冒顶垮帮是河南煤矿事故中发生最多的一类,而且分布范围广、种类多是采掘工作面的一种常见病,其冒顶片帮次数较难统计。
目前所采用的各种顶板控制方法主要有三种:第一类巷道保护,是指为了预防巷道失稳或有效地减轻矿压危害而采取的各种技术措施;第二类巷道支护,一般指借助于各种支架来预防巷道围岩产生过度变形和防止巷道冒顶、片帮的技术措施;第三类巷道维护(维修),是指对已进行过支护的巷道,为了改善已恶化的维护状况和恢复其稳定性所采取的一些措施。
一、支护种类
支护形式及支护材料的选择取决于巷道围岩性质、压力大小,巷道的服务年限、用途及巷道的断面形状等因素。传统的巷道支护有木支护、料石及混凝土砌碹、矿工钢(矿用工字钢)支护、U型钢支护。目前广泛采用的有锚杆支护以及喷射混凝土支护。
(一)木材支架
木材支架常用的结构主要是梯形棚子,棚子间距通常在0.5~1.0m之间,在少数坚硬顶板的巷道中,也常采用带帽点柱。
木材支架的优点是重量轻,加工能力容易,对巷道条件的变化适应性大,并有一定的支撑能力,一般每米安设两架棚子时,支撑顶板的能力达到150~200kN/m2,目前这种支架在一些矿区仍在使用。一般作为主要支护形式,只在局部地段使用。
木支架的缺点明显,强度低,易腐烂,使用期短,维修费用高,通风阻力大,不防火,对围岩移动的适应性差,当巷道的变形量超过100~200mm时,木支架就可能遭到破坏。另外,我国是一个木材短缺的国家,因此,采准巷道应尽量不用或少用木支架。
(二)料石和混凝土砌碹
石材支护是以天然石材及人工石材为主要原料,并以水泥砂浆胶结而成的支护,它和混凝土砌碹支护,主要用在服务时间长,且地压较大的井筒及主要巷道中作为永久支护。
(三)金属支架
金属支架主要有U型钢和矿用工字钢制造,U型钢是为制造可缩性支架而设计的,矿用工字钢多用于制造刚性支架。
(四)锚杆支护
锚杆支护是锚固在煤、岩体内维护围岩稳定的杆状结构物,是一种主动支护形式,与被动支护相比,具有支护工艺简单、支护效果好、支护成本低、施工方便等优点。锚杆种类繁多,按锚固方式可分为三大类:黏结式,机械式、摩擦式;按锚固长度可分为全长锚固、端部锚固、加长锚固;按锚杆工作特性可分为可拉伸锚杆与不可拉伸锚杆;按锚杆强度的大小可分为普通锚杆、高强锚杆、超高锚杆。
(五)喷射混凝土支护
喷射混凝土支护是用喷射机将混凝土混合物喷射在岩石表面上硬化而成的一种支护。先将砂、石过筛,按配合比和水泥一同送人搅拌机内搅拌,然后用矿车将拌和料运送至工作面,经上料机装入以压缩空气为动力的喷射机,再经输料管吹送到喷头处与水混合后喷射在岩面上。
(六)锚喷支护
锚喷联合支护使锚杆支护和喷射混凝土支护取长补短、互为补充,是一种性能更好的支护形式。锚杆与其穿过的岩体形成承载加固拱,喷射混凝土的作用则在于封闭围岩,防止风化剥落,和围岩结合在一起,对锚杆间的表面岩石起支护作用。
二、巷道顶板事故的防治
(一)造成巷道冒顶事故的因素
造成巷道冒顶事故的因素包括自然地质因素、工程质量因素、采掘工程因素和管理因素四个方面。
1.自然地质因素
(1)岩层层理影响。岩层内应力经过重新分布,容易造成岩层离层脱落。若有0.5~1m较弱岩层或煤层形成复合顶板时,空顶区顶板更容易发生弯曲、离层、下沉,造成围岩整体稳定性差,发生顶板冒落和片帮的概率增多。
(2)镶嵌型围岩结构的影响。镶嵌结构岩体中的岩块与原岩体之间多为光滑结构面,使层面黏聚力极低,导致岩层在无支护空顶区易突然坠落,大块坠岩可能推垮不稳定支架,造成没有预兆的突发性顶板事故。
(3)岩层节理裂隙及破碎带影响。岩层节理裂隙发育时破坏了岩体的完整性,尤其是风化带、断层破碎带、层间错动带及褶皱破碎带、挤压破碎带等地带的围岩松散破碎,更易造成巷道冒顶事故。
(4)地下水的影响。地下水对岩石具有减小层间摩擦系数,降低岩石的强度,使岩石软化、崩解或体积膨胀的作用,容易促使巷道冒顶事故的发生。
2.施工质量因素
(1)支架架设质量差。未按操作规程架设支架,导致支架阻力不能及时发挥作用,使围岩松动破坏圈扩大,易造成冒顶事故;支架间连接性不好,使支架的横向稳定性差,易造成多架支架倾倒的大面积冒顶事故,尤其是在倾斜巷道。
