开切眼弯曲

开切眼弯曲（共7篇）

开切眼弯曲 篇1

引言

众所周知,回采工作面的布置大都是方方正正,特别是开切眼,为便于设备的运输与安装更是要求直之又直,且在回采推进的过程中都要一直强调“三直一平”。但有时真的会遇到偏离标准要求的特殊情况,如在我们这些探查技术不太发达,又受前期旧的采煤方法影响而存在遗留空区的老矿,开切眼两头对掘至中部时恰恰遇到一无法穿过的空区,该怎么办呢?我矿在掘进030309工作面开切眼时就遇到了这种情况。

这时退出报废已掘切眼,重新定位掘进,既费时费力又影响采掘正常衔接。经现场反复钻探证实,开切眼位置正好位于空区边缘地带,且空区内既无积水,瓦斯及有毒有害气体也不超标,但按原设计因空区顶板垮落无法通过,如将遇空段切眼位置整体平移3m,即可擦空区边缘通过,将所遇空区甩在老塘一侧。这样掘进贯通后就形成了一个中部弯曲的回采工作面的开切眼,那么随后的工作面安装与初采工作就面临新的要求。

1 工作面概况

030309工作面按上述方案形成后,开切眼中部弯曲部分长39.3m,与其余部分错位3m。实际掘进时为使迎头不与空区掘透两端又各退出5m,这样中部弯曲段实际长度为49.3m,形成后的工作面开切眼如下图所示:

工作面采用走向长壁综合机械化轻型放顶煤全部垮落的采煤方法,配置SGZ764/400的前、后煤溜(可弯曲刮板输送机)各一部,ZF4000/17/28液压支架121架,两端各配置ZF4800/18/30的过渡架3架,采煤机型号为MWG200/475—W。

2 运输与安装

1)运输与安装前的准备工作:

为便于工作面设备的运输与安装,必须将开切眼形成的两个直角弯度抹成弧状,按煤溜的最大可弯曲度15°计算,两边扩三角煤的长度为各11.2m。这样处理后势必造成该区域断面加大,增加顶板冒落的风险,所以抹角前必须在三角区的老塘侧预先打设几组“井”字型木垛加强顶板支护,且沿空区边缘打设点锚索以很好地控制顶板,处理后的工作面如下图所示:

开切眼内的轨道铺设要严格执行标准规定,特别是两个弧状弯曲部分,道轨弯曲一定要到位,且不可过急,与直道的连接要保证切线过渡,并在恰当位置牢固固定两个拨绳轮,确保设备运输时能够顺利通过两个弧状弯曲部分。

2)开切眼内的设备安装:

开切眼内的设备安装顺序与开切眼在直线情况下一样,仍为前、后溜机头—前、后溜中间部分—排头架—中间架—后溜机尾—排尾架—采煤机—前溜机尾。

(1)前、后溜的安装:

由机头向机尾安装,先安前溜后安后溜的方法逐节对接。人工配吊链进行作业,前、后溜机头的定位是关键,溜槽运到安装地点,用撬棍将其撬至轨道两侧,配合吊链安装到位,对接到开切眼弯曲部分时要格外仔细,严格按开切眼的弯曲度逐步调整溜槽对接时的夹角,保证煤溜安装完成后能够顺畅运转。

再则窜底链时要特别注意,切不可像直线切眼安装时那样,中部溜槽全部对接完成后再统一窜底链,现必须每隔30m左右就窜一次底链,而到开切眼弯曲部分时要视拉底链时的阻力大小,在15m左右就要窜一次底链,避免距离太长,阻力太大时,再将对接好的溜槽拆除进行窜底链工作,造成不必要的返工。

前、后溜对接安装完成后,及时安装电缆槽、齿轨等附属构件。最后接链时用两根单体液压支柱一头顶住溜槽一头顶住支架,注液伸出柱体,使大链往中间集中,到位后进行接链,单体液压支柱两支点处要垫木板,扶柱人员待柱体吃劲后,立即离开,单体柱的伸缩控制要选距离操作(不小于10m)。

(2)液压支架的安装:

由机头向机尾单向安装,支架在安装地点卸车后,接通供液管路,前三组排头支架安装时,通过切眼机头硐室的绞车,牵拉液压支架,使其调向,并同时利用其自身液压系统配合单体液压支柱,使其一边向安装地点移动,一边调向摆动,支架就位后,将支架立柱升起与顶板接实,打出伸缩梁、逼帮板,并将其前后推拉装置连好。

其余部分支架安装时,利用自身液压动作系统同时配合单体支柱,使其边向安装地点移动边调向摆动,调向90°后与上组支架并排靠近,将支架立柱升起与顶板接实。特别是安装到开切眼弯曲段时,支架的安设要与前、后煤溜的弯曲度一致,即架与架之间有一定的前后错差,不再要求按直线安装,但整体要置于开切眼的中心线上。

(3)采煤机的安装:

采煤机各部分先由轨道顺槽运到切眼机头段放置,待支架安装完毕后,再进行安装。

将采煤机各部分按安装顺序卸车,依次将前滚筒、前截割部、辅助牵引部、电控箱、主牵引部、后截割部、后滚筒卸至安装地点的煤墙侧。

用吊链将辅助牵引部、主牵引部吊起,使采煤机驱动轮、齿轨轮与齿轨之间正确配合,并用道木将其支垫牢固。依次将电控箱、前后截割部吊起,分别与辅助牵引部、主牵引部对接,对好螺丝孔位,穿过液压螺栓,使之紧固为一体。接好采煤机电源,电缆拖移履带等附属装置。用吊链将前后滚筒上好,紧固各部螺栓。

3 初采

1)进刀方式:本工作面采用端部割三角煤斜切进刀。

2)工艺流程:采煤机割煤、装煤—移架—推前溜—拉后溜。

割煤:由于采煤机安装时位于机头直线段,故从机头开始斜切进刀割煤,采煤机运行到弯曲部分即返刀割煤,不过弯曲段。机头直线段割完一整刀后要及时顶溜、移架,以缩小弯曲段的弧度,如此往返2～3刀,可使采煤机空刀通过错位部分,进入机尾直线段割煤回采。通过弯曲部分时采煤机司机要严密关注运行状况,出现异常声响,要立即停止割煤,调整前溜弯曲度后再启动采煤机。机尾直线段也往返割2～3刀煤后,两边的弯曲度会变得很小,且比较一致。这样整个工作面就能够按正规循环作业运行采煤机,但通过错位弯曲部分时仍要空刀通过,直到整个工作面煤墙采成一条直线为至。

