大跨度切眼（共5篇）
大跨度切眼 篇1
最近十几年,锚杆支护技术得到快速发展,这种技术已经能够应用到越来越多的地方,也能应用到更加恶劣的环境。煤矿开采为了获得更高的效率,必须采用大采高设备,于是乎又将切眼的断面尺寸逐渐做大[1],这样就对支护技术提出了更高的要求,于是人们开始将目光投向锚杆支护技术了。
1 锚杆支护理论
1.1 顶板锚杆作用机理
1)锚杆的早期作用。在开掘煤矿巷道的初期阶段,顶板被破坏的程度比较弱。所以,一般在前期开掘过程中,锚杆的作用是确保顶板下部的岩层处于稳定状态。更早地安装锚杆,它就能发挥更好的稳定效果。
2)锚杆的中期作用。在中期阶段,岩石会出现流变效应,到造成岩石的强度不断减少,于是就会带来顶板下沉,锚杆所承受的作用力越来越大,慢慢地就形成了一个破坏区。一旦巷道有煤柱出现,残余支撑压力就会使得巷道周围岩石发生变形。
锚杆一旦进入到稳定岩层后,它能发挥两方面的作用:一是将稳定层岩层和破坏层岩层连接起来,以免破坏层岩层坍塌;另一个作用是锚杆会对破坏区进行切向和径向约束,从而组织破坏层岩层进一步恶化,具体如图1所示。
当锚杆未能伸入到稳定层时,巷道顶板的稳定层距离周边较远,此时锚杆的作用也表现在两个方面:一是能够较好地阻止破坏区岩层恶化,使得整个破坏区岩层的水平承载力增强,能较好地避免岩层出现滑动和离层的现象;另一个是在锚杆周围会形成次生承载层,会使上部岩层应力区域平衡,使得巷道稳定,具体如图2所示。
3)锚杆的后期作用。在这个过程中,因为支护作用了较长时间后,再加上巷道内部的来回开采,这些都会破坏巷道周围岩石结构,使其受损坏的面积更大,这样就会加大锚杆的受力,对锚杆的使用周期和使用效果有着严重的影响。
1.2 帮锚杆作用机理
与顶板被破坏的过程和规律相似,巷道侧帮也会经历变形和破坏过程,但是帮煤的强度要远远小于顶板[2],这样就导致了煤矿巷道易破坏和易变形,于是就需要安装帮锚杆,它的主要作用也是体现在三个阶段。
1)帮锚杆的早期作用。在帮锚杆使用的早期,因为帮煤被破坏的程度较小,变形也不明显,此时帮锚杆的作用是对浅部煤层进行限制,防止其松动和扩容。与顶板锚杆作用相似,越早安装效果就越好。
2)帮锚杆的中期作用。在这个过程中,流变效应不仅会影响顶板锚杆,同样也会影响帮锚杆,进一步加剧了破坏程度。如果还是没有采取有效的支护措施,破坏区岩石就会出现片帮,进而造成了巷道跨度变大。通常情况下,帮锚杆在以下两种情况时发挥作用,具体如图3所示。
一旦帮锚杆进入稳定煤层后,帮锚杆就会从三个方面发挥其作用力:首先,将破坏煤层和稳定煤层连接起来,使得破坏煤层趋于稳定,减少破坏区域扩散;其次,帮锚杆会提高破坏煤层的承载力,从切向和径向两个方向作用破坏区煤层,阻止其进一步恶化;最后,帮锚杆使得岩层和煤层交界面的摩擦力变大,可以有效地减缓帮煤层的移动速度。
3)帮锚杆的后期作用。在后期阶段,煤帮的移动量会增加,被破坏的范围也大幅度增加,可能会出现三种后果:首先,帮锚杆仍然处于稳定煤层中,但是锚杆所承受的力却增加了很多,如果帮锚杆的最大承受力很大,则帮锚杆还可继续维持煤帮的稳定;其次,帮锚杆处于破坏煤层中,如果次生承载层拥有很大的承载力,那么煤帮也可以保持稳定,煤帮整体移动速度很小;最后,一旦次生承载层的承载力过多损失,就会造成帮煤层向巷道内移动。
2 大跨度切眼巷道锚杆支护参数设计
通常采用动态信息的方法来确定锚杆支护的各项参数,这种设计方法具备两个优点:一是整个设计过程是处于动态的,不是一次性就能实现的;另一个是可以有效地利用每个过程来提供设计信息。另外,这种设计方法可分为四个部分,依次是:工程地质资料分析、初始设计、井下检测、信息反馈及修正。试验点调查包含着围岩结构、围岩强度、锚杆固性和地应力测试等等,然后再根据这些数据去进行围岩分类和地质力学评估,为锚杆支护参数的确定提供初始数据。然后,再使用理论计算、数值分析和经验法三者相结合的方式,最终确定出锚杆支护参数。施工过程中,还要进行日常检测,从而最大限度地保障大跨度巷道安全。详细过程如下。
2.1 工程地质资料分析
首先要对煤矿的地质结构进行仔细的分析,根据理论和实践经验来判断这个煤矿的地应力特征,然后在分析煤矿开采后会有什么影响[3]。然后,要进一步研究煤矿的沉积学特征,通过现场测试的手段巩固研究结论,这样就可以得到最准确的岩石物理学参数。
2.2 锚杆支护设计