(2)掘进打眼爆破参数掌握不好。炮眼角度不当,或装药量过大,爆破时易崩倒支架,且使掘进工作面增大围岩破坏圈的范围,易造成冒顶及片帮事故。
3.采掘工程因素
当受到采动引起的岩层运动和支承压力的影响时,围岩破坏范围扩大,如果支护质量不好,极易造成片帮与冒顶事故。巷道掘进时,围岩内应力重新分布,顶板岩层受到不同程度的破坏,尤其当两巷道贯通时,在交叉点处悬露面积大,顶板破坏更加严重,极易造成冒顶事故。在翻修、维护巷道时,由于围岩内应力二次重新分布,造成顶板破碎范围扩大,也易造成冒顶事故的发生。
4.管理因素
管理工作不到位造成操作规程不能落实,安全检查没有认真进行,没有及时发现和处理事故隐患,也容易造成冒顶事故。
(二)巷道冒顶事故的预防措施
巷道顶板事故多发生在掘进工作面及巷道交叉点和巷道贯通处。
1.掘进工作面冒顶事故的原因及防治措施
(1)掘进工作面冒顶事故的原因
①掘进破岩后,顶部存在与岩体失去联系的岩块,如果支护不及时,该岩块可能与岩体完全失去联系而冒落。
②掘进工作面附近已支护部分的顶部存在与岩体完全失去联系的岩块,一旦支护失效,就会冒落造成事故。
(2)掘进工作面冒顶事故的防治措施
①根据掘进工作面岩石性质,严格控制空顶距,当掘进工作面遇到断层褶曲等地质构造破坏带或层理裂隙发育的岩层时,棚子应紧靠掘进工作面。对掘进工作面新悬露出来的顶板,应采用及时支护或超前临时支护,以保证安全作业。
②加强安全检查,严格执行敲帮问顶制度,危石必须挑下,无法挑下时应采取临时支撑措施,严禁空顶作业。
③在地质破坏带或层理裂隙发育区掘进巷道时要缩小棚距;在掘进工作面附近应采用拉条等把棚子连成一体,防止棚子被推垮,必要时还要打中柱以抵抗突然来压。
④及时调整爆破崩倒或崩歪的支架。
2.支架支护巷道冒顶事故的原因及防治措施
(1)支架支护巷道冒顶事故的原因
支架支护巷遭的冒顶可分为压垮型、漏垮型和推垮型3类。
①压垮型冒顶是因巷道顶板或围岩施加给支架的压力过大,压垮了支架,从而导致巷道顶部已破碎的岩块冒落。
②漏垮型冒顶是因元支护巷道或支护失效(非压坏)巷道顶部存在游离岩块,这些岩块在重力作用下冒落。
③推垮型冒顶是因巷道顶帮破碎岩石,在其运动过程中存在平行巷道轴线的分力,如果这部分巷道支架的稳定性不够,可能被推倒而发生冒顶。
(2)支架支护巷道冒顶事故的防治措施
①掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护,在爆破前必须加固。爆破崩倒、崩坏的支架必须先行修复,之后方可进人工作面作业。修复支架时必须先检查顶、帮,并由外向里逐架进行。
②在松软的煤、岩层或流沙性地层中及地质破碎带掘进巷道时,必须采取前探支护或其他措施。
③在坚硬和稳定的煤、岩层中,巷道不设支护时,必须制定安全措施。
④支架间应设牢固的撑木或拉杆。
⑤可缩性金属支架应用金属支拉杆,并用机械或力矩扳手拧紧卡缆。
⑥支架与顶、帮之间的空隙必须塞紧、背实。
⑦巷道砌碹时,碹体与顶、帮之间必须用不燃物充满填实;巷道冒顶空顶部分,可用支护材料接顶,但在碹拱上部必须充填不燃物垫层,其厚度不得小于0.5m。
⑧更换巷道支护时,在拆除原有支护前,应先加固临近支护,拆除原有支护后,必须及时除掉顶、帮活矸并架设永久支护,必要时还应采取临时支护措施。在倾斜巷道中,必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。
3.锚杆支护巷道冒顶事故的原因及防治措施
(1)锚杆支护巷道冒顶事故的原因
巷道成巷后,在原岩应力和次生应力(包括回采等引起的各种支承压力)的作用下,巷道围岩产生变形,如果岩石不能自稳,且锚杆参数选择不当,锚杆间排距过大、锚杆支护材料选择不当、锚杆支护系统的匹配不合理等,使锚杆支护系统的锚固力不足,这种变形得不到有效的控制,就会不断发展,最终导致围岩冒落和冒顶。
(2)锚杆支护巷道冒顶事故的防范措施
预防锚杆支护巷道冒顶的措施,主要在于正确选择锚杆支护的参数,加强施工管理,保证工程质量。
①锚杆、锚喷等支护的端头与掘进工作面的距离,锚杆的形式、规格、安装角度,混凝土标号、喷体厚度,挂网所采用金属网的规格以及围岩涌水的处理等,必须在施工组织设计或作业规程中规定。
②采用钻爆法掘进的岩石巷道,必须采用光面爆破。
