采区下山

采区下山（精选4篇）

采区下山 篇1

引言

某大型煤矿目前正在进行下山开采, 根据采区设计和地质报告:大巷标高-543m, 中部水仓-656m, 下部水仓-804m, 水井深5.5m, 采区正常涌水量97.3m3/h, 最大涌水量162 m3/h。当下部水仓投入使用时, 中部水仓已经底鼓变形的很严重, 矿建部门的设计员和管理人员一致认为没有维修的价值, 应当弃掉中部水仓改由下部水仓直接排水, 这样会省掉一些费用。但是作为机电部门的管理人员笔者却持不同意见: (1) 从下部水仓直接一级排水到大巷难度大、成本高。 (2) 原来流向中部水仓的水会流到下部水仓, 然后再排上去, 从长远来看不但不省, 反而浪费。因此, 是一级排水还是二级排水, 能否达到节能降耗的效果, 需要进行仔细分析。

1 一级排水成本高

1.1 基建费用高。

下部水仓排水至大巷垂深266.5米, 由于中间拐点较多等因素, 扬程损失较大, 经过计算下部水仓排水泵的扬程要达到400m, 应当选用多级泵。但是该矿地压较大, 尤其是-804米的下部水仓, 巷道经常底鼓, 顶板也破碎, 水仓经常需要修护。使用多级泵座在基础上排水时, 巷道稍微底鼓就要重新做基础安装, 不但影响排水, 增加基础投资, 而且维护起来也很繁琐, 成本较高。1.2效果差、成本高。多级泵不适用时就要选择不带基础, 适应性较强的大功率、高扬程潜水泵进行排水。但是扬程200 m以上的潜水泵获得“煤矿矿用产品安全标志”, “防爆合格证”的很少, 扬程400m以上的潜水泵更少且技术尚不成熟, 效率也低。事实上在投入初期, 该矿选择的BQS80-400/4-200N型隔爆潜水排沙泵就接连烧坏8台, 返厂维修累计成本高达20余万。

2. 二级排水效果好

2.1 吨水百米电耗指标。

吨水百米电耗与水泵效率、传动效率、电动机效率、管路效率的乘积成反比。能够反映矿井排水系统各个环节的总效率, 是一种能够比较科学、全面地评价排水设备运行情况的经济指标[1]。根据《矿井生产时期排水技术规范》MT/T 674-1997的要求, 排水设备吨水百米电耗应小于0.5KW.h, 否则认为是低效设备不予采用。可是该矿的下山采区在不宜使用大扬程多级泵进行排水的情况下, 大功率、高扬程的潜水泵就成为首先。根据必须的设备情况那么有

显然吨水百米电耗偏大, 低效率、高扬程的潜水泵不适用, 一级排水属于高耗能措施, 不应采用。而扬程200m左右的潜水泵技术比较成熟, 工况点效率都在在0.7以上, 满足《矿井生产时期排水技术规范》的要求。因此吨水百米电耗指标反映只有二级接替排水高效合理。

2.2 排水方式的选择。

根据以上论述, 在不能使用多级泵进行一级排水的情况下, -656 m以上的水就应该流向中部水仓, 避免下排, -656 m以下的水流向下部水仓。然后两个水仓采用中型潜水泵进行接替排水, 如图1所示, 方能避免浪费。

3 回流水浪费的电能

如果采用一级排水那么中部水仓以上的水要全部下流到下部水仓, 然后再用水泵向上回排会造成极大的浪费。每年浪费的电能如下:

γ-液体的重度;

QM2-管路的流量;

HM2-扬程;

nz-年正常涌水期水泵的工作台数;

Tz-年正常涌水时期泵每昼夜工作小时数;

rz-正常涌水时期泵工作昼夜数;

nmax-年最大涌水期水泵的工作台数;

Tmax-年最大涌水时期泵每昼夜工作小时数;

rmax-最大涌水时期泵工作昼夜数;

可见在一级排水时, 回流水上排时浪费巨大的电能。

4 回流水浪费的资金

回流水浪费的电能会直接转化成经济效益。

浪费的电费或节约的资金如下:根据该矿现行的电价, 换算成电费如下:按平谷电价全年节约电费为:1.036669×106×0.53928≈55.9万元;按峰谷电价全年节约电费为:1.036669×106×0.82508≈85.5万元;按低谷电价全年节约电费为:1.036669×106×0.31818元≈30.0万元;可见, 使用中部水仓避免回流排水, 是经济可行的手段, 能够促进节能降耗。