第一步就是要确定大跨度巷道围岩被破坏的面积,可以采用很多方法,目前应用比较的方法是等效椭圆法,这种方法能够较好地分析出被破坏的面积。其次是参照围岩被破坏的面积,将巷道两帮的载荷计算出来,同时再将顶板的载荷也计算出来,以及其他的锚杆支护参数。其中,计算锚杆长度和钻孔直径的公式如下所示:
式中:L锚杆长度,m;d钻孔直径;L1锚杆锚固长度,m;Δ 巷道围岩破坏等效直径,m;L2锚杆外露长度,通常情况下设定为0.1m;
2.3 现场监测
将上步所确定的锚杆支护参数应用到巷道工程后,要及时准确地对煤矿施工现场进行检测,包括对顶板离层、围岩表面位移和锚杆载荷这些数据进行监测,一旦数据超过范围,要马上报警。
2.4 信息反馈优化设计
在开始挖掘巷道后,要定期对煤矿地质进行勘察、施工观察、监控数据等等信息,初步得验证之前所选用的锚杆支护参数,判断所选用的施工方法是否合理,如果存在不合理的地方就要进行优化。
信息反馈由多个部分组成,首先是信息采集,然后是数据分析和处理,最后是处理异常数据。将各种测量数据通过一定的方法进行整理和加工,再转化成与锚杆支护相关的信息,然后把这些信息反馈到施工现场,由施工现场根据这些数据来调整施工过程,这样就可以紧密把握锚杆支护的稳定状况,保证经济、安全和有效的支护[4]。
3 应用现状
汾矿集团某煤矿为了提高工作效率,决定引进大采高设备,其107切眼端面为矩形大跨度切眼断面,尺寸为3.8m×9m(高×宽)。所以,该煤矿负责人采用巷道锚杆支护技术。施工完成后及时对巷道锚杆支护应用效果进行检测,主要检测的参数是:顶板离层检测、收敛位移检测和锚杆载荷检测。监测结果如下:顶板的最大沉降速率为每天29mm/d,最大沉降量为95mm/d,稳定后沉降速率为0.35mm/d,平均沉降速率为4.4mm/d;两帮相对移近量最大值为60mm,移近速率最大值为0.43mm/d;顶板最大锚杆载荷为38kN,顶板离层量最大值为29mm,离层松动圈的范围是1.6~2.1m。
根据上面的结果可以看到,应用了锚杆支护技术后,两帮移动程度得到了控制,顶板下沉的速度也得到了控制,整个锚杆支护装置状态良好。通过这些数据,可以充分的说明所选择的锚杆支护参数是非常正确的,同时也说明了锚杆支护在大跨度切眼巷道中具有非常重要的作用。
4 结论
从以上分析可以看到,在大跨度切眼巷道中,使用锚杆支护技术能达到想要的效果。这种设计具有经济合理的特点,同时也安全可靠,具有很高的应用价值,能够应到到不同规模的大跨度切眼巷道中。但是,锚杆支护参数的设计也极为重要,决定着锚杆支护技术的使用效果,所以在确定锚杆支护参数的时候要认真仔细。
大跨度切眼 篇2
孔庄煤矿8179工作面切眼, 埋深-431～-414 m, 煤层倾角23°, 煤厚2.9～3.3 m, 平均厚度3.1 m, 直接顶以泥岩和细砂岩为主, 结构较松软。
2 支护方式及施工工艺
2.1 切眼断面
巷道采用锚网 (索) 联合支护, 矩形断面:净宽6.0 m, 中净高2.4 m;净断面积14.4 m2, 掘进面积16.2 m2。设计排距为1 m, 按中线沿八煤顶板施工。
2.2 支护参数
(1) 顶部支护。铺设方格网, 使用矿用T型钢带。钢带孔中锚φ20 mm长1 800 mm的螺纹钢锚杆, 钢带两头的锚杆打在钢带两端最外面的孔上。锚索直接打在钢带孔内, 并配上托盘, 孔深6.0 m。若顶板完整性不好, 则在排与排之间与相邻的钢带成600 mm排距, 均匀插花布置3根螺纹钢锚杆并配上方形铁托, 加强支护。
(2) 帮部支护。老塘侧锚φ18 mm长1 800 mm螺纹钢锚杆, 配用方形铁托压2.6 m钢筋梯子梁支护, 开采帮锚木锚杆, 配用400 mm×200 mm×50 mm规格木托盘, 两帮均铺钢塑网。
2.3 施工工艺
2.3.1 传统的综采切眼施工工艺
第一次先施工主切眼 (3 m小断面) 与材料道贯通, 然后再回撤耙装机向待扩帮处移刮板运输机, 准备工作到位后对老塘帮进行刷大, 使巷道达到设计断面。在施工主切眼过程中待刷帮需锚帮支护, 否则易片帮伤人。
为加快掘进速度、提高经济效益, 对传统的施工工艺改进如下:确定主、副切眼位置及宽度, 将主切眼位置定在开采帮, 宽度确定为3.5 m, 副切眼位置定在老塘帮, 宽度确定为3 m。施工时先掘主切眼, 掘进3 m后再掘副切眼, 从而将断面扩大到设计规格 (6.0 m×2.4 m) 。主切眼超前副切眼距离始终保持3 m, 如图1所示。
2.3.2 支护方式说明
