秦香果 孫曉東
(1.山西煤炭管理干部學(xué)院 煤礦安全工程系,山西 太原030006;2.山西長沁煤焦有限公司 安全培訓(xùn)中心,山西 長治046512)
某礦于1958年建井,1960年12月投產(chǎn),經(jīng)過兩次改擴建后,礦井生產(chǎn)能力已由建井初期的90萬t/a提升到300萬t/a,并于1996年由原煤炭工業(yè)部正式命名為全國首批六個現(xiàn)代化大型礦井之一,為國家提供了大量的優(yōu)質(zhì)無煙煤,有力地支援了社會主義現(xiàn)代化建設(shè)。
近兩年,由于井田內(nèi)3#煤層已近枯竭,9#煤層也進行了大部開采,所剩資源有限。為了充分發(fā)揮礦井現(xiàn)有生產(chǎn)設(shè)施的最大潛力和充分利用資源,現(xiàn)需要將一些當(dāng)初未采的部分3#煤層煤柱進行回收。該3#煤層煤柱工作面四周均有已掘巷道和已采空的工作面,采用以往的架棚支護技術(shù)巷道變形嚴(yán)重,給安全工作帶來了很大困難,并且回采時巷修工作量大,增加了員工勞動強度,遠(yuǎn)遠(yuǎn)滿足不了生產(chǎn)需要。據(jù)此,根據(jù)現(xiàn)場地質(zhì)及生產(chǎn)條件,結(jié)合理論分析計算及專家經(jīng)驗,為該礦3#煤層提出了有效的錨桿支護方案,解決被采空區(qū)包圍的煤柱工作面巷道支護難題,為礦井充分回收資源創(chuàng)造良好條件。
現(xiàn)以3#煤層某煤柱工作面為例,以自然平衡理論為依托,以錨、帶、網(wǎng)聯(lián)合支護技術(shù)為保障,研究該礦3#煤層中錨桿支護技術(shù)的應(yīng)用。
井上:上寺河以北,二仙掌以南,老毛溝以東,石城溝以西。地面標(biāo)高為:850~905m。
井下:原11301煤柱以南,西一進風(fēng)巷以北(已掘),北二進風(fēng)巷以西(已掘),礦界以東。工作面標(biāo)高為:671~710m。
老頂:細(xì)粒砂巖,厚度5.0m,灰色,中厚層狀,石英為主,含云母片。直接頂:泥巖,厚度2.6m,灰黑色,致密,平坦?fàn)顢嗫冢参锘?。偽頂:炭質(zhì)泥巖,厚度0~0.4m,黑色,不穩(wěn)定,隨采掘脫落。直接底:細(xì)沙質(zhì)泥巖,厚度2.3m,深灰色,含植物化石,具層理。老底:砂質(zhì)泥巖,厚度5.6m,深灰色,致密,平坦?fàn)顢嗫?,含植物化石[1]。
該工作面走向長207.325米,傾斜長度53.730米。
該工作面地質(zhì)條件比較簡單,涌水主要來自上覆巖層裂隙水及鄰近工作面采空區(qū)積水,預(yù)計該面掘進時,正常涌水量5~15m3/h左右,最大涌水量25m3/h左右;回采時,正常涌水量15~25m3/h左右,最大涌水量45m3/h左右;位于背斜一翼,總體呈單斜構(gòu)造,煤層傾角4°~16°,平均10°左右。
該面所處位置煤層特別松軟,平均煤厚為5.6m,煤層傾角平均為10°左右,黑灰色,厚層狀,含炭質(zhì)和黃鐵礦,產(chǎn)豐富的植物化石。
由于3#煤層煤體松軟,節(jié)理發(fā)育差,采用普通錨桿支護理論很難達到理想效果,依據(jù)現(xiàn)場條件和設(shè)計人員的分析研究,決定采用自然平衡拱原理作為錨桿支護設(shè)計的數(shù)學(xué)模型,通過巷道圍巖層間的關(guān)系來確定巷道支護的錨桿參數(shù)。平衡拱理論認(rèn)為,煤礦巷道在開掘以后,煤層中圍巖層與層間的相互支撐連接關(guān)系被破壞,因此巷道圍巖就向自由空間移動從而形成自然平衡拱[2],如圖1所示。
圖1 自然平衡拱理論模型圖
2.1.1 煤幫破碎深度C
式中h—巷道高度,取3.1m;θ—似摩擦角,θ=tg-1f;
f—煤的普氏硬度系數(shù),取1.25。
計算得煤幫破碎深度C=1.1
2.1.2 自然平衡拱高度b
計算得自然平衡拱的高度b=2.68
2.1.3 巷道頂板壓力Qd
式中γ—頂板巖(煤)層容重,取25kN/m3
計算得巷道的頂板壓力Qd=32.27kN/m
2.1.4 巷道側(cè)幫壓力Qc
2.2.1 頂板支護用錨桿的長度L
式中L1—錨桿外露部分的長度,取0.50m;
L2—錨桿的有效長度,m;
L3—錨桿錨固段的長度,一般端錨時取0.30m~0.40m;
按錨桿處于最危險狀態(tài)時的工況進行計算,也就是巷道的圍巖出現(xiàn)了松動的破碎帶(破碎帶的高度為1.48m),此時就要求錨桿的有效長度L2應(yīng)該比破碎帶的高度b大。
綜合考慮各類因素,最終確定頂板錨桿的長度L為2.4m。
2.2.2 頂錨桿的間、排距S
根據(jù)每根錨桿的錨固力確定巷道錨桿支護的間、排距:
式中K—錨桿安全系數(shù),一般取K=1.5;
