工作面专用回风巷

工作面专用回风巷（共5篇）

工作面专用回风巷 篇1

上部煤层采动期间,在回采空间周围的煤体会产生集中应力,并往下传递,底板内各处的应力随着与施力点距离的增大而按一定规律衰减[1]。布置在底板岩层或下部邻近煤层内的巷道,受上部煤层采动影响大,除取决于上部煤层采动引起的载荷变化外,还取决于巷道与上部煤层之间的垂距和平距[2]。由于缺乏系统的矿压测试,长期以来国内外学者大多只根据上部煤层采动在底板岩层内应力传递的理论来选择巷道层位[3,4]。笔者拟采用数值模拟方法分析某矿1231( 1)工作面采动期间辅助运输巷下部底板应力分布规律,以合理确定工作面专用回风巷的位置,并依据专用回风巷围岩破坏特征提出巷道支护方案,取得了良好的工程试验效果,可为类似工程提供技术借鉴。

1 地质工程概况

1. 1 地质概况

某矿1231( 1) 工作面位于西一采区,该区域地面标高+21. 5 ~ +22. 1 m,井下标高-738 ~ -823 m,平均埋藏深度超过800 m。主采11-2煤层,其赋存稳定,煤厚0. 2 ~ 8. 0 m,平均厚度2. 45 m; 煤层倾角3° ~ 10°,平均倾角4°。工作面顶底板岩性特征如图1所示。1231( 1) 工作面走向长度为1 367 m,倾斜长度为240 m,该区域内煤层具有突出危险性,煤层瓦斯含量为11. 3 m3/ t; 煤尘具有爆炸危险性,爆炸性指数为36% ~ 40% ; 煤层自然发火期为3 ~6个月,自燃等级为Ⅱ级; 地温39. 0 ~ 39. 7℃。

根据采区状况和地质条件,矿方在1231( 1) 工作面切眼底板巷进行了原岩应力测量工作,测量结果见表1。

1. 2 工程概况

1231( 1) 工作面采用巷旁充填沿空留巷、偏Y型通风方式,由1231( 1) 辅助运输巷和运输巷进风,通过1231( 1) 工作面专用回风巷回风,并且专用回风巷还作为本工作面和下一工作面的瓦斯抽采巷道,在1231( 1) 工作面回采结束后保留继续使用。工作面巷道布置如图2所示。

2 辅助运输巷底板应力演化数值模拟

2. 1 模型建立

采用FLAC3D软件,根据1231( 1) 工作面实际条件建立数值计算模型,模型尺寸x·y·z = 112 m×200 m×75 m,网格约41万个、节点约50万个,采用Mohr-Coulomb本构关系,模型底部边界垂直方向固定,左右边界水平方向固定,上部边界按810 m覆岩施加均布载荷19. 4 MPa,侧压系数取1。辅助运输巷断面为矩形,宽×高=5. 0 m×3. 2 m,为确保模拟尽量准确,辅助运输巷四周30 m范围内网格采取加密处理。

模拟方案: 1模拟工作面回采期间辅助运输巷底板应力分布,优化布置工作面专用回风巷; 2模拟工作面专用回风巷采动影响前后巷道围岩变形破坏特征,进一步确定合理的巷道支护方案。岩层力学参数见表2,数值计算模型如图3所示。

2. 2 辅助运输巷附近应力分布规律

工作面回采期间,采场周围应力重新分布,形成一个动态的应力演化场,工作面前方一定范围内为超前支承压力影响区,工作面侧向实体煤帮形成侧向支承压力影响区,在工作面后方形成稳定压力区。辅助运输巷附近垂直应力分布如图4所示。

由图4可见,在1231( 1) 工作面回采过程中,实体煤帮形成的侧向支承压力沿工作面推进方向和倾向均呈逐渐增大趋势。超前支承压力在工作面前方25 m处开始显现,滞后工作面约30 m; 侧向支承压力值趋于稳定,回风专用巷实体煤帮侧向支承压力影响范围约28 m,距实体煤帮4 ~ 6 m处应力峰值达到45. 83 MPa,应力增高系数达到2. 3; 距实体煤帮28 m以外,垂直应力值约20 MPa,已处于原岩应力区。

2. 3 辅助运输巷底板应力分布规律

煤层开采引起回采空间周围的煤体应力集中,应力在底板深部传递,在底板岩层一定范围内重新分布,成为影响底板巷道维护的重要因素[5,6,7,8,9]。

辅助运输巷底板应力等值线剖面图如图5所示。由模拟结果可知: 工作面左侧实体煤帮及其底板应力集中程度最高,沿垂直方向由浅入深形成半椭圆形应力泡,应力泡在斜向下22°方向扩散; 随着深度增加,应力增高系数逐渐减小,应力逐渐减小。当应力传递至深度28 m时,应力增高系数降低至1. 21。半椭圆形应力泡右侧至采空区边缘底板,应力增高系数在1. 05 ~ 1. 18内受上部1231( 1) 工作面采动影响相对较小,而且距离1231( 1) 工作面较近。因此,工作面专用回风巷位置平距应选在6 ~ 12 m内,垂距应在22 ~28 m内。