(1) 切眼第一次施工断面 (主切眼) 为3.5 m×2.4 m, 排距1 m。顶部铺设方格网, 使用一根3.5 m长钢带, 钢带孔中锚3根螺纹钢锚杆及2根锚索。开采帮铺钢塑网, 锚3根木锚杆并配用木托盘, 间距为0.7 m, 如图2所示。
(2) 切眼第二次刷扩断面 (副切眼) 为3.0 m×2.4 m, 排距1 m。顶部铺设方格网, 使用1根3 m长钢带, 该钢带与主切眼钢带错茬0.5 m布置, 使两断面交接处顶锚杆交错加密。钢带孔中锚3根螺纹钢锚杆及1根锚索, 锚索布置在副切眼巷中;老塘帮挂网锚4根螺纹钢锚杆, 从而将断面扩大到设计规格 (6.0 m×2.4 m) 。
3 技术经济效果分析
(1) 改进施工工艺后, 技术上先进, 施工速度加快, 巷道施工安全可靠, 工人的劳动强度大大减轻, 大断面综采切眼掘进实现了一次成巷, 巷道的稳定性也大大加强。由于无需回撤耙装机, 刮板运输机也无需二次移位, 掘进的准备时间相应缩短, 为快速掘进奠定了基础。主、副切眼同时爆破, 爆破后现场作业人员分组同时对主、副切眼进行支护, 实现了两个施工断面平行作业, 使班组作业人员充分发挥了工时利用率, 一般情况下切眼的施工工期要缩短5～7 d。
(2) 经济上合理, 成本降低, 具有较高的经济效益。副切眼滞后主切眼仅3 m, 待刷帮无需支护, 与传统工艺相比, 节约了锚杆、金属网等材料成本, 减少了用工。传统的综采切眼施工工艺材料投入:待扩帮支护需投入木锚杆、金属菱形网、木托盘等, 材料费达110元/m;待扩帮支护用工费160元/m。按一个综采切眼长度为180 m计算, 改进施工工艺后, 掘进过程可节约成本投入48 600元。
4 结语
改进后的综采工作面切眼扩面施工技术, 比传统扩面工艺在技术上是先进的, 经济上是合理的, 安全上是可靠的, 实现了大断面综采切眼的一次成巷, 为今后类似围岩条件下施工大断面巷道积累了经验。
摘要：随着高产高效综采工艺的推广应用, 工作面切眼大跨度才能满足综采液压支架等大型设备的安装需要, 如何实现大跨度切眼安全、快速施工, 是工程施工的课题。针对综采面切眼跨度大的特点, 对传统扩面施工工艺进行了改变, 施工时先掘主切眼, 掘进一段距离后再掘副切眼, 既而将跨度扩大到设计规格。改进后的综采工作面切眼扩面施工技术, 比传统扩面工艺在技术上是先进的, 经济上是合理的, 安全上是可靠的, 实现了大断面综采切眼的快速掘进、一次成巷。
大跨度切眼 篇3
1 工程概况
22301工作面是某矿三采区首采工作面, 北部为尚在掘进的22303工作面, 西部为采区三条线下山, 南部为未设计的实体煤, 东部为采区保护煤柱;地面对应为有少量杨林的沟壑地带。22301工作面开采煤层为3#煤层, 煤层大致走向为东西, 倾向北, 3#煤层煤厚8.42~11.34m, 平均为9.24m, 煤层中夹有1~2层均厚为0.35m的炭质泥岩矸石;煤层倾角为0°-6°, 平均为4.5°;地面标高为1455~1485m, 底板标高为1194~1216m;设计走向长度为1800m, 倾斜长度为140m。22301工作面顶板稳定性较好, 伪顶为均厚1.35m的黑灰色, 水平层理较发育, 致密性较好的砂质泥岩;直接顶为均厚7.65m的灰白色, 局部含有煤屑的细颗粒砂岩;基本顶为均厚22.56m的灰白色, 汉石英、长石等矿物质的细颗粒砂岩~粗粒砂岩;直接底为均厚2.35m的灰黑色, 致密﹑光滑的炭质泥岩~泥岩;基本底为均厚4.5m的致密性较好灰黑色粗粒砂岩。该工作面设计采高为3.2m, 采放比为1∶1.89, 总回采率为90%。该工作面开切眼沿倾向方向布置, 切眼断面设计为矩形, 其参数 (宽×高) 为9000×3600mm, 设计沿3#煤层底板掘进成巷。
2 切眼断面和支护参数的确定
2.1 切眼断面参数的确定
考虑到矿井工作面切眼开掘经验和支护问题, 决定将22301工作面设计为矩形断面。为了满足综采设备安装控件和回采工作顺利进行, 设计切眼掘进方式为留顶煤沿底板掘进, 将切眼断面参数 (宽×高) 设计为9000×3600mm, 同时进行铺底250mm。该开切眼分两次掘进成巷, 首先沿采空区侧掘进宽4800mm切巷, 然后进行刷巷掘进, 刷巷4200mm, 二次掘进切眼高度均为3600mm, 最终形成 (宽×高) 设计为9000×3600mm的大跨度开切眼。
2.2 切眼支护参数的确定
