(jié)構(gòu)簡單,厚度變化小。
1.1.2 工作面布置
30110工作面為左工作面,布置有輔運(yùn)順槽、膠運(yùn)順槽及回風(fēng)順槽,分別擔(dān)任工作面輔助運(yùn)輸、主運(yùn)輸及回風(fēng)任務(wù),如圖1所示。工作面采用分層大采高后退式開采方法,全部垮落式處理采空區(qū),回風(fēng)順槽斷面尺寸為5.4 m×4 m(寬×高)。

圖1 綜采工作面布置方式
1.1.3 回風(fēng)順槽變形及支護(hù)方式
回風(fēng)順槽回采煤壁側(cè)采用聚酯纖維網(wǎng)、玻璃鋼錨桿支護(hù),煤柱側(cè)采用金屬網(wǎng)、金屬錨桿支護(hù)及錨索鋼帶聯(lián)合支護(hù),頂板采用錨桿、金屬網(wǎng)片、錨索聯(lián)合支護(hù),具體支護(hù)方式如圖2所示。綜采工作面回采至65聯(lián)巷附近時,回風(fēng)順槽頂板出現(xiàn)下沉現(xiàn)象,巷道圍巖壓力劇增,煤壁松動變形,幫鼓嚴(yán)重,多根幫部補(bǔ)強(qiáng)鋼帶、錨索出現(xiàn)斷裂,給工作面正?;夭蓭砹藝?yán)重影響。

圖2 巷道變形情況及支護(hù)方式
影響綜采工作面巷道變形的因素較多,如地質(zhì)構(gòu)造、采動影響、工作面區(qū)段煤柱寬度、支護(hù)方式不合理、施工質(zhì)量不高和區(qū)域應(yīng)力集中等[9-10]。經(jīng)綜合分析,認(rèn)為30110工作面回風(fēng)順槽變形主要因素有多次采動影響、支承壓力相互疊加影響、支護(hù)方式不合理的影響,其中,支護(hù)方式影響主要是由于采動影響及應(yīng)力相互疊加,導(dǎo)致回風(fēng)順槽超前支護(hù)方式需根據(jù)礦壓顯現(xiàn)情況適當(dāng)調(diào)整優(yōu)化,否則不利于巷道穩(wěn)定。
1.2.1 多次采動影響
松動圈理論認(rèn)為,在同一水平,同一巖層受采動影響后圍巖松動圈會明顯增大。巷道圍巖變形量主要發(fā)生在回采影響期間,掘進(jìn)引起的巷道圍巖變形量只占總變形量的15%左右。多數(shù)條件下回采影響階段的圍巖變形量占總移近量的60%以上,巷道圍巖壓力越大,圍巖變形量就越大,巷道就越難維護(hù)。30110工作面回風(fēng)順槽受巷道掘進(jìn)、30109及30110工作面多次回采擾動影響,巷道周邊和深部都處于30109工作面采空區(qū)側(cè)向支承壓力及30110回采超前支承壓力下,產(chǎn)生大范圍的塑性變形和嚴(yán)重破壞,數(shù)值模擬結(jié)果如圖3所示。當(dāng)30109工作面采空時,回風(fēng)順槽煤柱側(cè)塑性區(qū)深度為2 m,當(dāng)30110工作面回采時,回風(fēng)順槽煤柱側(cè)塑性區(qū)深度為4 m,錨桿或補(bǔ)強(qiáng)錨索只有大于4 m才能保證錨固在穩(wěn)定層位。
1.2.2 支承壓力疊加影響
對于2個相鄰布置的工作面,隨著開采區(qū)域不斷增加,上覆巖層壓力隨之增大,30109工作面?zhèn)认蛑С袎毫εc30110工作面?zhèn)认蛑С袎毫谀承┪恢孟嗷クB加,在兩工作面采空區(qū)內(nèi),兩采空區(qū)上覆巖層重量均有一部分轉(zhuǎn)移到中間煤柱,留設(shè)的煤柱上形成側(cè)向支承壓力疊加,將促使煤柱進(jìn)一步破壞。數(shù)值模擬結(jié)果如圖4所示。當(dāng)30109工作面采空時,回風(fēng)順槽煤柱側(cè)應(yīng)力為25 MPa,當(dāng)30110工作面采空時,回風(fēng)順槽煤柱側(cè)最大應(yīng)力達(dá)到70 MPa,此時應(yīng)力疊加效應(yīng)明顯。

