閆蹬杭
(陜煤黃陵礦業有限責任公司一號煤礦,陜西 延安 727307)
黃陵一號煤礦625工作面是建礦以來可采最長、儲量最大智能化綜采工作面,而625回風順槽及625切眼是作為工作面形成所需的安裝準備巷來使用的,該巷道在掘進施工過程中通常會發生嚴重頂幫垮落,巷道掘進施工后會底鼓,巷道中下幫部也易出現大幅收斂現象,且易存在大量的支護失效情況,嚴重影響工作面行車、行人、設備安裝。因此,要想找到更科學、更合理的巷道掘進施工工藝及支護方案,來更好的保障礦井生產接續工作面的形成和安全生產,必須以實際情況為基礎,進行深入分析。對此,筆者通過深入觀測黃陵一號礦1001-1007切眼、621切眼及623切眼巷圍巖實際變形破壞情況,并基于現場觀測情況與相關理論進行了深入分析,最終確定了“留頂煤→割底→割幫→割頂煤→輕微修頂”的掘進工藝及“塑鋼網+錨桿支護+金屬網+4.2 mT140鋼帶托梁+21.8 mm×12 300 mm鋼絞線”的聯合支護方案,同時借助工程實踐,進一步優化了施工方案,最終達到了較理想的巷道成型效果。
黃陵一號煤礦的625回風順槽及625切眼布置在2號煤層中,為黑色,塊狀,屬半亮型煤,弱瀝青光澤,條帶狀、線理狀結構,層狀、塊狀構造,內生裂隙發育,被方解石及黃鐵礦薄膜充填,夾矸為黑色泥巖。掘進范圍內煤層厚2.2~2.9 m,平均厚2.5 m左右,傾角1°~3°,結構簡單,屬于穩定、易自燃煤層。直接頂為粉砂巖、泥巖,平均厚6.1 m,粉砂巖:灰黑色,條帶狀構造,含較多植物化石碎屑和黃鐵礦薄膜,中夾薄層泥質砂巖,泥巖:黑色,塊狀,可見白云母星點和植物化石碎屑。而對于巷道頂板圍巖而言,其主要為平均6.1 m的粉砂巖和泥巖層。巷道直接底為泥巖,平均厚為4 m,灰黑色,塊狀,含少量植物化石碎屑,中夾薄層粉砂巖,且直接底相對較松軟。
625回風順槽掘進過程中最后540多米臨近1001工作面采空區掘進的,間隔30 m,然后掘進625切眼,切眼以北30 m為1001工作面采空區、以南30 m為623工作面采空區、以東臨近煤層異常帶,且該切眼位置平行于十盤區切眼,十盤區切眼由于地質構造原因,煤層平均厚度2.5 m,頂板為砂巖與泥巖互層結構復雜,節理南北走向,經過十盤區1001-1007切眼及北二盤區623切眼掘進情況發現,切眼掘進期間頂板極差,頂部巖層大范圍掉落,臨時支護無法接頂需背大量道木,永久支護難度大,錨索鎖具易滑脫,且掘后頂板迅速下沉,頂板3 m上下出現離層,多數錨桿失效,頂部形成大量網包、底板迅速鼓起、兩幫收斂、巷道成型極差,如圖1所示。

