受强烈采动影响巷道大尺寸料石柱支护技术
2014-04-18王广胜
王广胜
(山西兰花集团莒山煤矿有限公司,山西晋城048002)
1 工程概况
莒山煤矿开采3号煤层,ZF303工作面主要回收五采区运输巷、回风巷孤岛保护煤柱,平均埋深126m,煤层基本顶为砂质泥岩、细砂岩,厚5.14m,直接顶为砂质泥岩,厚1.46m。直接底为砂质泥岩,厚 0.62m,基本底为细砂岩,厚2.93m。
工作面采用放顶煤采煤方法,走向长度450m,倾向长度 73.5m,割煤高度 2.30m,放煤高度3.74m。两巷采用12号梯形矿工钢棚支护,巷道净断面8.67m2,棚距0.8m。
五采区运输巷布置于ZF303工作面下部,采用料石砌碹支护,巷道净断面10.95m2,距3号煤层底板间距0~23m,严重影响工作面安全回采。巷道布置如图1所示。
图1 ZF303工作面巷道布置
2 巷道围岩松动圈及岩石力学性质测试
2.1 巷道围岩松动圈测试
使用YTJ20类型岩石检测记录仪对围岩松散圈测量,根据现场实际情况,在五采区运输巷内选择和ZF303工作面不同层间距的3个测站,3个测站由里向外分别距离 ZF303工作面22m,16m,11m。测量结果显示:五采区运输巷围岩松动圈值为0.4~1.23m,属较稳定围岩。且顶板松动圈值明显大于巷道两帮。原因为巷道围岩与碹体间存在较大空隙 (基于钻孔现场探测,空隙宽度0.2~0.3m),巷道顶部围岩在矿压作用下发生逐步变形和离层。测量结果如表1所示。
表1 ZF303回采工作面下部巷道围岩松动圈测试结果
2.2 岩石力学性质测试
选用万能试验机测定3号煤层、五采区运输巷顶部岩层抗拉强度、抗压强度和抗剪强度。实测结果如表2所示。
表2 岩石物理力学参数
3 ZF303采面下部巷道稳定性研究
3.1 理论分析
西德学者雅可毕将岩体看作均质弹性体,模拟计算煤柱与煤体下方岩层的应力分布,得出了煤岩体应力分布图 (如图2所示)。ZF303工作面布置于两侧采空区煤柱内,两侧煤柱宽度8~10m,图2表明:工作面下部15m范围岩体的应力集中系数达2.8。
当工作面推进至五采区运输巷上部时,岩体内集中应力与工作面超前压力叠加,巷道承受矿压达到顶部上覆围岩自重的10~13倍,巷道将发生严重变形和垮落。
图2 底板岩层中的应力分布
3.2 数值模拟
拟采用大尺寸料石柱为主的加固形式维持下部运输巷回采期间的稳定,为了验证方案的可行性,选用FLAC软件对五采区运输巷受采动影响以及不同尺寸料石柱对巷道稳定性的影响进行模拟分析,共创建6个计算模型,无料石柱、料石柱尺寸为0.7m×0.7m,1.0m×1.0m,1.5m×1.5m,2.1m× 2.1m,2.7m×1.5m,典型模型如图3所示。
图3 数值计算模型
根据模型得出五采区运输巷围岩竖向位移演化曲线,如图4所示。
根据理论、数值分析模拟,得出以下结论:
(1)ZF303工作面回采对其下部运输大巷的稳定性影响很大。无支护时的破坏区范围是有支护时的3倍,位移达到3m多。在实际现场,巷道早已失稳,需要对五采区运输大巷进行支护。
(2)增加料石柱支护以后巷道变形明显得到控制。料石柱尺寸为1.0m×1.0m时,顶板下沉量仅为无支护时的11%。料石柱支护在本次研究的工程地质条件下对巷道稳定性控制作用明显。
图4 采动压力影响下巷道位移
(3)ZF303工作面回采过程中,5种支护条件下的大巷围岩位移量都是顶板最大,帮部较小,五采区运输巷顶板是此次支护的重点。
(4)料石柱尺寸大于1.5m×1.5m后加固效果都比较好。由于ZF303采面下部的巷道属于将要废弃巷道,而且下部巷道承受的是短期的动态高应力,在保证能抵抗ZF303采面超前支承压力的前提下,兼顾加固成本,所以建议料石柱尺寸在采面到运输巷垂直距离小于10m且大于5m时大小应为(1.5~1.8m)×(1.5~1.8m),对于小于5m段则要考虑安全系数,料石柱尺寸大小应取 (2.1~2.5m)×(2.1~2.5m)。
4 五采区运输巷加固设计
采用“碹体壁后注浆、顶板中部料石柱支护、单体支柱超前支护”的复合支护方案,对受严重采动影响巷道进行加固。
4.1 碹体壁后预注浆充填加固设计