圖4 巷道應(yīng)力變化特征
注漿加固材料選用巴斯夫浩珂公司生產(chǎn)的馬麗散NS,其具有無毒性、滲透性高、反應(yīng)時間短,固化后強(qiáng)度高等優(yōu)點(diǎn),被廣泛應(yīng)用于煤礦采掘工作面加固,過斷層、破碎帶超前加固和煤柱加固[9-10]。采用ZQBS-8.4/12.5氣動注漿泵在高壓推擠下將A、B組注漿料注入煤巖體,滲透到裂隙和空隙中并發(fā)生固化,與煤巖體產(chǎn)生高度粘合,可承受礦壓的長期作用。
2.1.1 確定注漿孔距
現(xiàn)場注漿鉆孔一般采用三角形布置方式,采用試注測定法與經(jīng)驗公式法相結(jié)合的方法,確定馬麗散NS注漿材料在煤體中的滲流半徑。試注測法通常是指在1.5~2.0 MPa注漿壓力下,試著進(jìn)行幾個注漿孔的注漿試驗來選擇合理鉆孔間距,其只要受煤體裂隙發(fā)育程度及圍巖壓力影響。圖5不重復(fù)注漿時,L=2r(r為漿液擴(kuò)散半徑),重復(fù)注漿時,L=2r-a。每個注水孔周圍約r/2的區(qū)域為充分注漿范圍,剩下r/2的范圍則需要進(jìn)行重復(fù)注漿,所以a=r/2,即注漿孔間距L=3r/2。借助經(jīng)驗公式,計算出漿液擴(kuò)散半徑r。

圖5 注漿區(qū)域示意
Q=πr2hnα(1+β)
(1)
式中,Q為按照單孔注漿量不超過1 000 kg,取最大值0.67 m3;h為導(dǎo)管長度,取4 m;n為煤層孔隙率,根據(jù)杭來灣井田地勘報告,取3%;α為注漿孔隙充填率,一般在0.7~0.9,取值0.9;β為漿液損失率,取10%。利用式(1)可得漿液擴(kuò)散r=1.34 m,注漿孔間距L=2 m。
2.1.2 注漿方式
在30110回風(fēng)順槽超前工作面10 m每隔2 m交替布置一個鉆孔,第1排鉆孔距離底板1 m,第2排鉆孔距離頂板1 m,鉆孔直徑40 mm,孔深4 m,鉆孔與頂?shù)装寮懊罕诼詭A角,注漿壓力1.5 MPa,現(xiàn)場終止注漿以單孔注漿量達(dá)到1 000 kg或者漿液不斷滲出煤壁為標(biāo)準(zhǔn)。注漿時要注意觀察注漿材料反應(yīng)情況及溫度變化情況,注漿過程發(fā)現(xiàn)注漿眼及頂幫端面出現(xiàn)漿液或者頂幫端面出現(xiàn)掉渣及片幫等異常情況時立即停止注漿,觀測不少于1h且無異常后再注漿,若破碎程度或者破碎區(qū)域較大時可適當(dāng)調(diào)整注漿量及注漿孔距。
2.2.1 原有支護(hù)方式
如圖6所示,目前30110回風(fēng)順槽采用雙排DW45-200/110X型單體液壓支柱,間排距1.5 m×4 m,額定壓力28.3 MPa,額定工作阻力200 kN,20 m超前支護(hù)范圍工作阻力總共5 600 kN,支護(hù)強(qiáng)度低,支護(hù)面積小,個別單體使用過程中經(jīng)常發(fā)生自卸現(xiàn)象,且生產(chǎn)過程中經(jīng)常性加柱、回柱,工人勞動強(qiáng)度大安全隱患多。30110回風(fēng)順槽在30109工作面采空區(qū)側(cè)向支承壓力與30110工作面超前支承壓力共同作用下,巷道頂板出現(xiàn)緩慢下沉,兩幫出現(xiàn)嚴(yán)重變形破壞現(xiàn)象,因此亟需優(yōu)化現(xiàn)有支護(hù)方式。