结合现场具体情况,经研究决定对1231( 1) 工作面专用回风巷位置进行合理优化,最终确定工作面专用回风巷与辅助运输巷平距8 m,垂距25 m,巷道断面为矩形,宽×高=4. 8 m×3. 2 m。

2. 4 工作面专用回风巷塑性区分布

煤岩体塑性破坏区宽度与围岩移近量大致呈正比关系,塑性破坏区越大,位移量就越大[10,11]。工作面专用回风巷回采前后塑性分布如图6所示。

由图6可知,工作面回采前,专用回风巷围岩塑性区分布较为对称; 工作面回采后,塑性区分布不对称,巷道右侧塑性区发展较快,肩角部位塑性区发展较为明显,原因在于右侧巷帮距离采场较近,而且肩角处常为应力集中的部位,在底板应力向下传递的过程中,巷道右侧围岩受到应力扰动影响大于左侧,因此塑性区范围明显向右侧倾斜。综上所述,专用回风巷塑性区范围并没有与采空区底板塑性破坏区相连,认为专用回风巷与辅助运输巷平距8 m,垂距在25 m是合理的。

3 巷道支护方案及支护效果

基于数值模拟分析结果,结合底板巷围岩塑性破坏区特点,提出不对称支护的围岩控制方案,即顶板和右帮均采用高强锚杆+大直径预应力锚索支护、左帮采用高强度锚杆支护。

3. 1 支护方案

顶板支护: 高强锚杆Φ22 mm×2 500 mm,间排距860 mm×800 mm,每排6根锚杆配150 mm×150 mm×8 mm W垫板及4 600 mm×178 mm×5 mmM型钢带使用,帮角锚杆向外倾斜15°,Z2360型树脂药卷2根,转矩不小于120 N·m。锚索规格Φ22 mm×6 300 mm,右偏心200 mm,布置方式“3—0—3”,间排距1 300 mm×1 600 mm,配用长3 200 mm14#槽钢和160 mm×100 mm×14 mm托板,Z2360型树脂药卷3根,预紧力80 ~ 100 k N。10#镀锌铁丝菱形金属网,规格5 400 mm×1 000 mm。

帮部支护: 每竖排4根Φ22 mm×2 500 mm高强锚杆,配用2 100 mm×178 mm×3 mm平钢带和150 mm×150 mm×8 mm蝶形垫板,间排距900 mm×800 mm,Z2360型树脂药卷2根,转矩不小于120 N·m。右帮每排布置2根Φ22 mm×5 300 mm单体锚索,间排距1 000 mm×1 600 mm,Z2360树脂药卷3根,预紧力为80 ~ 100 k N。10#镀锌铁丝菱 形金属网,规格3 300 mm×1 000 mm。

巷道支护方式如图7所示。

3. 2 应用效果

工作面专用回风巷围岩变形量监测结果如图8所示,在超前工作面100 m和滞后工作面120 m范围内,顶板下沉量为90 mm,底鼓量为258 mm,右帮移近量为163 mm,左帮移近量为80 mm。综合来看,工作面专用回风巷受采动影响不大,支护效果良好,巷道断面能够满足通风要求。巷道维护效果如图9所示。

4 结论

1) 采用数值模拟方法,得出工作面回采期间辅助运输巷底板应力分布规律。辅助运输巷底板倾斜向下形成半椭圆形应力泡,并随着深度增加逐渐扩散。确定工作面专用回风巷与上部辅助运输巷平距为8 m,垂距为25 m。

2) 分析了工作面专用回风巷在回采前后巷道围岩塑性破坏区的分布特征,并结合现场工程条件提出工作面专用回风巷围岩的不对称支护方案。实践表明,巷道支护效果良好,有效控制了采动影响条件下工作面专用回风巷围岩变形。

摘要：为避免某矿1231(1)工作面采动对工作面专用回风巷的影响,采用数值模拟方法分析了工作面回采期间辅助运输巷底板应力分布规律,对工作面专用回风巷的空间位置进行了合理优化,最终确定1231(1)工作面专用回风巷与上部辅助运输巷平距为8 m,垂距为25 m。根据专用回风巷在回采前后的变形破坏特征,提出了巷道围岩不对称支护方案。现场实践表明:巷道支护效果良好,保证了采动影响期间工作面专用回风巷的围岩稳定。

