卢 海 军
(平煤神马建工集团有限公司 建井一处ꎬ河南 平顶山 467000)
摘 要:为保证巷道过采空区期间安全掘进及巷道围岩使用期间稳定ꎬ以平煤八矿二号井己五采区 1 号中部车场设备道为研究对象ꎬ综合采用理论分析、现场试验及现场监测的方法研究了管棚囊袋注浆 超前支护技术对过采空区巷道围岩支护的适应性ꎬ并采用十字布点法对施工结束后的巷道表面位移 进行了为期 2 个月的连续监测ꎬ研究结果表明:采用管棚囊袋注浆作为超前支护ꎬ可缩性支架+壁后 注浆作为永久支护ꎬ具有施工速度快、支护稳定的优点ꎬ同时对巷道表面位移的监测结果表明ꎬ围岩变 形得到了有效控制ꎬ顶板下沉量最大为 60 mmꎬ两帮移近量最大为 130 mmꎬ底鼓量最大为 80 mmꎮ
0 引 言
随着我国经济社会的不断发展ꎬ人们对煤炭资 源的需求在不断地增加[1-2] ꎮ 在对煤炭资源进行开 采前ꎬ需要设计为整个采区服务的开拓准备巷道ꎬ在 下一开采水平开拓准备巷道的施工过程中ꎬ常会遇 到穿越上一开采水平的采空区的情况ꎬ或者是在明 斜井和巷道的施工过程中穿越煤矿开采遗留下的未 知采空区[3-5] ꎮ 对于巷道穿越采空区的施工技术ꎬ 国内学者进行了大量的研究ꎬ提出了支撑式加固法、 充填式加固法、采空区结构围岩加固法、联合加固法 等[6-9]穿越采空区巷道支护加固方法ꎬ并进行了工 业性试验ꎬ取得了较好的加固效果ꎮ 如三交河煤矿 北区石门过采空区对不同区段采用不同的联合支护 形式ꎬ不断的优化石门过采空区段的支护设计ꎬ取得 了较好的支护效果[10-11] ꎻ石圪节煤矿上部候车巷采 用马丽散化学注浆加固配合大高密度金属支架料石 砌墙过采空区[12-13] ꎻ达竹煤电公司采用栅格支架与 前探梁配合超前管棚和单体支柱作为临时支护ꎬ采 用锚喷临时封闭围岩ꎬ泵送混凝土回填等技术ꎬ根据现场变化修正支护方案ꎬ成功穿越采空区ꎻ固龙煤业 综合采用超前钻探、架设钢架棚、片石墙体充填、壁 后注浆、超前管棚支护等方法ꎬ确保巷道顺利通过 3 号煤层采空区ꎻ鹤煤八矿瓦斯抽采巷穿 3002 采煤工 作面采空区采用注马丽散树脂对掘进工作面顶板进 行超前加固ꎬ使巷道顺利通过采空区ꎻ晋煤集团川底 煤矿顶板采用双筋桁架锚杆支护ꎬ两墙采用砌碹技 术安全高效的通过采空区ꎻ陈家山煤矿采用锚网 喷+U型钢支架+浇筑混凝土+注浆联合支护方法ꎬ达 到了通过采空区的目的[14-15] ꎮ 基于此ꎬ笔者以平煤 八矿二号井己五采区 1 号中部车场设备道为研究对 象ꎬ对巷道过采空区期间支护技术进行研究ꎬ提出管 棚囊袋注浆超前支护技术ꎬ以期达到巷道过采空区 期间安全掘进的目的ꎮ
1 工程概况
平煤八矿二号井己五采区 1 号中部车场设备道 开口于轨道上山ꎬ设计全长 95.8 mꎮ 该巷道布置在 己 16-17 煤层底板ꎬ穿过的岩石以石炭系太原组 L2 灰岩、L1 灰岩及二叠系山西组砂质泥岩及己 16-17 煤层为主ꎬ部分区段(长度约为 17 m)布置在己 16- 17-13310 工作面采空区中ꎬ该工作面于 2011 年回 采完毕ꎬ位于本工作面采空区上方约 6 m 为己 15- 13310 工作面采空区ꎬ该工作面于 2008 年回采完 毕ꎬ两采空区中间为泥岩ꎬ因采掘冒落影响ꎬ两工作 面采空区已经相互连通ꎮ
