王 鑫
(阳煤集团寿阳开元矿业有限责任公司,山西 晋中 045400)
断层是煤矿采掘生产活动中最常见、安全隐患较大的地质构造,尤其是对掘进工作面影响较大,断层的产状、落差大小、赋存状态及巷道布置形式对支护的要求各不相同[1]。断层附近往往存在应力集中与变形的围岩结构,并耦合瓦斯突出、地压、冒顶片帮、巷道失稳等瓦斯地质灾害,给煤矿安全生产造成严重威胁。特别是在断层构造较多、较大的区域,极易出现断层组构造,巷道围岩煤岩体受断层切割作用呈现断裂破碎带状态,尤其断层群集中区域。随工作面不断向断层群推进,工作面采动应力分布明显受断层群影响,断层破碎带阻碍应力向前继续传递,导致应力集中现象。一旦应力集中程度超越煤岩体承受极限,极易发生灾难性动力灾害事故,因此工作面多断层赋存区域必须加强支护,确保安全生产[2-4]。
阳煤集团寿阳开元矿业有限责任公司位于山西省寿阳县,井田面积为27.903 km2。井田内主要含煤地层为山西组和太原组,共包含煤层17层,现阶段该公司主采3号和9号煤,其中9号煤层位于太原组上部,其西南厚东北薄,分叉区也是西厚东薄,结构简单至复杂,含夹石0~4层,岩性为泥岩或炭质泥岩,厚0.08~0.75 m,一般小于0.20 m。
由于矿井为煤与瓦斯突出矿井,为解决瓦斯突出问题,9号煤工作面采用“U+L”型布置方式,即进回风巷和高低抽巷,其中进回风巷为全煤巷道,均沿9号煤层顶板布置,9号煤层开采受石炭系顶板含水层水害的危险性不大,上部砂岩含水层裂隙水和采空区积水可能形成矿井涌水,具有一定影响,但不会威胁矿井安全。
9704工作面位于9号煤层七采区东翼中部,该面在七采区系统大巷东侧,南部为9703设计工作面,北部为9705采空区,东部紧靠该公司矿界。9704进风巷与9706回风巷双巷掘进,其中9703回风巷长度为2 380 m,断面荒宽5.0 m、高3.1 m,荒断面积15.5 m2。
根据9703回风巷道实揭资料,五横贯继续向南掘进18.5 m分别揭露9704进风巷延伸正断层,预计继续向西掘进6 m、20 m分别揭露9703回风巷延伸正断层,断层参数分别如下:一组走向为北偏西70°、倾向为北东向,倾角小于60°,落差H为3.5 m;二组走向为北偏西72°、倾向为北东向,倾角小于66°,落差H为5 m。正断层附近顶板破碎,煤层节理发育,瓦斯量可能出现异常,预计瓦斯含量为5.0~6.0 m3/t。9703回风巷断层组位置示意图,如图1所示。
图1 9703回风巷断层组位置示意图
断层是一种常见的地质构造,本质是煤岩体发生断裂后沿着一个平面发生相对错动,这个滑动平面也叫作断层面。由于断层上下盘相对错动,破坏了煤岩体原本的应力平衡状态及整体完整性,同时会造成断层带附近煤岩体局部较破碎。断层破碎带会阻碍工作面支承压力的正常传递,造成断层附近应力集中。
若断层传递载荷能力相对较差,巷道上覆岩层上覆载荷均由巷道支护承载,掘进工作面断层附近顶板及两帮应力集中相对明显,随着断层落差及揭露面不断增加,断层集中应力随时会释放,极有可能诱发冒顶、片帮等动力灾害。特别是针对掘进巷道过断层组,掘进工作面穿过第一条断层后,断层组中部上盘基本顶破断形成铰接结构,此时,巷道基本顶和老顶应力载荷基本上由两个断层面铰接承载。根据“砌体梁”理论,此时巷道上覆岩层破断形成断块,形成的断块则与巷道上覆岩层破断断块相互作用形成基本力学结构,断块力学结构的一部分力作用于巷道支护承载物上,另一部分则通过力学结构传递至断层面及断层附近实体煤上,必须对断层组构造结构进行详细分析,研究分析合理的巷道支护形式,保证巷道在掘进和工作面开采期间的稳定性。9703回风巷断层组剖面图,如图2所示。
图2 9703回风巷断层组剖面图