③打锚杆眼前,必须首先敲帮问顶,将活矸处理掉,在确保安全的条件下,方可作业。
④使用锚固剂固定锚杆时,应将孔壁冲洗干净,砂浆锚杆必须灌满填实。
⑤软岩使用锚杆支护时,必须全长锚固。
⑥采用人工上料喷射机喷射混凝土、砂浆时,必须采用潮料,并使用除尘机对上料口、余气口除尘。喷射前,必须冲洗岩帮。喷射后应有养护措施。作业人员必须佩戴劳动保护用品。
⑦锚杆必须按规定做拉力试验。煤巷还必须进行顶板离层监测,并用记录牌板显示。对喷体必须做厚度和强度检查,并有检查和试验记录。在井下做锚固力试验时,必须有安全措施。
⑧锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧,确保锚杆的托板紧贴巷壁。
⑨岩帮的涌水地点,必须处理。
⑩处理堵塞的喷射管路时,喷枪口的前方及其附近严禁有其他人员。
4.巷道交叉点及巷道贯通处冒顶事故的原因及防治措施
(1)巷道交叉点及巷道贯通处冒顶事故的原因
巷道交叉点冒顶事故往往发生在巷道开叉时,因为开叉口需要架设抬棚替换原巷道棚子的棚腿,如果开叉处巷道顶部存在与岩体失去联系的岩块,并且围岩正向巷道挤压,而新支设抬棚或强度不够,或稳定性不够,就可能造成冒顶事故。
当巷道围岩强度不是很大时,顶部存在与岩体失去联系的岩块以及围岩向巷道挤压就在所难免,如果开叉处正好是掘巷时的冒顶处,则情况更为严重。新支设抬棚的稳定性与以下两个方面的因素有关:抬棚架设一段时间后才能稳定,过早拆除原巷道棚腿容易造成抬棚不稳;开口处围岩尖角如果被压碎,抬棚腿失去依靠也会失稳。
巷道贯通部位的顶板岩层其稳定性已遭受一次破坏,贯通时如果不事先探明,不制定相应的特殊措施,就容易发生顶板事故。
(2)巷道交叉点及贯通处冒顶的防治措施
①开岔口应避开原来巷道冒顶的范围。选好开帮和贯通地点,要选择在顶板和地质条件比较好,远离交叉点、停采线和煤柱等各种受集中支承压力影响的地方。
②必须在开岔口抬棚支设稳定后再拆除原巷道棚腿,不得过早拆除,切忌先拆棚腿后支抬棚。开帮贯通地点附近的支架要加固,若近处有空顶及空帮情况,小范围可加密支架,背好顶帮;大范围的应用木垛接顶处理,同样要用板皮背好打紧。
③保证抬棚有足够的强度。开帮贯通巷道的交接处要及时扶上抬棚,抬棚承载能力大小应视围岩性质而定,一般选择大于正常支护材料承载能力的2~3倍。要及时进行支护,缩短顶板暴露时间。
④开帮掘进的新巷与原巷的方位要保持较大的夹角(最好大于45°)。当开口处围岩尖角被压坏时,应及时采取加强抬棚等稳定性措施。
⑤贯通前要进行超前探测,并处理好被透点的积水、瓦斯等有害气体,制定相应的安全措施。
三、巷道维修及冒顶处理方法
当围岩压力增大时,可能出现巷道变形、断面变小、支架折损或顶、帮漏煤(岩)块等现象,甚至发生冒顶。这时必须及时进行处理,如果处理不及时或措施不当,可能延缓处理时间,使小变形变成大变形,小冒顶变成大冒顶,增加维修和处理的难度,还可能发生人身伤亡事故。
1.巷道维修及冒顶处理的一般原则
(1)先外后里
先检查该处前后5m范围内支架的完整情况;有问题先处理,必要时可采取临时加固措施,例如加密支架、加打木垛、前后支架拉紧支牢等,以增加后路、外围支架的支护能力和稳定性,确保后路畅通。
对一段巷道进行维修和冒顶处理时,也必须坚持先处理外面的(离安全出口近的那一头),再逐渐向里面前进,直至全部完成。禁止在巷道只有一个安全出口的情况下,两头同时进行处理工作,以防止再一次发生冒顶时,将人员堵在里面。
(2)先支后拆
更换巷道支护时,在拆除原有支护前,应先加固临近支护,拆除原有支护后,必须及时除掉顶帮后面的碎矸并架设永久支护,必要时还应采取临时支护措施。
如需更换柱腿,应该先用内注式单体液压支柱或金属摩擦支柱在顶梁下打好立柱,再拆去旧柱腿。
(3)先上后下
倾斜巷道维修支架和处理冒顶时应该由上至下进行。特别是倾角在15°以上时,必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。
(4)先近后远
当一条巷道有几处需要维修支架和处理冒顶的地段,应该先处理距安全出口较近的那段,再向前处理较远的那一段,直至把巷道内的各段都维修好或处理通。这样可以避免因距安全出口较近的那一段再次冒顶时,将里面那一段的作业人员堵在里面。
