周炜光 史节涛 孙尚尚
(1.大方煤业有限公司,贵州 毕节 551600;2.山东安科矿山支护技术有限公司,山东 济南 250000)
煤炭资源开采过程中,为了提高煤炭资源回采率与减小多煤层开采应力集中,留小煤柱沿空掘巷应用越来越多。沿空掘巷煤柱宽度一般为5~8m,可以防止老空区积水、有害气体窜入巷道内,由于沿空煤柱宽度较小,软岩沿空巷道围岩体受临近工作面回采动压影响,一直是矿山巷道支护的难题。小屯煤矿6中煤顶板、低板岩层为贵州地区典型软岩,原树脂端锚支护沿空巷道两帮移近量和底鼓量将近1000mm,严重影响矿井安全生产。为解决三软沿空巷道难支护问题,小屯煤矿采用锚注支护试验,支护效果达到矿井生产技术要求。
小屯煤矿为贵州省大方矿区总体规划中的三对大型矿井之一,设计生产能力120万t/a。16中12轨道顺槽位于一采区北翼,设计长度830m,巷道服务于16中12采煤工作面的支架安装、通风、回采。6中煤层底板平均为+1440m;地面平均标高为+1820m,平均埋深为380m。煤层直接顶、老顶为平均厚度2.2m的泥质粉砂岩,底板为平均厚度为1.26m的泥岩,老底为平均厚度为2.44m的泥质粉砂岩,顶底板岩性均较松软,遇水膨胀软化,见柱状图1。
16中12工作面顶、底板主要岩性力学性能测试结果见下表1。
表1 16中12工作面顶、底板岩性力学性能测试结果表
图1 16中12工作面岩层综合柱状图
从围岩力学性能分析:
(1)6中煤的顶板单向抗压强度为19.1MPa,6中煤的底板单向抗压强度为15.65MPa,抗拉强度更低为1.82~2.64 MPa,可见围岩的强度非常低,易发生塑性流变。
(2)顶、底板岩层中含有大量的蒙脱石、伊利石和高岭石矿物成分,黏土矿物含量为50%,所以顶、底板岩性质薄弱,吸水膨胀能力很强,易发生蠕变、泥化变形。
(3)巷道围岩本身松软,又受上采面采动压力影响,围岩体强度更低,端锚或加长锚的支护方式在松软的煤层中的可锚性大幅降低。
原支护采用树脂端锚支护,顶部锚杆Φ20×2200mm,间排距为850×800mm,锚索规格Φ17.8×7000mm,三花施工,锚索排距为1600mm。帮部使用等强全螺纹锚杆Φ20×2000mm,间排距为850×800mm。
巷道在掘进期间两帮局部变形最大达到1500mm,底臌量达到1600mm;回采期间轨顺两帮移近量平均达到2000mm,煤柱侧1500mm,采帮侧500mm;掘进期间和回采期间平均卧底量达到3000mm,已卧至6下煤层,严重影响矿井安全高效生产。
巷道顶板采用Φ22×2400mm高强左旋无纵筋锚杆,每排6根,间排距为800×800mm,肩窝锚杆与水平成75°夹角,顶板施工Φ21.6×9000mm树脂锚索(保证锚索进入B1灰岩不少于1000mm),按“2-1-2”三花型布置。顶板同时安装 “W”型钢带及菱形网。
两帮采用 MZGK200-42/25ZH Φ25×3400mm锚注锚杆,每排10根(煤柱帮5根,高帮5根),排距为800mm,靠近顶板锚杆与水平成15°角斜入顶板,底角锚杆与煤部成30~45°角斜入底板。两帮施工Φ22中空注浆锚索,煤柱帮锚索长度4300mm,实体煤帮锚索长度7300mm,帮锚索与底板距离1000mm,间排距1550×800mm,成“2-1-2”三花型布置。同时两帮辅以钢梁及菱形网,具体支护参数见图2、图3。
图2 沿空掘巷支护图(mm)
图3 平面布置图(mm)
沿空巷道试验段布置3个观测断面测点,每个观测断面相距20m。试验观测值如下表2。
表2 巷道表面观测值
试验段1个月两帮平均位移量50mm,2个月两帮位移量160mm;试验段1个月顶板下沉和底臌量平均170mm;2个月顶板下沉和底臌量平均300mm。原支护观测顶板下沉与底鼓量800mm,两帮位移量将近1000mm,并且多次卧底。锚注支护与原树脂端锚支护相比较,两帮位移量降低80%,底臌量降低60%,支护效果达到矿井生产技术要求。
(1)通过布置在沿空巷道两帮锚注锚杆、注浆锚索,达到加固两帮、控制底臌的目的,提高巷道围岩体的稳定性和支撑顶板的能力;
(2)注浆对原生裂隙封闭堵水和对破碎区围岩体充填加固,减小水对围岩体软化破坏;
(3)W钢带、大托盘增加护表刚性,减小围岩风化破坏;
(4)锚注支护掘进、注浆平行施工,施工效率高。
(1)锚注支护与原树脂端锚支护相比较,两帮位移量降低80%,底臌量降低60%,支护效果达到矿井生产技术要求。
(2)基于锚注支护理念,针对地质软岩沿空巷道特定结构形式,采用锚注锚杆、锚索支护两帮,提高两帮围岩强度和整体性,可以解决沿空巷道支护难题。
(3)对于软岩,岩层受力发生蠕变,在巷帮底角施工下扎注浆锚杆控制底臌,可以有效控制底鼓量。