蔡 勇
(安徽建筑大学,安徽 合肥 230601)
淮南矿区新庄孜煤矿中的煤矿石炭纪-二叠纪含煤地层,主要适用于这一领域的二叠纪含煤地层,自下而上分A,B,C,D,E五煤炭集团七含煤区,煤轴承超过20层,有7层,主要可采煤层的煤厚度超过3.5米厚煤层的至少5层,C13、B11b分别B7a,B6,B4煤层,约占可采煤层总厚度的87.6%;软煤层的煤层倾角为23-32,高度的双方之间的道路是不同的,上面是高达4.0米,这是不利于巷道成形和屋顶的稳定.
采区采煤工作面风巷一般沿小煤柱掘进,但以往不重视采空区掘进巷道的复杂性.沿空巷道顶板下沉,煤柱变形严重,巷道维护难度大,存在采前修复现象.小煤柱变形产生大量裂缝,采空区存在漏风现象,不利于防火,严重影响安全生产.
图1 沿空掘巷风巷与顺槽层位关系图
针对上述维修特点,根据现代煤巷锚网支护的技术水平和最新成果,以新庄子矿66211风巷为例,采用高强度预张锚索网支护顶板,加强顶板支护,上部注浆,安全可靠,经济有效地解决了此类巷道支护问题.
(1)支撑设计确保了支撑的安全性,避免了维修期间的大量维修.
(2)支护材料的支护参数和规范具有良好的适应性和施工可行性.随着巷道围岩条件的变化很大,若考虑支护的合理性,可能存在多个支护参数和支护规格,这将对巷道的建设和管理产生不利影响.
(3)支护设计应保证支护的质量,提高掘进的速度.
(4)在遵循前三项原则的前提下,要实现经济理性.
(1)新庄孜矿相似煤层巷道支护状况及观测资料.
(2)66211工作面详细地质资料.
(3)已有的现场地质力学测试结果.
(4)现有的科技成果和工程实践经验.
2.3.1 确定锚杆长度及锚杆间排距
(1)巷道掘进后松动圈范围R为:
式中:K—联合影响系数,取1.2;
B—最大跨度取5.0m;
f—围岩坚固性系数0.7;
H—为煤层埋深820m;
计算得煤层巷道松动圈为1.86m.
(2)锚杆长度
式中:L1——螺栓外露长度,0.1m;
L2——锚杆在松动圈外的长度,0.35m.
计算锚杆长度2.31m,综合锚杆规范及经验公式计算的值,道路锚的长度确定为2.5m.
(3)锚杆强度
锚杆选择:锚杆采用IV级高强度预应力锚杆,无左纵筋,σb≥480MPa,长度×锚杆直径为Ф2500×22.
式中:P——单根锚杆破段力,KN;
Pq1——高强预应力锚杆的屈服强度,480MPa.
由上述计算结果可知,单根锚杆破段力182.4 KN,锚杆强度满足要求.
(4)锚杆间排距
锚杆的支护是通过锚杆群的锚固作用,让围岩附近一定厚度范围内的岩体均匀压缩成能够承受围岩压力的整体结构.所以说,锚固均匀压缩区的厚度不应小于螺栓长度的1/3.均匀压缩区的厚度与锚固深度和支距之间有一定的关系.为安全起见,t=L/3,即t=0.8m,可以确定螺栓间距:
公式中R0巷道外接圆半径(2.8m),依据计算结果,锚杆间排距应小于1.0m,考虑工作面实际情况,参考相似的巷道支护参数,锚杆间排距为0.7×0.8米.
2.3.2 确定锚索的长度和排距
锚索的主要作用是将岩石悬吊在放顶拱中,当锚杆支护不稳定时,锚索可以悬吊顶拱中的岩石重量,并继续发挥作用,提高巷道维护的可靠性.
(1)计算顶板的冒落拱高度
H——冒落拱高度,m;
h——巷道高度,取巷道中高3.2m;
a——巷道最大跨度的一半,2.5m;
Φ——煤体内摩擦角320°;
f——顶板岩石的稳健系数0.9;
因此,着陆拱的高度可以计算为:4.63m.
(2)锚索锚固长度
式中:d1——锚索钢绞线的直径,22mm;
Fst——锚索体的设计抗剪强度,为1860 N/mm2;
Fcs——锚索与锚固剂设计粘结强度,钢绞线和树脂Fcs=10N/mm2;
k——安全系数,为1.4.
根据以往的实际经验,选用三个Z2355中速树脂增粘剂,钻Φ32位,实际锚固长度是:
满足要求.