对22301工作面围岩物理性质进行实验室力学实验, 实验结果表明工作面顶板岩性较好, 属于稳定性围岩。考虑到以往工作面切眼支护多采用工字钢棚支护, 在矿山压力和工程扰动作用下容易发生棚架倾倒和变形, 造成大量的人力和物力进行切眼棚架的维护。此外, 采用工字钢棚架支护切眼时, 架棚、替棚和回棚等工序繁杂, 劳动强度较大, 切眼施工和切眼综采设备安装速度较慢。锚杆、锚索支护可有效利用其杆头、杆身和杆尾的不同作用, 使支护范围的围岩与深部稳定围岩结合在一起产生悬吊和组合梁效果, 可以对松动或离层的围岩给予一个主动支护力, 达到支护的目的。考虑到锚杆、锚索的支护优势, 同时借鉴国内其他煤矿大跨度开切眼支护经验, 决定采用“锚杆+锚索+托梁+网”联合支护方式。对于顶板条件较差地带进行补强支护, 补强支护方式采用“工字钢+单体柱”支护。22301综放工作面开切眼支护见图1所示。
(1) 顶板支护参数的确定
(1) 锚杆参数确定
锚杆有效长度经验公式见式 (1) 所示
上式:L—锚杆有效长度, m;f—煤层普式系数, 取2.6;B—工作面开切眼宽度, 取9.0m。
计算可得L=2.38m。开切眼顶板锚杆实际长度L顶=L+L3, L3为锚杆外漏长度, 取0.1m。据此, 计算可得L顶= (2.38+0.1) m=2.48m, 鉴于矿井现有的锚杆规格, 考虑到顶板硬度较大, 切眼顶板条件较好, 确定顶板采用Φ20×2400mm的左旋无纵筋螺纹锚杆, 锚杆配套托盘采用规格 (长×宽×厚) 为120×120×8mm的板式托盘。同时, 根据支护经验, 确定锚杆间排距为800×800mm。
(2) 锚索参数的确定
根据22301工作面顶板条件, 结合煤层物理围岩特征和开切眼尺寸参数, 确定选用锚索长度为9000mm。考虑到锚索的张拉及锚索外漏安装锁具部分, 确定选用锚索实际长度为9500mm。由于矿井现存锚索只有一种, 规格为Φ17.8×9500mm, 可见选用该型号锚索能够满足开切眼顶板支护所需长度。巷道每排所需锚索数可由公式 (2) 计算。
上式中:N索—每排锚索数, 根;n—安全系数, 取1.5;B—开切眼宽度, 取9.0m;D索—顶板锚索排距, 取1.6m;L效—开切眼顶煤厚度, 取6.04m;γ—顶煤的容重, 取1.35t/m3;Q—所选用锚索的抗破断力, t。资料显示, Φ17.8×9500mm型号锚索抗破断力为35.5t, 计算可知N索= (1.5×9×1.6×6.04×1.35) /35.5=4.96根, 即每排需布置5根锚索。
(3) 顶板支护参数确定
综合上述可知, 确定顶锚杆规格为Φ20×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 锚杆托盘为120×120×8mm的板式托盘, 锚杆间排距为800×800mm, 锚杆采用一卷K2335型和一卷Z2360型树脂锚固剂进行固定;锚索选用规格为Φ17.8×9500mm的钢绞绳, 锚固长度为1200mm, 采用一卷K2335型和两卷Z2360型锚固剂进行锚固, 锚索锚固段长度确定为1400~1450mm, 锚索间排距为1600×1600mm;锚杆和锚索所配用的钢筋托梁参数 (长×宽) 为3600×100mm, 顶板铺设的网片选用网格为100×100mm的10#铁丝焊接所成的金属网。
(2) 两帮支护参数的确定
帮锚杆长度计算公式 (3) 如下所示:
上式中:L帮—帮锚杆长度, m;L松—煤壁松动圈厚度, m;L1—帮锚杆外漏长度, m;L2—锚杆锚固长度, 取0.4m。根据矿井生产经验, 确定3#煤层煤壁松动圈厚度为1.47m, 锚杆外漏长度为0.1m, 根据公式 (3) 计算可得L帮= (1.47+0.4+0.1) m=1.97m。鉴于矿井现有的锚杆规格, 根据生产实践经验, 决定在开切眼巷帮选用Φ18×2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆进行支护, 锚杆托盘选用同顶板锚杆托盘一致。锚杆锚固采用一卷K2335型和一卷Z2360型树脂锚固剂进行锚固, 开切眼采空区侧和煤壁侧分别悬挂网格规格为100×100mm的由10#铁丝焊接而成的金属网和网格规格为50×50mm的塑料网。
(3) 补强支护
在开切眼顶板条件较差的地带采用“工字钢+单体柱”进行补强支护, 工字钢选用长4000mm的11#工字钢, 沿倾向布置, 一根工字钢下面点五根单体柱, 进行点柱时, 要保证单体柱初撑力合格, 不存在漏液卸载现象。
3 支护施工技术