(5)先顶后帮
为了保证操作人员的人身安全,在处理程序上必须注意先维护、支撑住顶板,再维护好两帮。如巷道一侧片帮需要处理,这时必须在顶梁下靠片帮侧打上一根立柱,使顶板稳住,然后对片帮空间进行架设支架。
2.巷道冒顶处理方法
(1)直接支架法
在巷道围岩已经稳定,冒落矸石又不多,冒顶范围约为2~3架支架时,可采用直接支架法,即先扒掉碍事的矸石,在两帮掏出柱窝,然后立好柱腿,紧接着架设顶梁,并且插背好,最后清理底部煤矸。再往前依次照上述程序操作,直至处理完毕为止。
(2)撞楔法
当巷道冒落矸很碎,可采用撞楔法处理。在冒顶的地方先向冒落碎矸深处打人撞楔,在撞楔的保护下,清理冒落的煤矸,重新架设支架,如图10-18所示。撞楔的材料可选用钢轨或小圆木。
图10-18 撞楔法处理冒顶
(3)锚喷法
锚喷法适用于冒顶范围较大,具备锚喷支护的岩巷。先处理冒顶区域内顶板及两帮活矸,人员站在安全侧向冒顶区域顶部喷射一层厚30~50mm的混凝土封固顶板,然后再封两帮。当初喷层凝固后再打锚杆,并及时挂网和复喷一次,复喷厚度不宜超过200mm。冒顶处理完后,按要求立模砌碹,也可架设金属支架。如图10-19所示。
(4)木垛法
如果巷道冒顶范围较大、冒落高度较高,且冒落空洞以上顶板基本稳定,可以采用木垛法。如图10-20所示。
先在冒落空洞里以下部的冒落煤矸为底加打木垛接顶,然后在木垛保护下清理煤矸,重新支架。在冒落空洞里加打木垛是具有一定危险性的工作,操作时必须十分注意安全。操作前要站在有支架掩护的地点,用长柄工其敲帮问顶,并设专人观察顶板变化情况。
图10-19 锚喷法处理冒顶
图10-20 木垛法处理冒顶
1-抬棚;2-穿梁;3-木垛(www.xing528.com)
四、软岩巷道冒顶事故的原因与防治
河南软岩的矿井分布很广,随着矿井开采深度的增加,地应力加大,支护也变得越来越困难。由于对软岩巷道的特点认识不足,缺乏必要的技术手段和措施,造成冒顶事故时有发生,给煤矿安全生产带来巨大的危害。
(一)松软岩的基本特征
软岩是指强度低、孔隙率大、胶结程度差、受构造面切割及风化影响显著或含有大量易膨胀黏土矿物的松、散、软弱岩层,具有以下特点:
1.松散破碎,强度低,稳定性差。一般松软岩多为单向抗压强度小于20MPa的泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩等,强度低,极不稳定。
2.含水率大,强度低。岩石的含水率是影响松软岩性及稳定性的重要因素,地下岩层中所含的水一般为酸性较强的水,对岩石具有腐蚀和软化作用,使岩层胶结性差,孔隙率提高,强度降低。
3.易吸水崩解膨胀。软岩中含有黏土矿物, 这些岩石易吸水膨胀,造成巷道底鼓。
4.围岩变形大,具有流变性。松软岩在静压巷道中,总变形量超过500mm的比较多,并且变形时间长,一般都在3个月以上,甚至半年后仍有缓慢增长趋势。松软岩都具有流变性,即塑性流变。产生流变的主要原因是围岩受力超过围岩强度,产生流变,导致围岩破坏。
(二)松软岩巷道矿压显现的主要特点
1.围岩的自稳时间短、来压快。自稳时间仅为几十分钟到几个小时,巷道来压快,要立即支护或超前支护方能确保巷道围岩不致冒落。
2.围岩四周来压底鼓明显。
3.围岩变形趋于稳定的时间长,松动范围大。
4.围岩初始变形速度大,然后逐渐减小,并趋于基本稳定。
5.围岩遇水膨胀,变形加剧,时间延长。
(三)软岩巷道冒顶事故的主要原因
软岩巷道冒顶事故的主要原因在于支护设计不合理,支护体被强大的矿压压坏。
1.单独提高支护刚度。巷道支护体系迅速遭到破坏,常常造成前掘后翻的局面。由此而不断提高支护刚度,增加支护成本,但取得的效果微不足道。如平煤朝川矿二井,巷道支护采用36kg/m的U型钢,支护棚距0.5m,成本高达1.2万元/m,仍出现U型钢压扁、裂开等破坏现象,需反复翻修。因此,单独提高支护刚度,以刚克刚的方法有时不可取。
2.采用单一支护方式。软岩强度低,自稳性差,易受环境效应、结构效应、空间效应以及时间效应等影响,围岩性质不确定。软岩巷道支护是支护结构和围岩结构相互调节、相互控制的过程,其变形破坏不仅是岩体材料的破坏,而且主要是整体结构的变形、失稳和破坏。因此,单一支护形式如木支架、金属支架、U型钢支架、锚喷支护、料石碹等支护形式,都不能有效地满足软岩巷道支护的特殊要求。