圖1 巷道情況
由于頂板下沉伴隨迅速底鼓,巷道高度不足2.5 m,給井下各項工作造成制約;掘進期間頂部矸石掉落,人工撿矸強度大,且給職工生命安全造成威脅。
對于巷道破碎巖體支護工作而言,可把巷道頂板、巷幫以及底板圍巖視作有機統一平衡體系,它們各自的破壞情況會影響到整體支護效果,同時任一區域出現的變形破壞,都可能借助應力或應變的傳遞方式對其它相鄰區域造成影響。
在巷道支護作業中,自穩隱形拱是地下巷道穩定的界面,并以此界面將頂部垂直應力轉向巷道兩幫。改變巷道頂角形狀或在頂板適當位置加裝預應力錨桿可以降低自穩隱形拱的高度,促使巷道取得較好的成型效果,同時,在礦井巷道中頂板載荷也會通過兩幫壁圍巖傳至兩幫底角圍巖,兩幫底角圍巖實際受力相對較大。若巷道兩幫與底角圍巖都沒有足夠的橫向支撐力而逐步擠向巷道內部,使巷道斷面縮小,易造成巷道底板出現鼓起現象。此外,巷道底板強度降低后,巷道的零位移點以及零應變點都會逐步移向底板深部,且隨巷道圍巖強度的降低,巷道底板底鼓量會越大。對此,在支護中不能單獨強調某一個部位的支護,而應該注重支護的整體性,依靠合理的支護體系,并結合掘進巷道實際圍巖性質,及時調整掘進截割工藝,方能達到理想巷道成型效果。
黃陵一號煤礦北二盤區625回風順槽及625切眼采用的原支護方案主要為:兩巷道均為矩形巷道。
1)625回風順槽頂板采用錨桿+錨索梁+塑鋼網聯合支護,中間4排錨桿間距850 mm,靠幫側2排錨桿間距900 mm,錨桿排距為800 mm,“六--六”矩形布置;錨索梁用16號槽鋼加工,梁長4 600 mm,一梁四索,排距1 600 mm;兩幫部采用金屬錨桿+塑鋼網聯合支護,錨桿間排距700 mm×1 000 mm,“四--四”矩形布置;頂、幫網均采用塑鋼網,網孔55 mm×50 mm,原巷道支護方案設計見圖2。

圖2 625回風順槽原巷道支護方案圖
2)625切眼一次巷掘寬4.8 m,掘高2.9 m,頂板采用錨桿+錨索梁+塑鋼網聯合支護。625切眼原巷道支護方案設計見圖3。

圖3 625切眼原巷道支護方案圖
錨桿間排距800 mm×800 mm,“六六”矩形布置;錨索梁采用16號槽鋼加工,梁長4 400 mm,一梁四索,排距1 600 mm;副幫錨桿間排距1 000 mm×1 000 mm,“三三”矩形布置;主幫錨桿間排距1 000 mm×1 500 mm,“二二”矩形布置;副幫及頂板鋪設塑鋼網,網孔55 mm×50 mm。切眼二次擴幫寬2.4 m,高2.9 m,頂板采用錨桿+錨索梁+塑鋼網聯合支護,錨桿間排距800 mm×800 mm,“三三”矩形布置;錨索梁用16號槽鋼加工,梁長3 000 mm,一梁三索,排距1 600 mm,與一次巷錨索梁并在一起支護;二次巷主幫重新采用錨桿+塑鋼網支護,錨桿間排距1 000 mm×1 500 mm,“二二”矩形布置;頂板及主幫鋪設塑鋼網,網孔55 mm×50 mm。
在以往正常巷道掘進期間上述支護方案基本滿足了本巷道實際用途需求,但當臨近工作面采空區掘進施工期間,由于受頂板巖性、節理發育以及采空區殘余礦山壓力等因素的影響,621-623切眼、1001-1007切眼在掘進過程中頂板均十分破碎,且伴有頂板大范圍掉落、頂板急劇下沉并形成大量網包、錨桿支護配備的螺母以及托盤便易出現拉裂破壞、壓彎錨索梁、鎖具大量滑脫、鋼絞線被拉斷等劇烈礦壓顯現現象。這直接導致掘進期間頂板管理難度大、施工工期長、工人勞動強度大;綜采工作面安裝期間礦壓顯現劇烈,巷道收斂嚴重,行車、行人高度不足,對工作面安裝和頂板管理均不利。625切眼位于上述施工范圍中部,且切眼兩側均為采空區(623采空區、1001采空區),因此在施工前必須全面考慮,制定可靠的施工工藝優化方案和頂幫支護設計。
3.2.1 實際掘進工藝及頂幫支護狀況分析
黃陵一號煤礦的北二盤區東翼與北一盤區的東翼交匯處便是625回風順槽及625切眼區域,該區域偽頂相對較厚,偽頂與直接頂相比,更軟弱,更易破碎,巷道偽頂通常較厚,錨桿支護系統的錨固端很難到達直接頂部,導致在頂板表面構建的加固系統缺乏足夠的強度,加之偽頂易存在大量的發育裂隙,當受到周圍采空區壓力后,巷道偽頂便易破碎,易引發錨桿錨固結構發生失效,同時錨索支護喪失有效著力點,支護失效,巷道頂板出現嚴重垮落、下沉現象,易拉斷該部位所用的錨桿、錨索等支護件。巷道大面積頂幫出現下沉及垮落現象。具體如圖4所示:

圖4 1001、1002及623切眼工作面頂板下沉、幫部垮落現象
3.2.2 實際掘進工藝與幫、底情況分析
1001進風順槽、623進風順槽、1001及623切眼煤幫支護強度相對較弱,幫部支護布置不合理,采用的塑鋼網配合金屬錨桿通常很難對錨桿間煤體出現的位移進行及時、有效控制,且回采工作面一側支護為玻璃鋼錨桿與木托盤支護,這種支護很難應對剪切位移,很多錨桿出現破斷失效現象。兩幫也易出現嚴重破壞,特別是采煤側易出現幫部破碎現象,加之巷道底板屬于支護體系下圍巖僅有的自由面,受圍巖壓力影響底板變易出現底鼓變形,而本次掘進巷道處于該區域的中心位置,周圍被采空區包圍,巷道掘進期間及掘進后將面臨更加嚴重的收斂變形。
經詳細分析上述現象,我們發現原支護方案,所用的支護材料強度偏小、幫部支護布置不合理,及掘進期間割煤修幫工藝簡單粗糙是造成巷道幫部垮落、頂底板收斂的主要原因,采空區殘余壓力作用于巷道圍巖后,肯定會加快支護體系出現破壞,引發巷道圍巖發生嚴重破壞現象。
基于原支護方案下621-623回風順槽及1001-1007切眼圍巖的實際破壞情況,我們在上述巷道及與其類似的幾個巷道中借助相關工具現場實測了巷道松動圍巖的范圍,在測量中,我們應用了較先進的光學電值法(該方法主要是在圍巖表面打孔,并借助現代化的攝像裝備來拍攝圍巖內部的結構情況,以最終得出圍巖松動圈情況),獲得了各巷道的圍巖松動方位實測數據,具體見表1。