(1) 在巷道打眼定位前, 一定要检查巷道规格尺寸是否符合设计要求, 先对不合格部分进行处理, 然后按照中线及锚杆布置要求确定锚杆眼位, 并用彩笔做好标记。按照设计锚杆眼深度、角度, 打顶锚杆使液压锚杆钻机或风动锚杆 (索) 钻机打眼, 帮锚杆使用煤电钻打眼。钻机要快、稳确保锚杆眼成一条直线, 眼深度比锚杆小比锚杆小100mm, 特殊情况根据实际确定。锚杆眼打完, 安装锚杆前将眼孔内煤岩粉清洗干净 (用钻杆钻头高压水清洗) , 确保锚固剂与锚杆眼壁能够良好接触。在锚杆施工过程中, 尽量缩短顶煤无支护时间;钻具要合乎设计要求, 切实保证锚杆锚固效果和有效锚固长度;锚杆间排距误差要满足设计要求, 否则会使锚杆受力不均, 影响锚杆的整体支护效果;要将钻孔工序和搅拌树脂锚固剂作为锚杆施工主要工序, 确保钻孔合理, 搅拌锚固剂在规定的时间内连续进行, 严禁中途停止搅拌或搅拌时间过短;锚杆施工结束后利用力矩扳手对锚杆进行预紧, 使其达到设计预紧力值。
(2) 锚索施工过程中, 在打锚索眼时, 要敲帮问顶, 检查施工地点围岩及支护情况, 根据锚索孔设计位置要求, 确定眼位并做出标志, 检查和准备好锚索钻机、钻具、电缆及管路, 树起钻机把初始钻杆插到钻杆接头内, 观察围岩, 定好眼位, 使锚索机和钻杆处于正确位置, 钻机开始凿眼时, 要扶稳钻机, 先升气腿, 使钻头顶住岩面, 确保开眼位置正确。锚索眼深度比锚索长度小300mm。确保锚索钻孔符合设计要求, 确保钻孔直径、锚索直径和锚固剂能够合理匹配;钻孔施工完毕后, 立即安装锚固剂, 带锚固剂进入钻孔后, 推动锚索进入孔底;进行搅拌时要采用专用搅拌器与钻机, 搅拌速度要先慢后快, 搅拌时间要符合技术要求;搅拌结束后, 等待15min安装锁具, 然后利用张拉设备对锚索进行预紧, 使其达到设计的预紧力, 最后用切割器剪去锁具外漏过长的钢绞绳, 使外漏段不超过100mm。
4 切眼支护效果分析
切眼支护是否合理直接影响到切眼施工作业进程和支架的安装作业, 同时合理的切眼支护可以大幅度减少切眼维护成本和作业人员劳动强度。22301工作面是该矿井首个大跨度综放工作面开切眼, 为了掌握该切眼的支护质量, 对切眼的变形进行实测分析。在距上安全出口50m和90m布置两个观测站, 每个测站布置三条测线, 运用基桩十字测量法进行切眼变形观测, 并做好初始数值的记录。对观测所得的数据进行分析, 得知随着开切眼的掘进, 切眼顶板和两帮变形逐渐趋于稳定;在稳定期, 两帮移近量为120~135mm, 顶底板移近量为60~65mm, 其中煤壁侧和底板变形较大, 煤壁侧变形为60~80mm, 底板变形为35~40mm。分析认为, 开切眼两帮和顶底板变形主要是受掘进影响, 随着掘进的推进, 距施工断面超出一定距离后会逐渐稳定。对所测数据进行分析, 认为开切眼变形量较小, 不会影响安装作业的正常进行, 所采用的支护方式较合理, 这种联合支护的方式, 不但充分发挥了各种支护方式的优点, 而且具有很强的地质适应条件。尤其是在通过现场的验证以后, 发现其变形全部控制在有效范围以内, 达到了开切眼的施工要求, 并能够保证开切眼具有一定的稳定性。
5 结语
针对工作面开切眼工字钢支护的弊端, 在分析22301工作面围岩特性的基础上, 决定对该工作面大跨度开切眼采用“锚杆+锚索+网+托梁”联合支护方式进行支护, 同时对于围岩条件较差的地带进行“单体柱+工字钢”加强支护。通过对开切眼变形的现场实测可知, 该支护方式可以有效控制22301工作面切眼变形, 支护效果较好。同时, 采用该支护方式施工作业简单, 可以省去切眼架棚支护的烦琐工序, 可有效缩短施工作业时间;锚杆、锚索支护相对于架棚支护所需运输成本和人工成本较低, 可一定程度的提高矿井综合经济效益;该支护方式在22301工作面开切眼的成功应用, 为矿井大跨度开切眼的支护积累了实践经验。
摘要：在分析22301工作面围岩特性和开切眼架棚支护弊端的基础上, 结合国内大跨度开切眼支护经验, 确定运用“锚杆+锚索+网+托梁”联合支护方式对该工作面大跨度开切眼进行支护, 并通过计算得出了开切眼支护参数。针对开切眼围岩条件较差地带, 提出采用“单体柱+工字钢”进行加强支护。开切眼围岩变形实测结果表明, 采用该支护方式有效地控制了22301工作面开切眼的变形, 保证了切眼的稳定性, 有助于提高矿井综合效益。
关键词：大跨度开切眼,支护参数,技术要求,效果分析
参考文献
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大跨度切眼 篇4