关键词：工作面专用回风巷,采动影响,位置优化,不对称支护,围岩控制

工作面专用回风巷 篇2

一、为了更好的贯彻《煤矿安全规程》，做好水害防治工作，确保1101工作面回风巷掘进安全，依据《煤矿防治水工作规定》和《井下探放水技术规范》作此设计。

二、工作面概况

1101工作面回风巷开口位置于采区材料巷97号导线点向南0.5m处，设计方向：方位角225°；掘进为上山方向，倾角：3~7°；设计斜长500米。

根据本矿图纸资料，在掘进过程中要穿过三条废弃的空巷，另外根据生产矿井地质报告及现有巷道揭露情况，掘进中要预防小型陷落柱构造和断层的出现。鉴于此，此巷道探水主要是探放空巷老空水和陷落柱及断层水。

三、巷道断面规格和支护方式

巷道掘进沿煤层顶底板掘进，断面为梯形断面（图1），毛断面设计上宽2.9m，下宽3.8m，高2.5m；支护：采用11#矿用工字钢梯形棚，用半圆木“六八”构顶盘帮，棚距0.8m。

四、探水钻孔设计

工作面中部布置三组钻孔，即一组中眼（1#），一组左斜眼（2#，3#），一组右斜眼（4#,5#）,共三组5个钻孔，钻孔倾角沿煤层倾角布置，具体布置和相关尺寸见图2。

钻机型号：ZY-750,功率：18.5KW，最大钻进深度：150m，配

800mm长钻杆188根，钻头钻孔终孔直径小于50mm,正常给进速度：0~1.5m；止水套管：口径89mm，长10m.，配同口径三通、水阀门。

五、探放水钻孔安全装置

1、探放水钻孔应安设安全装置，孔口安全装置有孔口管、泄水测压三通、孔口水阀门和钻杆逆止阀。（水压不大的情况下，放水可以直接从探水孔流出，不需要安装止水管；水压大的情况，在探水孔口必须安装止水管。）

2、孔口管安装与固定

选择顶底板岩石坚硬完整地段开孔，孔径应大于孔口管直径1~2级，钻进5米后，将孔内冲洗干净，注浆（必要时加速凝剂）使孔口管（管的周围应焊扶正肋骨片）与孔壁见充满水泥浆，待水泥浆凝固后扫孔，扫孔深度应为10m。

探水时，应在探水作业地点备用同径止水管、泄水测压三通、孔口水阀门和钻杆逆止阀。

六、探放水施工与掘进工作的安全规定

此工作面设计斜长500m，探水孔中孔深90m，超前安全距离为30m，帮距20m。探水一次，允许掘进距离不大于60m，探水结束后要在探水起始线（用红油漆线在巷道两帮标示）处挂牌公示，公示内容：超前安全距离，帮距，允许掘进距离，以及探水结果。如遇煤层变化等原因，探水孔孔深达不到设计深度，那么允许掘进距离，必须保证超前安全距离不小于30m。

七、受水威胁地区信号和避灾路线

探水工作地点设一部专用电话直通矿调度室以及井下各受水威胁作业地点，避灾路线同1101工作面回风巷避灾路线。附（图3）

八、防排水设施

1、开挖清理运输大巷排水沟，保证水沟畅通，无杂物。

2、、清理主副水仓，检查中央水泵房的“三泵两管”是否能正常使用。

九、探放水组织

组长：李兴华

副组长：薛红龙 成员：郭保利

朱记兵

程永红

冯建红

成建忠

郭三娃

十、探水施工中的技术要求

1、钻进中应做好岩芯的采取和编录工作。

2、钻进时应准确判别煤、岩层厚度并记录换层的深度，终孔前要核实孔深。

3、钻进时，钻机后方不得站人；发现煤岩松软、片帮、来压或孔中水压、水量突然增大，以及有顶钻现象时，必须立即停钻，记录孔深，并同时将钻杆固定，向矿调度室汇报，及时采取措施进行处理。

4、钻进中，发现有害气体喷出时，应立即停钻，切断电源，将人员撤道有新鲜风流的 地点，立即报告矿调度室，采取措施。

5、在探水施工中，见到含水层、断层、陷落柱和积水区时，应停止钻进，安装水阀门后，再继续钻进。

十一、探放水的安全措施

1、探水的巷道，中间不得由低洼积水段。

2、探水孔的超前距离、帮距以及孔间距应严格执行本设计要求，每次探水后，掘进前，应在起点处设置标志（顶帮刷红油漆线），并挂牌公示。

3、探水前，应加固巷道的支护，顶帮背实，棚架间要有撑拉杆。

4、探放水地点必须安设电话和声光报警信号。

5、必须向受水威胁地区的施工人员贯彻、交待报警信号及避灾路线。

6、探水巷道应加强出水征兆的观察，一旦发现异常应立即停止工作，及时处理。情况紧急时，必须立即发出警报，撤出所有受威胁地区的人员。

7、钻孔时预计可能有瓦斯等有害气体涌出时，必须有瓦斯检查员在现场值班，检查空气成分。如果瓦斯超过有关规定时，必须立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告调度室。