移架:移架滞后采煤机后滚筒5m时进行(煤墙片帮或顶板破碎时,紧跟采煤机前滚筒移架)。操作顺序为,收前伸缩梁侧护板—降前梁—落后柱—落前柱,然后以前溜为支点,向前移架。移架后,立即升紧前后立柱和前梁,最后打出伸缩梁、侧护板。移架到弯曲段时,要视割煤后弯曲度的缩小情况确定移架程度,不可一步到位。逐步缩小前后错差,直到煤壁完全采直,方可将架移成一条直线。

推前溜、拉后溜时,相邻五组支架的推拉千斤顶顺序逐步动作,煤溜不得出现硬弯,特别是弧状弯曲段。推拉完毕后,手把必须及时回“零”。严禁停机时进行推拉作业,防止前后煤溜带回煤、压机及发生卡、飘链事故。

4 安装及初采时的安全注意事项

1)设备运输过程中要经常检查弯曲段拨绳轮的牢固性,防止发生崩绳事故。

2)对轨道沿线进行全面检查,绞车、钢丝绳、钩头必须完好,地锚连接牢固可靠。

3)运输支架时,支架两侧严禁有人,且下部必须设好警戒,严禁有人在下部作业。

4)开车前切眼内严禁行人,必须设好警戒,开车必须信号联系,严禁喊话代替,保证匀速运行。

5)安装前先检查所用设备配件是否完好,不得使用任何带病或不完好设备。

6)易损或精度较高的设备,安装时要用绳套挂好,再起吊对装。

7)设备安装过程中,要注意安装质量,紧固件、连接件及电器配件齐全完好,各种油脂加足,冷却管路齐全。

8)采煤机滚筒拖入工作面后放到煤墙帮时,必须用8#铅丝四股将滚筒与煤墙上的锚杆绑到一起,防止倾倒伤人。

9)对于具有滚动特性的物件,如:电机、减速器、滚筒等,放置位置必须平坦,并用道木将其支稳,防止滚动伤人。

10)对于需要由人员进行抬运的物体,如开关等物体在抬运时,人员站位必须相互错开,防止在抬运过程中,相互绊倒伤人。

11)设备在对接过程中,对口部位严禁人员身体探入或直接接触。

12)开切眼内下放支架或其它设备时,严禁人员在绳道两侧及下坡侧停留或作业。在安装点上方要设好双轨阻车器和防跑车设施,在切眼两端要设好警戒,严禁人员逗留或作业。调架时人员必须站在安全位置,严禁站在支架可能倾到的一侧,必要时采取将支架预先一侧垫高底座,起到防翻作用,调架操作时必须设专人监护。

13)单体液压支柱在顶架时,必须详细检查有无窜、漏液现象,各种插销是否紧固,发现问题及时处理。

14)紧煤溜大链时,要由煤溜司机和经验丰富的老工人进行紧链,紧链时无关人员不得靠近。

5 结语

通过此次对030309工作面开切眼在弯曲状况下的安装与初采的尝试,使综采设备适应比较特殊条件的开采成为可能,省却了重新开掘切眼带来的诸多不便,既保证了矿井的回收率,又提高了经济效益。实际操作过程中要着重掌握好弯曲的度,保证既能实现顺利安装与初采,又不至于使设备受到损害。

开切眼弯曲 篇2

山西晋城地区上组3#煤层资源逐渐枯竭, 8#、9#煤层在很多矿井多为不可采或局部可采煤层, 下组15#煤层逐渐成为将来的主采煤层[1,2,3], 该煤层隶属于石炭系上统太原组。15#煤层厚度约为1.85 m~5.6 m, 顶板老顶为K2石灰岩, 厚度约为4.4 m~13.9 m, 为灰色厚层状生物碎屑灰岩, 绝大多数地区没有伪顶和直接顶。但山西晋城高平市与长治县交界地区的15#煤层埋深浅, K2石灰岩顶板发育不完整, 局部地区顶板呈黄泥裹碎石状。本文针对这一特征, 以惠阳煤业15#煤层的地质力学为基础, 对其黄泥破碎顶板下巷道围岩支护技术进行研究[4]。

1 矿井概况

井田构造简单, 总体呈现为小型宽缓的向斜, 轴向东西向, 北翼地层倾角3°~4°, 南部较缓, 倾角1°左右, 井田内无断层、陷落柱, 构造总体属简单类型。

15#煤层位于太原组下部K2灰岩之下, 下距奥陶系界面16.5 m, 煤层厚度1.30 m~3.60 m, 平均厚度1.86 m, 发育0层~1层夹矸, 矸厚0.10 m~0.35 m, 结构简单。顶板K2灰岩下部局部发育一薄层黑色泥岩, 底板为泥岩或含黄铁矿砂质泥岩。井田内15#煤层除在井田西北部、东南部局部无15#煤层赋存外, 为稳定可采的煤层。区内15#煤层顶板为K2灰岩, 厚8.26m, 一般情况下K2灰岩下部有0.05 m~0.10 m的泥岩伪顶, 随煤层开采而崩落。底板多为深灰色泥岩, 局部含铝土质及黄铁矿。15101工作面切眼盖山厚度约30 m, 宽度为6.5 m。直接顶板为泥岩, 松软破碎, 厚度为3.5 m~5.5 m, 上覆岩层为黄土覆盖层。

2 围岩地质力学参数

15101工作面运输顺槽和回风顺槽在掘进期间, 巷道顶板赋存着5 m~7 m左右的泥岩, 考虑到开切眼巷道断面大, 顶板岩层赋存复杂, 支护难度大, 为了得到准确的巷道顶板岩石的物理力学参数, 在井下施工了两个钻孔, 均为巷道顶板钻孔, 1#孔位于15101回风顺槽460 m处, 钻孔深度21 m;2#孔位于15101回风顺槽560 m处, 钻孔深度20.65 m。对岩样加工成标准试件, 运用电子式万能材料试验机对岩样进行单轴抗压强度测试, 见图1所示。

3 开眼支护参数设计

开切眼高2.7 m, 宽7.0 m, 埋深约50 m左右。

开切眼沿15#煤层顶板布置, 矩形断面, 净宽7.0m, 净高2.7 m, 分二次掘进成巷, 一次4.3 m, 扩宽2.7 m, 其锚固支护设计方案见图2。

基本支护方式:锚杆+网+钢筋梯子梁;

