張國恩,趙建明,胡 江,劉虎生
(1.國家能源集團神東煤炭集團 烏蘭木倫煤礦,內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017205; 2.鄂爾多斯市煤炭局,內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000)
烏蘭木倫煤礦12煤五盤區(qū)共布置5個工作面,工作面推進長度相對較短,基本在1080m左右,工作面輔助回撤通道距12404主運巷113m,為提高盤區(qū)煤炭資源回收率,減少煤炭資源浪費,決定在工作面輔助回撤通道與12404主運巷之間布置綜采工作面,將輔助回撤通道作為回風巷,12404主運巷作為進風巷。綜采工作面回采將面臨的困難是需要過9條空巷,其中,8條平行于工作面,1條垂直于工作面。國內(nèi)外綜采工作面過單獨空巷或遠距離多條空巷時通常采用工作面調(diào)斜推進[1,2],首先使部分工作面先揭露空巷,然后工作面的余下部分再揭露空巷,避免工作面一次性全斷面揭露空巷。而烏蘭木倫煤礦工作面存在多條近距離平行于工作面的空巷,不具備調(diào)斜推進過空巷的條件,必須采取補強空巷支護強度,從而使工作面順利通過空巷。本文研究采用綜采面過空巷泵送支柱支護技術(shù),并確定過空巷時泵送支柱的支護方式、支護強度、支柱直徑等,分析支護材料性能,并制定支護工藝,最終確定支護方案。
為提高煤炭回收率,減少資源浪費,計劃回收12501、12502和12503輔助回撤通道煤柱,回采煤量25萬t[3]。12502和12503輔助回撤通道煤柱計劃布置綜采面回收,與12404綜采面形成刀把型工作面進行回采,即12404-1面。具體巷道布置方式如下:
將12404主運巷帶式運輸機延伸,作為12404-1綜采面的主要運輸巷;將12502回風巷113m擴幫改造為12404-1切眼,原巷道5m寬,擴至7.5m;由于12502和12503輔助回撤通道不在一條線上,相差1.7m,所以將12503輔助回撤通道采空區(qū)側(cè)擴幫1.4m,共323m,用作綜采面的回風巷,即12404-1回風巷,如圖1所示。12404-1綜采面工作面長度113m,推進長度542.5m,過空巷1432m,推進至原12404-2切眼處加面。
圖1 12404-1綜采面巷道布置圖(m)
巷道揭露煤層厚度2.2~2.8m,平均2.6m。已有巷道未揭露斷層等地質(zhì)構(gòu)造[4]。煤層直接頂巖性為中細砂巖,厚度1.6~4.5m,老頂巖性以中粗砂巖為主,厚度4.4~11.4m。上覆基巖厚度115~135m,松散層厚度10~15m,松散層不含水。工作面回采后有少量基巖孔隙裂隙水進入工作面,根據(jù)該區(qū)域已回采工作面預計本工作面正常涌水量10m3/h,最大涌水量30m3/h。
根據(jù)《礦山壓力與巖層控制》中對頂板壓力的估算方法[5],按照8倍采高的上覆巖層重量進行估算。
P=9.8×h×m×r
(1)
式中,P為支護強度,MPa;h為支護強度系數(shù),取8;m為工作面采高,取2.8~3.2;r為頂板巖層容重,取2.55kN/m3。
經(jīng)計算得到最大頂板壓力估算值為0.612MPa。
根據(jù)常用礦山支護材料篩選出4種材料作為支護空巷備選材料[6],分別為:道木、錨索、單體支柱、泵送支柱,每種支護材料都有適用范圍及優(yōu)缺點,現(xiàn)分別描述每一種支護材料的支護形式與其優(yōu)缺點。
1)道木:將數(shù)根道木堆積打設(shè)成道木垛進行支護空巷。優(yōu)點:過空巷時,由于超前支承壓力作用,頂板發(fā)生下沉變形,道木屬于可變性量大的支護材料,能夠在頂板下沉時,給與頂板讓壓變形,能夠釋放部分支承壓力,進而能夠很好地保證空巷的穩(wěn)定性,不會發(fā)生冒頂事故。缺點:過空巷時,道木垛無法回收,采煤機割煤時,木材進入原煤,同時采煤機切割道木時,道木垛會發(fā)生坍塌。從而空巷內(nèi)支柱道木垛會影響煤質(zhì),更無法保證道木垛支撐的穩(wěn)定性。