8、探水期间矿地测科技术员、专业化团队分管安全的队长必须在现场值班指挥。

9、探放水人员必须严格按照审批的设计施工，未经审批单位书面允许，不得擅自改变设计。

瓦二矿地测科

2010/5/15

汾西瓦窑疙瘩煤矿二坑 1101工作面回风巷

地探（1006）号

探

放

水

设

计

编制：瓦二矿地测科

会审： 总

工：

生产矿长：

安全矿长： 机电矿长：

通风矿长： 生产科：

通风科：

机电科：

施工单位：

会审意见：

安全科：

调度室：

工作面专用回风巷 篇3

安阳龙山煤矿地质结构复杂, 断层较多, 自建矿以来, 该矿发生煤与瓦斯突出110 多次, 其中在断层附近发生突出56次, 占总突出次数的50%以上。因此, 过断层时必须采取有效的防突技术措施以保证煤矿的安全掘进和生产[1,2]。

1 工程概况

龙山煤矿正在布置11071工作面, 11071回风巷沿空掘巷, 沿二1煤层顶板掘进, 巷道采用U29可伸缩性支架支护, 巷道下净宽5.0 m、净高3.4 m。11071回风巷已掘进到300 m处, 探测到前方3 m处有1条落差约2 m的正断层 (图1) , 断层附近易于瓦斯积聚, 形成瓦斯包, 容易发生突出事故, 为安全顺利通过断层, 特制订过断层安全技术措施, 并对其进行分析研究。过断层巷道设计如图2所示。

2 过断层防突措施

为确保过断层期间不发生突出事故, 提出了相关的防突技术措施。

2.1 增加区域验证次数

为确保安全施工, 过断层期间增加区域验证次数, 每一验证循环在指标符合规定打钻或掘进期间无顶钻、喷孔瓦斯异常情况时, 在保留4 m超前距的情况下进行施工。验证方法为:煤钻屑解吸指标法和R值指标法。

2.1.1 煤钻屑解吸指标法

(1) 在煤巷掘进面打3个Ø42mm的钻孔, 断面有软分层时, 钻孔必须布置在软分层中, 1个钻孔位于巷道掘进面中部, 并平行于掘进方向, 上帮钻孔的终孔点位于巷道轮廓线外2 m以内, 若上帮区域验证钻孔打到老空区, 须重新开孔打眼。下帮钻孔的终孔点位于巷道轮廓线外2～4 m范围。

(2) 钻孔每打2m测定1次煤钻屑解吸指标Δh2, 每隔2 m测定1次钻屑解吸指标, 并根据煤钻屑指标Smax确定工作面的突出危险性。

2.1.2 R值指标法

(1) 在煤巷掘进面打3个Ø42mm的钻孔, 区域验证钻孔所采用的指标可使用同一钻孔。断面有软分层时, 钻孔必须布置在软分层中, 1个钻孔位于巷道掘进面中部, 并平行于掘进方向, 其他钻孔的终点应位于巷道轮廓线外2～4 m处。

(2) 钻孔每打1m测定1次钻屑量和钻孔瓦斯涌出初速度, 测定钻孔瓦斯涌出初速度时, 测量室长度为1.0 m。根据钻孔的最大钻屑量和最大瓦斯涌出初速度确定R值:R= (Smax-1.8) (qmax-4) , 其中, Smax为每个钻孔沿孔长最大钻屑量;qmax为每个钻孔沿孔长最大瓦斯涌出初速度。当R为负值时, 采用公式中的正值项即Smax作为判断工作面突出危险的指标。此外, 区域验证期间可根据实际情况增加区域验证孔的数量。

2.1.3 提高验证指标临界值

为增强安全系数, 验证指标临界值参照表1规定执行。

以上指标的测定可同时使用同一钻孔, 根据每个钻孔的最大钻屑量、最大钻屑解吸指标及R值判断掘进面突出危险性。如任一钻孔有任一项指标超标, 即视为工作面有突出危险性, 应立即采取局部防突措施, 即超前密集排放钻孔措施, 直到经检验措施有效后方可施工。