补强支护方式:快速承载预应力小直径锚索;

锚杆材料:顶板锚杆采用左旋螺纹钢 (25 Mn Si) , Ф22 mm×2 400 mm, 帮锚杆采用圆钢锚杆Ф18mm×2 400 mm和玻璃钢锚杆Ф18 mm×2 400 mm;

锚杆布置方式:顶锚杆钻孔深度1 900 mm, 外露100 mm, 排距1 000 mm, 间距900 mm, 每排3根锚杆, 靠近扩帮侧 (玻璃钢锚杆帮) 的顶锚杆距离巷帮550 mm, 扩宽后的顶锚杆距离玻璃钢锚杆巷帮350mm, 且向扩宽后的玻璃钢锚杆巷帮倾斜约20°, 锚固剂:Z2360和K2360各一支;

帮锚杆钻孔深度1 700 mm, 外露100 mm, 排距1 000 mm, 间距1 000 mm, 每排3根锚杆, 上帮锚杆距离顶板300 m, 下帮锚杆距离底板400 mm, 且向顶底板倾斜约20°, 锚固剂:Z2360和K2360各一支;

锚杆托盘:厚度为10 mm钢板穹形多功能托盘, 规格为150 mm×150 mm×10 mm;

顶锚索材料:7股钢绞线, Ф17.8 mm×8 200 mm, 钻孔深度8 000 mm, 外露200 mm;

锚索布置方式:锚索排距2 000 mm, 每排1根, 距扩宽后的玻璃钢锚杆巷帮1 250 mm, 与巷道表面垂直, 锚固剂:Z2360两支和K2360一支;

锚索托盘:厚度为20 mm钢板托盘, 规格为300mm×300 mm×20 mm;

梯子梁:采用Ф14 mm整根钢筋, 焊点少, 焊口搭接;在布设锚杆处焊接锚杆卡栏, 锚杆需安装在卡栏内;玻璃钢锚杆帮不使用梯子梁;

网:12#铁丝编制的网孔为60 mm的菱形网, 两帮也可采用高强度钢塑 (夹筋) 网。铺网时应拉紧压实, 紧贴开切眼煤帮表面, 搭接长度为200 mm, 搭接处用16#双股铁丝以三花扣方式搭接, 联点间距≤200 mm。

二次扩巷时, 刷帮至4.3 m宽时, 支设两排单体液压支柱。单体液压支柱:采用规格为DW31.5、DW35、DW40型液压支柱, 间排距为800 mm×1 200 mm;单体液压支柱上部架设3.6 m∏型钢梁。

4 结语

a) 施工过程中, 严格执行敲帮问顶制度, 用长钎处理危险活矸活煤, 确认无问题后方可施工;

b) 打设点柱时要由外向里逐架进行, 并由一名安全员专门观察顶帮的变化情况。打设点柱时, 一定要打在实底上, 要打直打正打牢, 并且点柱要穿鞋戴帽, 之后栓好护绳[5];

c) 每隔30 m必须打顶板离层监测仪, 专人负责检测观察顶板变化, 发现问题及时汇报进行处理;

d) 在遇断层或地质构造影响带, 或围岩较破碎、受顶板淋水影响段, 补强锚索, 将锚索间距调整为1 000 mm, 必要时采用加长锚索长度、在锚索下增加10#槽钢梁。

参考文献

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大断面开切眼锚网索支护技术研究 篇3

随着现代化矿井开采技术的发展, 矿井开采强度与规模的增加, 开采工艺的机械化水平不断提高, 各种大型设备应运而生[1]。为满足井下通风、行人、运输和大型设备的安装要求, 小断面的巷道已经不能满足生产的要求, 巷道的断面越来越大[2]。巷道断面的增加给其维护带来了巨大的困难, 大断面巷道的支护问题已经严重影响了煤矿的安全高效生产, 并引起了人们越来越多的关注[3]。回采工作面开切眼是采煤工作面设备安装的通道, 其特点是断面大, 服务时间短, 并且不受回采动压影响[4]。因此, 大断面开切眼巷道的支护既要保证支护效果, 又要考虑到服务期限, 降低其支护成本。王庄煤矿3502工作面开切眼巷道掘进断面积达到45m2, 由于断面超大, 支护难度较普通巷道显著增加。为满足巷道支护要求, 本文根据锚网索支护的内外承载结构原理, 对3502开切眼的支护实践展开研究。

1 工程概况

王庄煤矿主采煤层为二叠系山西组3号煤层, 俗称“香煤”, 平均厚度5.08m, 倾角2-6°, 煤层中普遍含1~3层夹矸, 为全区可采的稳定煤层。3502工作面为35采区第2个回采工作面, 采用大采高综合机械化采煤法, 顶板采用全部垮落法管理, 工作面地面标高为1128m-1323m, 井下标高979m-1004m, 走向长度1705.5m, 倾向长度300m。工作面伪顶为黑色炭质泥岩, 结构疏松, 随采随落, 平均厚度0.3m。直接顶为深灰色、灰黑色的泥岩和细粒砂岩, 厚层状, 均匀层理, 平均厚度3.69m, 抗压强度18.3MPa, 抗拉强度1.3MPa, 为软弱岩石。基本顶为中厚-厚层状细粒砂岩, 泥质胶结, 分选中等, 平均厚度3.92m, 抗压强度46.6MPa, 抗拉强度3.29MPa, 为坚硬岩石。直接底为灰黑色泥岩, 薄层状, 上部见大量植物根化石, 平均厚度1.1m, 抗压强度25.1MPa, 抗拉强度1.3MPa, 为中硬岩石。基本底为灰-深灰色细粒砂岩, 薄-中厚层状, 局部相变为粉砂岩, 泥质胶结、分选中等, 平均厚度1.03m, 抗压强度40.1MPa, 抗拉强度1.93MPa, 为坚硬岩石。

2 锚杆索支护内外承载结构控制原理

巷道围岩的内承载结构是指通过采用锚杆、支架或锚注等支护方式, 在巷道周边的破碎区和部分塑性区煤岩体中形成的支护结构体[5]。内承载结构的主要作用是承担小部分围岩应力, 改善围岩应力状态, 对外承载结构提供径向支护力, 保证外承载结构的稳定, 同时通过对破碎区的围岩施加支护阻力, 控制破碎区煤岩体的变形量和变形速度, 内承载结构在巷道围岩的稳定性控制中起着关键作用[6]。