1 工作面概况及掘进工艺
1.1 工作面概况
十盘区位于黄陵一号煤矿主要大巷西侧, 南邻五盘区, 东邻十二盘区, 西接六盘区。1003工作面为十盘区第三个工作面, 北为1004工作面暂未形成, 西邻六盘区, 南为1002综采工作面正在开采, 东接北一进风巷。该工作进风顺槽、回风顺槽长度均为2326m, 矩形断面;进风顺槽宽度4.6m, 高度2.8m;回风顺槽宽度5.2m, 高度2.8m;切眼长度235m, 矩形断面, 宽度6.6m, 高度2.8m。
根据s105钻孔资料分析, 切眼直接顶为粉砂岩和砂质泥岩互层, 厚度3m-7m, 粉砂岩:深灰色, 成分以石英为主, 钙质胶结, 中夹薄层砂质泥岩;砂质泥岩:灰黑色, 易断裂, 含云母碎片。老顶为粉砂岩、细砂岩互层, 厚度7m-12m, 细粒砂岩:浅灰色, 成分以石英为主, 分选性较好, 钙质胶结;中粒砂岩:灰白色, 成分以石英为主, 分选性中等, 泥质胶结, 含云母碎片及暗色矿物。直接底板为砂质泥岩和细粒砂岩, 砂质泥岩:约0.75m, 深灰色, 团块状。细粒砂岩:浅灰、灰黑色, 成分以石英为主, 钙质胶结, 含云母碎片及暗色矿物。
1.2 切眼掘进工艺
受掘进设备及条件限制, 6.6m宽的巷道不能一次掘够宽度, 必须采用先掘进一次巷宽度4.6m, 然后扩帮宽度2m的方法进行施工。一次巷采用EBZ160型掘进机沿煤层顶板掘进并自行完成装煤运煤。掘进机采用横向往复式截割, 截割时将截割头调至巷道中, 由巷道下部开口进刀, 割出横槽, 然后由下向上截割, 进刀深度0.8m, 若截割断面与设计尺寸有一定差别, 可进行二次修整。一次巷掘进循环进尺为5m/循环, 每班两个循环。待一次巷施工完成后, 对切眼进行二次扩帮至设计宽度。
2 支护工艺
2.1 支护形式
一次巷临时支护采用ZJC2X800/21/30型交错迈步式掘进超前支护, 一个正规循环掘进作业完成后将交错迈步式掘进超前支护移入前方裸露巷道对顶板进行临时支护, 人员进入交错迈步式掘进超前支护下方进行锚网支护, 在交错迈步式掘进超前支护后方进行锚索支护。
切眼顶板采用锚杆+锚索梁+塑钢网联合支护, 锚杆采用φ20mm×2500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 间排距800mm×800mm, “9-9”矩形布置, 每孔消耗3节2335型树脂, 锚杆配套使用200mm×200mm×12mm钢托板一块;锚索梁采用16#槽钢加工, 梁长4200mm (一梁四索, 间距800mm) 和3000mm (一梁三索, 间距1600mm) 两根并在一起支护, 中间套打一梁四索锚索梁, 梁长4200mm, 间距1600mm, 采用17.8mm×8300mm普通锚索, 锚深8000mm, 每孔消耗3节2370型树脂;主、副帮采用锚杆+塑钢网支护, 间排距均为1000mm×1000mm, “三-三”矩形布置, 副帮侧采用φ20mm×2500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 锚杆配套使用200mm×200mm×12mm钢托板, 每孔3节2335型树脂, 主帮侧采用φ20mm×2100mm玻璃钢锚杆, 每孔2节2335型树脂, 主帮每根帮锚杆另增加350mm×200mm×50mm木托板一块。
一次巷掘进4.6m宽切眼时, 顶锚杆“6-6”矩形布置, 锚索梁长4200m, 一梁四索, 排距800mm, 副帮采用φ20mm×2500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 锚杆间排距均为1000mm×1000mm, “三-三”矩形布置, 每根帮锚杆配套使用200mm×200mm×12mm钢托板一块。
二次扩帮掘进时, 顶锚杆“三-三”矩形布置, 锚索梁采用一梁三索和一梁四索交替支护的方式进行支护, 其中一梁三索与一次巷锚索梁并排支护, 梁长3000mm, 排距1600mm;一梁四索梁长4200m, 排距1600mm, 主帮采用φ20mm×2100mm玻璃钢锚杆, 锚杆间排距均为1000mm×1000mm, “三-三”矩形布置, 每根帮锚杆另增加350mm×200mm×50mm木托板一块。
2.2 支护机理
矩形巷道顶板在压力作用下内部易产生拉力, 对于煤、岩等塑性材料在大跨度下支护带来了很大的困难, 采用锚杆、锚索支护可将顶压力分散, 减少了顶板因塑性变形引起的破碎冒落现象。
