王 普
(山西三元煤業股份有限公司,山西 長治 046000)
由于地質構造作用,礦井井田范圍內往往伴隨著斷層的分布,斷層走向、傾向、傾角和落差各異。斷層分布不規律的特點,會對煤礦井下安全高效生產帶來極大影響,制約著回采和掘進工作面的推進[1-7]。本文針對三元煤業4326 回風順槽揭露斷層破碎帶的實際情況,研究了4326 回風順槽過斷層破碎帶的支護技術及其應用效果。
三元煤業4326工作面主采3#煤層,位于四采區,工作面標高+485~+574 m,工作面東部、南部、西部均為實體煤,北部為四采區準備巷道。3#煤層平均厚度7.2 m,煤層傾角為1°~10°。煤層直接頂為砂質泥巖,厚度約為3.83 m,半堅硬,斷口平坦狀;基本頂為中粒砂巖,厚度為6.1 m,泥質充填,層理較為發育,斷口參差狀;直接底為細粒砂巖,厚度約為3.21 m,泥質充填,斷口參差狀;基本底為粉砂巖,半堅硬,斷口平坦狀。煤層頂底板鉆孔柱狀如圖1。

圖1 3#煤層頂底鉆孔柱狀圖
4326 回風順槽為4326 綜采工作面回采巷道,設計斷面形狀為矩形,掘進斷面寬5200 mm,凈斷面寬5000 mm,掘進斷面高4200 mm,凈斷面高4000 mm,掘進斷面面積21.8 m2,凈斷面面積19.5 m2。采用錨網(索)+鋼筋托梁聯合支護方式。根據《四采區三維地震勘探報告》資料分析可知,4326 回風順槽工作面地質構造復雜程度為中等,煤層節理、裂隙發育。4326 回風順槽在掘進過程中會遇到兩條斷層,分別為DF1 正斷層(至開口734 m)與F26 逆斷層(至開口166 m)。其中DF1 正斷層走向與順槽掘進方向基本保持一致,順槽掘進期間煤層節理裂隙發育,煤層及頂底板易破碎;F26 逆斷層走向N15°W,傾向S75°,傾角50°,落差3 m。在順槽掘進至距斷層破碎帶約30 m 的位置,巷道圍巖變得破碎,在原設計支護方案的支護下,巷道變形量大,通過單日每班用手持測距儀測量可知,單日巷道頂底板移近量可達83 mm,兩幫伴隨著片幫現象。
巷道頂板采用規格為Ф22 mm×2400 mm 高強度左旋無縱筋螺紋鋼筋,間距為1150 mm,排距為1200 mm,頂板中部的三根錨桿垂直頂板布置,兩端的兩根錨桿向外傾斜15°。頂板錨索材料為Ф18.9 mm、1×7 股高強度低松弛預應力鋼絞線,長度為8300 mm,間距2300 mm,排距1200 mm,兩根錨索均垂直于頂板布置。巷道兩幫采用規格為Ф22 mm×2000 mm 左旋無縱筋螺紋鋼筋,兩幫每排10 套,間距900 mm,排距1200 mm。兩幫第一根錨桿距頂板300 mm,水平方向上斜15°布置,第二、三、四根水平布置,第五根錨桿水平方向下斜15°布置,距離底板300 mm。
此外,巷道布置有10#鐵絲制成的網孔規格為50 mm×50 mm 的金屬網,巷道頂板金屬網尺寸5800 mm×1300 mm,巷道兩幫金屬網尺寸3500 mm×1300 mm,網與網長邊搭接100 mm,短邊搭接200 mm。巷道設計支護方案如圖2。


圖2 順槽設計支護方案(mm)
在順槽過斷層破碎帶期間,巷道支護方案有所改變。在頂板支護方面,順槽在揭露斷層前5 m時,改變頂板錨桿與錨索的排距,由原先的1200 mm 縮小至800 mm,錨桿間距不變;在原先每排頂錨桿之間補打1 根Φ18.9 mm×4300 mm 錨索,共計補打4 根,補打錨索間距1150 mm;錨索由原先每排2 根Φ18.9 mm×8300 mm 錨索替換為每排4根Φ18.9 mm×10 300 mm 錨索,錨索間距為1150 mm。順槽兩幫錨桿支護參數不變,如果兩幫存在失效錨桿,則在原有錨桿上下200 mm 范圍補打“W”鋼帶配合錨桿支護。巷道支護方案如圖3。


圖3 過斷層破碎帶支護方案(mm)
在4326 回風順槽掘進過斷層破碎帶后,對順槽頂底板移近量及兩幫移近量進行觀測,觀測結果如圖4。如圖4 所示,4326 回風順槽圍巖變形量隨著觀測時間的增加而增大,但在35 d 后,圍巖變形穩定,最終4326 回風順槽頂底板移近量約120 mm,兩幫移近量約150 mm。表明通過增加4326 回風順槽過斷層破碎帶巷道圍巖的支護密度,能夠滿足巷道圍巖的變形要求,順槽可以安全掘進并使用。

圖4 4326 回風順槽變形實測結果
依據4326 回風順槽與DF26 逆斷層的實際情況,提出了順槽掘進過斷層破碎帶的加強支護方案,并在現場成功應用。主要取得以下結論:
(1)提出過斷層破碎帶巷道支護方案,即在錨桿一排補打4 根長度為4300 mm 的錨索,錨索由2 根增加至4 根,錨桿索排距由1000 mm 減小至900 mm。
(2)通過提高過斷層破碎帶順槽的支護密度,4326 回風順槽頂板移近量與巷幫移近量最終維持在120 mm 和150 mm,順槽維護效果良好。