2)錨索:錨索支護空巷頂板。優(yōu)點:錨索支護成本低,支護強度高,施工速度快。缺點:目前烏蘭木倫煤礦使用最長錨索為8m,8m錨索正好為頂板垮落高度,因此選用8m錨索可能會在過空巷時發(fā)生冒頂事故,若選用更長的錨索進行支護,錨索轉(zhuǎn)機扭矩不足,無法施工深孔。
3)單體液壓支柱:單體支護空巷頂板。優(yōu)點:單體支柱支護空巷速度快,單體能夠泄液回縮,起到讓壓作用,支護強度較高。缺點:打設(shè)空巷單體支柱無動力源,需要安設(shè)一臺臨時泵站。過空巷時,單體回收困難,人工回收存在較大風險。單體內(nèi)的乳化液對井下水質(zhì)影響較大,不利于環(huán)保。
4)泵送支柱:泵送支柱支護空巷頂板。優(yōu)點:泵送支柱支護強度高,具有一定變形量,采煤機較容易切割,不用回收支護材料。缺點:空巷支護費用高,泵送支柱材料進入原煤影響煤質(zhì)。
根據(jù)以上四種支柱材料的優(yōu)缺點以及考慮過空巷的安全型,綜合考慮選擇“泵送支柱+補強錨索”聯(lián)合支護作為過空巷支護方式。
空巷長度共計1432m。其中正常段979m,超高超寬段453m;平行于工作面空巷853m,垂直空巷579m。過空巷補強支護方式如下。
3.1.1 巷道段支護方式
巷道寬度5m,高度2.9~3.2m。平行巷道采用“Φ22.4mm×8000mm錨索+4.6mW鋼帶+泵送支柱”支護方式,垂直巷道采用“Φ22.4mm×8000mm錨索+4.6mW鋼帶”支護方式。每排布置3根錨索,排距1.5m。泵送支柱直徑700mm,巷道中部區(qū)域間排距2.5m×2.5m。正常情況下兩端頭區(qū)域25m范圍內(nèi)打設(shè)一排支柱,間距3m;兩端頭25m范圍內(nèi)有聯(lián)巷的區(qū)域,聯(lián)巷靠端頭側(cè)打設(shè)3排支柱,參數(shù)與中部區(qū)域一樣,聯(lián)巷內(nèi)部距離巷幫1m處在中間打設(shè)一根支柱。
3.1.2 機頭段支護方式
1)機頭硐室寬度6.1m,平均高度4.5m。巷道超高段采用“Φ22.4mm×8000mm錨索+11#工字鋼+雙層鋼筋網(wǎng)做假頂”支護方式,每排布置3根吊掛錨索,排距0.5m,假頂用道木進行充填。巷道下部3.2m采用泵送支柱支護方式,泵送支柱支護直徑Φ700mm,中部區(qū)域間排距3m×2.5m;兩端頭區(qū)域泵送支柱呈三花布置,兩端頭25m范圍內(nèi)有聯(lián)巷的區(qū)域,聯(lián)巷靠端頭側(cè)打設(shè)3排支柱,參數(shù)與中部區(qū)域一樣,聯(lián)巷內(nèi)部距離巷幫1m處在中間打設(shè)一根支柱;兩端頭25m范圍內(nèi)有三角煤柱或交叉點區(qū)域面積較大的,按照中部區(qū)域支柱參數(shù)進行打設(shè)。
2)在原有錨索支護基礎(chǔ)上,按照4根“1.5m錨索+3.6m和2.3m的W鋼帶”補強支護。
3.1.3 切眼支護方式
切眼采用“Φ22.4mm×8000mm錨索+5m長的W鋼帶+泵送支柱”支護方式。泵送支柱直徑700mm,間排距2.5m×2.5m,兩端頭區(qū)域25m范圍內(nèi)間距3m,呈五花布置,每個調(diào)車硐室口部施工1根支柱。在原有錨索支護基礎(chǔ)上平行于切眼方向補打兩排錨索,錨索間排距2.2m。
1)12501繞道1平行于工作面段:在12501繞道1拐角處,斷面變大應(yīng)力集中位置設(shè)計5個泵送支柱[6],其他區(qū)域不施工支柱。12501繞道1支護方式如圖2所示。
圖2 12501繞道1支護方式示意圖
2)12502繞道1、2:設(shè)計2排泵送支柱,間排距為2.5m,選取Φ700mm支柱,正幫側(cè)距支柱中心間距為1.25m,副幫側(cè)距支柱中心間距為1.25m。兩端頭區(qū)域25m范圍內(nèi)一排支柱,間距3m。兩端頭25m范圍內(nèi)有聯(lián)巷的按照設(shè)計參數(shù)施工。12502繞道1、2支護方式如圖3所示。
圖3 12502繞道1、2支護方式示意圖
