武建军
摘 要:针对韩咀矿区复采工作面回采巷道顶板破坏的特点,分析了顶板冒落状态,并结合现有的支护技术,提出了采用“分区支护”的技术方案控制不同冒落状态下顶板的方式。通过现场实践表明,该支护技术有效提搞了复采工作面回采巷道支护效果,较好地控制了巷道围岩变形,可为其他地质条件类似的矿井提供借鉴。
关键词:顶板;回采巷道;分区支护;围岩变形
中图分类号:TD823.88 文献标识码:A DOI:10.15913/j.cnki.kjycx.2016.18.118
复采是指在老采区、老工作面,由于地质、采矿、管理技术等原因造成上述地区遗留煤炭,对这些遗留煤炭重新进行开采的过程。因此,此类煤炭资源赋存条件极其复杂。往往该类回采巷道顶板存在多种冒落状态,主要有回采巷道处于上分层遇煤柱和上分层遇采空(顶板冒落和顶板不冒落)两种情况。单一的支护方式难以满足该类巷道的支护,严重影响了复采工作面的正常推进。
本文根据韩咀煤业1202复采工作面的地质条件,通过理论分析、现场实践,提出了采用“分区支护”的方案进行巷道围岩控制,较好地解决了复采工作面回采巷道顶板围岩控制的问题。
1 地质条件
韩咀矿1202首采工作面布置于一盘区南部,工作面回采巷道走向长500 m,工作面切眼长220 m。盘区内煤层倾角为2°~8°,煤层厚度5.10~7.79 m,平均厚度为6.00 m。一般含0~3层夹矸,结构简单。顶、底板岩性多为泥岩或粉砂岩,全区煤层厚度变化不大,可稳定开采。盘区构造为走向北东,向北西倾斜的单斜构造,构造相对简单。水文地质条件中等,涌水量较小。图1和图2分别是煤层柱状图、顶板煤岩结构。
2 顶板支护原理及对策
2.1 上分层冒落状态分析
根据小窑破坏区域实际揭露情况,小窑回采未准确沿煤层底板巷道施工,部分巷道距离小窑破坏区煤层底板的高度达到2 m以上。这样正常综放工作面掘进巷道与小窑破坏区相对位置关系存在2种情况:①小窑破坏区底板距离煤层底板较远,巷道从小窑破坏区底下穿过,巷道顶板与小窑破坏区底板有一定的距离;②小窑破坏区底板与煤层底板较近,掘进巷道直接穿过小窑破坏区。
在第一种情况下,综放工作面巷道掘进穿越小窑破坏区时,掘进巷道主要在采空区下支护,掘进工作面可以正常施工;对于第二种情况,掘进巷道穿越小窑破坏区的情况较为复杂,需要采用多种技术确保掘进巷道安全穿越以及成巷后能满足工作面回采的要求。
采空区掘进穿越施工可以选择先充填处理后掘进的施工工艺,先充填处理后掘进的施工工艺总体上比较安全,且先充填可将采空区探测清楚,后掘进可避免一些不可预测的情况发生。其缺点是影响掘进施工时间,在工作面通风系统没有形成之前,在处理其他问题时在施工空间、通风等方面会受限制。
在采空区内掘进施工分两种情况,一种是采空区内有大量的冒落煤矸石,第二种是采空区内有少量煤矸石或没有煤矸石,如图3所示。
2.2 支护对策
为了保证服务期间巷道围岩整体的稳定性,提出了以下支护原则。
2.2.1 “分区支护”原则
1202工作面回采巷道在掘进过程中会受到矿井整合前上分层煤层巷柱式开采的影响,出现上分层遇煤柱与上分层遇采空两种情况。由于两种情况下顶板围岩的结构不同,因此,应根据顶板围岩结构情况进行巷道分区支护。
2.2.2 “及时主动支护、支护结构强化”原则
巷道开挖后应及时、主动支护,控制围岩离层、裂隙的进一步发育。考虑到巷道会受动压的影响,且巷道围岩已经受到采动破坏、采空区积水浸泡等作用,导致围岩弱化、承载能力降低,需要对支护结构进行补强,使围岩既能主动支撑,又能防止巷道变形过大。
2.2.3 “三高一低”及经济合理性原则
在实现巷道支护系统高强度、高刚度、高可靠性的前提下,尽量降低支护密度、加快掘进速度,从而降低支护成本。在保证巷道支护效果和安全的基础上,做到经济合理。
2.3 巷道支护方式的选择
根据矿井地质勘探资料可知,煤层顶板多为粉砂岩为主,裂隙不甚发育,浅部地带具有风化裂隙。随着采挖深度的延深,顶板状况有所改观,总体为稳定性差的顶板,但未出现大面积的冒顶。煤层底板以泥岩为主,矿井涌水量较小,地下水对底板的影响不大,未出现底鼓或片帮现象,属于稳定底板。由于矿井整合之前2号煤层上分层厚度约为2.0 m的煤炭已采用巷采法被开采出,遗留下大面积的采空区和煤柱,导致1202回采巷道处于上分层遇煤柱和上分层遇采空两种情况。
当1202回采巷道上分层遇煤柱时,由于上分层残留煤柱与下分层煤体原属于同一整体煤层,上分层留设的煤柱在下分层煤体上形成了高应力影响区。根据以往经验,采用锚网索联合支护方式可取得比较理想的支护效果。
当1202回采巷道上分层遇采空时,由于上分层开采所遗留下的采空区内部多为散状结构,导致巷道煤层上方顶板破碎较为严重,锚杆支护无法将顶板煤层悬吊在坚硬岩层上,支护效果差。当顶板岩层破碎比较严重时,工字钢棚架能有效地减小动压荷载对巷道围岩稳定的影响,从而提高支护效果。
