在多重煤柱及回采动压影响下掘进巷道的支护技术实践

1 矿井概况

范各庄矿业分公司是我国自行勘察、自行设计、自行施工的大型现代化矿井, 1958年开始建井, 1964年10月21日投产, 设计能力180万t/a, 1975年开始进行改扩建, 设计能力为400万t/a, 目前核定生产能力450万t/a。井田位于开平向斜之东南翼, 属唐山市古冶区管辖境内。矿内铁路与京山线古冶站和林西矿接轨, 北距古冶火车站1km, 有公路干线通过井田。矿井地理坐标:东经113°28’, 北纬39°33’。

井田范围内共有7个可采煤层, 依次为5、7、8、9、11、12、12.5煤层, 煤层平均总厚度13.84m, 属近距离煤层群。井田南北走向长12.25km, 东西最大倾斜长3.92km, 井田面积31.78km2。矿井采用立井多水平集中运输大巷、集中上山分区石门开拓方式, 划分为4个开采水平。

2 七煤层上山地质情况简介

七煤层上山位于我公司三水平南二采区七煤层, 北部有三条7S上山 (1条为新掘在用巷道, 2条为已套修巷道, 由于受压力影响已经无法满足生产需要) , 南部为待掘进的3273S工作面, 西部为3275S设计工作面, 东部为3271S采空区, 上部为3253S保护煤柱 (刚刚回采完毕) , 下部无工程。煤层为复杂结构厚煤层, 平均煤层厚度为4.0m, 倾角为15°, 与8煤层间距2.5m左右。七煤层以上局部发育多条极不稳定的煤线。直接顶为粉砂岩, 厚度1.7m, 老顶为细砂岩, 厚度为3.5m。

3 支护对策

3.1 巷道压力分析及变形特点

(1) 由于七煤层两帮煤层强度较低, 属于松软煤层, 巷道自稳能力差, 压力比较明显。在掘进的过程中, 围岩明显地呈现出压力, 并且短时间失去自稳后出现片帮现象, 自稳时间一般在2~3h。

(2) 巷道变形呈蠕变变形规律, 围岩的塑性变形大、来压快、持续时间长。

(3) 受上覆五煤层煤柱 (刚刚回采完毕) 、相邻同煤层煤柱, 以及正在回采中的同煤层 (3273N回采工作面) 动压扰动, 巷道受多重外部因素压力叠加的影响, 从相邻已掘巷道变形看, 巷道两侧受压较大。同时由于煤层较厚 (4.0m) , 底板为煤层, 巷道底鼓明显。

(4) 七煤层顶板相对比较完整, 因此造成巷道底鼓和片帮的原因, 除煤层本身因素外, 上覆顶板的整体压力大, 顶板压力传递到巷道两帮和底板, 也是造成巷道变形的重要因素。

3.2 支护对策

总结相邻已施工巷道效果不好的经验, 说明采用单一的支护方法对这种复合型变形是难以奏效的, 针对上述七煤层上山压力显现的特点, 采用了联合支护方式。采取了“控帮为主, 先柔后刚, 刚柔并济”的支护方案, 即一次支护采用柔性的锚、网、索支护, 二次支护采用刚性的金拱支架支护的联合支护方式。

4 支护实践

4.1 一次支护

原有相邻七煤层上山由于衔接紧张采用了架棚支护, 从实践效果看很不理想 (已经严重变形) , 因此在设计回风上山时采用了能够主动加固围岩, 提高围岩自撑能力的锚、网、索支护, 完成了以控帮为主的首次支护。

4.1.1 支护材料及参数

(1) 顶 (帮) 锚杆。顶板及两帮均采用直径为20mm、长度为2.0m等强锚杆, 锚杆排距为600mm, 间距为700mm, 采用CK2530和K2550型号的树脂锚固剂各一只。

(2) 帮钢带及帮锚索。为加强对巷帮的支护, 两帮帮锚杆配合帮钢带 (钢筋梯子梁) , 辅以木托盘 (200mm×300mm) 补强, 以增加两帮的整体性。同时在巷道两侧采用4.0m长的直径为15.24mm的锚索支护, 排距为1.8m。

(3) 钢带。顶钢带采用直径为16mm的钢筋梯子梁钢带。

(4) 金属菱形网。顶网长度大于等于6.0m, 宽度0.8m, 材料为12号铁丝, 网格60mm×60mm。

(5) 锚索及配套材料。锚索材料直径为17.8mm, 1×7股高强度、低松弛预应力钢绞线, 其屈服载荷大于234.65kN, 破断载荷大于260.7kN, 延伸率大于3.5%。锚索长度为8m, 每排2根, 距离两帮各1m, 锚索排距1.2m。巷道锚杆支护设计图, 如图1所示。

4.1.2 施工工艺

4.1.3 锚网巷道支护措施

锚网巷道支护效果的好坏, 现场的施工管理很关键。“三分在设计, 七分靠施工”, 因此必须抓好现场的管理和操作, 完善施工工艺, 严格执行规程和设计的安全技术要求。

