王軍華
(邯鄲通順礦業有限公司,河北 邯鄲 056201)
我國石門揭煤工程主要存在2 大難題:一是傳統揭煤技術側重于安全角度而存在揭煤速度慢、揭煤時間長的問題;二是防治措施不到位導致安全性不足。由于揭煤過程復雜,需要的時間長(平均揭煤時間達到110~257 d[2]),因此,在石門揭煤過程中找到一種技術可行、安全可靠、快速有效的揭煤技術,既能提高揭煤速度,減少措施工程量,縮短工期,又能節約成本,緩解安全投入的壓力[3]。
大社礦92610 巷揭露2 號煤層,煤層穩定,結構復雜。含有兩層次煤條帶,兩層夾矸,上層夾矸距頂0.3~0.5 m,厚0.05 m,下層夾矸距煤層底板1.5 m,厚0.1~0.2 m,平均煤厚5.8 m。堅固性系數為2~3。
煤層直接頂為粉砂巖,厚度5.7 m,深灰色含科達樹木化石,及含云母及炭屑。老頂為中粒砂巖,厚度6.2 m,灰色微顯水平層理,泥質及矽質膠結。直接底為粉砂巖,厚度12.6 m,粉砂巖,含有矽質結核,呈透鏡狀產出。老底為中粒砂巖,厚度4.4 m,以石英為主,鈣質膠結,上部為厚層狀含有云母片,下部層理發育。該地區構造復雜,斷層,褶曲發育,在工作面東部發育610 向斜構造,巖層走向NE 轉SE,巖層傾角變化大,傾角為1°~44°,平均14°。該地區由野青實見推至大煤層位斷層19 條。
噴漿材料為425 號普通硅酸鹽水泥,強度等級C25,水泥∶砂∶石粉=1∶2∶2,速凝劑用量為水泥用量的3%~5%,水灰比0.45~0.55。
采用φ6~8 mm 鋼筋焊接鋼筋網,網孔100 mm×100 mm,規格一般為3000 mm×1000 mm,四邊封閉,每個斷面使用4 片鋼筋網,網網之間搭接100 mm。
錨桿體為左旋高強度螺紋鋼筋,無縱向鋼筋。桿體直徑20 mm,屈服強度在380 MPa 以上,極限強度在400 MPa 以上;屈服載荷在120 kN 以上,極限拉斷力在130 kN 以上;延伸率大于17%。尾部采用滾壓成型,規格為M22。
高強度拱形托盤規格為150 mm×150 mm×12 mm,強度在300 kN 以上;采用高強螺母,強度在300 kN 以上;錨桿配備高強調心球墊和尼龍墊圈。
錨索體采用17 股高強度、低松弛、預應力鋼絲繩,公稱直徑為22 mm,極限強度1770 MPa,極限破斷力504 kN 以上,延伸率不小于3.5%。
錨索托盤采用高強度拱形錨索托盤,承載能力350 kN 以上,規格為300 mm×300 mm×16 mm,并加裝高強度調心球墊。
注漿起止位置:從巷道頂板距2 號煤底板3 m至2 號煤正常頂板期間。
加固施工順序為:打注漿錨桿孔—安裝注漿錨桿—超前注漿—掘進—打樹脂錨桿孔—安裝樹脂錨桿—打錨索孔—安裝錨索—噴漿封閉圍巖。
2.5.1 注漿錨桿孔
錨桿鉆機使用MQT120 型打孔,鉆頭直徑為φ36 mm。注漿錨桿合適的間排距應使相鄰2 孔漿液徑向分布上互相貫通、滲透,并且固結體之間的空隙能被漿液的多余部分充填。
該巷道圍巖在下組煤開采擾動作用下比較破碎,裂隙較為發育,漿液擴散半徑較大,因此,根據深孔高壓注漿工程經驗,擴散半徑應不小于5 m,注漿錨桿間排距可為10 m 左右,為保證圍巖能夠注實,鉆孔終孔位置間排距不大于10 m。注漿錨桿長度設計原則是將全部厚度的煤層加固,因此,根據圖1 計算可得,注漿錨桿長度約為9.2、13.4 和21.9 m。92610 溜子道石門揭煤超前注漿錨桿布置示意如圖2、圖3 所示。