根据相关地质资料及邻近巷道揭露情况分析ꎬ 采空区与下伏灰岩水连通性较差ꎬ存储大量灰岩水 的可能性很小ꎬ采空区上覆岩层为弱含水层ꎬ并结合 前期钻探情况ꎬ采空区内无水聚集ꎬ掘进期间不会构 成突水威胁ꎮ 由于上覆己 15 煤层已回采完毕ꎬ通过 在外段掘进工作面进行残余瓦斯压力和残余瓦斯含 量测定ꎬ并对保护层保护效果进行验证ꎬ经测定己 16- 17- 13330 回风巷外段最大残余瓦斯压力 0. 1 MPaꎬ最大残余瓦斯含量 2.7 m3 / tꎬ小于 0.6 MPa 和 6 m 3 / t 临界值ꎮ
2 采空区地质勘探
为保证施工安全ꎬ在巷道距采空区距离 5 m 时ꎬ 在工作面的不同位置向不同方向打设直径 90 mm 探孔ꎬ勘探采空区的塌落情况ꎮ 探孔探测采空区情 况见表 1ꎮ
表 1 探孔实测数据
Table 1 Borehole test data
在勘探的过程中ꎬ通过观察钻头进入采空区内 的钻进速度变化及成孔后观察孔壁情况ꎬ并结合表 1 中实测数据ꎬ可以确定己 16-17-13310 采空区已 经塌落密实ꎮ 3 管棚囊袋注浆超前支护技术
3.1 管棚囊袋注浆超前支护工作机理
巷道内超前管棚囊袋预注浆方案是沿巷道纵向 在拱部开挖轮廓线外一定范围内向前上方倾斜一定 角度ꎬ按照一定间距排设注浆钢管ꎬ通过注浆泵的压 力ꎬ将水泥浆液通过导管渗透、扩散到岩体孔隙和裂 隙中ꎬ以改善和增强围岩的力学性能ꎬ在预挖巷道周 围围岩形成一层稳定的止水、承载壳ꎮ 套在钢管上 方的囊袋在注浆后ꎬ可在巷道开挖的轮廓外形成圆 柱状水泥柱ꎬ支护和加固巷道的顶板和两帮围岩ꎮ 同时ꎬ超前管体又可起到超前锚杆的作用ꎬ从而达到 增加岩体的自稳时间ꎬ提高开挖面周围岩体的自稳 能力ꎬ限制围岩松弛变形的目的ꎮ 05
3.2 超前管棚设计
由于 1 号中部车场设备道的巷道断面形状为直墙 拱形ꎬ因此过采空区超前支护的管棚采用半圆拱形ꎮ 对管棚的设计ꎬ应注意管棚的基本设计以下要点:
1)管棚的长度应按地质条件选用ꎬ保证巷道开 挖后管棚有足够的超前长度ꎮ 钢管的长度一般为 5 ~ 10 mꎬ当采用分段连接时ꎬ选用长度 4 ~ 6 m 的钢 管ꎬ纵向以丝扣连接ꎬ丝扣的长度不应小于 150 mmꎮ
2)管棚宜采用厚壁钢管ꎬ其间距按管棚的用途 (防塌、防水) 合理的设计ꎮ 常用管径为 40 ~ 200 mmꎬ钢管中心间距 100 ~ 500 mmꎮ
3)管棚宜采用沿巷道或硐室开挖的轮廓线纵 向倾斜方向设置ꎬ倾斜角度应根据工程的实际情况 确定ꎬ一般倾斜角度不大于 45°ꎮ 为增加管棚的刚 度ꎬ通常情况下要在钢管内注入水泥砂浆、混凝土或 设置钢筋笼后注入水泥砂浆ꎮ
4)纵向 2 组管棚间应有不小于 1.5 m 的水平搭 接段ꎬ确保每循环间的施工安全ꎮ