(1) 考虑到巷道压力的影响, 掘进施工断面预留一定的变形空间, 按4.5m×3.1m (设计为4.3m×3.0m) 施工。

(2) 在掘进过程中, 由于煤层松散、较软, 为减小对围岩的破坏, 以控制煤壁片帮的程度, 尽量多用手镐。首先支护顶板, 然后支护两帮靠上的两个帮锚杆, 再进行出货后补打下边的两个帮锚杆。分阶段由上向下及时对顶、帮进行支护。

(3) 通过在两帮使用多点位移计监测, 巷道两帮的煤层离层深度在1.8m~3.0m, 确定了使用4.0m的帮锚索控制两帮的变形, 为及时控制两帮的变形帮锚索也紧跟迎头施工。

(4) 执行锚杆施工“二快三大”的原则, 即锚杆、锚索施工快, 锚杆的锚固力大、初锚力大、螺母扭矩大。每班必须对上一班施工的锚杆和锚索进行二次紧固, 确保锚杆螺母扭矩在150N·m以上。

(5) 锚索二次耦合的部位、时间、强度的确定。锚索二次耦合支护通过调动深部围岩强度, 使支护体与围岩在结构上达到耦合, 从而使整个巷道支护体与围岩达到最佳的耦合支护状态。根据现场观测, 关键部位即产生应力集中的部位, 确定锚索布置在距离两帮1.0m的部位;过早或者过晚实施锚索支护都不能达到支护体系统在结构上的耦合, 过早实施造成锚网初次耦合支护强度得不到充分发挥;过晚实施会造成整个支护体失稳。锚索滞后的耦合时间, 根据监测数据以及施工经验确定为24h;锚索二次耦合支护强度的大小, 决定了整个支护系统是否能在强度上实现耦合。若锚索支护的强度小于锚网支护强度, 巷道支护载荷仍由锚网支护承担, 达不到其加强支护的目的;若锚索支护的强度大于锚网支护强度, 容易造成锚索部位的应力集中, 造成支护系统强度上的不耦合。因此锚索二次耦合支护强度应为锚杆所承担的最大支护载荷。经过多次观测和实践, 规定锚索施工的滞后距离为20m, 施加的预应力为14t。

4.2 二次支护

利用锚、网、索对巷道实施一次主动支护后, 增强了对围岩的支护强度和支护的整体性。为进一步控制巷道的变形, 待围岩应力得到初步释放以后, 在滞后掘进工作面迎头30m采用了25U型特制金属平顶拱形支架辅助支护, 形成“刚柔并济”的联合支护形式。

5 矿压监测结果及分析

在巷道掘进施工的同时, 及时在后路设置测点进行矿压监测。监测内容包括表面位移和顶板离层。

(1) 巷道表面位移监测。支护后巷道两帮以及顶板的变速随着时间的变化曲线图如图2所示。在巷道开掘的前3d变化最为剧烈, 两帮最大变速为31mm/d, 顶板变速最大为8mm/d。7d后 (联合支护形成) 两帮以及顶板的变速明显下降并趋于稳定。围岩的变形得到进一步的控制, 巷道支护形式比较合理。

(2) 巷道顶板离层。顶板离层的变化监测结果如图3所示。锚固范围内顶板的累计离层值最大为20mm, 锚固区外顶板离层累计值为4mm。顶板离层在掘进期间变化比较明显, 掘进50d后进入稳定阶段。顶板离层主要发生在锚杆锚固区域, 锚杆锚固区域之外的离层很小。说明锚杆、锚索有效地控制了顶板的变形, 联合支护后对于围岩的变形起到了很好的制约作用。

6 结语

3273S巷道自施工以来, 根据井下实际支护效果以及矿压监测数据表明, 巷道支护参数和支护方式的选择方案非常合理, 围岩变形尤其是两帮得到了有效的控制, 目前未经过任何维修。而与其相邻的同煤层上山已经严重变形, 正在维修之中。采用这种联合支护的支护形式, 在生产实践中取得了明显的技术效果。

在复杂的地质条件以及受采动影响的掘进巷道, 这种以“控帮为主, 先柔后刚, 刚柔并济”的锚网巷道支护方案能够有效地控制围岩的变形, 目前已在我矿以及其他相似区域得到推广和使用。

摘要：本文介绍了开滦集团范各庄矿业分公司在三水平南二采区七煤层掘进回风上山实践中, 由于受本煤层和上覆煤层的煤柱以及采动影响等综合地质因素作用下, 巷道压力大, 矿压显现明显。其相邻巷道多次维修, 支护困难, 在传统的支护工艺无法满足安全生产需要的情况下。通过对巷道围岩的理论分析, 在施工工艺和支护参数上进行了优化, 经矿压监测和实际效果检验, 取得了非常明显的效果, 解决了在复杂地质条件下锚网巷道支护的问题。

关键词：多重煤柱,动压影响,支护技术