Q—錨桿錨固力,kN。
計算得頂錨桿的間、排距S=0.95m,綜合考慮取S=1.0m。
2.2.3 幫錨桿長度LB
式中 LT—托盤厚度,取LT=0.02m;
β—錨桿與水平線的夾角;
L1—錨桿外露托盤的長度,取L1=0.08m;
L4—錨桿錨固穩(wěn)定煤體的長度,取L4=0.2m。
計算得幫錨桿的長度LB=2.4m
2.2.4 每米巷道幫錨桿根數(shù)N
式中 K—錨桿安全系數(shù),取1.5;
Kp—巷道圍巖增載系數(shù),取1.5;
TB—幫錨桿錨固力,按4kN計算;
計算得每米巷道幫錨桿的根數(shù)N=3.6,取N=4。
根據(jù)以上理論計算確定的參數(shù),綜合考慮該礦實際情況,在理論計算所得參數(shù)的基礎(chǔ)上增加適當(dāng)?shù)腻^索進行補強,最終確定3#煤層工作面順槽錨桿支護的參數(shù)為(錨桿支護布置情況如圖2所示):
頂錨桿選用強力錨桿,強力錨桿為左旋無縱筋的螺紋鋼筋,材質(zhì)是BHR500,錨桿的桿體直徑為22mm,錨桿長2400mm,錨桿桿尾的螺紋規(guī)格為M24[4]。錨桿的錨固選用加長錨固,配合兩支低粘度的樹脂錨固劑,規(guī)格分別為MSK2335和MSZ2360,錨固長度為1300mm,錨桿孔的直徑為28mm。鋼帶采用SB-14-80-4100-5的鋼梁,上面套規(guī)格為200mm×200mm×10mm的高強度拱形托板,并配合使用球形墊圈和塑料減摩墊片,同時加掛規(guī)格為5000mm×1100mm的金屬網(wǎng)護頂。錨桿的排距和間距均取1000mm。
頂板采用錨桿支護以后,還應(yīng)增加適當(dāng)?shù)腻^索進行補強。加強錨索選用單根鋼絞線,鋼絞線的直徑為22mm,長度為8300mm。錨索的錨固方式也為加長錨固,與錨桿錨固所不同的是,錨索錨固采用三支低粘度的錨固劑,其中一支慢速的錨固劑規(guī)格為MSK2335,另外兩支快速的錨固劑規(guī)格為MSZ2360。錨索呈矩形布置,縱向排距為2000mm,橫向間距為1700mm,同時配套使用規(guī)格為300mm×300mm×16mm的高強度可調(diào)心托板及專用鎖具,錨索安裝過程中使用錨索漲力器以保證預(yù)緊力為250kN。
幫錨桿的材質(zhì)、規(guī)格、錨固方式及錨固劑的選用均與頂錨桿相同,所不同的是以下參數(shù):幫錨桿的鉆孔直徑為30mm,錨固長度為1208mm,同時使用規(guī)格為280mm×400mm×4mm的W鋼帶托盤,并配合規(guī)格為150mm×150mm×10mm的拱型高強度托盤加球形墊圈和塑料減摩墊片,兩幫加掛規(guī)格為3000mm×1100mm的金屬網(wǎng)護幫。幫錨桿的排距為1000mm,間距為800mm,呈矩形布置。
圖2 3#煤層錨桿支護布置圖
采用EBH-120型掘進機掘進施工,并嚴(yán)格執(zhí)行掘進作業(yè)規(guī)程,保證成形質(zhì)量,未經(jīng)允許任何人不得隨意改動支護設(shè)計,施工過程中出現(xiàn)意外情況,立即向工程技術(shù)人員匯報,確保安全生產(chǎn),保證支護質(zhì)量。
由于該礦首次在3#煤層使用錨桿支護,故制定了詳細(xì)的安裝要求。錨桿應(yīng)緊跟掘進頭及時支護,最大空頂距單排掘進不得超過1400mm,最小控頂距不得超過400mm。頂錨桿孔使用單體錨桿鉆機完成,鉆孔時,先用1200mm的短鉆桿破巖,然后用2400mm的長鉆桿打孔,錨桿的孔深要求為2290mm~2320mm。在鉆孔的過程中應(yīng)注意鉆孔的角度,當(dāng)鉆到預(yù)定的孔深后應(yīng)下縮單體錨桿鉆機,然后清除煤粉和泥漿。兩幫錨桿采用專用幫錨桿鉆機,一次成孔,孔深要求2290mm~2320mm,最后使用風(fēng)動力矩扳手?jǐn)Q緊,使擰緊力矩達到300N·m。
3#煤層煤巷采用錨桿護后,有效控制了巷道中圍巖的離層和結(jié)構(gòu)面的變形,顯著改善了圍巖的受力狀況,保持了圍巖的完整性與穩(wěn)定性,巷道變形情況得到了有效控制。采用錨桿支護后,巷道的頂板基本沒有下沉,兩幫縮近量也控制在規(guī)定的50mm范圍之內(nèi),滿足了工作面的回采需要。
5.1 該礦3#煤節(jié)理發(fā)育差,使用普通棚式支護無法滿足開采要求,巷道掘成后,巷道變形嚴(yán)重,給開采帶來很大困難
5.2 基于自然平衡拱理論的支護模型,優(yōu)化了3#煤層的支護強度,合理的控制了頂板的下移量和兩幫的縮進量,確保了巷道的安全
5.3 在3#煤層中采用錨桿支護,減少了巷修工作量,降低了成本提高了單進,減輕了工人勞動強度
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