郭晓明(龙煤矿业集团股份有限公司,黑龙江哈尔滨150001)
摘要:反程序开采顶板掘进过程中,根据在顶板特点分析和理论计算的基础,使用锚网带、锚索联合支护技术及施工流程。
关键词:反程序;顶板破碎;软岩;联合
1概述
双鸭山双阳煤矿中央区共有八个可采煤层,分别为3层、6层、8上层、8层、10层、12层、12下、16层,因8层煤为复杂构造煤层,煤层厚度1.85~1.30m,先期未进行采动,反程序开采,先行开采10层、12层、12下、16层,多次反程序开采;在开拓采区未形成系统的情况下,2010年8月矿决定进入反程序4次的8层煤进行试掘。
2双鸭山双阳煤矿中央区8层产状及顶底板情况
双鸭山双阳煤矿中央区8层有伪顶,为凝灰质粉砂岩,全区发育,遇水变软膨胀,随掘随落,厚度为0.4~0.5m,直接顶为细砂岩;煤层底板为凝灰质粉砂岩,质较软。厚度为1.2m,在下为凝灰质细砂岩,厚0.9m。
10层煤顶、底板:10层煤厚度极不稳定,变化较大,已经揭露厚度0.4~1.98m。10层煤伪顶发育,为凝灰岩、炭页岩和薄层煤线,厚0.1~0.6m,较松散,随采随冒,节理裂隙发育。直接顶为灰黑、灰白色细砂岩,基本顶为灰黑与灰白色细砂岩互层,局部含凝灰质,不稳定,较破碎易脱落;煤层伪底为0.6m灰色细砂岩,具有灰色水平层理,直接底为灰白色中砂岩,分选、胶结较好。其余详见综合柱状图1。
12层煤顶、底板:直接顶为5.1m灰白与灰黑色细砂岩互层,老顶为4.4m灰白中砂岩,厚层状。直接底为5m左右的灰--灰白色中细砂岩互层。其余详见综合柱状图2。12下层煤顶、底板:煤层伪顶为0.1~0.45m灰-灰白色细砂岩,不稳定,直接顶为1m左右灰白色细砂岩。基本顶为4m左右灰白色中砂岩;煤层直接底为2.5m左右灰白色中砂岩。其余详见综合柱状图2。16层煤顶、底板:伪顶为0.2~1.0m左右灰白色细砂岩,层理发育较破碎,直接顶为2.2m左右灰白色中砂岩,基本顶由中细砂岩、煤层和炭页组成。底板为3m左右的灰-灰白色细砂岩,局部基底隆起侵入,基底岩性为花岗片麻岩。
受由于受到下部4个煤层开采采动影响,其工程地质特点表现为两个方面:(1)层面发育,并发育有多组结构面,其间相互贯通,将岩体切割破碎;(2)顶板整体强度低,尤其巷道浅部围岩开挖后自稳能力差,自稳时间短,下沉量大,易出现冒顶。采用铁棚支护,时常出现棚空间漏顶现象,背顶材料消耗较大,成本较高,掘进效率较低。
3锚杆支护理论
巷道开挖以后巷道围岩应力将发生显著变化,巷道周边径向应力为0,围岩强度明显下降;围岩中出现应力集中现象。如果集中应力小于岩体强度,围岩将处于塑性状态。当围岩应力超过围岩强度之后,巷道周边将首先破坏,并逐渐向深部扩展,直至在一定深度取得三向应力平衡为止。此时,围岩以过渡到破碎状态,围岩中产生的这种松弛破碎带被定义为围岩松动圈。
锚杆+钢带+金属网+锚索共同作用改变巷道围岩的受力状态,增大围岩内摩擦角,提高围岩的凝聚力,加固顶板中软弱夹层,增大岩体强度,在巷道周围形成一个整体而又稳定的岩石带,通过锚杆、锚索的悬吊作用将巷道浅部岩石带锚在深部稳定的岩体中,并通过钢网和钢带梯将巷道表面破碎岩石进行封闭,防止漏顶掉碴
3.1支护设计及验算
巷道断面及支护参数。根据工作面回采需要和预计巷道变形,煤帮和顶、底板预留变形量50~100mm,支护锚杆外露≤100mm,设计巷道断面为矩形,轨道顺槽净宽度为3.0m,净高2.3m。支护断面如图。(1)顶板锚杆:选用Φl8mm、长度1.6m的螺纹钢锚杆。锚杆间排距为1.0m×1.0m。巷道顶板中间两棵锚杆垂直顶板层面;选用Φ15.8mm、长度8.0m的锚索,锚索单排布置在巷道中线上,间距4.0m。(2)帮锚杆:考虑巷道破底掘进,两帮只对煤层部分进行支护,为便于施工,锚杆选用Φ16mm、长度1.6m的树脂锚杆锚杆,树脂锚杆顶锚打设在距煤层顶板0.2m处,并有13°仰角,树脂锚杆间排距1.0m×1.0m,并挂设护帮钢带,内层负树脂网。