巷道围岩的外承载结构是指通过采用锚索支护, 锚索的锚固长度超过塑性区边界进入弹性区, 锚固端达到支承应力的峰值点附近, 以塑性区和部分弹性区煤岩体形成的支护结构体[7]。外承载结构的主要作用是承担大部分围岩应力, 限制塑性区的扩展, 对内承载结构提供保护, 在巷道的围岩稳定性控制中起重要作用, 是主要的承载结构体[8]。巷道围岩的内外承载结构模型见图1。

通过采用高强锚杆、金属网和钢带联合支护, 对巷道表面围岩施加预紧力并实现预紧力的有效扩散, 可以显著改善围岩中应力状态, 提高围岩体的强度, 形成稳定的内承载结构。在高强锚网支护的基础上, 通过施工小孔径高预紧力锚索, 对巷道围岩施加更大的预紧力, 并调动深部围岩的承载能力, 形成外承载结构。通过内外承载结构的耦合作用, 共同实现巷道围岩的稳定。

3 工程应用

3502工作面开切眼为超大断面矩形巷道, 巷道掘宽9m, 掘高5m, 断面积45m2。巷道沿煤层顶板掘进, 采用综掘机施工, 分两次掘进达设计断面。第一次掘进断面为5.5m×5m, 一次掘进和支护完成后, 在采空区侧进行二次扩帮, 刷扩断面为3.5m×5m。

3.1 具体支护参数

①巷道顶板采用10根高强左旋螺纹钢锚杆加Ф14mm圆钢焊制的钢筋梁, 10#铁丝编制的金属网进行支护。锚杆规格为Ф20mm×2200mm, 配套高强度螺母、高强度托板调心球形垫及尼龙垫圈和拱形高强度托盘, 锚固剂为一支K2335和一支Z2360型树脂药卷。钢筋梁规格为3050mm×80mm+4950mm×80mm, 金属网网孔规格为50mm×50mm, 网片规格为5700mm×1100mm。一次开切眼锚杆间距900mm, 刷扩开切眼锚杆间距950mm, 排距1000mm。中间8根锚杆垂直顶板布置, 角锚杆外斜10°布置。锚固力≥100k N, 扭矩≥150Nm。

②顶板每排锚杆之间布置锚索进行支护, 锚索采用“三四三四”交替布置。锚索规格为Ф18.9mm×6000mm的1×7股高强度低松弛预应力钢绞线, 锚索托盘为300mm×300mm×16mm高强度托盘, 锚固剂为一支K2335和两支Z2360型树脂药卷。锚索间距2000mm, 排距1000mm, 垂直顶板打设。锚固力≥150k N, 预紧力≥100k N。

③巷道左帮采用6根高强左旋螺纹钢锚杆加Ф14mm圆钢焊制的钢筋梁, 高强度阻燃塑料网进行支护;巷道右帮采用5根玻璃钢锚杆加高强度阻燃塑料网进行支护。锚杆规格为Ф18mm×1800mm, 托盘为150mm×300mm×50mm的木托板加120mm×120mm×8mm拱形高强度托板, 锚固剂为一支Z2360型树脂药卷。左帮钢筋梁规格为4200mm×80mm, 塑料网网孔规格为50×50mm, 网片规格为3400mm×1100mm。巷道左、右两帮锚杆间距分别为850mm和1000mm, 排距均为1000mm, 两帮上部锚杆上斜10°布置, 其余锚杆水平布置。锚固力≥50k N, 扭矩≥100Nm。

④当顶板遇裂隙、构造、断层或顶板不稳定等特殊情况, 及时调整支护方案, 改变锚杆和锚索的间排距, 缩小循环进尺, 并制定专项安全技术措施。

3.2 巷道支护效果

3502开切眼按照设计的支护方案进行施工, 每50m布置一个矿压观测站对巷道顶板动态进行监测。根据矿压观测结果, 巷道从掘出后到工作面安装完成期间, 顶板基本未发生离层。监测结果表明, 巷道采用的锚网索+钢筋梯子梁支护方式支护效果显著, 有效控制了巷道围岩变形, 保证了开切眼的稳定与安全, 支护设计比较合理。

4 结论

本文对王庄煤矿3502开切眼的巷道支护进行研究, 形成了以下结论:

①分析了锚杆索支护的内外承载结构原理, 锚杆支护形成内承载结构, 改善围岩应力并对外承载结构提供径向支护, 锚索支护形成外承载结构, 承担支护应力并对内承载结构提供保护。

②提出了适合3502开切眼的锚网索支护技术, 确定了合理的支护参数, 并成功的进行了现场应用。矿压观测表明, 巷道服务期间基本没有发生顶板离层和大变形, 该方案取得了良好的支护效果。

③对于大断面煤巷的支护, 锚网索联合支护方式技术上优越, 经济上合理, 能够有效解决此类巷道的支护难题。本文研究的巷道支护方式和支护参数, 可为类似条件下的巷道支护提供参考借鉴。

摘要：为解决王庄煤矿3502回采工作面大断面开切眼的支护难题, 分析了锚杆索支护形成的内外承载结构的特点, 采用以高预应力锚杆索为核心的主动支护技术, 确定了合理的支护参数, 并进行了现场工业性试验。矿压观测表明, 该支护方式有效控制了巷道围岩变形, 取得了良好的支护效果, 为“高新精尖”大采高工作面的设备安装和顺利回采创造了条件。3502大断面开切眼所应用的支护方案在技术上优越, 经济上合理, 可在类似条件的巷道支护实践中参考应用。

关键词：大断面开切眼,锚网索支护,内外承载结构,煤层巷道

参考文献

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悬移支架在开切眼当中的实践应用 篇4

试验地点:-544m W1B8切眼

该工作面标高为-505m~-597m, 走向平均长度为383m, 倾斜平均长度为140m, 煤层倾角35~70°, 平均倾角为52°, 煤厚在4.0~6.0m范围内变化, 平均煤厚为5m, 煤层夹一层厚0.5米左右夹矸, 局部夹矸较薄约0.1~0.2米。该切眼长度约80m, 可采储量约185883t。