综上分析,针对1202回采巷道特点,决定对巷道进行分区支护,即当巷道上分层遇煤柱时,采用锚网索联合支护方式;当巷道上分层遇采空区时,采用工字钢支护方式;如果在围岩破碎比较严重的区域,则采用局部注浆方式胶结围岩,提高其整体性。
3 工程实践
3.1 支护方案及参数
结合1202工作面的顶板实际情况,按照“分区支护”“及时主动支护、支护结构强化”的原则,提出以上分层煤层状态为分区指标,以锚杆支护为基本支护,针对1202工作面巷道顶板煤层不同状态,采用了不同的支护方式,1202巷道类型与具体支护方案如表1所示。
当巷道遇采空时,由于在原巷道断面高度的条件下顶板煤岩层厚度减小,无法充分发挥锚杆的悬吊作用,需降低巷道高度。同时,为了保证通风需求,需扩大巷道跨度。但是由于工字钢的抗弯刚度会随着其跨度的增大而减小,顶梁工字钢跨度应控制在一定的范围之内。
为了满足以上各要求,当巷道遇采空时,应将巷道断面高度降低、跨度增大,并采用短锚杆支护作为基本支护,采用工字钢梯形棚作为永久支护,采用局部预注浆方式进行补强支护。支护方案如图5所示。
具体支护参数如下:①锚杆。顶板采用Φ22×1 500 mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆,回采帮采用Φ22×2 200 mm玻璃钢锚杆,煤柱帮采用Φ22×2 200 mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆。锚杆间排距为800 mm×800 mm,锚杆托板采用300 mm×200 mm×80 mm木制托板。②金属网。网片回采帮采用尼龙网,顶部及煤柱帮采用10#菱形铁丝网(网格50×50mm);③工字钢棚。11#工字钢,棚距800 mm,相邻两棚之间采用Φ20圆钢拉杆连锁加固。④技术参数。棚距允许误差为±50 mm,每一支架之间不少于三道拉杆,拉杆的抗拉强度不低于400 MPa,巷道净宽、净高允许误差为±100 mm。
注浆方案:超前钻孔施工是从已经支护的巷道中向冒落的煤矸石中打眼的,钻孔直径为42 mm,综合马丽散材料的特性和注浆扩散半径,设计每次注浆孔深度为3 m,注浆加固一次至少可以掘进1.5 m。注浆钻孔布置,在巷道周围布置注浆钻孔5个、顶板3个、两帮各2个,钻孔与巷道顶板、煤帮的夹角为30°,钻孔布置如图6所示。
注浆材料采用马丽散,其具有高度黏合力和较好的机械性能,与岩层可高度黏合。浓稠状液态马丽散材料固结性能好,与煤岩体结合后能接受比较大的弹性变形,黏结体兼具煤岩体和马丽散的特性,很大程度上改善了顶板的整体力学性能。此外,马丽散还具有凝固速度快、形成的固结体强度高的特点,对掘进影响时间小。
马丽散树脂与催化剂的配比体积为1∶1,质量比为1∶1.17.注浆压力根据注浆情况定为5~8 MPa。施工设备采用ZBQS-8.4/12.5小型气动注浆泵,能提供0.4~0.7 MPa的气源。注浆量根据注浆压力确定,施工时应严格控制注浆压力。当出现大面积漏浆时,即可换孔注浆或停止注浆。
3.2 矿压观测
巷道顶底板和两帮移近量随时间变化的曲线如图7所示。
巷道围岩变形速度在巷道施工支护成形30 d后趋于缓慢,巷道开始趋于稳定状态。巷道顶底板相对移近量稍大于巷道两帮相对移近量,趋于稳定之后,顶、底板移近量比两帮移近量多40 mm,顶底板移近量变化速率在前20 d较大,两帮移近量变化速率在前13 d较大。巷道顶底板移近量最大值为260 mm,两帮移近量最大值为220 mm。
顶板离层量随时间变曲线如图8所示。由此可见,顶板离层变化速度随时间的变化逐渐变慢,在巷道支护成形30 d内巷道顶板离层变化速率最快,此后变化速率逐渐降低。这与巷道围岩顶底板相对移近量的变化速度是同步的,顶板离层量最大值为18 mm。
4 结束语
通过对韩咀矿复采工作面区回采巷道支护采用“分区支护”的支护方案,支护效果得到了明显改善。现场表面位移监测结果表明,巷道围岩变控制在合理范围内,有效控制了巷道围岩变形,提高了巷道掘进速度和工效,为矿井的安全、高效生产提供了条件,基本满足综采面推进的要求。
参考文献
[1]翟新献,钱鸣高,李化敏,等.小煤矿复采煤柱塑性区特征及采准巷道支护技术[J].岩石力学与工程学报,2004,23(24).
[2]张必应.浅谈煤矿复采工作面顶板管理[J].安全与健康,2009(11).
[3]齐光辉.小窑破坏区资源复采利用技术实践[J].煤炭工程. 2009(09).
[4]高石敦.井陉矿区复釆残煤技术[J].中国煤炭,1995(03).
[5]康小卫,张治军.浅议残煤的开采技术[J].江苏煤炭,2004(03).
[6]翟新献,邵强,王克杰,等.复釆残采煤层小煤矿开采技术研究[J].中国安全科学学报,2004(04).
[7]张廷民,刘新宏.刀柱下弃置煤炭复采技术的应用[J].山西煤炭,2006(04).
〔编辑:张思楠〕