李張晉
(山西蘭花集團莒山煤礦有限公司,山西 晉城 048000)
山西蘭花集團莒山煤礦有限公司礦井設計生產能力0.9 Mt/a,公司現進行下組煤水平延深項目建設,9#煤層與15#煤層聯合布置,投產后進行9#煤層開采,15#煤主要構成回風系統,井底布置有主要硐室。15#煤層位于太原組一段上部,K2灰巖之下,厚1.50 m(莒補2)~7.30 m(莒6),平均厚3.86 m。煤層結構簡單—極復雜,含0~6層矸石,矸石厚0.03 m(莒4、莒8)~1.16 m(莒補3),全區穩定可采。煤層直接頂板為黑灰色厚層狀堅硬石灰巖,平均厚10.93 m;底板為泥巖、砂質泥巖,局部為鋁質泥巖。該煤層為全區穩定可采煤層。
15#煤層各巷道、硐室之間的連接主要有十字交叉等連接方式構成。根據地質報告,15#煤層頂板變化復雜,該煤層主要巷道服務時間長,斷面尺寸大,故巷道兩幫及頂底板煤巖體應力在15#煤層巷道開拓期間的分布規律將直接影響巷道圍巖結構穩定性、巷道支護形式及支護參數的選擇[1-4]。因此,有必要論證15#煤層大巷合理支護技術方案與參數,為15#煤層巷道開拓提供理論依據和技術支持。
采用中國礦業大學巖層控制實驗室CMT5000電液剛性伺服巖石力學試驗系統進行莒山礦15#煤煤塊物理與力學性質試驗。
在15#煤巷道中進行取樣,加工成100 mm×50 mm×50 mm、50 mm×50 mm×50 mm和25 mm×50 mm×50 mm的長方體進行試驗。從所取煤巖樣外觀上來看,15#煤煤塊的受力破壞過程經歷了明顯的彈性變形——屈服——破壞的過程,變形量較大,基本維持在1.5 mm~2.0 mm之間,破壞后具有一定的承載性能。由測試結果可知,15#煤的單軸抗壓強度為16.31 MPa,煤塊的抗拉強度平均值為1.87 MPa。煤樣的抗拉強度較低,煤樣承受抗拉載荷能力較小。15#煤煤樣的內聚力c為3.15 MPa,內摩擦角φ為18.70°。煤樣的抗剪斷強度較低,煤樣的內摩擦角不大,可見煤樣的強度也較低。
現場勘查發現,雖然巷道施工現場進行多處挑頂處理,但依然有個別破碎的較大塊煤懸在頂板,存在安全隱患。現場勘查和實驗研究充分證明了15#煤強度較差,容易破碎,給施工現場造成很大的安全隱患。因此,必須對15#煤巷道進行加強支護,為巷道掘進以及煤炭生產提供安全保障。
巷道為矩形斷面,尺寸為5 000 mm×3 000 mm。因15#煤大巷服務時間長,為防止煤層風化與自燃,建議進行噴漿處理,噴層厚度為100 mm。考慮支護厚度,15#煤巷道設計掘進斷面尺寸為5 200 mm×3 100 mm。
錨桿采用高性能螺紋鋼錨桿,規格為Φ20 mm×2 000 mm,桿體采用直徑為22 mm的左旋無縱筋螺紋鋼筋,鋼號BHRB400,桿尾螺紋為M22,頂錨桿和幫錨桿間排距均為800 mm×800 mm,錨桿孔直徑為28 mm;采用1卷K2335、1卷Z2360型樹脂藥卷加長錨固,錨固長度不少于0.5 m,頂錨桿最低錨固力120 kN,預緊扭矩均在230 N·m以上,幫錨桿最低錨固力80 kN,預緊扭矩均在220 N·m以上;托盤采用拱型高強度托盤,規格為120 mm×120 mm×8 mm。
鋼筋托梁采用Φ14 mm的螺紋鋼焊接而成,在安裝錨桿位置各焊接兩段縱筋,縱筋間距為100 mm。兩相鄰的鋼筋托梁搭接,利用錨桿壓緊搭接的兩根鋼筋托梁[5]。鋼筋網采用10#鐵絲編織,網格為100 mm×100 mm,金屬網搭接長度100 mm,搭接處用雙股14#鐵絲雙股雙排扣綁扎連接,搭接處必須利用鋼筋托梁和錨桿壓緊。噴射混凝土強度等級C20,配合比為1:2:2,摻3%~5 %速凝劑,初噴厚度50 mm左右,要覆蓋住錨桿托盤。
在完成錨網噴初次支護之后,及時進行錨索加強支護。錨索直徑為17.8 mm,錨索長度為8 300 mm,錨索采用3-0-2-0方式布置,間排距為1 600 mm×1 600 mm;孔徑為Φ32 mm,采用1卷CK2335、2卷Z2360型樹脂藥卷加長錨固;其極限承載力為355 kN;采用高強度可調型托盤,規格為300 mm×300 mm×20 mm,并采用專用錨具與設備進行張拉、固定和切割。
頂板錨索施工完成后,進行復噴混凝土。復噴混凝土厚度50 mm,使噴層總厚度達到100 mm,并要覆蓋住錨索托盤。5 m寬的大巷沿煤層底板布置,其具體支護方案與參數見圖1。