大跨度切眼每循环掘进完成后, 采用锚杆、锚索、网联合对暂未离层或下沉的顶板进行支护, 发挥了锚杆、锚索的悬挂作用, 保证直接顶的完整性和相对稳定性;采用锚网及时对帮部进行支护, 改善了煤帮的弹性, 缓解了帮部的塑形形变, 减少了片帮的可能性。
锚杆、网、锚索将巷道顶板组成一个相对稳定的复合承载梁, 锚索锚住上部稳定顶板给予承载梁较大的预应力, 在该力作用下, 下部承载梁和上覆岩层组合在一起, 每根锚索周围形成的压缩区域彼此重叠, 在复合顶板中形成一个厚度更大的连续压缩带, 各层面相互挤压, 层面摩擦力增大, 使复合顶梁形成一个具有承受抗压、抗弯、抗剪形变的拱梁, 从而提高了顶板的整体性、稳定性, 减少了顶板的塑性变形和下沉。
2.3 支护效果及经济分析
切眼顶板节理横向发育在掘进过程中容易破碎冒落, 使用交错迈步式掘进超前支护最大控顶距离5m, 能够很好地控制顶板, 掘进完成后人员站在临时支护顶梁下进行支护: (1) 提高了掘进时掘进机司机的安全系数; (2) 极大地避免了因顶板冒落造成的安全事故; (3) 提高了切眼掘进工效和施工的安全系数。
1003切眼掘进工作面使用高强度组合锚网索联合支护工艺, 与前几年使用的钢梁棚支护比较具有以下显著效果: (1) 控制了巷道的顶帮, 充分发挥了锚网索联合支护的组合拱梁作用, 使巷道顶帮保持稳定; (2) 巷道形变量小, 端面利用率高, 据矿压观测知, 顶板平均下沉量由原来的450mm下降到现在的11mm, 两帮平均收敛量由原来的150mm下降到现在的9mm, 提高了大跨度巷道的可靠性和稳定性; (3) 节省了材料, 降低了成本, 提高了经济效益。
3 结束语
大跨度切眼施工过程中使用交错迈步式掘进超前支护, 能够保证施工的安全性, 提高掘进工效;使用锚网索联合支护, 能有效控制巷道围岩变形, 提高巷道支护质量, 为切眼施工和安装提供强有力的安全保障。
摘要：随着矿井综采工作面智能化设备的应用, 要求综采工作面切眼宽度不断增大。大跨度对施工和支护带来一系列亟待解决的问题, 严重影响矿井安全生产, 本文针对黄陵矿业一号煤矿1003智能化综采工作面切眼的施工情况, 总结出大跨度煤巷掘进工艺及支护技术先进经验。
关键词：综采工作面,大跨度,切眼,施工,支护
参考文献
[1]钱鸣高, 石平五.矿山压力及岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.
大跨度切眼 篇5
1巷道断面形状及支护方案
1.1巷道断面
11011工作面走向长1 400 m, 倾向长180 m, 煤层倾角在1.5～2.0°之间。设计选用的过渡支架为ZFG7200/20/38型液压支架, 选用的中间支架为ZF6800/20/38型液压支架, 要求安装支架的巷道最小尺寸为宽7 m、高2.5 m。为保证工作面按时贯通, 决定全断面一次施工, 提高掘进速度。开切眼断面形状采用矩形断面。
1.2支护方案设计
11011工作面开切眼掘进宽度8.0 m, 高度3.2 m。支护方案设计为:锚杆 (网) +锚索组合梁联合支护形式, 同时采用单体液压支柱与铰接梁作为辅助支撑系统。采用理论计算法计算锚杆支护参数。
(1) 锚杆长度L的确定。
L=L1+L2+L3。其中, L1为锚杆外露长度, 取0.15 m;L3为锚杆锚固长度, 取1.00 m。
巷道顶锚杆有效长度L2按L2=B/ (2f) 式 ( f>3) 和 L2=[B/2+Hcot (45°+φ/2) ]/f式 ( f ≤3) 计算;巷道帮锚杆有效长度L2′按L2′= (1+f) / (1+2f) + (B-1) / (B+1) 式计算。其中, f为普氏系数;B为切眼宽度, m;H为切眼高度, m;φ为内摩擦角, (°) 。开切眼顶板f值取3.5, 煤f值取2.0。通过计算, 顶锚杆选2.4 m长, 帮锚杆选2.5 m长。
(2) 锚杆间排距、直径的确定。
