劉 浩
(霍州煤電集團三交河煤礦, 山西 洪洞 041600)
煤礦井下綜采作業過程中巷道頂板的穩定性直接決定了井下綜采作業的安全性,隨著煤礦綜采作業深度的不斷增加,井下地質條件愈加復雜,巷道頂板應力集中大,在礦壓波動或者綜采作業擾動的情況下極易導致頂板變形超標、垮塌,給煤礦井下的綜采作業帶來嚴重的安全隱患。
因此本文在對井下地質狀況和支護形式進行充分分析的基礎上,提出了一種新的煤礦井下巷道頂板切頂卸壓支護技術,采用恒阻大變形錨索對巷道頂板進行補強支護,對補強形式、補強技術參數進行了研究,確定了最佳支護方案,并對優化前后的實際狀態進行了對比,具體介紹如下。
以煤礦井下典型不穩定地質條件為例,其煤層平均厚度約為3.3 m,綜采面的傾斜段長度為133 m,綜采面的走向長度為77 m,煤層的平均傾角約為5.2°,煤層的埋深約為405 m,巷道頂板主要是粉砂巖、中砂巖和泥巖的混合層級,最上面為粉砂巖,平均厚度為1.44 m;第二層為中砂巖,平均厚度為2.51 m;第三層主要為泥巖,平均厚度為1.66 m。
井下綜采面的輔助運輸巷為矩形斷面結構,矩形尺寸為3 100 mm×5 000 mm,在支護時主要為錨網索支護結構,在頂板處每排設置5 組支護錨桿,支護錨桿的間距設置為1 000 mm、1 000 mm,在巷道頂板接近實體煤幫的位置,支護錨桿需要和水平面呈75°的夾角,確保支護的穩定性,其他位置的支護錨桿可以采用豎直布置結構。在靠近實體煤幫的位置每隔4 000 mm 設置一個鋼絞線錨索,在巷道兩側各設置一組間距為900 mm、900 mm 的支護錨桿,在最上側和最下側的錨桿和水平面應呈15°的傾角。
恒阻大錨索是一種具有負泊松比的新型支護材料,不僅可以提供較大的支護阻力并保持支護阻力的穩定性,而且能夠根據圍巖的變形情況調整自身的滑移變形,提高在復雜地質條件下的支護穩定性。在該巷道采用恒阻大錨索進行支護時,不僅要承受頂板來壓波動的影響,而且要承受在綜采作業期間綜采擾動的影響。
在對多種恒阻大錨索工作情況進行分析的基礎上,最終選擇了HZS35-300 型支護錨索,該錨索的恒阻器長度為500 mm,最大允許變形量為350 mm,錨索的恒阻值30.3 t,錨索直徑21.4 mm,在工作過程中恒阻大錨索和圍巖相互作用的原理如圖1 所示[1]。

圖1 恒阻大錨索和圍巖相互作用示意圖
恒阻大錨索在支護時,其長度將直接影響支護的效率和安全性,因此在設計時重點對其支護參數進行了優化[2]。
恒阻大錨索的長度主要是取決于支護區域巖層的切縫深度,根據井下巷道頂板的地質情況,其巷道頂板上的切縫深度H 可表示為[3]:

式中:H1為煤層高度,取3.1 m;△H2為巷道頂板下沉量,取0;△H3為巷道底鼓量,取0;K 為表示巖層的碎脹系數,取1.41。
將相關數據代入式(1)得:H=7.56 m。
由于要保證巷道頂板在采空區垮落后頂板圍巖的穩定性,因此恒阻大錨索在固定時應該固定在預裂縫隙深處的穩定巖層中,根據經驗公式,恒阻大錨索的長度應該比頂板切縫的深度大2 m 左右,根據相應錨索規格[4],最終選擇的錨索長度為9 300 mm。
結合井下巷道現有支護結構,在對礦壓波動規律進行監測的基礎上,在現有支護結構內設置兩列恒阻大錨索,第一列錨索和切縫的距離約為600 mm,排距約為2 500 mm,第二列錨索和第一列錨索之間的距離設置為1 500 mm,排距為2 500 mm,其支護密度為0.8 根/m2,其支護結構如圖2 所示。
為了對優化后的實際支護效果進行對比分析,在巷道內采用了布點監測的方式,對巷道頂板和兩幫的變形量進行監控,優化前后頂板和兩幫的變形情況如圖3 所示。由圖3 可知,優化后巷道頂板的平均位移量約為255 mm,在進行支護結構優化后的平均位移情況約為177 mm,比優化前降低了約30.6%。在優化前,巷道內兩幫的位移量約為668 mm,在進行支護結構優化后的平均位移情況約為204 mm,比優化前降低了約69.5%。由此可知,在采用新的煤礦井下巷道頂板切頂卸壓支護技術后,能夠顯著提升煤礦井下綜采作業過程中的巷道穩定性,對提升井下綜采作業效率和安全性具有十分重要的意義。

圖3 優化前后頂板及兩幫變形量對比
1)巷道采用恒阻大錨索進行支護時,不僅要承受頂板來壓波動下的影響,而且要承受在綜采作業期間綜采擾動的影響;
2)由于要保證巷道頂板在采空區垮落后頂板圍巖的穩定性,因此恒阻大錨索在固定時應該固定在預裂縫隙深處的穩定巖層中,最終選擇的錨索長度為9 300 mm,確保支護穩定性;
3)優化后巷道頂板的平均位移量比優化前降低了約30.6%,兩幫的位移量比優化前降低了約69.5%,顯著地提升煤礦井下綜采作業過程中的巷道穩定性。