该块段位于F4-5断层上盘, F23断层下盘, 受两大断层及向斜构造影响, 造成该块段构造发育, 煤层走向变化较大。断层产状:F4-5断层:走向256°、倾向:176°、倾 (伏) 角:45°、为正断层, 断层落差为>20m。F23断层:走向193°、倾向:103°、倾 (伏) 角:10-30°、为逆断层, 断层落差>10m。

B8煤层顶底板柱状图:

2 演变过程

切眼开始施工时, 采用梁2400mm*腿2400mm的梯形铁棚支护, 向前掘进约30~40m左右, 由于切眼受巷道顶压、侧压影响, 加之该块段处在应力集中区, 切眼上口支架出现严重变形, 腿棚受两帮侧压影响, 棚梁牙颗被崩、棚腿歪斜, 若再不改棚、刷帮将对行人安全造成一定的威胁, 对迎头作业人员留下安全出口隐患。为此, 不得不停头进行卧底、改棚, 这样, 势必影响巷道施工进度、工期, 以至直接影响到采场接替。

为解决以上出现的问题, 更改切眼支护势在必行;为此, 直接利用悬移支架抗压性强的特点、加之若采用其它支护后还得进行扩刷安装悬移支架;于是, 向前施工时, 直接采用悬移支架支护, 对于后面需要维修的地段也直接进行扩刷安装悬移支架。

3 支护工艺

3.1 支护方式:

采用单体挑棚及悬移支架支护;支护时, 悬移支架要求成组使用, 另外, 悬移支架两端外侧约200mm处形成一道顺山挑棚 (附图) 。每组悬移支架间距中-中1.4m, 帮、顶腰背材料为塑料网及棒。

3.2 支护步骤 (悬移支架支护三步法) :

第一步:先掘进700mm, 采用塑料网 (3000*800mm) 及棒 (长800mm) 进行腰帮背顶, 腰背时, 使用4根长700mm的半圆木及2200mm的单体挑起棒背顶管理两帮, 支设单体时, 单体支柱需牢固有劲, 同时单体要栓上防倒绳。 (4根半圆木采用单体支柱挑起半圆木形成4道顺山挑棚, 每道顺山挑棚间距为1000mm。)

第二步:结束第一步后再向前掘进700mm、使之够1400mm的档距, 然后进行连网背顶并用单体挑起1400mm的两光料管理顶板, 同时也取代原有巷顶4道700mm的长半圆木顺山挑棚;另外, 在去两帮700mm的半圆木挑棚时, 采用1400mm棒取代两帮800mm的棒。

第三步:待用1400mm的两光料挑棚取代原700mm长的半圆木挑棚后方可支设悬移支架 (一组) 。

说明:因考虑在切眼迎头安放悬移支架空间不够, 悬移支架中心支柱可滞后2~3组。

4 采用悬移支架支护具有以下特点

4.1 提高抗压性, 解决支护 (梯形棚) 变形

采用悬移支架设后, 其抗压性强, 利用单体的伸缩性, 在切眼受到巷道压力冲击时, 当顶压超过单体支撑压力时, 安全阀会自动打开进行一定的压, 使其巷道压力得到相应的释放, 顶板 (煤) 有一定的下沉, 从而使悬移支架得到保护, 保证了支架不易变形, 且顶板 (煤) 也不会造成大面积破坏, 同时不会存在因其它支护材料变形严重而造成重新扩刷、改棚。

以下是每隔10m监测两帮的位移数据表:

根据切眼两帮位移观测数据表, 绘制切眼两帮位移图表走势图:

从以上图表可以看出, 巷道开挖40天内, 0~14天两帮位移趋于平缓, 14~24天两帮相对移近量较明显, 24天后逐步稳定下来。允分说明采用悬移支架设后, 对于抗巷道侧压性比较好, 避免了因巷道两边来压导致原有梯形变形需刷帮改棚。

4.2 降低成本, 缩短工期

避免了采用其它材料支护后, 还要再次进行扩刷安装悬移支架, 从源头上降低了生产成本, 避免了人力、物力的浪费, 更重要的是加快了切眼的提前贯通, 解决了采场接替紧张的难题, 从根本上解决了因采场接替紧张而造成对矿井生产影响。

4.3 减少环节, 确保安全经济效益

开切眼直接采用悬移支架支设, 使采煤队进点后可直接采煤, 无需再安装悬移支架, 从中减少了生产环节, 节约了成本, 提高经济效益;更重要的是从根本上杜绝了因安装悬移支架而造成冒顶垮落事故的发生, 提高了矿井安全生产系数。

5 悬移支架支护的难题及带来的难点

5.1 悬移支架笨重

悬移支架与其它支护材料相比, 过于笨重, 增加了施工人员劳动强度, 造成施工过程中的不便。施工过程中, 可利用切眼为下山巷道的特点, 加工2根轻便轨道, 其长度根据巷道坡度来定。上悬移支架前, 先在迎头挖两个小眼, 然后将轨道的一端搭设迎头小眼上, 另一端搭设在迎头后方。上悬移支架时, 通过轨道将悬移支架移至迎头及时使用单体支设起巷道顶板。

5.2 拉运钻机困难 (钻机用于施工排放钻孔)

由于悬移支架的中心柱至任意一侧的距离约1m, 钻机底座宽度为0.9m, 拉运过程中钻机易撞单体支柱, 造成拉运困难。拉运钻机前, 需先摘去悬移支架的中心支柱, 然后再将钻机拉运至迎头或放置巷帮钻场, 待钻机到位后再恢复中心支柱。

说明:由于B8槽煤层位于位于井筒煤柱区域, 无突出危险区, 施工采用循环区域验证, 出现钻屑量Smax、钻屑解吸指标K1超标的可能性小, 实践证明, 以上Smax、K1超标情况未出现, 因此拉运钻机问题可以不计。

6 经济技术效益

6.1 缩短巷道工期

该工程按80m计算, 采煤队进入切眼后安装悬移支架, 按每小班安装2组支架计算, 要花费不少于10天, 这样一来采用悬移支架支护后可提前10天进入采煤。

6.2 提高经济效益

6.2.1按每班安装悬移支架不少于6人计算, 10天可节约180个工时。按每个工时166元计算, 可直接节约成本29988元。

6.2.2若采用梁2400mm*腿2400mm梯形铁棚支护, 其每架材料成本为930元, 80m切眼需133架材料, 按损坏率为60%计算, 可直接节约支护成本74214元。