由于巷道碹体与围岩之间存在较大空隙 (现场打孔实测结果在0.2m以上),后期回采过程中碹体与围岩的空隙易造成应力集中,为提高支护结构与围岩的整体耦合作用,增加巷道稳定性,利用壁后注浆充填的方式对巷道进行预加固。注浆采用水泥-水玻璃浆液,注浆管长1100mm,注浆短管布置如图5。
图5 注浆短管布置
4.2 大尺寸料石柱支护
壁后注浆充填预加固完成后即可进行料石柱施工。支护设计方案中的料石柱尺寸为2.5m×2.5m,排距为500mm;根据因地制宜的原则采用钢筋混凝土支架与矸石砂浆充填体代替料石柱,具体支护设计如下:
(1)将架设位置的巷道底板清理平整。
(2)首先将2根钢筋混凝土支架的梁沿巷道轴向平行放置,净间距为1700mm,梁截面平行对边的宽边(宽160mm)朝下;然后将2根钢筋混凝土支架的腿水平置于2根梁上,腿与梁垂直,两根腿的净间距为 1500mm,每根腿距梁的端部290mm,腿截面平行对边的宽边 (宽160mm)朝下与梁的窄边(宽110mm)接触;最后用10号铁丝将四角的梁与腿绑扎牢靠。重复以上步骤往上架设,每架设4层 (高度900mm)就在框架的外围紧贴梁和腿设置挡板,注意挡板间搭接要紧密以防灌浆时往外渗漏。
(3)首先往挡板和混凝土支架围成的矩形空间中充填矸石,边充填边平整,当厚度达到300mm时往矸石上灌浆并使砂浆充满矸石间的空隙。重复以上步骤直至充满矩形空间。
(4)重复步骤(2)和(3)直至与巷道顶板充分接触。
(5)相邻两个钢筋混凝土支架垛的梁与梁相互对接,在对接围成的矩形空间中按类似的方法充填矸石和灌注砂浆,从而在巷道中部形成一个厚2200mm的连续支撑墙 (如图6所示)。
图6 钢筋混凝土支架架设及连续充填
4.3 单体支柱动态超前加强支护
ZF303采面垂距小于5m段巷道段采用架柱式支架加固,支架支设密度为每0.5m巷道架设1排,垂距大于5m小于10m段巷道段支架的支设密度为每1.0m巷道架设1排,每排分别在料石柱两侧支设1根单体柱。确保支柱初撑力不低于120kN,支护方案如图7所示。
5 实测效果分析
图7 五采区运输巷架柱式加固
ZF303工作面回采期间通过对巷道围岩表面位移观测,进而分析评价巷道支护效果,统计得出ZF303工作面下部巷道围岩变形规律如图8,图9所示。
图8 顶底位移
图9 两帮位移
由变形情况分析,受上部工作面回采影响五采区运输巷围岩发生位移,且随工作面由里向外推进位移变形速度呈加剧趋势,但总位移量小于220mm,符合工作面稳定性开采要求,巷道支护状况较好。
6 结论
(1)孤岛综放工作面开采对下部巷道影响非常剧烈,巷道长期处于不稳定状态,巷道围岩变形严重。
(2)对孤岛综放工作面下部巷道采用壁后注浆、大尺寸料石柱加固处理,保证了工作面安全回采,实践表明,此技术科学合理、安全实用。
(3)该技术支护成本为1016.66元/m,安全回收了采区煤柱,顺利回采煤炭183kt,按400元/ t计算,为煤矿增加利润超过7000万元,为类似条件下的巷道工程提供了借鉴经验,对沁水煤田乃至全国煤炭行业同类煤柱回收工程都起到很好的辐射效应。
[1]初明详,梁广锋.岩石巷道锚杆支护系统可靠性研究[J].煤炭工程,2012,44(2):60-62.
[2]牛宝玉.近距离煤层群上行开采设计研究 [J].煤,2011 (8):61-63.
[3]郑百生,谢文兵,陈晓祥.煤矿跨采巷道围岩加固机理分析[J].煤炭科学技术,2004,32(5):40-42.
[4]陈炎光,陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,1994.
[5]钱鸣高,石平五.矿山压力与围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2004.
[6]董方庭,等.巷道围岩松动圈支护理论及应用技术[M].北京:煤炭工业出版社,2001.
[7]钱鸣高,等.岩层控制的关键层理论[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.
[8]耿献文.矿山压力测控技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2002.