3.采取一次成巷施工法。巷道施工时期,恰是软岩变形最为剧烈的时期,变形量大,变形地压大而支护强度低。如果采用短掘短砌、立即支护或一次成巷的方法,围岩对支护体破坏最为剧烈。只有采用二次支护及联合支护方能达到预期的效果。
四、预防冒顶事故的对策
1.加固围岩,提高围岩凝聚力和内摩擦角值。
按照我国工程岩体分级标准规定,软质岩的中软岩Re=30~15MPa,浸水后用指甲可刻画出印痕;软岩Re=15~5MPa,浸水后用手可以掰开;极软岩Re<5MPa,浸水后可捏成团。因此,采用全长锚固的锚杆将破碎围岩锚固起来,恢复和提高围岩的残余强度,形成具有较高承载能力和可缩性的锚固层,充分发挥围岩的自承能力,阻止围岩的塑性流动,保证巷道的稳定。
2.改变工作面端头形状,及时采用泥浆封闭。常规的工作面平面交接,受端头效应影响,工作面岩体经常鼓出。实践证明,在角点处往往出现应力集中现象。因此,将工作面形状改为抛物线形可以改变应力集中现象。同时,及时用水泥浆封闭是克服软岩环境效应的有效措施,对节理、层理发育的软岩可充填微小裂隙,以改善围岩性质,提高围岩表面强度。
3.改变围岩应力分布。采用爆破、锚杆或管缝式锚杆,可以改径向应力为环向应力,从而减小支护承载力。
4.改变围岩性质,提高围岩自稳性。在碹体或弧板壁后,把石灰、粉煤灰、炉渣灰(三灰)用塑料袋包装后充填,既可保证碹体受力均匀,又可防止湿空气侵袭围岩,起到让压卸载、置换围岩纳蒙胶石等综合效果,极大地改善支护状态。
5.提高护表力,增强围岩表面强度。支护的关键在于保持围岩的完整性,及时采取提高围岩表面强度的方法,增加支护体系的护表能力,如速喷水泥浆、铺设菱形金属网等都能增加巷道的稳定时间。
6.应力释放法。在强膨胀、剧膨胀以及高地应力软岩巷道,当各种保护方法不能奏效时,采用应力充分释放的方法效果比较明显,如开卸压槽法。
7.加强矿井水治理。治顶先治帮,治帮先治底,治底先治水,对水的合理治理是保证软岩稳定的基础。采取疏、导、排、堵、截等综合措施,做到有水必治,无水必防,用水必管,积水必排,才能有效地改善矿井环境,减少水对围岩的侵蚀。
8.加强巷道底板管理。设计时应考虑底板的支护,底角采用锚杆加固时应带一定的插角;或采用底板注浆,以加固底板,防止水对底板的软化;或采用圆形断面、全封闭支护等方法。
9.加强巷道布置的设计。巷道位置最好选在工程地质条件好、工程量少的地段,并注意避开空间效应;巷道轴线方向和最大主应力方向平行或小角度相交。软岩矿井禁止双巷掘进,平行巷道纯岩柱不小于40m,在垂直布置上要避免上下巷重叠,垂直岩柱不小于25m。
10.长期监控监测指导施工。围岩变形是围岩力学形态变化的最直接体现。它不仅直接反映了地压规律,而且也是分析判断围岩稳定程度的可靠依据。因此,进行现场变形量测,掌握围岩变形活动状态和时间效应,并在此基础上选择支护结构和参数,妥善安排掘进和支护工艺过程,可以确保支护体系、支护特征曲线和围岩变形活动状态相适应、相匹配。坚持长期监控,对于及时了解围岩稳定信息及采取相应加固措施具有重要意义。
五、中马村矿39采区泵房二次支护施工
焦煤公司中马村矿原矿井设计生产能力60万t/a,2008年7月核定生产能力115万t/a。立井单水平上下山开拓方式。矿井于1955年9月开始动工兴建,1970年简易投产。历经3次淹井事故,最后一次淹井在1985年11月,23采区的23061工作面回采期间底板突水,突水量为128m3/min,当时矿井正常涌水量25m3/min,总水量达到153m3/min,超过矿井排水能力,致使矿井全淹,直到1990年才恢复生产。
39采区是29采区的接替采区,也是29采区的延伸采区,在39采区的下部,-388m水平设计有二级排水的39采区泵房。该泵房设计巷道断面为直墙半圆拱,巷宽6.0m,巷高5.5m,断面积29m2,长度80m,设计支护形式为锚网喷+锚索。
(一)施工方法