2.2 超前密集排放或挂耳抽放

2.2.1 超前密集排放钻孔

(1) 超前钻孔Ø89 mm (特殊情况下可采用Ø75 mm钻孔, 但必须增加钻孔数量) , 具体数量以每次设计为准。

(2) 超前钻孔孔数为18个 (上下2排) 。

(3) 孔深均为20 m。

(4) 钻孔应尽量布置在煤层的软分层中。

(5) 每循环留5 m的超前距。

(6) 上帮钻孔控制到巷道断面轮廓线外2 m, 下帮钻孔控制到巷道断面轮廓线外不小于5 m。

2.2.2 挂耳抽放钻孔

(1) 在巷道下帮开掘钻场, 在钻场内向掘进方向施工边掘边抽钻孔, 施工可采用Ø75 mm的钻杆。

(2) 抽放钻孔在钻场内布置2排, 共10个钻孔, 孔深均为50 m。

(3) 每循环留20 m的超前距。

(4) 钻孔控制巷道断面轮廓线外不小于15 m。

3 现场安全管理

为保证过断层防突技术的准确、有效实施, 特制订过断层现场安全管理规范[3,4,5]。

(1) 由生产科安排人员及时探明断层产状及变化情况, 通防部严密监视过断层过程中瓦斯变化情况, 随时掌握过断层情况。

(2) 区域验证期间, 若出现响煤炮、瓦斯浓度异常等突出预兆时, 应立即停止区域验证工作, 采取措施进行处理。

(3) 加强爆破后的瓦斯检查工作, 爆破后要先在监控分站处观察切眼内瓦斯情况, 若出现瓦斯异常, 应立即对掘进面停电, 并向矿调度室及相关部门汇报。

(4) 放炮后, 至少停30 min, 瓦检员、放炮员及班组长方可进入工作地点检查瓦斯、支架、顶板等情况, 检查结束后, 由检查人员通知施工人员进入。

(5) 过断层期间瓦斯检查员要不定时加强对掘进工作面的巡检, 严密监视工作面和巷道回风流内瓦斯变化情况, 出现瓦斯浓度异常情况要立即上报, 停止施工, 采取措施。

(6) 过断层期间, 应视煤层及顶板情况采取放小炮措施。每次放炮应适量, 不超过20个, 炮眼深度不得小于0.6 m, 每次爆破时必须保证炮眼的最小抵抗线不小于0.5 m, 每眼装药量0.5～2.0卷, 炮眼外不装药部分用黏土及水炮泥将炮眼封满填实, 必须符合《煤矿安全规程》要求。

(7) 跟班队长及班组长必须携带便携式瓦检仪, 发现瓦斯异常情况必须立即停止工作, 将所有工作人员撤至反向风门外。

(8) 测风员加强现场风量测定, 风量不足时, 要采取措施, 保证配风量。

(9) 所有施工人员必须熟知瓦斯突出预兆, 发现瓦斯涌出异常、瓦斯浓度忽高忽低、煤炮声、煤壁片帮等突出预兆, 作业人员必须立即停止工作, 迅速撤至反向风门以外的新鲜风流中, 并切断工作地区动力电源, 立即汇报调度。

(10) 按照作业规程要求, 放炮前, 应先检查瓦斯情况, 当瓦斯浓度大于0.5%时, 严禁爆破。严格执行“一炮三检”和“三人联锁”及公司有关爆破管理制度。

(11) 通防部按要求进行区域验证, 指标超过临界值必须立即停止区域验证工作, 采取局部防突措施, 严防过断层期间出现应力增高区, 造成瓦斯事故。

(12) 通防部认真分析每次验证时的指标情况, 指标有明显变化时, 要分析原因、采取措施。预测指标涨幅超过30%或瓦斯浓度升高超过0.2%时, 采取下帮挂耳或掘进面排放钻孔等局部措施治理瓦斯。

(13) 若采取局部防突措施, 即施工超前密集排放钻孔后, 进行效果检验时, 仍出现指标超过临界值现象, 应停止施工, 施工抽放钻孔进行抽放, 抽放钻孔深度和数量应根据实际情况进行设计。

4 结语

增加区域验证次数和提高验证指标临界值后, 可保证“不掘突出头, 不采突出面”, 从而避免瓦斯突出事故的发生;在指标超限后, 严格执行局部防突措施、再次进行验证的技术手段, 有效保证了龙山煤矿11071回风巷安全、顺利通过断层。

摘要：龙山煤矿是高突矿井, 尤其是在断层附近更易发生突出, 为了安全、顺利通过断层, 提出增加区域验证次数和提高验证指标临界值的技术方法, 而在指标超限后严格执行局部防突措施, 再次进行验证, 该方法有效保证了龙山煤矿11071回风巷安全、顺利通过断层。

关键词：断层,煤与瓦斯突出,区域验证,局部防突措施

参考文献

[1]杨晓娜, 黄波.龙山煤矿预测预报煤和瓦斯突出的试验研究[J].中州煤炭, 2012 (4) :24-26.

[2]王启明.浅谈龙山煤矿煤层气的抽采利用[J].中州煤炭, 2008 (4) :25-27.

[3]刘照辉, 王志云.综采工作面超前掘巷过断层构造带技术[J].中州煤炭, 2009 (12) :65-67.

[4]郭绪华.告成煤矿25采区下山过断层技术[J].中州煤炭, 2010 (8) :69-70.

