張昭田
(中煤集團大屯煤電公司 姚橋煤礦,江蘇 沛縣221600)
斷層及其破碎帶是巷道開挖過程中常見的異常地質現象,斷層破碎帶作為一個低強度、易變形、透水性大、抗水性差的軟弱帶存在,與其兩側巖體在物理力學特性上具有顯著的差異〔1-3〕。巷道穿越斷層破碎帶地段時,地質條件具有復雜性和突變性,煤層頂板及巷道圍巖變形的空間分布受斷層控制作用明顯,依靠常規的巷道支護技術和施工方法很難克服開挖期的冒頂、突水等地質災害和運行期大變形引起的支護結構破裂失穩〔4-6〕。因此,除了遵守一般技術要求外,還應采取針對性較強的輔助方法。
姚橋煤礦7502B綜采放頂煤工作面地表為山東省微山縣昭陽湖區。該工作面東為7501工作面,西為7504采空區,北為7502采空區,南為-200m集運巷。地面標高+31.82m~+32.34m,工作面標高為-174m~-263 m,工作面內揭露斷層2條,為北東向斷層f185∠65°H=1.5m和f128∠65°H=3.3m,對回采有一定影響。該工作面水文地質條件簡單,下部為采空區,主要充水源為7#煤層頂板砂巖裂隙水,預計工作面正常涌水量5m3/h,最大涌水量8m3/h。
7502 B運輸順槽最低點埋深312m,沿7#煤層底板掘進,設計全長為273m。巷道掘進過程中會遇到f128斷層,落差約為3.3m。
采用掘進機施工,EBZ160掘進機破煤巖,正常情況下掘進循環進度為2000mm,當頂板破碎、淋水、穿煤層或過斷層時,循環進度縮小為1000mm。切割深度為500mm,切割厚度取400~500mm,以防出現大塊,不利于裝載。
掏槽位置位于工作面左下部,開始時掘進機緊靠下幫行走,切割頭空載運轉逐步靠近煤壁,待切割頭切入工作面煤壁一定深度(一般為500mm)后,落下掘進機鏟板和穩定器,完成掏槽作業。巷道正常段及地質異常段切割路線見圖1、圖2。
層位控制:7502B溜子道掘至9號點前約60m后探斷層位置,探明后根據現場煤層傾角大小確定施工坡度,確保掘至斷層處巷道上幫沿頂掘進,過完斷層f218后追至7#煤底板后沿7#煤底板掘進。

圖1 巷道正常段切割路線

圖2 地質異常段切割路線
頂板狀況較好采用錨網索支護(見圖3)。錨網(索)臨時支護形式采用3根4000mm長Φ50mm厚壁鋼管、通過專用吊環基于支護頂錨桿的插桿懸臂式超前梁。

圖3 巷道正常段斷面支護
巷道頂板頂錨桿采用 MG20/2000/500/20的螺紋鋼錨桿,托盤TPGF130/30/G/30×8/350支護,采用 MQT-120J型風動錨桿機鉆孔,并實現鉆孔、安裝錨桿、攪拌藥卷、擰緊錨桿快速安裝工藝;兩幫采用 MG20/2000/500/20的螺紋鋼錨桿,托盤 TPGF130/30/G/30×8/350支護,采用ZM-90-I型手持式風煤鉆鉆孔,頂、幫每根錨桿均采用一根MSCK/23/60錨固劑實現端頭錨固。
頂網鋪設點焊網 WH4400×1100/60×60/4.5/780,兩幫鋪設金屬菱形網 WL3000×1200/70×50/3/300。巷道打錨索加強支護,錨索規格SKL17.8/1×6/7200/1200/1860/7,每排2根,間排距1800mm×3000mm。托盤采用TPGF160/30/G/30×10/350。錨索采用 MQT-120風動錨桿機鉆眼、安裝,每眼使用2塊MSCK/23/60樹脂藥卷。錨索初張拉力2~3t。
頂板破碎采用錨架聯合支護(見圖4)。錨架聯合支護臨時支護形式采用3根4000mm長螺紋鋼、通過專用掛鉤基于架好的棚梁上方的插桿懸臂式超前梁。