因泵房断面较大,巷道过高,采用全断面一次掘进法围岩维护比较困难,故采用正台阶工作面施工法。整个断面分为2层,上层工作面高度3.0m,超前2.0m左右,下层工作面高度为2.5m,呈45°斜坡以便于溜放上分层工作面的矸石,在下分层工作面使用装岩机装岩(图10-21)锚杆规格Φ20mm×2.400mm,间排距800×800mm;钢筋网片采用Φ6.5mm普通钢筋制作的钢筋网,规格1400mm×1000mm,网孔100mm×100mm;锚索为Φ20mm×6500mm的高强度钢绞线,间排距1500mm×1500mm;喷层厚度结合以往的施工经验,确定为150mm。
该工程于2007年1月开始施工,4月底施工结束。至2007年6月初巷道损坏、变形,巷帮收敛严重,变形后的巷道宽仅4.9m,巷高在5.2m左右,已不能满足机电设备安装的要求,必须选择新的支护方式重新扩修。
图10-21 一次支护施工断面示意图
(二)巷道破坏原因分析
1.巷道埋藏深。泵房处水平标高为-388m,而其所对应的地面标高为+142m,埋藏深度已达到530m,巷道围岩所承受的原岩应力很大,造成巷道支护困难。
2.受地质构造带影响。泵房位于矿井的边界处,距九里山大断层(落差300~650m)有150m,九里山断层也是矿井的边界。在断裂构造附近的围岩,大都积存有一定的弹性势能,随着巷道的开挖,一部分弹性势能释放,导致巷道变形。
3.围岩呈软岩特征。巷道布置在煤层的顶板,下距煤层约19m,岩性为砂岩或泥岩,强度较低,变形量大且变形速度快,特别是距底板向上2.5m处有一层夹煤,厚度0.5m,质地较软,进一步降低了围岩的固有强度。
4.巷道断面大。巷道开挖后,由于应力重新分布,在巷道周围形成松动圈,巷道断面越大,松动圈的范围也就越大,形成的节理裂隙面就越多,同时顶板砂岩水会沿着裂隙面渗下来,使围岩强度降低,影响了巷道的稳定。
5.施工质量的影响。光爆效果不好,爆破时强烈扰动围岩,破坏了围岩的完整性。锚杆布置不均匀,安装锚杆没有按规定的操作方式执行。部分锚杆没有达到全长锚固的效果,围岩内部不能形成完整的支护结构,使围岩局部松动,从而影响整体强度,最后导致失稳破坏。
(三)二次支护方案确定
由于围岩强度小、压力大等因素的影响,巷道发生破坏,为此决定采用锚网喷+锚索+圆形36U型钢可缩支架+壁后注浆一的联合支护方式。施工工序为:①对巷道进行扩修,打锚杆、锚索、喷浆封闭围岩;②开挖基础,下底拱,架36U型钢可伸缩拱形支架;③进行全断面壁后注浆。
1.圆形36U型钢可缩支架的特点
该支架承载能力大,抗底鼓和两帮收敛能力大。适用于围岩松软、移近量大、底鼓和两帮收敛严重的巷道。虽然是一种被动的支护方式,但其支护的作用要远远优于锚杆等其他支护方式,特别是39采区泵房巷道腮部有1层0.5m厚的夹煤,质地松软易碎,作为永久的开拓巷道,适宜选用圆形36U型钢可缩支架(图10-22)
图10-22 泵房支架示意图
2.壁后注浆机理
在锚网喷架圆形36U型钢可缩支架的基础上,进行壁后注浆,带压浆液胶结了松碎岩层,从而提高了围岩自身的强度,使围岩由支护载荷变成具有承载能力的支护体,保证了支护结构的稳定性。
(1)注浆锚杆注浆后,将松散破碎的围岩胶结成整体,提高了岩体的内聚力、内摩擦角及弹性模量,从而提高了岩体强度。这样就可以利用岩体作为支护结构的主要组成部分,使巷道支护体系得到扩大和提高。
(2)注浆锚杆注浆后使得喷层壁后充填密实,保证荷载能均匀地作用在喷层和支架上,避免发生应力集中现象。注浆后使得作用在拱顶部的压力能有效传递到两帮,通过对巷帮的加固,又能把荷载传递到底板,由于组合拱厚度的加大,能使作用在底板上的荷载分散,从而减小底板岩石中的应力,减弱底鼓。底板的稳定有助于两帮的稳定,在底板、两帮稳定的情况下又能保持拱顶的稳定。因此,注浆支护的又一个重点就是保证两帮和底板的稳定,从而保证支护结构的稳定。
(3)利用注浆锚杆注浆充填围岩裂隙,配合锚喷+圆形36U型钢支护,可形成一个多层有效组合拱,即网喷组合拱、锚杆组合拱、圆形36U型钢可缩支架组合拱及浆液扩散组合拱,形成的多层组合拱结构扩大了支护结构的有效承载范围。注浆后的围岩整体性好,与原岩形成一个整体,在大构造应力作用下不易破坏。围岩注浆加固与其他支护形式相结合,不仅能改善围岩的结构和应力分布,而且大大减缓围岩变形,减轻支架承受的外载压力,改善支架的受力情况,提高了支护结构的整体性和承载能力。