1-a 5 m寬大巷斷面支護圖

1-b 5 m寬大巷頂板支護俯視圖單位:mm圖1 5 m寬大巷支護示意圖(沿煤層底板布置)Fig.1 Supporting diagram of 5-meter roadway(arranged along the coal floor)
由于煤層厚度的變化,若底板巖性較差時,建議對底板進行硬化處理,以維持煤幫的穩定及安全[6];鋪底厚度為100 mm,混凝土強度不低于C15。若巷道底板底臌嚴重時,建議對底板進行處理,可采用錨桿與錨索聯合支護或自鉆式內注漿錨桿進行加固。
當大巷的頂煤厚度大于2.0 m,在掘進時可維持煤巷頂板的基本穩定;當頂煤厚度小于2.0 m,在掘進時(鉆爆法施工)則會出現頂煤掉落或大面積冒落現象,煤巷頂板控制較為困難。為防止頂煤掉落現象,建議采用以下措施:
1)減小掘進進尺,加強超前支護。循環進尺由2.0 m減小為1.0 m,同時可采用前探梁臨時支護。
2)前探梁由Φ81 mm鋼管制作,長度為4 500 mm/根,3根循環使用。
3)吊環采用Φ22 mm圓鋼制作,背板為50 mm×50 mm×1 400 mm的方木,懸吊在上一循環打好的錨桿上,煤巷掘進時的超前支護結構見圖2。

2-a 平面圖

2-b 立面圖圖2 超前支護方式示意圖Fig.2 Advanced supporting diagram
巷道交叉點錨網噴初次支護技術與常規巷道掘進支護方案相同,二次進行交叉點錨索加強支護。
頂錨索直徑為17.8 mm,錨索長度沿底掘進時為8 300 mm,沿頂掘進時為6 300 mm;孔徑為32 mm,采用1卷CK2335、2卷Z2360型樹脂藥卷加長錨固;其極限承載力為355 kN;采用高強度可調型托盤,規格為300 mm×300 mm×20 mm,并采用專用錨具與設備進行張拉、固定和切割。
沿煤層底板掘進時,在距離交叉點10 m左右的范圍,兩條巷道錨索布置方式均由常規的3-0-2-0布置變為3-0-3-0布置,錨索間距1 600 mm,排距1 600 mm,錨索加強支護結構見圖3。

圖3 5 m寬巷道與5 m寬巷道交叉點影響區域頂板錨索加強支護Fig.3 Roof anchor cable reinforcement support for affected areas at intersections between two 5-meter wide roadways
交叉點幫部錨索直徑為17.8 mm,沿煤層底板掘進長度為6 300 mm;孔徑為32 mm,采用1卷CK2335、2卷Z2360型樹脂藥卷加長錨固;其極限承載力為355 kN;采用高強度可調型托盤,規格為300 mm×300 mm×20 mm,并采用專用錨具與設備進行張拉、固定和切割。在交叉點4個拐角處分別布置一排幫錨索,錨索間距為800 mm,幫錨索布置見圖4。

圖4 巷道垂直交叉幫部錨索加強支護示意圖Fig.4 Anchor cable reinforcement at the vertical intersections of roadways
在頂板與兩幫處錨索施工完成后,進行復噴混凝土。復噴混凝土厚度50 mm,使噴層總厚度達到100 mm,并要覆蓋住錨索托盤。交叉點施工后,若巷道交叉點變形較為劇烈、破壞嚴重,建議對交叉點前后10 m范圍內的巷道進行加強支護,以保證交叉點處巷道圍巖穩定與安全。
在掘進工程中,對錨網支護定量進行抽檢實驗。巷道支護每隔40 m(且在噴漿覆蓋前)布置3個測點,十字檢查口處布置3個測點,進行錨網的拉拔力及扭矩力抽檢實驗,經檢驗頂錨桿拉拔力均不低于120 kN,幫錨桿拉拔力均不低于80 kN,預緊力均大于200 N·m。
頂板離層指示儀緊靠掘進工作面安設,布置在巷道寬度的中間,深部錨固點應固定在穩定巖層內300 mm以上,淺部錨固點固定在錨桿端部深度相同的位置,見圖5。頂板離層指示儀安裝后即可測讀頂板離層值。孔口測讀裝置上所顯示的顏色反映出頂板離層的范圍及所處的狀態,綠色表示安全,黃色表示警告,紅色表示危險;顯示的數值表示錨桿區內、外頂板離層值。

圖5 頂板離層布點圖Fig.5 Layout plan at the separation layer of roof
頂板離層指示儀監測頂板巖層錨固范圍內外位移值,巷道揭露后頂板離層監測結果為:
頂板離層值在巷道圍巖暴露后,隨時間推移緩慢增加,但很快趨于穩定,且總的頂板離層值控制在10 mm 以內;主要以淺部錨桿錨固段離層為主,深部基本無離層。掘進過程中,對測站錨桿受力進行了現場監測,其變化曲線見圖6所示。

6-a 1號觀測站處錨桿受力變化曲線

6-b 2號觀測站處錨桿受力變化曲線圖6 錨桿受力變化曲線Fig.6 Force curve of anchor bolts
1)現場勘查和實驗研究發現,15#煤層強度低,容易破碎,給施工現場造成很大的安全隱患。因此必須對15#煤巷道進行加強支護。
2)15號煤煤巷掘進采用錨網噴初次支護及錨索加強支護的方式進行煤巷支護。
3)在大巷交叉點采用錨網噴初次支護技術,并在頂板和兩幫進行錨索加強支護。
4)在巷道交叉點影響區域采用坑木接頂處理(范圍為原巷道兩側各10 m區域),以保證巷道交叉點圍巖的基本穩定及使用安全。