开切眼弯曲 篇5

宁夏王洼煤业有限公司王洼二矿主斜井设计生产能力150万t/a, 其首采工作面115011面设计走向长1 562 m, 开切眼倾斜长度274.5 m, 切眼宽度7 900 mm, 高度3 050 mm, 沿煤层顶板掘进。

115011综采工作面切眼布置在五号煤层中, 五号煤平均厚9 m, 煤层顶板由厚度2.17 m伪顶、5.9 m粉砂岩和1.17 m粗砾砂岩组成, 其中伪顶为灰黑色的碳质泥岩, 含有植物茎叶化石, 部分炭化, 性脆, 有挤压现象, 具有滑面;直接顶为灰色、浅灰色粉砂岩, 碳泥岩。底板为泥岩和粉砂岩组成, 泥岩为浅灰绿色, 局部紫红色斑, 层状构造, 具有滑面, 遇水易变软, 粉砂岩为灰及深灰色, 巨厚层状, 粉砂状结构, 泥、砂质含量中等, 具有滑面, 局部见方解石脉, 性脆, 半坚硬。五号煤层顶板属不稳定岩体, 底板属稳定性较差岩体。

2 施工方法

2.1 施工方案

采用综掘机由上向下综掘导硐和爆破刷大施工方案。由于切眼上口揭露煤层倾角为33.9°, 不能满足综掘巷道小于18°的施工要求, 经研究, 改用光面爆破法导硐、刷帮掘进方式[1,2]。导硐规格为宽5.1 m、高3.05 m, 配合装岩机、刮板输送机、胶带输送机运煤。

2.2 施工方法

煤电钻打眼, 爆破落煤, 采用装岩机、刮板输送机、胶带输送机进行运煤。

现场具体施工过程为:首先在115011回风顺槽1C1-10 (NE0°36′) 向前116.8 m处以NE95°36′方位掘进10 m后, 在切眼上口安装一部刮板输送机, 然后人工出砟到刮板输送机, 由刮板输送机运砟到115011回风顺槽胶带输送机。

3 支护形式

3.1 巷道临时支护方式

爆破落煤断面形成后先敲帮问顶, 然后支护工站在永久支护下进行前探梁临时支护。前探梁由2根长4.5 m轻轨制成, 每根前探梁需三副卡子, 卡子悬挂在锚杆之上。每根前探梁需不少于三点的有效固定, 卡子与顶板支护锚杆之间用链环连接。

3.2 巷道永久支护方式

巷道顶部锚杆为φ20 mm×2 500 mm螺纹钢锚杆, 帮部为φ20 mm×2 000 mm螺纹钢锚杆。间距顶部为700 mm, 帮部为800 mm;排距均为800 mm;药卷均采用φ23 mm×700 mm的树脂药卷, 顶部为2节药卷, 帮部为1节药卷;为使锚杆抗拔力≥50k N, 托板采用150mm×150mm×10mm的A3钢板。

顶部钢筋网规格为φ6.5 mm的钢筋制作, 网孔规格为120 mm×120 mm的矩形网, 顶部钢筋网尺寸为3 500 mm×900 mm;帮部钢筋网尺寸为3 000 mm×900 mm。各焊接点必须牢固;钢筋网之间压茬搭接量为100 mm, 用12#双股铅丝绑扎, 每120 mm绑扎一扣 (即每一网孔一绑扎) 。

锚索为φ15.24 mm×8 000 mm的钢铰线, 6节药卷, 全长锚固, 托梁为400 mm长的11#工字钢, 托板为100 mm×100 mm×10 mm的A3钢板, 2 m一组, 每组2根, 分别布置在巷道中线向老塘侧0.9 m处及中线向煤帮侧1.1 m处。抗拔力≥100 k N。

钢带由φ16 mm的圆钢焊接制成, 布置在金属网搭接处, 顶部钢带长为3 600 mm。

4 工艺流程

4.1 掘进方式

切眼采用煤电钻打眼, 爆破落煤的方式掘进, 支护锚、网、索永久支护。工作面运输采用人工拔砟、刮板输送机、胶带输送机运输的方式将工作面生产的煤运出。

4.2 掘进工艺流程

掘进工艺流程:交接班及安检准备→校对 (延) 中线定位→打眼→瓦斯检查、装药→瓦斯检查、爆破→瓦斯检查→临时支护→永久支护→出砟、文明生产

4.3 落煤、临时支护、出渣、永久支护工艺

(1) 落煤工艺流程。安全检查、敲帮问顶→校对 (延) 中线定位→敲帮问顶、打眼→敲帮问顶、瓦斯检查、装药→敲帮问顶、瓦斯检查、爆破→敲帮问顶、瓦斯检查、处理隐患 (残爆、拒爆) 。

(2) 临时支护工艺流程。爆破后全面敲帮问顶→人员站在永久支护下移前探梁至迎头→用煤电钻打好前探梁安装孔→人工穿前探梁至迎头并将锚杆装入安装孔内, 并铺设好金属网→将前探梁上的三个吊环依次吊挂在锚杆上 (吊环用链子联接在永久支护的锚杆上) →前探梁与顶板之间用小杆绞顶, 绞顶小杆必须贴紧顶板。

(3) 装、运砟工艺流程。临时支护完毕后, 人工向刮板输送机攉砟, 迎头有支护空间后, 迎头作业与后巷出砟平行作业, 平行作业安全距离不得小于5 m。

(4) 永久支护工艺流程。落煤后及时进行全面敲帮问顶, 临时支护好后立即用液压锚杆机打顶部锚杆眼, 并安装好锚杆, 再进行帮部锚杆永久支护, 两帮锚杆呈矩形布置。按照设计锚杆眼深度、角度, 顶部用锚杆钻机打眼, 使用φ28 mm麻花钻杆和φ28 mm钻头;巷帮用煤电钻打眼, 同样使用φ28 mm麻花钻杆及φ28 mm钻头[3]。锚杆施工顺序为巷道顶板锚杆由巷道中部向两侧施工, 巷道两帮锚杆由巷帮从上向下施工。

5 施工方案调整

(1) 切眼由上向下导硐掘进至54.7~91.6 m时, 连续揭露3个小断层, 煤层倾角增加至35.5°, 切眼导硐受断层和煤层角度加大影响, 掘进运输条件困难, 掘进至147 m时, 煤层倾角为41.7°, 施工安全无法保证, 为了保证安全和施工工期, 经研究, 决定从115011工作面运输顺槽由下向上施工贯通, 然后扩帮刷大。施工过程中严格按中线抓顶板标志层进行掘进, 顶部煤皮控制在1 000 mm左右, 根据已揭露煤层易发生片帮冒顶, 5号煤层顶板压力大会出现顶板破碎及片帮现象, 每班坚持打探眼, 视现场情况, 调整支护方式[4,5]。