(4)注浆使得支护结构面尺寸加大,围岩作用在支护结构上的荷载所产生的弯矩减小,降低了支护结构中产生的拉应办和压应力。因此,能承受更大的载荷,从而提高了支护结构的承载能力,扩大了支护结构的适应性。
(5)采用注浆锚杆注浆,可利用浆液封堵围岩裂隙,隔绝空气,防止围岩风化,且能防止围岩被水浸湿而降低围岩自身的强度。且注浆锚杆本身为全长锚固锚杆,通过注浆锚杆将多层组合拱连成一个整体,形成共同承载体,提高了支护结构的整体性。
3.壁后注浆技术参数
(1)注浆锚杆。注浆锚杆采甩黑铁管制作,规格为Φ20m×2000mm,壁厚4mm,杆体上有Φ6mm的注浆孔,封孔采用速凝水泥药卷。注浆锚杆全面布置,间排距1000mm×1000mm,底角注浆锚杆向下40~45°。
(2)喷射混凝土。混凝土喷层厚150mm,强度等级C20,喷射混凝土2次,即开挖毛断面后立即一次初喷封顶;挂网打好锚杆,再进行二次复喷,达到一规定喷厚。
(3)注浆泵及注浆材料。采用BQB-50型注浆泵,注浆压力为1.0~1.5MPa,顶板及底角最大注浆压力为2.0MPa,两帮最大注浆压力为1.5MPa;扩散半径为1.0~1.2m;注浆停止条件以达到设计注浆压力或浆液从巷帮冒出为准。注浆停止后,立即用速凝水泥药卷封孔。注浆材料为525#高强水泥,水泥浆比例为水:水泥=0.9:1~1:1。
(四)巷道变形监测
二次支护方案确定后,于2009年6月开始动工扩修,至9月底扩修施工结束。10月初设置测站,每隔10m设1个测站,39采区泵房长80m,共设7个测站。每个测站断面的顶、底板和两帮的中部各布置1个测点,使用测枪或测杆进行测量,每隔10d观测记录1次。2007年10月至2008年4月的观测结果表明,39采区泵房巷道顶板上最大下沉量为35mm,两帮最大移近量为87mm,后又进行半年的观测,顶板最大下沉量17mm,两帮移近量为21mm,基本趋于稳定。
(五)体会
1.39采区泵房使用圆形36U型钢可缩支架支护,虽然增加了巷道的支护费用,同时也增加了职工的劳动强度,但36U型钢支护具有较好的支护作用,对于39采区泵房这样的大断面开拓巷道,值得应用。
2.锚注支护可广泛用于不同类型的不稳定顶板巷道支护中,该方法通过注浆锚杆注浆增强围岩强度控制围岩变形,采用合理的锚注支护参数后,巷道可以达到良好的支护效果。
3.锚注支护有效改善了巷道的维护状况,同时,其工艺简单,设备投资少,为进一步降低支护成本、实现矿井安全高效提供了一种技术途径。
六、斜井施工冒落区处理
人工注浆假顶的原理是通过注浆渗透固结和挤压密实作用,将巷道冒落岩块粘结成一个有自承能力并有一定抗压强度的完整围岩,改善施工条件从而通过冒落区的一种施工方法。这种施工方法对斜井过冒顶区有特别显著效果。
任岗煤矿主斜井井筒长762m,坡度30°,巷道净宽4.0m,高3.1m半圆拱断面,支护厚度为0.4m,支护方式为料石墙、砼拱。当掘至665m过车沟断层时,岩性为泥岩、砂质泥岩,破碎带有淋水,发生大冒顶,冒顶范围为668~687m,造成长19m、高16m、宽7m的大冒顶,详见人工假顶施工示意图10-23所示。其中668~676m的空顶是受工作面顶板充填物牵引和自重影响下滑,使本来已充填的冒顶区又重新变成了空顶。
图10-23 人工假顶施工示意图
1-喷浆机;2-输料管;3-充填骨料;4-注浆管;5-冒落矸石;6-已成巷插板;7-观察及喷浆孔;8-注浆泵。
由于冒落区范围大,冒落区高采用人造假顶法施工,首先打封闭墙、预埋注浆管,在注浆的同时,在后巷顶开窗口喷砂石等骨料做缓冲层。注浆选用425#普通硅酸盐水泥浆液,并选择适宜的注浆参数,使加固密实后的围岩强度和结构特征能满足巷道施工时对围岩稳定性的要求。
(一)注浆参数选择
1.注浆压力
由于冒落区域孔隙率大,浆液渗透力强,注浆目的是固结冒落区,注浆终压选择0.5~0.8MPa即可。
2.浆液浓度
冒顶区空隙大,选择较浓浆液其浓度为0.75∶1~0.5∶1。
3.注浆量
冒落区体积可模拟实测,根据冒落区体积、孔隙率及注浆压力计算注浆量。