(3)锚索长度
依据专业的《淮南矿业集团锚杆支护管理规定》及本规范的要求,锚索必须深入稳定的顶板岩层中1.2m.考虑到暴露的长度为0.3m,锚索的长度不应小于6.3m.
(4)确定锚索排距
冒落拱面积大约为:
如从拱上堕下的岩石重量由锚索悬吊,则锚索的悬浮力应为:
式中:γ——拱顶崩落岩石的平均容重,为2.535t/m3;
D——为锚索排距,0.8m.
K——安全系数,取1.4.
确定锚索的直径是0.022m,钢绞线是材料,断裂力是350千牛.则锚索破断载荷是:
根据上式求得D=0.832m.
考虑到动压对开采的影响及便于锚杆支护的施工,锚索的排距为0.8m.
根据巷道实际情况,锚索与索的距离为0.8m.
巷道断面:设计断面为直墙倒梯形,净宽×(下)净高=4.4×1.8m.
2.3.1 巷道顶板支护
巷道顶板采用7根IV左旋螺纹钢预应力高强螺栓、M4钢带(规格:长度4.6m、7个孔、眼距0.7m)、钢网压接支护.行间距螺栓是700x800毫米;规范锚Ф22-2500mm.每根螺栓采用两根Z 2355中速树脂线圈螺栓,顶板锚杆设计扭矩为180N·m.锚固力100kN.靠近上侧和下侧的1个螺栓可以分别与悬臂侧垂直15度布置,从而与顶板形成伪垂直安装.
屋顶巷道布置的锚索、锚电缆的规格为Ф22-6300毫米,托盘使用300x300x15毫米平托,根据行远离6-6-6方式,即行布局6锚索,行间距800x800毫米.每根锚索采用3Z 2355型中速树脂辊锚固,锚索预压120kN,锚固力200kN.
2.3.2 巷道上帮支护
采用5根IV级高强左手螺纹钢预紧螺栓和2根M4钢带(规格:长度1800mm、3眼、眼距800mm)、钢网(内衬塑料网)对螺栓进行支撑.螺栓间距为800×800mm.锚固规范为22-2500毫米.每根锚杆采用两根Z 2355中速树脂线圈锚固,双肩锚杆可向巷道壁倾斜15°.螺栓设计扭矩180N·m,锚力80kN.
施工部门的上部是建造三通锚索梁.梁采用M4钢带(长度:2400mm,3眼孔,眼距 900mm),第一锚索梁距离顶板800~1000mm,第二锚索梁距离顶板为 2000~2200mm,第三锚索梁距离顶板3000~3200mm.第一和第二电缆规格:22-4300毫米灌浆电缆,第三电缆规格:22-3300毫米实心电缆.每个锚固定两个Z2355中速树脂线圈更长.锚索预拉力80kN,锚固力100kN.第一、第二缆索梁不得超过五米,第三缆索梁不得超过二十米.灌浆延迟不应超过30m.
2.3.3 巷道下帮支护
采用三级IV级左旋螺杆钢预紧高强度螺栓加M4 钢带(规格:长度 1800mm,3 孔,800mm 眼距),钢网(内衬塑料网)组合支撑,螺栓排距为800x800mm.锚固规范为22-2500毫米.每个螺栓采用两个Z23 55型中速树脂辊延长锚固.螺栓设计扭矩180牛.米,锚力80kn.上下肩锚杆可向巷道壁外倾斜15°.
在辅助部分,构造了2根M4钢带锚固梁(长度2400mm,3个孔,眼距 900mm),锚索梁距屋面500~800mm.锚索规格:Φ22-3300毫米实心锚索,每根锚索采用两根Z2355中速树脂线圈加长锚固;锚索的预紧力为80千牛,锚固力为100千牛.
图2 巷道强化支护图
2.3.4 上帮注浆加固
(1)施工顺序:施工锚索孔,锚固注浆锚索,注浆.
(2)用风钻或电钻施工锚索孔.锚索锚固长度300~500mm,确保注浆索与注浆管连接.
(3)检查孔口是否完成,然后将塞子装到孔板上.如果止动塞周围有间隙,则需使用聚氨酯密封材料和棉纱线将其紧固,使锚索盘良好,然后将索具安装到位.
(4)及时拉伸,确保预紧力满足要求.
(5)最后检查锚索托盘是否靠近岩面,锚索是否笔直,以避免锚索因张拉而弯曲的现象,使灌浆具有较大的阻力.
(6)灌浆设备安装.装配注浆泵和搅拌机,连接空气、管道和注浆机.用清水冲洗水桶.无碎屑、水泥等.在水壶中注满油,在搅拌器中加入少量水,然后慢慢打开空气,测试搅拌器和灌浆泵.在确保搅拌器和灌浆泵正常运行的情况下,灌浆泵注入的水压力充足,各种管道和开关连接无误,灌浆浆料可以搅拌,浆料可以正常调整后制浆、灌浆.