圖4 地質異常段斷面支護
架棚棚距為1000mm,架棚緊跟迎頭,如頂、幫破碎壓力較大時棚距及時縮小為800mm,架棚下扎為500mm,背板數量要足夠,頂部為6塊,幫為4塊,每側一拉勾兩木撐齊全且順直,木楔打緊。
及時進行聯鎖,在棚梁下700mm處各連一道,棚梁中間連鎖一道。
過斷層要視斷層處的煤體情況,當煤體不好時,及時縮小循環距離,一排一割一錨一架棚子緊跟迎頭,且先割窄距,后割寬距,使懸頂時間最短。
(1)巷道過斷層及穿煤時,若圍巖松軟,頂板破碎,循環進度不超過1000mm,斷面分次切割,分次支護,減小空頂時間、斷面。
(2)錨索間排距由原來的2400×3000mm改為2400×2000mm,縮小錨索排距。
(3)當巷道頂板破碎留不住頂時要采取超前支護措施,每支護兩排錨桿打一次超前支護,超前支護錨桿間距不小于300mm。
(4)必要時采取錨架聯合支護,架棚緊跟迎頭。
(5)加強錨桿支護錨固力的檢測,保證支護強度,對錨固力不足的錨桿及時進行整改,確保頂板安全。
(1)堅持正規作業循環,嚴格執行敲幫問頂制度;正確使用臨時支護設施,嚴禁空頂作業。
(2)永久支護緊跟掘進迎頭,堅持“一掘一錨”支護方式,永久支護頂錨桿最大控頂距2400mm,最小控頂距400 mm,當煤層松軟破碎時,應及時增打排間護頂、幫錨桿或縮小永久支護的錨桿排距。
(3)在斷層破碎段采用錨架聯合支護時,永久支護緊跟掘進迎頭,堅持“一掘一錨一架”支護方式,循環進尺1000mm,架棚支護緊跟迎頭。套棚施工時,梯形棚支護最多滯后錨網索支護4排距離,錨架聯合支護段改變支護時起、終點5棚基本支架必須用專用抬棚卡連鎖。
(4)實行錨網支護頂板離層監測,每隔40±5m在巷道正中安裝一個頂板離層儀,在巷幫懸掛統一制作的離層儀安裝、觀測牌板,并定期進行頂板離層觀測,發現頂板離層超過臨界值,必須及時采取加強支護措施,頂板離層儀滯后掘進迎頭的距離不大于60m。
(1)礦壓觀測結果表明,對于斷層破碎帶采用超長螺紋鋼錨桿臨時支護、改變巷道斷面參數及“錨網索+架棚”聯合支護技術,巷道頂板壓力顯現不顯著,巷道掘進期間無頂板冒落現象,在現場應用效果良好。
(2)斷層破碎帶處,采用超長螺紋鋼錨桿臨時支護、“錨網索+架棚”聯合支護作永久支護,巷道維護效果好。據現場觀測數據,頂底板最大相對移近量為58.7mm,兩幫相對移近量最大為121.4mm,均在控制范圍內。
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〔2〕晁建偉,余同勇,韋四江.回采巷道過斷層頂板破壞特征研究〔J〕.礦業安全與環保,2009(2):13-15,92.
〔3〕堯 軍,孫光中,晁建偉.過斷層巷道頂板應力分布規律的數值模擬研究〔J〕.礦業快報,2007(11):14-16.
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〔5〕劉泉聲,等.斷層破碎帶大斷面巷道的安全監控與穩定性分析〔J〕.巖石力學與工程學報,2010(10):1954-1962.
〔6〕勾攀峰,胡有光.斷層附近回采巷道頂板巖層運動特征研究〔J〕.采礦與安全工程學報,2006(3):285-288.