工作面专用回风巷 篇4

关键词：单轨吊,高强锚杆,数值模拟,悬吊结构

1 工程概况

五阳煤矿计划在7603回风巷内架设蓄电池牵引式单轨吊, 主要承担采煤工作面安装回收时大型设备的运输任务。7603回风巷位于山西组中下部3号煤层, 埋深约550 m, 沿3号煤层顶板掘进。7603工作面上下分别与7601和7605工作面相邻, 7601工作面于2009年2月回采完毕, 7605工作面2010年5月开始回采, 并于2012年7月回采完毕, 7603工作面为孤岛工作面, 7603回风巷掘进完毕。2012年8月, 7603回风巷有一定程度的变形。7603回风巷位置如图1所示。

矿井主采3号煤, 该煤层赋存稳定, 煤层平均厚6.0 m, 含有2层夹矸, 分3个自然分层, 以亮煤为主, 暗煤次之, 煤质为贫瘦煤。距离7603回风巷最近的地质钻孔为南-40号钻孔, 其次有3-2号钻孔, 另有《7601工作面回采地质说明书》、《7601回风巷掘进地质说明书》和《7605工作面回采地质说明书》可供参考。综合分析上述地质资料, 可得7603回风巷附近顶底板围岩情况 (表1) 。

2 数值模拟

采用摩尔—库仑模型模拟岩层和煤层, 采用界面单元模拟岩层层面。建立长为150 m、宽为120 m的数值模拟模型, 该模型采用均匀划分, 网格划分为170×126。所建立的模型只分析悬吊锚杆 (索) 安设后引起的应力分布和顶板位移, 因此模型表面不施加应力, 也不考虑岩层所受重力[1,2,3]。

2.1 模拟方案

由于锚索 (杆) 需要承载单轨吊载荷87.3 kN, 考虑一定的安全系数, 共建立8个模型进行模拟。①模型1:锚索悬吊, 悬吊载荷50 kN;②模型2:锚索悬吊, 悬吊载荷100 kN;③模型3:锚索悬吊, 悬吊载荷150 kN;④模型4:锚索悬吊, 悬吊载荷200 kN;⑤模型5:锚杆悬吊, 悬吊载荷50 kN;⑥模型6:锚杆悬吊, 悬吊载荷100 kN;⑦模型7:锚杆悬吊, 悬吊载荷150 kN;⑧模型8:锚杆悬吊, 悬吊载荷200 kN。

2.2 模拟结果分析

2.2.1 锚索悬吊

当采用锚索悬吊, 悬吊载荷为150 kN时, 巷道围岩位移和应力分布如图3所示。巷道顶板最大下沉量为5 cm, 位移量很小, 因此, 悬吊对顶板变形和稳定性影响甚微。应力分布表明, 垂直应力在锚索周围形成一个柱状的拉伸区, 而且越靠锚索端部, 拉应力越大;相反, 在距锚索一定宽度的两侧形成了压缩区, 在巷道两帮尖角处产生了比较大的集中压应力。水平应力在锚索端部出现拉伸现象, 而在顶煤与直接顶交界处出现了比较明显的压应力集中现象。但总的来说, 悬吊锚索引起的应力值不大。

图4为锚索悬吊载荷与顶板下沉量的关系。随着悬吊锚索载荷的增加, 顶板的位移量也增大。当悬吊载荷为150 kN时, 顶板位移量为5 cm;当悬吊载荷为200 kN时, 顶板下沉量为15 cm。悬吊引起的顶板应力分布特征相似, 应力值也较小。总的来说, 采用锚索悬吊载荷的总位移量很小, 对巷道变形和稳定性影响甚微。

2.2.2 锚杆悬吊

当采用锚杆悬吊, 悬吊载荷为150 kN时, 巷道围岩位移和应力分布如图5所示。垂直应力在锚杆周围形成一个环状拉伸区, 而且越靠锚杆端部, 拉应力越大。

相反, 在距锚杆一定宽度的两侧形成了压缩区, 在巷道两帮产生了比较大的集中压应力。水平应力分布与锚索类似, 在锚杆端部出现拉伸现象, 而在顶煤与直接顶交界处出现了明显的压应力集中。但总的来说, 悬吊锚杆引起的应力值很小。巷道顶板最大位移量为7 cm, 位移很小。因此, 锚杆悬吊对顶板的变形和稳定性无明显影响。

图6为锚杆悬吊载荷与顶板下沉量的关系。随着悬吊锚杆载荷的增加, 顶板的位移量也增大。当悬吊载荷为150 kN时, 顶板位移量为7 cm;当悬吊载荷为200 kN时, 顶板下沉量为20 cm。悬吊引起的顶板应力分布特征相似, 应力值也较小。总的来说, 采用锚杆悬吊载荷的总位移量很小, 对巷道变形和稳定性影响甚微。