圖1 注漿孔間距Fig.1 Grouting hole spacing

圖2 92610 溜子道石門注漿錨桿布置示意(平面圖)Fig.2 Grouting anchor rod layout of 92610 chute crosscut(plan view)

圖3 92610 溜子道石門注漿錨桿布置示意(剖面圖)Fig.3 Grouting anchor rod layout of 92610 chute crosscut(section view)
2.5.2 安裝注漿錨桿
先將注漿錨桿采用螺紋接頭連接,然后將送入注漿鉆孔,最后對孔口段3 m 左右進行固定。
2.5.3 超前注漿
超細水泥注漿之前,應查找圍巖裂隙等,用快硬水泥及時封閉圍巖裂隙,防止漏漿。
(1) 注漿系統。由注漿泵、主軟管、快速接頭、注漿槍等組成。注漿槍由四通閥、異徑接頭、快速接頭母頭、截止閥等組成。
(2) 注漿壓力。注漿壓力直接影響注漿加固質量和效果。依據現有注漿經驗,注漿孔口壓力暫定為地層壓力12.5 MPa 左右,并根據現場情況進行調整。孔口設置壓力表,便于觀察孔內壓力,確保大巷圍巖能夠注實。
(3) 注漿量。不同注漿孔注漿量差別較大,現場實施過程中應根據實際情況,及時調整注漿量。注漿一般應達到注漿孔不再吸漿為止,注漿壓力不超過泵壓19 MPa,并且應保持注漿壓力10 min 以上。注漿漿液由于重力的作用會向下部流淌,注漿時,每個斷面錨桿應自下而上,先下部錨桿,再兩幫,最后是拱頂。
(4) 注漿時間。根據注漿錨桿的不同位置,每個孔的注入時間必須考慮注漿泵的流量和每個孔的最小注漿量,并根據圍巖是否繼續吸漿,靈活確定。
該方案中直接在巷道揭煤段范圍內布置測站,觀測巷道表面位移監測斷面。測站間距100 m,2個測站分別布置在距測試巷道開口處100 m 和200 m 處。1 個測站設2 個觀測斷面,2 斷面間距取4 m。布置測試斷面當天記錄下第一次數據,以后每天觀測記錄一次。各測點的位置以巷道鋼筋外露的頂端為基準平面。過程要求測量認真、讀數準確、做好記錄。測試采用的測量儀器為測桿和卷尺。
圖4 為使用支護方案后巷道兩幫及頂底板形變量趨勢曲線。

圖4 巷道周邊位移趨勢Fig.4 Displacement trend around roadway
可以看出,在使用新的支護方案后,頂底板移進量和兩幫移進量在擾動初期迅速增大,變化幅度也較大。隨著觀測時間的增加,頂底板移進量以及兩幫移進量逐漸趨于穩定,測站一在20 d 左右數據趨于穩定,頂底板移進量穩定在155 mm,兩幫移進量穩定在113 mm;測站二在26 d 左右數據趨于穩定,頂底板移進量穩定在161 mm,兩幫移進量穩定在115 mm。圍巖形變趨于穩定,形變量較小,達到了很好的穩固效果,可以看出超前注漿配合強力錨桿錨索支護并噴漿封閉圍巖的綜合加固方案是可行且有效的。
(1) 通過對大社礦92610 溜子道石門現場情況進行理論分析,針對石門揭煤破碎、穩定性差、易垮落的特點,提出了超前注漿綜合加固方案,解決了大社礦92610 溜子道掘進揭煤過程中,巷道頂板煤體穩定性較差,錨桿、錨索著力基礎較弱,錨固力較低的問題,縮短了揭煤工期,提高了施工安全性,具有經濟社會效益。
(2) 工業性實驗表明,通過該支護方案,大幅度降低了巷道圍巖位移,有效控制了巷道圍巖變形,并且巷道變形在20~26 d 就趨于穩定,圍巖控制效果較好,該方案具有可行性、有效性。