5 三项节能措施

5.1 降低机械损耗。

水泵的机械损耗是能量损耗的一个重要方面, 能量的损耗最终导致电能的浪费。水泵的机械损耗包括两个方面:一是轴承及轴封装置的机械摩擦引起的损 (KW) , 二是圆盘摩擦引起损耗 (KW) 。其中, 圆盘类零件的摩擦损耗在机械零件中占主要部分。因此选择一些装配精度和接触面光洁度都很高的水泵, 有利于降低机械损耗, 减少能耗。该矿在选择中型潜水泵时就是从这两个方面综合考虑, 选择星源矿山设备集团的BQS80-240/4-132N型隔爆潜水排沙泵, 机械损耗在3.2KW左右。5.2配备节能型变频器。水泵属于平方转矩负荷, 即转矩M与转速n的平方成正比, M∝n2;电动机轴的输出功率与转速的三次方成正比[4], P∝Mn2∝n3。而转速n=60×频率/电机极对数, 所以电机的功率与频率的三次方也成正比, 因此适当的时机降低频率进而降低转速, 电动机功率损耗就会大幅度地下降, 耗电量也就大为减少。可选用节能型变频器, 设定合适的U/f曲线, 节能效果可以达到40%~50%。该矿在实际运行中, 当把f由50Hz调整到40Hz时, 即n=0.84ne, 则电动机的实际转速降为原来转速的80%。根据电动机的额定功率P=Kn3e, 电动机在40Hz运行时的功率为P=Kn3=K (0.8ne) 3=0.592704Kn3e=0.592704Pe, 节电效率= (Pe-P) /Pe=0.407296=40.7296%。可见节电效果是多么显著。5.3减少管道阻力, 合理控制运行方式。排水系统上多余的管件和不必要的转弯及拐角会增加管道阻力, 增加输送水的单位耗电量, 它分为直线管道的管中阻力损失和局部阻力的压头损失。这些又与沿程阻力系数, 局部阻力系数, 流量和水管直径等有关。必须设法减少管道阻力。为此机电部门设计时两回路排水管路时尽量减少法兰的联结, 避免拐角, 在车场等必须拐弯的地方, 保证合理的曲率半径, 使其圆滑过渡。合理控制泵的运行台数是减低运行泵的轴功率的有效方法。如果水泵台数合理, 流量合适, 水泵运行的管路损失刚好大于设计的管路损失, 泵站所需的扬程与水泵额定工况下相当, 最终扬程不大不小刚好合适, 会大大节约电能同时选择合理的扬程, 当泵的扬程选择不合理或留有过多余量时, 也会浪费电能。

结束语

本文对生产过程遇到的问题进行介绍, 分析指出一级排水的缺点和不适用性以及吨水百米电耗指标, 对回流水浪费的电能和资金进行了计算, 指出二级接替排水是经济可行的手段, 能够促进节能降耗。最后结合实际进一步给出三项节能措施, 值得工程技术人员和管理人员在遇到类似问题时借鉴, 对从事节能管理的人员也有一定的参考作用。

摘要：通过对某大型煤矿下山采区二水平开采时的排水情况进行介绍, 对一级排水的成本和吨水百米电耗进行了分析, 又对回流排水的电耗和资金进行计算, 说明二级接替排水能够节能降耗。最后结合实际, 指出降低机械损耗, 配备节能型变频器, 减少管道阻力, 合理控制运行方式是进一步的节能措施, 值得从事矿井设计的工程技术人员和管理人员借鉴, 在节能降耗方面也有一定的指导作用。

关键词：排水,节能,成本,电耗

参考文献

[1]张景松.流体力学与流体机械之流体机械[M].北京:中国矿业大学出版社, 2005, 1.

[2]AQ 1012-2005.煤矿在用主排水系统安全检测检验规范[S].北京煤炭工业出版社, 2005, 6.

[3]MT/T 674-1997.矿井生产时期排水技术规范[S].北京:煤炭工业出版社, 1998, 6.

[4]方大千等.节约用电速查速算手册[M].北京:中国水利水电出版社, 2006, 1.

告成煤矿25采区下山过断层技术 篇2

1地质构造及水文地质条件分析

1.1地质构造分析

地表多被第四系黄土层所覆盖, 黄土层厚0～33.5 m, 属典型华北沉积类型。收集已往地质资料, 利用钻孔内地层缺失对比、煤层底板等高线分析、勘探线剖面分析等不同地质工作方法对该区域地质构造情况进行分析。