圖6 回風(fēng)順槽原有支護(hù)方式
2.2.2 優(yōu)化后的支護(hù)方式
針對現(xiàn)有支護(hù)方式存在的缺陷,結(jié)合現(xiàn)場實踐經(jīng)驗,如圖7所示,在回風(fēng)順槽超前工作面安裝2臺ZT5000/26/46自移式液壓支架與單體液壓支柱聯(lián)合支護(hù),其額定工作阻力能夠達(dá)到12 000 kN,有效支護(hù)面積約45 m2,支護(hù)長度20 m,很好地解決了單體支柱反復(fù)支承頂板帶來的弊端,避免單體支撐力不足導(dǎo)致頂板來壓對區(qū)段煤柱產(chǎn)生巨大壓力,還可以為工人回撤單體支柱營造安全的作業(yè)環(huán)境。此外,由于回風(fēng)順槽原有聯(lián)巷開口斷面大,在超前支撐壓力及30109采空區(qū)側(cè)向支承壓力下經(jīng)常出現(xiàn)坍塌現(xiàn)象,破壞了區(qū)段煤柱穩(wěn)定性,嚴(yán)重時出現(xiàn)采空區(qū)積水外泄現(xiàn)象,采用單體支柱支護(hù)時,支護(hù)強(qiáng)度低以及支柱經(jīng)常無法回收,遺失在采空區(qū),造成一定的經(jīng)濟(jì)損失,根據(jù)以往支護(hù)經(jīng)驗,木垛支護(hù)不僅支護(hù)強(qiáng)度大而且經(jīng)濟(jì)實惠易于加工,在礦井小范圍支護(hù)中被廣泛使用,因此在頂板周期性來壓前期,在臨近聯(lián)巷補(bǔ)打木垛加強(qiáng)聯(lián)巷支護(hù),木垛在聯(lián)巷中的布置位置如圖8所示,木垛主要材料為1 200 mm×300 mm×300 mm道木,采用“井字形”由底板向頂板堆積,木垛與頂板接觸部位用木楔塞緊。

圖7 優(yōu)化后回風(fēng)順槽支護(hù)方式
從圖8中可知,隨著綜采工作面靠近監(jiān)測點(diǎn),巷道兩幫位移量出現(xiàn)緩慢增加趨勢,距離工作面40 m時,單體支護(hù)的巷道位移量開始極速增加,距離工作面7 m時趨于穩(wěn)定,最大變形量332 mm,采用聯(lián)合支護(hù)優(yōu)化后巷道兩幫位移量呈現(xiàn)緩慢增加趨勢,在距離工作面10 m時逐漸趨于穩(wěn)定,最大變形量205 mm,較優(yōu)化前變形量降低了38%。從圖9中可知,綜采工作面距離監(jiān)測點(diǎn)38 m以外時,頂板未出現(xiàn)離層下沉現(xiàn)象,隨著綜采工作面靠近監(jiān)測點(diǎn),單體支護(hù)的巷道頂板下沉量大于聯(lián)合支護(hù)頂板的下沉量,表現(xiàn)于優(yōu)化前頂板下沉量曲線斜率大于優(yōu)化后的頂板下沉量曲線斜率,采用單體支護(hù)巷道頂板最大下沉量81 mm,采用聯(lián)合支護(hù)后頂板最大下沉量為30 mm,優(yōu)化后較優(yōu)化前變形量降低了63%。說明“注漿-單體-超前支架-木垛”聯(lián)合支護(hù)能夠有效控制巷道圍巖變形,很好地起到控制圍巖的效果。

圖8 巷道兩幫收斂情況

圖9 巷道頂板下沉情況
從圖10可知,隨著回風(fēng)順槽超前支架靠近工作面,其載荷呈現(xiàn)先極速上升后緩慢下降趨勢,在距離工作面10 m附近支架載荷達(dá)到峰值。優(yōu)化前單體平均載荷為26.3 MPa,最大載荷為28.2 MPa,采用聯(lián)合支護(hù)優(yōu)化后平均載荷為22.8 MPa,較之前下降了13.3%,最大載荷為25.4 MPa,降低了10%。

圖10 支架載荷變化情況
(1)30110綜采工作面回風(fēng)順槽變形破壞影響因素主要有多次采動影響、支承壓力相互疊加影響、支護(hù)方式不合理影響。數(shù)值模擬表明,當(dāng)30109工作面回采時,回風(fēng)順槽(上區(qū)段輔運(yùn)順槽)煤柱側(cè)塑性區(qū)深度為2 m,應(yīng)力為25 MPa,當(dāng)30110工作面回采時,回風(fēng)順槽煤柱側(cè)塑性區(qū)深度增加到4 m,應(yīng)力增加到70 MPa。
(2)采用“注漿-單體-超前液壓支架-木垛”聯(lián)合支護(hù)方式優(yōu)化后,回風(fēng)順槽超前段巷道兩幫位移量由原來的332 mm降低到205 mm,變形量降低了38%,頂板下沉量由原來的81 mm降低到30 mm,變形量降低了63%。
(3)采用聯(lián)合支護(hù)方式優(yōu)化后,單體平均載荷較原來降低了13.3%,最大載荷較原來降低了10%。