(7)准备浆液.注浆材料应使用新鲜的P.O32.5普通硅酸盐水泥,比例为市政用水:水泥:注浆添加剂=4:6:1.把水倒进桶里,然后启动搅拌器.起初,混合速度很慢.水泥被加到桶里.水泥应连续缓慢地加入,同时应防止大量水泥倒入筒内,影响搅拌的质量与效果.
(8)灌浆.取下锚杆末端的电线插头,将灌浆装置连接到锚杆末端的螺纹上,慢慢拧紧灌浆装置,检查与灌浆泵连接的灌浆管是否畅通.启动灌浆泵用于灌浆,启动灌浆速度较慢,而在灌浆时搅拌时,灌浆搅拌速度较慢.在注浆中,注浆量是根据实际情况而定的.注浆后的水泥浆充分充填巷道围岩裂隙,使原松散围岩胶结成整体,形成承压围岩的注浆帷幕.
(9)单孔注浆结束标准:注浆压力不小于3.0MPa.设计注浆压力应达到10min以上,稳定压力大于10min,灌浆压力未达到,其他注浆孔出现注浆,灌浆过程中出现注浆渗漏现象,证实无堵塞现象.
(10)结束.每次灌浆后立即用清水冲洗管道与机器.
矿压监测为动态信息设计方法的核心内容之一.66211风巷全长900m,掘进与回采期间巷道断面、支护强度完全满足使用的要求.通过对锚杆和锚索在施工过程中的受力测试,监测围岩位移和顶板离层,全面掌握巷道支护状态,保证巷道的安全状态.
通过对支护体的受力和分布情况的测试,可以更加充分地了解锚杆与锚索的工作情况,锚杆是否已经松动、断裂,巷道围岩的稳定性与安全性,以及锚杆的支护设计是否合理.依据监测得到的数据,提出了改进支护设计的建议.
图3 锚杆、锚索压力曲线图
由图3中的顶板锚杆、锚索压力曲线可得出:受工作面掘进施工影响,本巷道局部顶板破碎,顶板内出现裂隙扩张等因素,导致局部锚杆锚固区域内压力增大,使得锚杆、锚索轴向拉力上升.顶板锚索、帮顶锚杆压力在安装20天内一直在上升,其后基本达到了稳定状态.
通过对离层的观察,可以推断出围岩内的相对离层和移动状况,可以更好地掌握围岩运动规律和变形规律,为支护参数的优化提供了可靠的依据.
图4 顶板离层曲线图
由图4中的顶板离层曲线可得出:受工作面掘进施工影响,顶板离层仪深、浅同步出现变化,以浅部离层为主.安装前10天,顶板剥离值一直在上升.其后基本达到了稳定状态.
关键是监测巷道的相对变形量,并确定巷道的稳定性.
图5 巷道表面位移曲线图
由图5中的巷道表面位移曲线图可知道以下规律:巷道开挖20天后,两帮位移基本上稳定;在两帮位移的对比中,左帮侧(即上帮侧)变形速度略高于右帮侧(即下帮侧).巷道掘进10天后,上、下位移稳定;在顶底位移对比中,底板位移速度明显高于顶板位移速度;根据变形速度的大小可以判断,现有的支护体系对控制巷道位移有明显的效果.
从以上分析,可以得出认定66211风巷支护技术支护效果能够满足安全回采的要求.
淮南矿区新庄峪煤矿6611风洞沿巷道倾角较大,煤层较软,厚煤层.使用传统的锚索网支撑技术.钢筋没有加强.小煤柱严重变形.两个团伙的最大位移是1500毫米,通向屋顶.严重下沉,顶部和底部的最大位移约为1200mm.巷道一直处于预开挖和修复状态,仅产生70~80m的月进尺.巷道上部应分别喷浆防火.
下一阶段66211风巷采用软厚煤层沿空巷道加固支护技术.巷道开挖15~20d后,两侧位移基本稳定,最大位移约300mm,顶底最大位移约500mm,主要为楼板拱底.巷道支护系统对控制巷道顶板位移具有明显的效果.消除了前期开挖和后期维护,有效地促进了快速开挖.月度驾驶镜头超过200米.上部注浆直接封闭了煤柱裂隙,防止了采空区火灾事故的发生.
在沿空软厚煤层巷道中,采用加强支护技术,巷道断面满足安全开采要求,符合“大断面、强支护、支护省”的要求,保证了生产的安全.在大倾角软厚煤层沿空掘进中,推广应用加固支护技术具有重要意义.