按照管棚的设计要点ꎬ对 1 号中部车场设备道 过采空区超前管棚进行设计ꎬ如图 1 所示ꎮ A 管使 用 DN50 焊接钢管加工ꎬ长度 8 050 mmꎬ底部 50 mm 加工成梢头封闭ꎬ底部 1 000 mm 长钻直径 10 mm 圆孔作为出浆孔ꎬ孔间距 200 mmꎻ外端用钢板与 B 管连接ꎮ B 与 C 管用 DN20 焊接钢管加工ꎬB 管长 度 1000 mmꎬ底部用钢板与 A 管连接ꎬ端部车丝 50 mmꎬ安装阀门作为注浆管ꎻC 管长度 1 500 mmꎬ底部 500 mm 与 A 管外壁焊接为一体ꎬ端部车丝 50 mmꎬ 安装阀门固管注浆用ꎮ 囊袋采用风筒布加工直径 1 mꎬ长度为 7 m 的布袋ꎬ布袋上留 1 个进浆口ꎮ
图 1 管棚注浆管设计
Fig.1 Design of pipe-shed grouting pipe
3.3 注浆设备及注浆材料选择
设备选用 2TGZ-60 / 210 型双液调速高压注浆 泵ꎬ注浆采用水泥 ~ 水玻璃双液浆液ꎬ水泥采用 P. 042.5 级新鲜普通硅酸盐水泥ꎬ水玻璃采用 m = 2.4 ~ 3.2ꎬ35 ~ 45°Bé 碱性水玻璃ꎮ 水灰为 1 ∶ 1ꎻ水泥浆与 水玻璃比为 1 ∶ 0.3ꎬ后期为 1 ∶ 0.5ꎬ注浆压力1 ~ 2 MPaꎮ 浆液注入囊袋后ꎬ浆液里的水分通过囊袋孔 隙渗出ꎬ而水泥浆则留在囊袋内ꎬ待到浆液凝固后ꎬ 形成密闭的水泥墙把设备道同采空区间隔开来ꎮ
3.4 施工方案
为了保证巷道施工安全通过采空区ꎬ根据探孔资 料及八矿提供采空区资料可知ꎬ采空区长度约 17 mꎬ 设备道过采空区施工期间长约 45.2 mꎬ从巷道开口开 始进行工作面管棚注浆ꎬ共 7 个循环ꎬ每循环注浆 8 mꎬ掘进 6 mꎬ预留 2 m 注浆超前距ꎬ在每循环完毕后 后进行壁后注浆充填ꎮ 第 1 ~ 2 排管棚的间距为 300 mmꎬ第 3~ 7 排管棚的间距为 500 mmꎬ管棚囊袋注浆 每循环钻孔布置如图 2 所示ꎬ主要施工步骤如下:
图 2 管棚设计平面
Fig.2 Design plan of pipe-shed
1)1 号中部车场设备道由己五采区轨道上山变 平点往下约 447 m 处开口施工ꎬ边探边掘ꎬ掘进至巷 道顶板距采空区垂直岩柱 6 m 时停止掘进ꎮ 然后自 1 号中部车场设备道交岔点开口向里风镐掘进ꎬ巷 道以 179°方位施工ꎬ施工前采用管棚注浆法超前支 护ꎮ 向前掘进至距 5 m 位置时开始实施短掘短支ꎬ 每炮进尺控制在 0.7 mꎬ炮眼深度不超过 1.2 mꎬ打眼 前探明瓦斯等有害气体的含量ꎮ 之后架设 29U 金 属支架和喷射混凝土支护ꎬ空帮、空顶区段采用金属 网背板充填矸石混凝土进行支护ꎮ
2)向前掘进至 3 m 位置ꎬ距采空区 2. 7 m (平 距)时停止掘进ꎬ工作面喷浆封闭ꎮ 在工作面打管 棚囊袋注浆孔ꎬ注浆充填加固前方采空区后ꎬ继续按 原支护方式( 29U 型支架+喷射混凝土) 向前掘进ꎬ 当巷道掘进至距采空区 2 mꎬ首先采用风镐捣透一 个直径约 400 mm 的小口与采空区贯通ꎬ由检查员 测量瓦斯、CO 和 CO2是否超标ꎬ发现局部瓦斯超限 或有毒有害气体超标时ꎬ立即组织人员按瓦斯分级 管理进行排放瓦斯ꎮ 贯通后采用扩帮的方法揭露采 空区至设计断面ꎮ
