摘要:为确保2002巷安全快速过F3断层区,减少围岩破碎现象,拟对断层区围岩支护进行优化,决定采取“管棚注浆+喷射混凝土”作为临时支护,采用“钢筋网+让压锚索+π型钢棚”作为永久支护等联合支护方案。应用该优化方案后,断层区围岩应力显现现象得到明显改善,保障了巷道掘进安全。
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巷道掘进过程中受断层应力扰动影响,围岩力学性质发生改变,稳定性降低,围岩内部出现裂隙发育现象,减小了围岩内摩擦角及内摩擦系数,造成巷道掘进顶板下沉破碎、巷帮垮落收敛等失稳现象[1,2,3,4,5],这不仅增加了巷道维护难度及支护成本费用,而且还威胁着巷道掘进、支护等施工安全。店坪煤矿2002巷在过断层区时受断层牵引影响,巷道进入断层应力区后围岩支护效果差、围岩变形量大,顶板出现大面积网兜以及局部冒漏等现象,致使巷道掘进效率低、支护难度大[6,7]。由此,店坪煤矿结合工程实际,决定对断层应力区顶板支护进行优化,即采取“管棚注浆+喷射混凝土”等支护临时控制围岩蠕动变形现象,降低构造应力的破坏作用,采用“钢筋网+让压锚索+π型钢棚”等永久支护,增强顶板支护强度,控制围岩松动圈范围扩大,确保巷道顶板下沉量、两帮收敛量、底鼓量长期控制在允许范围内。
1、工程概况
店坪煤矿2002巷位于井田东翼,巷道北部为200工作面,东部为830北翼辅助运输巷,南部为202工作面,西部为830水平回风、轨道、皮带大巷。
2002巷从830皮带巷道开口沿9#煤层底板掘进,巷道掘进长度为1 775 m,断面规格为宽×高=4.6 m×3.0 m。9#煤层厚度为2.6~3.8 m,均厚2.8 m,平均倾角为3°,根据《煤矿地质工作规定》计算煤层可采性指数Km=1>0.95,煤厚变异系数γ=8.8%<25%,属于稳定煤层,煤层顶底板岩性如表1所示。
表1 2002巷掘进的9#煤层顶底板岩性
直接顶为细砂岩,顶板稳定性较好,裂隙发育程度低;直接底为砂质泥岩,硬度较软,遇水膨胀软化程度小。顶底板情况对回采影响程度小。
2002巷掘进至470 m处巷道右帮揭露一条编号为F3正断层,断层以60°~70°斜角贯穿巷道断面,断层实测落差为1.7 m。巷道揭露断层后工作面顶板往上1.5 m范围内为黑灰色泥岩,呈刀锋状,岩体稳定性差。巷道掘进至478 m处时、距迎头5.0 m范围内两帮垮落严重且伴随着顶板断裂,巷道掘进后空顶面积大。
2、巷道原支护方案
2.1 临时支护
2002巷在掘进过程中,补打永久支护前对巷道迎头空顶区采用丝杠式前探梁临时支护,该支护主要有横梁、纵梁、吊环、丝杠等部分组成,如图1(b)所示。首先将三组吊环安装在距迎头前三排锚杆下方,每组3个均匀布置,然后对每一组吊环内搭设一根带有三个丝杠的横梁,横梁铺设完成后在横梁上方铺设四根长度为3.5 m纵梁,横梁与纵梁均采用槽钢焊制而成。纵梁铺设完成后拧动丝杠使纵梁升起直至与顶板接触严实,纵梁端头延伸至巷道迎头位置,从而起到临时支护作用。
2.2 永久支护
2002巷初步设计中顶板主要采用锚网梁+锚索复合支护方式,其中:(1)顶板采用规格为φ20 mm×2 000 mm左旋螺纹钢高强锚杆,“五·五”布置方式,锚杆间距×排距为1 075 mm×1 000 mm。锚杆承载件采用钢筋梁,梁长为4.5m,宽度为0.2 m,采用4根直径为12 mm圆钢焊制而成。护顶网采用8#铁丝编制的菱形网,网长度为6.0 m,宽度为1.2 m,铺网时两端与帮网搭接宽度为0.7 m,与顶网搭接宽度为0.2 m。顶板锚索采用“二·二”布置方式,锚索规格为φ18.9mm×6 200 mm,如图1(a)所示。(2)帮部采用锚网钢带支护方式,选用φ16 mm×1 500 mm锚杆采用“三·三”布置,间排距1 200 mm×1 000 mm,最上端锚杆距离顶板300 mm。钢带采用长度为0.45 m,宽度为0.25 m“W”型钢带,帮护网采用8#铁丝编织而成,规格为4 000 mm×2 400 mm。
图1 2002巷原临时、永久支护
2.3 支护不足分析
原支护方案不足之处主要有三点:(1)临时支护强度低。受应力作用巷道迎头煤岩体内部出现超前破碎,而丝杠式临时支护利用槽钢前探梁对空顶区进行支护,顶板出现变形下沉时前探梁很容易出现变形不接顶现象,且只能对开挖后的巷道顶板进行支护,无法实现对煤体内部超前支护,支护强度低,超前支护效果差。(2)锚杆(索)失效率高。在构造应力作用下围岩内部出现塑性破坏区,并形成“围岩松动圈”,随着应力持续作用松动圈范围不断扩大,原顶板采用的锚杆长度为2.5 m,采用端头锚固方式,锚固长度为0.6 m,随着“松动圈”范围扩大,锚杆(索)锚固端围岩出现失稳现象,孔壁出现裂隙带[8],导致锚杆(索)锚固合格率低,预应力无法连续传递至稳定岩体内,锚杆(索)支护梁(拱)作用效果差。(3)围岩风化剥离破坏现象严重。应力区巷道支护后围岩表层裸露在空气中,表层围岩整体稳定性差出现裂隙区,空气进入裂隙区后对煤岩体产生氧化作用,裂隙区范围随着风化作用而不断扩大,造成表层围岩产生剥离破坏[9,10]。