3)12502、12503、12504主運巷機頭:設(shè)計2排泵送支柱,非擴幫段正幫側(cè)距支柱中心間距為1.25m,副幫側(cè)支柱間距為1.25m,擴幫段正幫側(cè)距支柱中心間距為1.8m,副幫側(cè)支柱間距為1.8m,選取Φ700mm支柱,支柱間排距為2.5m×3m。兩端頭25m范圍內(nèi)呈3花布置。端頭區(qū)域有三角煤柱或交叉點面積大的按照設(shè)計參數(shù)施工。12502、 12503、12504主運巷支護方式如圖4所示。
圖4 12502、 12503、12504主運巷支護方式示意圖
4)12404-2切眼段:切眼寬度7.2m,工作面過該空巷時,需要等待加面安裝,工作面等待時間約為4~5d,期間可能出現(xiàn)礦壓顯現(xiàn)劇烈的情況。因此,該處布置3排支柱,確保安全生產(chǎn),12404-2切眼支護方式如圖5所示。正幫側(cè)距支柱中心間距為1.1m,副幫側(cè)支柱間距為1.1m。切眼調(diào)車硐室口部布置1根泵送支柱,間距2.5m,深入調(diào)車硐室口部1m。
圖5 12404-2切眼支護方式示意圖
冒落高度范圍內(nèi)頂板自重m由式(2)計算[7]:
m=5×n×L×w×h×r×f=4781.25kN
(2)
式中,n為泵送支柱每排的數(shù)量,取2;L為泵送支柱支護間距,取5.0m;w為空巷巷道寬度,取5.0m;h為錨索錨固長度,取5.0m;r為巖石平均比重,取2.55t/m3;f為安全系數(shù),一般1~2.0,取1.5。
當泵送支柱直徑為700mm、高度2.8m時,其提供的工作支撐力Q由式(3)進行計算:
Q=πd2q·fs=5.2×106N=5200kN
(3)
式中,d為泵送支柱半徑,取0.35m;q為支柱材料實驗室強度,取15×106N/m2;fs為支柱結(jié)構(gòu)性強度古氏系數(shù),取0.9~1.0。
經(jīng)計算Q=5200kN,大于頂板自重(m=4781.25kN),因此,直徑為700mm、高度2.8m的泵送支柱提供的工作支撐力能夠支撐冒落高度范圍內(nèi)頂板自重。
泵送支柱施工工藝順序[8]:①施工地點安設(shè)螺桿泵1臺,水壓不小于0.8MPa,流量不小于40m3/h,電壓660V;②鋪設(shè)注漿管路,管路直徑DN25mm;③吊掛注漿充填袋,并校正、固定;④向充填袋內(nèi)注漿。
根據(jù)生產(chǎn)接續(xù)時間確定空巷施工泵送支柱順序:①先施工12503主運巷8聯(lián)巷處空巷,施工數(shù)量為10個支柱;②再施工12404-2切眼,施工數(shù)量為117個支柱;③再施工12501繞道1,施工數(shù)量為5個支柱;④再施工12502繞道1,施工數(shù)量為73個支柱;⑤再施工12502主運巷,施工數(shù)量為77個支柱;⑥再施工12503主運巷,施工數(shù)量為83個支柱;⑦再施工12504主運巷,施工數(shù)量為84個支柱;⑧最后施工12502繞道,施工數(shù)量為74個支柱。
注漿材料采用A材料為生石灰,B材料采用高嶺土,注漿材料由A、B兩種組份按質(zhì)量比1∶1的比例組合而成。該材料具備固化速度快、早期強度增長快、凝固時間可調(diào)、致密性好、滲透性強、不收縮、結(jié)實率高、密封性能強等特性。
材料全部由無機礦粉組成,完全阻燃,運輸、倉儲、使用過程沒有火災(zāi)隱患。無機礦物材料不揮發(fā),使用過程沒有異味,能夠避免有毒氣體對人體的傷害。材料消耗量小,單位體積消耗量約240kg。
1)通過計算12404-1綜采面頂板支護強度,選擇合理的支護形式及支護材料,并在空巷采用泵送支柱進行了補強支護。在空巷內(nèi)施工泵送支柱,通過支柱能夠?qū)⒖障镯敯鍘r層部分自重傳遞至底板,減輕空巷兩幫支承壓力,同時減小空巷內(nèi)頂板的擠壓應(yīng)力,能夠避免空巷底板發(fā)生底鼓。
2)綜采工作面過空巷是煤礦生產(chǎn)現(xiàn)場經(jīng)常面臨的實際難題,應(yīng)當結(jié)合現(xiàn)場實際地質(zhì)條件,科學合理計算支護強度并選擇支護方式。同時還要考慮初采期間直接頂能否及時垮落,避免大面積懸頂。