3)为保证施工安全ꎬ每循环要留 2 m 的超前 距ꎬ每段管棚注浆循环完成后进行下个循环注浆时ꎬ 同时垂直顶板凿孔进行壁后充填注浆ꎮ 剩余的 5 个 循环按照第 1 个循环的施工顺序进行施工ꎮ
3.5 注浆效果检验
每循环超前管棚注浆支护、掘进完成后ꎬ采用29U 型钢支架、壁后注浆对巷道进行永久支护ꎮ 为 了检验管棚囊袋注浆过采空区治理效果ꎬ及时准确 分析巷道变形与时间变化规律ꎬ在设备道过采空区 段采用十字布点法每隔 4 m 共建立 4 个测站对巷道 围岩表面变形进行定期的观测ꎮ 要求观测人员在施 工结束后每隔 1 天观测 1 次ꎬ连续观测 2 个月ꎬ根据 巷道围岩变形量监测曲线如图 3 所示ꎮ
通过图 3 可以看出ꎬ采用管棚囊袋注浆超前支 护技术和 29U 可缩性支架及壁后充填注浆永久支 护后的设备道过采空区区段ꎬ其巷道围岩得到了较 好的控制ꎬ顶板的下沉量、两帮移近量和底鼓量在施 工后随着时间逐渐地线性的增加ꎬ然后缓慢地达到 最大变形量ꎮ 由图 3 可知ꎬ设备道在施工后前 20 dꎬ 巷道变形量与时间呈线性关系ꎻ施工后 40 dꎬ巷道变 形监测曲线已趋于水平ꎬ设备道采空区区段内的围 岩已达到相对稳定ꎮ 这表明施工 40 d 后设备道采 用的支护体系已经充分发挥支护作用ꎬ较好地控制 了设备道采空区区段的围岩ꎮ
4 结 语
掘进巷道过采空区时ꎬ采用管棚囊袋注浆作为 超前支护ꎬ可缩性支架+壁后注浆作为永久支护ꎬ能 够有效解决采空区巷道掘进中围岩强度低、自承载 能力差的问题ꎮ 通过巷道表面位移观测可知ꎬ过采 空区段巷道在施工结束 40 d 后ꎬ巷道围岩趋于稳 定ꎬ顶板下沉量最大为 60 mmꎬ两帮移近量最大为 130 mmꎬ底鼓量最大为 80 mmꎬ围岩变形得到了有 效控制ꎮ 且该支护方式具有施工速度快ꎬ支护性能 稳定ꎬ对其他类似巷道施工具有借鉴意义ꎮ
参考文献(References) :
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——转载自“煤炭行业知识服务平台”
单体便携式螺旋支柱简介
湘潭乾坤的便携式螺旋支柱是一款矿井临时支护设备,是矿井适用的金属单体支柱,参数经过多次试验和客户使用数据验证的,不能超高度超承载能力使用(具体要求见附表),超高和超载使用将影响支柱 的稳定性,甚至发生安全事故。
作业过程中,作业人员要经常检查丝杠松紧和顶板变化情况,及时将支柱拧紧,确保作业安全
湘潭乾坤的便携式螺旋支柱由五部分组成。
规格型号解读:
1.5米便携式螺旋支柱的含义:金属钢管直径有48和63两款,最高支撑高度为1.5米。该款支柱可支撑1-1.5米的高度 。
钢管直径越大,支柱承重越大,可支撑高度越高。
支柱高度越高,支柱承重越小。