3 单轨吊悬吊方案

7603回风巷需要单轨吊最大运输量时受力为250 kN, 起吊梁所受重力30 kN, 共计280 kN, 轨道采用双锚杆单悬挂板链条悬吊方式悬挂。轨道的每个悬挂点均由双锚杆悬吊, 依据所提交的单轨吊装置, 分析运输支架过程中单个锚杆最大受力可知, 要求单根锚杆的锚固力为 87.3 kN。所以采用2根高强锚杆进行单轨吊悬吊完全能够满足使用要求, 并且采用高强锚杆进行单轨吊悬吊施工速度快, 还可以节约成本[4,5,6,7]。

(1) 悬吊方式。

采用1组 (每组2根) 高强螺纹钢锚杆配合摇板或横梁悬吊。

(2) 高强锚杆规格。

采用SMG500材料Ø22 mm×2 400 mm左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆。高强锚杆的尾部螺纹为M24, 螺纹长150 mm。

(3) 锚固方式。

采用1支K2335、3支M2360低黏度树脂药卷锚固, 理论锚固长度2 300 mm。

(4) 悬吊构件。

使用摇板或横梁, 配合使用垫板和标准螺母。

4 施工工艺

(1) 首先在巷道顶板进行拉线标定, 准确定出单轨吊沿巷道轴线的走向, 然后用钢尺定出要打锚杆的位置。

(2) 在标定的位置施工锚杆孔, 采用Ø29 mm的钻头, 孔深为2 400 mm±30 mm。

(3) 锚杆孔钻好后, 将预先准备好的树脂药卷送至孔底, K2335在上, 3支M2360在下, 然后插入螺纹钢锚杆边推边搅拌树脂药卷, 直至锚杆到达孔底, 全速搅拌锚杆30 s左右。

(4) 待2根锚杆 (1组) 打设完毕后, 将摇板或横梁套在2根锚杆上, 和巷道顶板保留60 mm左右的间隙 (用来穿挂链) , 然后安设上垫板、螺母, 最后将其预紧到指定位置。

(5) 控制摇板与横梁之间的距离, 误差在50 mm范围之内。

(6) 遇到巷道顶板严重不平时, 可以稍微调整悬吊锚杆的位置, 但必须使2根锚杆的外露长度相同, 以方便摇板的安装。

(7) 保证锚杆的打设质量, 要进行锚固力和预紧力测试, 一旦发现不合格锚杆, 应立即重新打设, 当班工作当班完成。

5 结语

(1) 从锚索 (锚杆) 悬吊单轨吊对巷道围岩水平应力、垂直应力以及位移的影响可知, 采用锚索 (锚杆) 悬吊结构悬吊单轨吊所引起的应力影响范围、应力值以及顶板下沉量均不大, 基本不会影响巷道的稳定性, 并且能够满足悬吊单轨吊的要求。

(2) 针对7603工作面回风巷运输具体状况以及对锚杆悬吊的技术分析, 确定采取高强锚杆悬吊单轨吊技术。采用此种悬吊技术工艺简单, 施工速度快, 且还能节约大量成本。

参考文献

[1]杨计先, 何宇雄.高应力软岩巷道破碎顶板单轨吊悬吊技术研究[J].煤, 2010 (2) :22-25.

[2]张慧红, 段建亭.单轨吊悬吊锚索的悬吊方式与受力分析[J].矿业安全与环保, 2002, 29 (1) :228-229.

[3]肖亚宁, 王志清, 林健, 等.锚杆支护巷道单轨吊悬吊技术及应用[J].煤炭科学技术, 2003, 31 (8) :16-18.

[4]孙凯, 沈志平, 邵福兵.姚桥煤矿综采工作面单轨吊辅助运输应用实践[J].矿山机械, 2012 (6) :145-146.

[5]李广兴, 赵志敏, 张林红, 等.全锚支护的底煤巷单轨吊车道安装方法[J].煤, 2002 (5) :31-32.

[6]窦孟华.双高强锚杆悬吊单轨吊技术及应用[J].煤矿开采, 2011 (10) :60-62.

新河矿总回风巷过断层防突水技术 篇5

1断层突水分析

新河矿井底车场及主要巷道均布置在煤层顶板大占砂岩内, 大占砂岩厚22.10～25.15 m, 向采区延伸的3条主巷道 (总回风巷、轨道大巷、胶带巷) 均通过F216断层形成的断层破碎带。巷道穿过F216断层进入下盘后下距二1煤层顶板7.3～12.0 m, 煤层厚5.5 m, 下距L8灰岩约30 m, L8灰岩厚10.3 m, 水压5.6 MPa。

L8灰岩是二1煤层底板直接充水含水层。正常情况下, 因其厚度不大、结构致密, 静储量有限, 通过疏排、降压, 可以消除对矿井安全生产的威胁。当其通过断层获得下伏强含水层水补给时, 对矿井的威胁将会大大增加。