(2) 人员进入作业地点作业前首先对巷道的情况进行勘察, 发现巷内有大块 (超过0.3 m3) 的活煤、活矸时及时采用长柄工具进行处理, 处理时人员要站在安全位置, 并做好个人防滑措施。

每次出砟时都要将工作面的大块煤岩打碎, 以防在刮板输送机运输时, 滑下伤人。工作面每隔30 m安装一部挡矸栏, 以防在运输时滑落伤人。

(3) 扩帮、支护。切眼扩帮位于115011切眼导硐南侧 (由上向下方向的右手帮) , 切眼设计为矩形断面, 掘进宽度为7 900 mm, 高度为3 050 mm;净宽为7 800 mm, 净高为3 000 mm;掘进断面积为24.1 m2。采用锚网、锚索、钢带、一梁二柱、戴帽点柱联合支护。顶部锚杆长为2 500 mm, 锚杆间排距为750 mm×750 mm, 2节φ23 mm×700 mm药卷全长锚固, 帮部锚杆长度为2 000 mm, 锚杆间排距为800 mm×800 mm, 1节φ23 mm×700 mm药卷半长锚固;托板为10 mm厚的A3钢板, 规格为150 mm×150 mm。金属网采用φ6.5 mm的钢筋焊接, 网孔规格为150 mm×100 mm的矩形网孔, 各焊接点必须牢固;搭接量为100 mm, 与切眼导硐金属网搭接200 mm。顶部钢带规格为φ16 mm的钢筋制作, 长宽尺寸为6 500 mm×100 mm。锚索为φ17.8 mm钢绞线, 长8 000 mm, 一排四根呈“五花”布置, 锚索间排距为2 000 mm×2 000 mm, 锚索梁为11#工字钢, 长2 200 mm, 每根锚索装6节φ23 mm×700 mm树脂药卷锚固, 锚固力不小于100 k N。单体液压支柱为DW38-150/100, 沿切眼倾斜方向共布置四排单体, 从老唐侧到煤壁侧排距依次为1500mm、1850mm、2300mm、1850mm, 间距为1 000 mm。轨道两侧打设一梁二柱, 梁子为2 600 mm的π型钢梁。柱冒规格为400 mm×250 mm×200 mm。

(4) 下料、行人。采用JDSB-25绞车下料, 切眼上口用单体和双层钢筋网全断面封闭。底板上1 m钢筋联合旧皮带遮挡, 设提升道和行人安全通道, 提升通道安全门规格为高1 600 mm、宽1 400 mm, 行人通道安全门规格为高1 800 mm、宽800 mm, 处于常闭状态。轨道提升下料道与行人道分开, 轨道提升道两侧用钢筋网封闭, 行人在工作面老唐侧, 用φ24 mm麻绳栓挂在老唐煤壁锚杆上 (每10 m有一固定点) ;底板用麻绳和木板设爬梯, 爬梯宽度及间距均为500 mm, 木板与麻绳用14#铅丝拴绑牢固可靠, 每5 m设一固定点。

切眼施工剖面示意图如图1所示。

6 施工组织

采用“四·六制”劳动组织形式。按照施工计划要求及施工顺序合理安排工作量。

每班工作六个小时。班组分班组长、爆破员、支护工、皮带溜子司机、机电维修工等工种。每小班13人, 该工作面生产班组共13×3=39人;维修准备班组13人, 共计52人。

7 结语

(1) 地质条件变化, 大倾角煤层开切眼施工无经验可借鉴, 采取小断面导硐贯通、大断面刷大成巷法施工, 提高了施工速度, 保证了质量及施工安全。

(2) 由于该切眼坡度大, 给行人带来了不便, 在切眼前进方向左侧, 固定一条φ24 mm麻绳用作行人扶手, 每隔3 m固定在切眼帮部锚杆上。

(3) 自下向上导硐贯通, 由上向下刷大扩帮成巷, 解决了提升运输问题, 煤 (矸) 由运输顺槽运走, 提高了功效。

(4) 通过采取有效措施, 取得了良好的施工效果, 安全实现了无轻伤及以上事故, 进度从2009年12月1日开工, 至2010年1月31日完成历时62 d, 实现了快速施工。该工程的顺利完成, 保证了115011工作面的安装正常接续, 为首采工作面的安装、矿井系统的形成奠定了基础, 取得了良好的经济效益。

参考文献

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[3]薛顺勋, 宋广太, 库明欣.煤巷锚杆支护施工指南[M].北京:煤炭工业出版社, 1999

[4]麻运涛.大倾角综采面设备安装防倒防滑工艺探讨[J].科技创新导报, 2009 (31) :86-88

深井高应力大断面开切眼施工技术 篇6

1 工作面概况

1105工作面布置在一盘区中上部, 北邻一盘区辅助运输大巷, 东为未采的1107工作面, 西为未采的1103工作面, 南为F18断层 (H=730 m) 煤柱, 是赵固二矿第2个综采工作面。工作面走向长 2 200 m, 倾向长180 m, 煤层倾角8°～10°, 平均煤厚为6.32 m, 采用一次采全高回采。地面标高为+81.6～+82.0 m, 工作面标高-574～-589 m。基本顶为大占砂岩, 厚7.32 m;直接顶为泥岩、砂质泥岩, 厚1.0～6.5 m;伪顶为泥岩, 厚0～0.5 m。直接底为砂质泥岩, 厚15.12 m;基本底为L9灰岩, 厚1.41 m。1105工作面切眼方位角53°, 切眼断面形状为矩形, 断面高4 720 mm, 宽10 200 mm。

2 支护难点分析

(1) 巷道顶板。

巷道跨度大, 顶板为泥岩和砂质泥岩, 整体性不好, 厚度分布不稳定, 自身强度差。掘进过程中, 原岩应力被破坏后, 若顶板支护手段跟不上, 达不到要求的支护阻力, 顶板极易离层, 发生严重冒顶事故[1]。

(2) 巷道底板。

煤层底板距L8灰岩26.83 m, L8含水层厚9.31 m, 属富水程度中等含水层, 水压6.38 MPa, 突水系数达0.24 MPa/m。若在掘进过程中控制不好底板, 出现底鼓, 则极易发生突水事故。