图2巷道断面图
3.2顶板支护计算
3.2.1锚杆长度计算。L=KH+L1+L2。式中:L——锚杆长度;H——冒落高度;K——安全系数,一般取K=2;L1——锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按0.4m;L2——锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.3m。其中:H=B/2f=3.0/2×4=0.375。式中:B——巷道开掘宽度,取3.0;f——岩石坚固系数,取4。则L=2×0.375+0.4+0.3=1.45m,通过以上计算,预应力锚杆长度取1.6m。
3.2.2锚杆直径计算。d=(1/110)×L。式中:L——锚杆长度取1600mm;D=(1/110)×L=(1/110)×1600=14.5mm。通过以上计算,预应力锚杆直径取18mm。
3.2.3锚杆间、排距计算,间、排距相等:α=[Q/KHγ(1.5~1.8)]■α=[100/(2×0.35×25)]■=2.39m。
式中α——锚杆间排距,m;Q——锚杆设计锚固力,80kN/根;H——冒落高度,0.375m;γ——被悬吊砂岩的密度,取25kN/m3;K——安全系数,取K=2。α=2.39m。通过以上计算,预应力锚杆间排距1.0m×1.0m。
3.2.4锚索支护计算。L=La+Lb+Lc+ld。L——锚索总长度,m;La——锚索深入稳定岩层的锚固长度,一般取0.7m;Lb——需要悬吊的不稳定岩层深度,取6.0m(从柱状图选取);Lc——上托盘及锚具的厚度,取0.1m;Ld——外露长度,取0.35m;L=0.7+6.0+0.1+0.35=7.15m;通过以上计算,锚索索绳长度选用8.0米。
4施工工艺
(1)掘进时采取楔形掏槽、打眼放炮的方式破岩,循环进尺控制在1.8m,每施工一循环,顶板便打设锚杆,顶板最小空顶距为1.3米,最大空顶距为3.1米,先施工中部锚杆,再施工两侧锚杆。(2)帮锚杆支护施工:帮锚杆与顶板锚杆可同时作业,两帮岩性完好也可滞后耙斗机后。(3)锚索可根据顶板岩性规定滞后工作面距离,顶板岩性完好时可滞后耙斗机,顶板岩性破碎,必须将锚索打设至工作面。(4)锚杆施工流程为:安全检查一超前临时支护一钻锚杆眼一铺金属网一安设钢带一安设顶板锚杆一拧紧螺母锚索施工流程:钻锚杆眼-安装锚索-安装锚索索具-张拉机上紧锚索。
5实施效果
(1)采用锚杆+钢带+金属网+锚索联合支护,对顶部围岩进行及时全封闭,加大了护顶的面积,并将顶板破碎及凝灰质粉砂岩完全支护在顶板,将整个围岩完全护住。(2)锚网支护在巷道开掘过程中及时岩增加了一个预应力,不但增强了围岩的凝聚力,提高了围岩的整体性和强度,而且不易松动失效。(3)采用的锚索支护不仅对锚杆支护的浅部岩层进行了加强支护,并且将上覆岩层牢牢悬吊,形成一个整体,增强了顶板支护强度。
6结论
(1)通过现场实施认为采用锚杆+钢带+金属网+锚索联合支护是一种技术可行、安全上有保障的可靠支护方式。该种支护在反程序开采煤层的成功应用有效的控制了破碎顶板及软岩顶板,为反程序开采顶板支护提供了有力的保证。(2)成功的使用该种顶板支护为我矿其他反程序开采顶板支护打开先河,可解决我矿其他煤层因反程序开采无法进组的困境,缓解了我矿的掘进接续压力。(3)使用该项支护技术也可在顶板破碎、过断层、破碎带等特殊时期取代架棚支护,主动的巷道围岩形成一个整体,控制围岩变化。