3、巷道优化支护方案
经技术论证,对巷道支护方案作如下优化调整。
3.1 临时支护。
(1)为了减小巷道掘进后煤壁垮落出现超空顶现象,对应力区巷道顶板及帮部采取超前管棚注浆临时支护,工作面迎头顶板共计布置9个管棚注浆孔,顶板往下1.5 m范围内布置3个管棚注浆孔,一个断面共计布置15个孔,孔深为5.0 m,直径为30 mm。
(2)管棚注浆孔施工完后对孔内安装长度为2.5 m中空注浆钢管(每孔安装2根),钢管中部填入一根直径为15 mm注浆软管,软管与泥浆泵连接,然后开泵注浆施工,注浆液采用水泥、水玻璃、速凝剂混合浆液,浆液凝固时间为180 s。
(3)对巷道迎头后方20 m范围内顶板、帮部喷射混凝土覆盖,使松散围岩表层形成一层封闭保护层,起到控制围岩变形的作用。喷射混凝土砂浆采用水泥、沙子、石沫混合而成,配比为1∶2∶2,采用初喷、复喷方式,喷射后围岩表层混凝土厚度为50~100 mm。
3.2 永久支护
(1)由于原顶板采用螺纹钢锚杆支护长度有限且锚杆延展性小,让压效果差,所以对断层构造应力区顶板采用全断面加长让压锚索支护。巷道全断面每排布置5根锚索,锚索规格为φ21.8 mm×8 300 mm,锚索外露端安装JW型钢带并安装让压管;锚索布置间排距为1 075 mm×1 000 mm,如图2所示。
(2)将原顶板柔性铁丝网更换为具有更高强度的钢筋片网,钢筋网采用φ6 mm钢筋编织而成,每片钢筋网长度为4.6 m,宽度为1.2 m,钢筋网采用14#铁丝“三花”连接。
图2 2002巷断层区优化后巷道支护
(3)对断层区顶板采用“π”型钢棚支护,与原工字钢棚相比“π”型钢棚采用一梁三柱支护方式,降低了顶梁对顶板剪切破坏作用,钢棚棚腿采用型号为DW35-180/100X单体柱,两根支设在巷帮处,第三根支设在带式输送机边缘,钢棚支设间距为1.0 m。
4、应用效果
2002巷于2020年5月17日,顺利通过F3断层破坏区,其影响巷道总长度为35 m。巷道在断层破碎区内共计施工注浆管棚7排,顶、帮喷浆长度50 m,全断面锚索支护36排,支设钢棚37架。支护优化后对支护区安装围岩监测仪并进行为期1个月现场观察,观察围岩变化数据绘制成曲线,如图3所示。
图3 2002巷断层区支护优化前后围岩变形曲线
根据图3,巷道在断层构造区支护未优化前围岩变形量,从曲线图可看出巷道开挖后在0~12 d范围内顶板、帮部塑性变形严重,顶板下沉量达0.31 m,两帮部移近量达0.36 m;在12~24 d范围顶仍在下沉,但下沉速度降低;在24 d后变形趋于稳定,实测顶板最大下沉量为0.37 m,两帮最大移近量为0.51 m。
而支护优化后断层构造区围岩变形现象得到了明显控制,在0~6 d范围内围岩同样出现剧烈的塑性变形,顶板下沉量为0.11 m,两帮移近量为0.17 m;在6~17 d范围内顶板变形速度降低;在17 d后变形趋于稳定,实测顶板最大下沉量为0.15 m,两帮最大移近量为0.24 m。由此可见支护优化后,顶板变形量减小了59.5%,两帮移近量减小了52.9%。
5、结语
超前管棚支护结构及施工工序简单,管棚体支护后与围岩共同形成超前支护梁结构,能够有效防止在断层构造应力作用下围岩前方煤岩体出现超前破碎现象。巷道采取全锚索支护增加了支护长度,使锚杆(索)锚固端延伸至稳定岩体内,增加了支护体锚固强度;同时锚索相比锚杆支护强度高,延展性强且韧性高,具有很好的悬吊、组合梁(拱)支护效果,对锚索安装让压器后,实现了锚索与蠕动变形围岩耦合支护作用,避免了顶板变形下沉造成锚索破断现象。与原工字钢棚相比,采用“π”顶梁与单体柱形成可伸缩性钢棚支护,具有支护强度高、变形率低、适应性强以及支设简单等优点,能够对变形区顶板起到有效支护作用。对断层构造应力区顶板采取混凝土喷浆后,混凝土浆液与围岩表层钢筋网形成一道具有高强度、隔绝作用的防护墙,有效防止围岩表层出现破碎垮落。
参考文献:
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文章来源:王海江.掘进巷道过断层破碎区支护应用分析[J].江西煤炭科技,2023(04):87-89+92.
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