根据以上分析,由于断层界面平滑,摩擦力小,巷道穿越断层时形成的断块主要作用于巷道支护承载物上,造成巷道穿越断层期间上覆岩层极不稳定。根据9703回风巷掘进工作面的现场条件,确定以锚杆、锚索、铁棚联合支护,具体方案如下:首先,缩短掘进排距,由原先的1.2 m缩短至0.9 m,减小空顶距,确保断层活动块处于较小范围内;其次,9703回风巷穿越断层过程中,围岩破碎导致维护困难,支护初期采用高强锚杆、锚索、W型钢带及金属网组合支护形成群锚效应,并及时根据岩性、围岩破裂程度及赋存状态,灵活调整锚索锚固长度,保证联合支护系统的安全可靠,也保证巷道围岩短期内的稳定;最后,由于断层面过于光滑,为确保巷道围岩失稳,采用锚杆、锚索、W型钢带、金属网联合支护后,及时支设29U型棚,确保其对上覆围岩的支撑作用,具体支护形式如下:
1)9703回风巷穿越断层期间,顶板托煤厚度不超过3 m时,排排钢带、全锚索联合支护。布置方式为每排使用4.8mW型钢带,其上布置2根Φ21.6mm×8 200 mm锚索、3根Φ17.8 mm×6 200 mm锚索(6.2m锚索+8.2 m锚索+6.2 m锚索+8.2 m锚索+6.2 m锚索),锚索间距为1.1 m,排距0.8 m。帮锚杆每帮布置3根Φ20 mm×2 000 mm锚杆(钢号335),间距为第1根至顶0.4 m、第2根距第1根1.1 m、第3根距第2根1.1 m,每帮各挂2片帮网,帮锚杆排距0.8 m。
2)9703回风巷穿越断层期间,托煤厚度为3~5 m时,布置方式为排排钢带、全锚索联合支护。具体布置方式为每排使用4.8 m W型钢带,钢带上布置5根Φ21.6 mm×8 200 mm锚索,锚索间距为1.1 m,排距0.8 m。帮锚杆每帮布置3根Φ20 mm×2 000 mm锚杆(钢号335),间距为第1根至顶0.4 m、第2根距第1根1.1 m、第3根距第2根1.1 m,每帮各挂2片帮网,帮锚杆排距0.9 m。
永久支护完成后,支设29U型铁棚进行加强支护,棚距0.8 m。支设铁棚时,柱窝深度不小于20 cm,要用镐配合风镐根据设计深度挖掘柱窝,人员协调配合作业并有专人进行监护。支棚必须支设平稳,不得歪斜。棚腿应支设在实底上,如果底软不能支在实底上时,必须使用柱鞋支垫,对于二牛背及接顶不严处要用规格为1.2 m的板木进行构顶、盘帮,并按要求构盘严实,构顶要用板木接顶,梁头不实时用木楔打紧背牢,过断层期间支设的梯形棚最多允许滞后一排,确保巷道上层破断块处于稳定状态。9703回风巷穿越断层期间永久支护示意图,如图3所示。
图3 9703回风巷穿越断层期间永久支护示意图(单位:mm)
为检测9703回风巷联合支护巷道变形效果,必须对巷道围岩变形状况进行监控,确保掘进、回采期间安全生产。采用十字布点法进行巷道围岩变形监测,在断层组中部布置1个测站,观测点在巷道掘出后及时布设。
从下页图4可以看出,巷道掘出后,两帮及顶底板移近量有所增加,尤其是巷道两帮变形直至掘进工作面超前50 m后,才趋向稳定,移近速度几乎为零,最大变形量为150 mm;顶底板变形量较两帮变形量小,最大变形仅为70 mm,顶底板及两帮变形集中在巷道掘进15 m范围内,超过15 m后,巷道围岩还存在变形但变形速率明显降低,之后趋向稳定,移近速度逐渐变为0,最终顶底板移近量稳定在可控范围内。说明9703回风巷穿越断层组采取的支护方式较合理,可以及时阻止断层破断块沿断层面滑动,断层组中部上盘基本顶破断块可以在巷道支护承载及岩块铰接结构的共同作用下保持稳定状态,巷道围岩变形可以得到有效控制,可以满足安全生产需要。
图4 工作面后方围岩变形与掌头距离关系图
通过现场调研及理论分析,掘进巷道穿越断层组时,断层组中部上盘顶板破断形成铰接结构,巷道上覆岩块应力载荷基本上由两个断层面铰接结构及巷道支护承载,由于断层面过于光滑,采用锚杆、锚索、W型钢带、金属网、29U型铁棚联合支护,确保支护对上覆围岩的及时主动支撑作用。矿压监测结果表明,联合支护方案在很大程度上能及时确保巷道围岩的稳定性,将巷道围岩的变形量控制在可控范围内。证明穿越断层组期间,联合支护方案对控制巷道围岩变形是有效的,对类似地质条件下的巷道围岩控制也起到了参考作用。