考虑冒顶区,空顶高度为16m,根据自然拱的高度,巷道宽度为4m时,拱顶上如能保证有4m厚围岩,即能安全通过。设计按拱顶上4m作为注浆加固密实高度,则注浆高度为7.5m,冒落宽度平均为7m,注浆造假顶长度为12m,则浆液消耗量及材料预计为碎石、砂20m3,水泥44t。
4.注浆管选择及安设
根据冒落区实测情况设计8根5m长Φ50mm钢管,其2根为检查孔管,砌止浆墙时,插入冒落区预埋,因冒落区是分次冒落,在冒落初期巷道未堵之前将注浆管预先埋人。
5.止浆墙设计与构筑
由于注浆压力小,采用双层料石墙并在中间充填100mm厚砼砂浆,料石墙总厚度为700mm,外部用喷浆机喷射100mm厚砼,确保止浆墙不漏浆,止浆墙既可阻止冒落岩石滚落范围,又可减少注浆量,节约注浆材料。
6.注浆结束标准
一是实际注浆量应大于或接近于设计注入量,二是注浆压力呈现规律性增加并达到设计终压,三是通过检查孔确定注浆浆液是否扩散到设计注浆高度。
总之,用注浆法充填施工冒落区,造成人工假顶,安全可靠,工艺简单,速度快,效益好,适用于用其他方法难以通过倾斜井巷冒落区的巷道。
另一个例子是米村矿“18”斜井大冒顶后于地面打钻孔注砼及水泥浆封堵涌泥、涌砂、涌水以及用卵石充填冒顶区上方空洞,安全穿过大冒顶的施工。
该井倾角20°,长424m,设计断面为半圆拱形,净宽3.6m,净高3.2m,支护形式为料石碹。该井穿过地层为:第三系、第四系砂质粘土、粘土互层(含砂量为30%~40%)、卵石层、风化泥岩,地质条件差,结构松散,易冒落。如图10-24所示。
图10-24 斜风井冒顶区地层图
该井施工至斜深280m处工作面发生冒顶达10次之多,累计出淤泥1800m3,冒顶范围为沿井筒长度20m左右。即从井筒260m到280m处,冒顶宽度约10m,其高度约40m,如图10-25所示。根据冒顶区情况,必须首先解决泥沙和水的涌出,以及冒顶区空洞继续片塌问题;为此设计在地面打两个钻孔。孔结构为:开口孔径325mm,打穿卵石层,然后改用250mm打至终孔,内装,219mm壁管,两孔间距15m,1号钻孔打在溃口处,钻孔深86m,下管子段长50m。从1号孔首先注300m3砼浆封堵溃口,以防止泥沙和水继续涌出。然后充填河卵石、矸石,充填量为600m3,以充填冒顶区的上方空洞,2号钻孔只充填河卵石、矸石、黄土充填量为700m3。
图10-25
在注砼浆前,一定要将井下巷道清理干净,把工作面迎头密闭加固,防止浇注砼浆时泥沙及充填物涌出。钻孔位置及充填情况如图10-26所示。
图10-26 钻孔位置及充填示意图
在冒顶区上方从地面打钻孔封堵溃口以后,对冒顶区上方的空洞进行充填,并在井下进行冒顶区的掘进与支护工作,施工方法及顺序为:
(1)首先清除由溃口涌出的泥沙,及时进行疏排水工作,根据实测,冒顶区淋水涌出量约为4m3/h,在巷道顶部及两侧安置导水管,将水引出。
(2)从支架的拱形顶梁上打入撞楔进行超前支护;撞楔用Φ3.5mm钢管和22#六棱钢制作,两帮的撞楔也采用Φ30.5mm钢管和22#六棱钢制作。长2.5~5.0m顶部和两帮的撞楔密集布置,尽量排严打入,每次将撞楔打入300~500mm即可,直至打到最终预定深度。随着巷道向前掘进,依前法打入第二排、第三排……直至通过冒顶区,撞楔法超前支护情况如图10-27所示。
(3)在顶部和两帮密集撞楔保护下,向前进行掘进施工,由于冒顶段为冒落的泥沙和卵石,掘进采用留大根法,其做法是先用手镐将顶部及两帮挖出能够架设一架栅子的空间,然后立即架设支架,在棚子架好后,再清除底部留下的岩石和泥沙。依次向前掘进0.5m架11#工字钢拱形支架,架与架之间用10#槽钢焊接连成整体以增加支架的稳定性,确保牢固可靠。
图10-27 撞楔法超前支护图
(4)每向前掘进1m进行砼浇注,厚度为400mm,砼标号为C20,浇注时把工字钢支架浇注在里面捣实,与砼形成一体对巷道起联合支护作用,永久支护断面如图10-28所示。
图10-28 永久支护断面图
(5)通过冒顶区后,用料石找底并灌以灰浆,料石砌体厚度为300mm。
总之,通过大冒顶区时,采用地面打钻向冒顶区注砼(浆)封堵泥砂和水涌出,并充填冒顶区上方空洞方法施工,后用撞楔法向前掘进,安全顺利地能过大冒顶区,达到预期目的。
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