表1 巷道圍巖松動方位實測數據表
仔細分析上述數據可知,該區域巷道松動圈主要集中在2.2~3.2 m之間,原支護的錨固端正好位于松動圍巖內,無法達到有效加固的效果。
由于625切眼煤質堅硬,在掘進時采取留頂煤掘進,待巷道底幫掘進、修理到位后最后快速割頂煤,并及時支護頂板,縮短頂板直接承壓時間。割煤由巷道中下部開口進刀,割出橫槽,順序為:留頂煤→割底→割幫→割頂煤→輕微修頂,進刀深度800 mm,每循環進尺調整為1.6 m,然后集中所有支護工,先快速支護頂板,再支護兩幫,縮短一次巷頂板跨度和掘進時的空頂時間,做到短掘快支。根據臨時支護的寬度,將原切眼設計寬度4.8 m進行調整,盡量縮短斷面寬度,縮短為4.4 m,巷道設計高度2.9 m降低為2.7 m,降低頂幫承壓,并要求巷道掘進過程中傘檐底角全部處理徹底,保證巷道成型好。
參照實測的松動圈數據,黃陵一號煤礦北二盤區625回風順槽及625切眼的支護技術進行了優化,將主幫錨桿上移500 mm,盡量靠近頂板支護,而且剛好避過了臨時支護腿子的剮蹭,避免損壞幫錨桿,錨索全部改為21.8 mm×12 300 mm鋼絞線,排距800 mm,在每循環結束完成頂板塑鋼網+錨桿支護后,再全斷面鋪設一層金屬網,規格:1 m×2 m,金屬網四周與塑鋼網綁扎,成為一體,使切眼頂板均勻受壓,減少了頂板下沉量和網包形成,在金屬網上再支護錨索,為防止掘后頂板下沉,提前在切眼口20 m及順槽正頭20 m給所有錨索頭套雙鎖具防止滑脫。優化后支護方案主要為:
1)625回風順槽頂板采用錨桿+T180型鋼帶+塑鋼網聯合支護,中間4排錨桿間距850 mm,靠幫側2排錨桿間距900 mm,錨桿排距為800 mm,“六六”矩形布置;鋼帶規格T180 mm×4 600 mm,一帶四索,排距800 mm;幫部采用金屬錨桿+T140型鋼帶+塑鋼網聯合支護,錨桿間排距700 mm×1 000 mm,“四四”矩形布置,鋼帶規格T140 mm×2 600 mm,排距1 000 mm,1根鋼帶由4根錨桿固定;頂、幫網均采用塑鋼網,網孔55 mm×50 mm。錨索支護距離臨時支架后端不超過8 m,頂部錨桿支護距工作面不超過800 mm,每循環結束后幫部錨網支護空幫距不超過1 000 mm。
2)625切眼一次巷掘寬4.4 m,掘高2.7 m,頂板采用錨桿+錨索梁+塑鋼網聯合支護,錨桿間排距800 mm×800 mm,“六六”矩形布置;錨索梁采用T140鋼帶加工,梁長4 200mm,一梁四索,排距800mm;副幫錨桿間排距1 000×1 000mm,“三三”矩形布置;主幫錨桿間排距1 000 mm×1 500 mm,“二二”矩形布置;副幫及頂板鋪設塑鋼網,網孔55 mm×50 mm。切眼二次擴幫寬2.8 m,高2.7 m,頂板采用錨桿+錨索梁+塑鋼網聯合支護,錨桿間排距800 mm×800 mm,“三三”矩形布置;錨索梁采用16號槽鋼加工,梁長3 000 mm,一梁三索,排距1 600 mm,與一次巷錨索梁并在一起支護;二次巷主幫重新采用錨桿+塑鋼網支護,錨桿間排距1 000 mm×1 500 mm,“二二”矩形布置;頂板及主幫鋪設塑鋼網,網孔55 mm×50 mm。625切眼兩端頭20 m范圍采用T180鋼帶配合φ21.8 mm×12 300 mm鋼絞線和T140鋼帶配合φ17.8 mm×10 300 mm鋼絞線交替支護,每根錨索消耗3根MS K2370型樹脂,二次巷錨索梁排距調整為0.8 m。具體如圖5所示:

圖5 625回風順槽優化后巷道支護方案圖
掘進工藝及支護技術調整后在625回風順槽及625切眼進行了應用,取得顯著效果,具體見圖6:

圖6 625回風順槽及625切眼掘進工藝支護技術優化后巷道成型情況
我們發現經優化后的方案不僅在掘進施工過程中滿足了本巷道的需求,保證了625回風順槽及625切眼鄰近采空區掘進施工頂板安全,切眼礦壓顯現明顯改善,巷道收斂量減小,為工作面設備安裝創造了良好條件,有效地保證了礦井生產接續平穩正常過渡。且在綜采工作面回采過程中,受到綜采工作面的回采應力影響,包括該巷道施工高位抽放孔過程中,該巷道的承壓圍巖破壞變形明顯減少,除了因煤體風化產生的幫部少量變形和巷道底板因水浸泡產生的少量底鼓外,沒有其他的明顯收斂,錨桿的螺母、托盤保持原支護狀態無破壞、錨索梁平直、鎖具壓無明顯承壓跡象。
本次臨近采空區巷道掘進工藝及支護技術的優化,縮短了切眼施工工期,在更復雜的周圍地質環境下由原來60d縮短為50d,多掘進巷道160 m,產生效益80萬元;頂板平均掉矸量由原來700 mm減少為300 mm,減少撿矸(排)矸量432 m3,產生效益8.6萬元;減少巷道二次補強支護工程量,降低支護費用6.8萬元。
經仔細對比現場觀測結果,我們得出巷道破壞程度的大小與巷道的掘進工藝、實際支護形式及具體支護參數存在較大關系。通過對影響巷道破壞變形因素的分析,并測定礦井工作面松動圈情況及對相關數據進行對比分析,優化了巷道掘進工藝和支護參數,經實踐驗證取得了較好的巷道成型效果。