3 支护原理

围岩松动圈理论认为, 支护对破碎围岩的维护作用, 表现在松动圈变形过程中维持破碎岩块相互啮合不垮落, 通过提供支护阻力限制破裂缝隙过度扩张, 从而减少巷道的收敛变形[2,3]。1105工作面切眼顶底板围岩强度低, 自稳性差, 应力高, 结构松散, 变形量大, 如果采用的支护体力学特性不能有效提供支护阻力, 再加上与围岩的变形力学特性不耦合, 则巷道后期变形会极其严重。采用加长组合锚杆及高强度预应力锚索, 使支护体的力学特性与围岩应力变形特征相匹配, 限制围岩松动圈形成过程中碎胀力造成的有害变形, 最大限度地发挥围岩的承载能力, 形成耦合支护, 从而达到良好的效果。

4 支护参数设计

4.1 锚杆

锚杆的长度L杆由锚杆锚固段长度L杆1、锚杆的有效长度L杆2及锚杆外露长度L杆3组成[4], 按公式L杆=L杆1+L杆2+L杆3计算。其中, L杆1为锚杆锚入稳定岩层深度, 取400 mm;L杆3取100 mm;L杆2=KH (K为安全系数, 一般取1.5～2.0, 这里取1.5;H为不稳定岩层厚度, 取3 m) 。经计算, L杆=5 000 mm。

选用Ø20 mm×4 000 mm高强螺纹钢树脂锚杆, 该锚杆是用2根2 000 mm长的锚杆通过专用连接箍连接而成。顶部锚杆用10 mm×150 mm×150 mm锚杆托盘和钢筋梯配合使用, 帮部锚杆用W钢带和10 mm×150 mm×150 mm锚杆托盘配合使用, 锚杆间排距均为800 mm, 金属网使用Ø5.6 mm钢筋焊接, 网幅900 mm×1 700 mm, 网片搭接100 mm, 每格用14#铁丝绑扎, 锚杆与钢筋梯打在金属网片接茬处。

4.2 锚索

按照悬吊理论, 锚索应锚固到稳定岩层。考虑锚索悬吊的不稳定岩层的质量, 计算锚索长度:L索=L索1+KH+L索3。其中, L索1为锚入稳定岩层的深度, 取2.4 m;K为安全系数, 一般取1.5～2.0, 这里取2.0;H为不稳定岩层厚度, 取3.0 m;L索3为锚索外露张拉长度, 取300 mm。经计算, L索=8.7 m, 取9.0 m。

考虑到巷道跨度大, 底板破碎, 使用Ø21.6 mm×9.0 m锚索。其中, 钢梁锚索间排距均为1.6 m, 托盘为16﹟槽钢梁和12 mm×120 mm×120 mm钢板、12 mm×80 mm×80 mm钢板、50 mm×120 mm×120 mm木垫板配合使用;点锚索间排距均为1.6 m, 托盘为12 mm×400 mm×400 mm、12 mm×200 mm×200 mm的钢板和50 mm×200 mm×200 mm木垫板配合使用。每根锚索使用2支Z2360型树脂锚固剂和2支CK2360型树脂锚固剂。

4.3 单体液压支柱

由于该切眼断面跨度大, 顶板稳定性不好, 底板突水系数高。因此, 为加大支护安全系数, 防止底鼓发生, 扩刷切眼时, 施工“一梁四柱”叉子棚配合锚网索加强支护。单体液压支柱为DWX45型悬浮式单体液压支柱, 间距1 000 mm, 顶梁采用4 000 mm长Π型钢梁, 底梁为2根长3 300 mm的12#矿用工字钢, 底梁两端用U形卡卡牢。Π型钢梁、工字钢底梁顺巷道方向布置, 每根单体柱底配100 mm×400 mm×250 mm木砖1块、大铁鞋1个, 柱顶配防倒链1条。

5 施工方案及技术要求

(1) 施工方案。

先由运输巷使用EBZ160型综掘机向上掘进, 掘宽4 800 mm, 待贯通后撤出综掘机, 施工好叉子棚后, 再扩刷4 400 mm达设计巷宽, 补齐叉子棚。

(2) 施工技术要求。

①切眼与两巷交岔点因设计有钻场和绞车硐室, 悬顶面积更大, 全部采用间排距均为600 mm槽钢梁锚索支护。②要求锚杆锚固力不小于70 kN, 锚索预紧力不小于100 kN。每15 m抽查3根锚杆进行锚固力测试。③顶板破碎时, 施工超前支护锚杆, 并保证锚索紧跟作业面。

6 应用效果

切眼第1次掘进过程中, 每20 m设1个测点, 共设10个测点对顶底板位移量和巷帮收敛量进行观测。全巷道安装顶板离层仪4台, 对顶板离层情况进行监测, 监测结果发现:掘切眼过程中 (20 d) , 各点顶底板移近量稳定在100～200 mm, 顶板离层数值稳定在20 mm左右;在切眼扩刷过程中 (17 d) , 顶底板移近量、巷帮收敛量明显增加, 顶底板最大移近量为400 mm, 最小为230 mm;工作面安装期间 (35 d) , 顶底板最大移近量为510 mm, 最小为300 mm, 其中底板底鼓量最大达300 mm, 顶板离层仪显示数值最大为120 mm。

7 结论

(1) 锚网索配合使用钢筋梯、槽钢和W钢带加叉子棚支护, 能满足深井复杂条件大断面切眼的支护要求, 取代了U型钢棚支护, 加快了施工进度, 改善了施工条件, 为综采支架安装提供了便利。

(2) 高强度、大规格的锚网索将顶板岩层以组合梁形式进行深层悬吊, 二者相互作用, 形成一个整体, 叉子棚控制因巷道跨度大而造成的悬臂梁失衡, 并防止底鼓突水。

(3) 合理确定锚网索技术参数并制订有针对性的安全技术措施, 加强施工现场管理, 对测点进行观测, 及时掌握顶底板变化情况, 杜绝顶板事故发生。

(4) 合理制定施工工艺, 采用先进的综掘设备配合锚网索支护, 达到快速掘进, 减少顶板悬露时间, 从而实现工作面支架安全快速安装。

参考文献

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[3]程家洋.深井开采采场顶板活动规律研究[J].黑龙江科技信息, 2011 (17) :61-63.

开切眼弯曲 篇7

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

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