①锚杆间排距:确定锚杆间排距的原则有多种, 比较常用的是根据锚杆长度和间距之比控制在一定的比值内。锚杆间排距按D≤0.5L计算, 常取间排距相等。参照东翼煤大巷的支护经验, 确定间排距均为0.8 m。由于巷道掘进高度为3.2 m, 考虑到锚杆的合理应用, 帮锚杆实际间排距取0.75 m×0.80 m, 顶锚杆间排距均为0.8 m。②锚杆直径:为有效控制巷道顶板的变形和离层, 锚杆必须给围岩以可靠的支护阻力。支护阻力的大小与杆体直径成正比, 直径越大, 支护阻力和锚杆支护系统刚度越大。另一方面, 考虑锚杆直径与钻孔直径的合理匹配, 以及现有施工机具的因素, 常用锚杆钻孔直径为28～32 mm, 锚杆与钻孔间隙6～12 mm, 锚固力最大。为降低树脂用量, 钻孔孔径选28 mm, 锚杆杆体直径可选择18, 20, 22 mm 3种规格。由于现在锚杆制造技术的提高, 锚杆孔垂直度及安装技术也有较大提高, 故顶、帮锚杆选用Ø22 mm和Ø20 mm的左旋螺纹钢高强锚杆。
(3) 锚索组合梁的确定。
一般来说, 锚索有效长度为锚杆长度的3～5倍, 根据顶板岩性实测, 直接顶往上6.5～7.5 m之间有部分坚硬岩层, 7.5 m以外为砂岩层, 为了将锚索锚固在砂岩内, 锚索设计长度取8.3 m, 锚索直径为17.8 mm, 锚索间排距为1 800 mm×800 mm, 预应力不小于100 kN;金属网为Ø6.5 mm冷拔钢筋焊接经纬网, 网孔100 mm×100 mm, 网片间搭接100 mm, 间隔100 mm用14#铁丝绑扎;锚索组合梁采用4 m长14#槽钢加工, 锚杆支护用钢筋梯采用Ø14 mm圆钢加工, 宽70 mm。
(4) 辅助支撑系统的设计。
赵固一矿首采面开切眼净断面25.6 m2, 为焦煤集团开切眼最大断面, 所属矿井还未施工过如此大埋深和跨度的巷道, 为保证工作面的顺利安装, 考虑了较大的富余系数, 增加单体液压支柱与铰接梁辅助支撑系统。单体液压支柱最大支撑高度3.5 m, 柱径110 mm, 初撑力16 MPa。铰接梁沿轴向布置, 单体柱排距800 mm, 每排4根, 腿下沿轴向垫200 mm×200 mm ×1 600 mm道板。开切眼支护方案设计如图1所示。
2开切眼矿压观测
2.1切眼顶板离层观测
整个开切眼设置5个离层观测站, 每个观测站分别垂直于开切眼顶板打1个8 m深, Ø28 mm的钻孔安设顶板离层仪, 隔一天观测1次。
2.2锚杆锚固力观测
在开切眼掘进过程中, 对已经支护2 d后的顶锚杆选择不同位置, 每米抽取1根锚杆用MSL-200型锚杆拉力计进行拉拔试验, 检测锚杆安装质量, 并重新补打锚杆。
2.3切眼变形监测
在切眼掘进2 d后, 在距离掘进面20 m处布置观测站, 采用“十字法”进行巷道两帮和顶底板变形观测。开切眼II、III、Ⅳ测站顶板和两帮位移曲线如图2所示。
2.4观测结果分析
(1) 锚杆支护效果。
在切眼掘出10 d内, 变形速率最大, 约20 d后, 变形基本趋于稳定。两帮最大位移量250 mm, 顶底最大位移量160 mm, 满足了综采设备安装的需要。通过测定, 巷道掘出2 d后, 顶锚杆承受了100 kN左右的力, 帮锚杆承受了70 kN左右的力, 有效阻止了锚杆锚固范围的顶板离层和煤壁片帮。
(2) 锚索槽钢梁支护效果。
煤巷锚索与岩巷锚索支护不同, 煤巷锚索主要是提高煤巷锚杆的支护可靠性, 将下部锚杆支护后仍不稳定的岩层悬吊在上部稳定的岩层中。图2aⅡ测站的锚索受力最大达到160 kN, 表明锚索已承担来自上覆岩层的载荷。Ⅲ、Ⅳ测站的锚索受力稳定, 只在很小的幅度内波动, 表明控制住了顶板离层。使用槽钢梁, 将每排锚索构成一个整体, 当顶板变形不对称或局部下沉量较大时, 通过锚梁网及锚索上槽钢梁作用, 将顶板中可能冒落的松动岩石悬吊住, 也避免了锚索因顶板变形过大出现的断裂现象。
3结语
赵固一矿大跨度综采工作面切眼支护技术试验研究取得了良好的支护效果, 在锚杆 (网) —锚索组合梁联合支护系统中, 锚杆作为一次永久支护或一次支护, 在巷道掘出后即进行支护。掘巷初期, 巷道变形速度快, 变形量大, 锚杆能够约束围岩变形, 通过锚固体强化作用提高岩体的力学参数, 通过轴向或横向约束来改善围岩的应力状态。由于锚索延伸率较小, 锚索滞后掘进面一段时间或一段距离 (根据顶板观测, 2～3 d) , 在围岩变形释放一定程度后安装, 通过锚索的悬吊作用, 保持锚岩支护体和围岩的稳定。随着巷道的掘进, 再利用单体液压支柱与Π型梁辅助支撑系统加强支护, 保证了切眼的安装与稳定。锚杆 (网) —锚索组合梁联合支护解决了大断面开切眼随掘即修的问题, 巷道维护效果好;节省大量材料, 节支降耗效果显著, 安全可靠性大;切眼支护的成功保证了工作面设备的安装, 为赵固一矿提前试生产奠定了基础。
参考文献
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