F216断层为压扭性正断层, 其走向近东西, 倾向176°, 倾角68°, 落差23 m, 断层破碎带宽1.8 m, 压力显现长度为15～25 m。总回风巷布置在-483 m水平。巷道穿过该断层破碎带时将遇到以下问题。

(1) 由于断层落差大、破碎带宽, 巷道底板距煤层较近, 在巷道通过煤层底板时发生突水的可能性极大, 对矿井安全生产威胁较大。

(2) 断层破碎带内巷道支护困难, 造成工程施工缓慢, 工程质量和安全难以保证。

(3) 由于埋深大、矿压大、水压高, 在巷道穿过断层破碎带后, 随着巷道的收缩变形, 会引起滞后突水。

(4) 由于水压高、有效隔水层的隔水性能差, 造成注浆孔施工、断层裂隙带注浆加固困难大。

2防突水方案设计

针对新河矿的特殊地质条件, 采取以下注浆方案确保安全通过F216断层:①对断层破碎带钻探注堵水。②由于断层出水主要来自底板L8灰岩含水层, 对断层两盘的L8灰岩含水层进行注浆堵水。

2.1注浆材料

注浆材料为水泥、黏土、水玻璃。①水泥选不过期未变质的P.O42.5级水泥。②黏土为红色黏土, 含沙量少或不含沙, 塑性指数16.4, 黏土粒径<0.07 mm, 黏土密度2.70 g/cm3。③水玻璃模数2.4～3.4, 一般2.5, 浓度为40°Bé。

2.2注浆参数选择

(1) 注浆压力。

注浆压力取静水压力的1.5～2.5倍, 注浆孔口初始压力为静水压力的1.5倍, 孔口终压应达到静水压力的2.5倍。

(2) 浆液扩散半径。

根据底板灰岩中水泥黏土的扩散半径为15～30 m, 一般为20 m。破碎带的注浆半径要根据破碎程度重新确定。

(3) 浆液注入量计算。

单孔浆液注入量Q=λπR2Hηβ/m。其中, Q为单孔浆液注入量;λ为浆液损失系数, 取1;R为浆液扩散半径, 取20 m;H为浆液段高;η为灰岩裂隙率;β为有效填充系数, 取0.9;m为浆液结石率, 取0.7[1,2,3]。

2.3总回风巷过F216断层钻孔布置

新河矿井总回风巷掘进到距F216断层法线距离30 m处停止掘进, 进行预注浆加固, 在总回风巷1#钻场和消防材料库布置钻场, 对F216断层进行预注浆加固。

F216断层探测孔布孔依据:①钻探和二维地震资料、实际揭露和钻孔探测的地质资料;②设计总回风巷外围加固范围30 m左右;③浆液扩散半径20 m;④主要针对F216断层两盘的L8灰岩进行注浆;⑤检查孔应布置在消防材料库钻场内[4,5]。F216断层探测加固布置2个钻场 (总回风巷掘进面和消防材料库) , 如图1所示设计钻孔14个 (包括F216断层探测钻孔4个、注浆加固钻孔7个、检查孔1个、前探孔2个) 。

3防突水施工

总回风巷过F216断层注浆加固工程于2009年11月21日开工, 到2010年3月23日结束, 单孔最大涌水量为153 m3/h, 钻进进尺为928.5 m, 注浆量为2 880.18 t (表1) 。

4效果验证

2010年5月11日总回风巷掘进过程中见断层, 5月21日过断层, 断层跨度9.2 m, 断层破碎带宽度1.7 m。在巷道掘进过程中断层破碎带处没有出水现象, 说明断层注浆加固效果良好。

5结语

新河矿井在设计合理措施到位的前提下, 充分利用在巷道一侧开硐室等形式提前对F216断层进行注浆加固, 确保巷道快速、安全通过断层破碎带。该技术方案缩短巷道过断层工期20 d, 确保了主线工程的顺利完成, 为新河矿井早日投产打下了基础;同时, 为大埋深、高矿压、高水压条件下巷道穿过断层破碎带技术的研究与实践取得了很好的经验, 对开采同一类型的矿井具有指导意义。

注:1, 2, 3, 4, 5, 8, 9, 12, 14号钻孔属于消防材料库钻场, 其余属于总回风巷1#钻场。

参考文献

[1]王国际.注浆技术理论与实践[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2000.

[2]王琳.南翼轨道运输石门工作面突水“夹层”注浆堵水技术[J].煤矿安全, 2011, 42 (2) :42-44.

[3]王永红, 沈文.中国煤矿水害预防及治理[M].北京:煤炭工业出版社, 1996.

[4]霍英涛.奥灰突水机理研究与防治对策[J].河北煤炭, 2010 (6) :14-15.