告成井田位于颖阳—卢店向斜的东段南翼, 井田内受到过2次滑动构造的影响, 卢F1滑动构造基本沿煤层顶板穿过。滑动构造下盘总体为单斜构造, 偶见次一级小褶曲, 地层走向总体呈北东走向, 井田内可采煤层 (二1、一1) 均赋存于下盘, 25采区内发育有告F7、告F21正断层。告F7正断层由13013、13407、13505、13602、13801钻孔控制, 产状340°∠45～65°, H=33～51 m;告F21正断层由副12902、13010钻孔控制, 产状340°∠40～50°, H=0～21 m。滑动构造上盘基本为一单斜构造, 朝阳沟河以东地层与下盘地层产状基本一致, 朝阳沟河以西地层与下盘地层产状对倾, 井田内上盘中共探出7条断层, 均为正断层, 落差在15～210 m之间, 是在滑动过程中形成的, 不穿过主滑面, 不影响二1煤层。滑动构造带是在特定条件下受重力作用的产物, 上盘地层破碎呈断块状, 下盘地层被切蚀, 越向下被切蚀的层位也愈老, 当切到塑性的二1煤层时, 便沿其上部向下滑动。滑动构造面是以卢F1为主滑面、卢F1-2为次滑面的一组滑面。在剖面上, 主滑面呈浅部向上翘起、中间向下凹的不规则弧形, 浅部倾角大, 深部变小。空间形态是一个波状起伏的立体曲面。滑动构造属压性断裂构造, 富水性和导水性差。

1.2水文地质分析

井田处于颖河地下隐伏排泄通道北侧, 水文地质条件复杂。地层划分为4个主要含水层和3个主要隔水层, 符合华北型地层普遍规律。因受滑动构造的影响, 煤层顶板含水性区域变化很大, 采掘时易发生冒顶诱发顶板突水。该矿先后施工了3条顶板疏水巷, 最大疏水量达400 m3/h, 目前仍有约300 m3/h的疏水量。L7-8灰岩含水层和L1-4+O2灰岩含水层裂隙发育, 富水性强, 未得到充分疏放, 多次发生突水, 在断层附近区域采掘时威胁更大。

2过断层方案设计

采取地面与井下相结合、物探与钻探相结合、堵断层带和堵源相结合的工作指导思想, 封堵巷道过断层点周围断层带中的导水裂隙, 充填顶板砂岩裂隙和底板石炭系、奥陶系、寒武系灰岩含水层中的溶洞和裂隙。

(1) 利用三维地震勘探结合地面钻探查明25采区构造发育规律。

(2) 利用矿井地质构造仪、井下直流电法仪和井下钻探查明25回风下山、胶带下山将穿过的各断层的位置、产状、落差和水文特征。

(3) 通过超前预注浆对断层带和富水区加固。

3方案实施

3.1三维地震勘探及瞬变电磁物探

2004年6月, 由河南省物探测量队完成25采区三维地震勘探项目。查明了区内二1煤层的赋存深度和构造形态, 对二1煤层的厚度变化趋势进行了解释, 解释了区内煤层缺失范围。解释断层12条, 全部为正断层, 这些断层均被滑动构造的上盘地层所覆盖, 落差H≥20 m断层4条, 即DF02、DF03、DF09、DF11断层。圈定了多个集中分布的富水异常区, 分析了每个富水区域水力的纵向联系与导通情况, 并以拟断面图形式予以展现, 清晰直观, 对主要断层构造的富水性进行了评价, 预测了井下可能突水部位。

3.2地面钻探

为验证三维地震勘探断层, 施工了副129-补8、副129-补9、25-补17地面钻孔3个。副129-补8钻孔终孔层位为太原组顶面菱铁质泥岩。根据原地质报告, 告F7正断层在38421800经线附近尖灭, 但施工副129-补8钻孔后该处煤层底板等高线严重畸形, 判断告F7正断层仍然要向西南方向延伸, 副129-补8钻孔附近落差约30 m。副129-补9钻孔终孔层位L1-3灰岩。据三维地震勘探, DF03正断层落差55 m, 整体倾向NW, 从副129-补9和13003钻孔之间穿过。副129-补9和13003钻孔相距355 m, 煤层底板标高分别为-281.91, -270.81 m, 分析认为两孔之间不存在大落差断层, 判断DF03正断层不存在或落差很小。25-补17钻孔终孔层位O2灰岩。该孔于819.10 m深处见断点, 太原组L5-6灰岩与本溪组铝土质泥岩相对接, 缺失层位约30 m, 断层带附近和O2灰岩漏失量明显增大, 为0.3～0.6 m3/h。根据钻孔资料分析, DF05断层与三维地震勘探资料相比, 其实际位置向南偏移50 m左右, 落差也由10 m增大到30 m以上, 断层附近L1-4、O2灰岩裂隙发育, 富水性较强。

3.3井下巷道超前钻探和预注浆

下山巷道在距离告F21、DF02、DF03、DF05断层80 m时, 采用井下直流电法超前探、电测深、井下超前钻探进一步查明上述断层的准确位置、产状、落差, 以及断层带和上、下盘含水层的富水性。

井下巷道施工过程中, 地质人员加强对巷道及钻孔进行的地质观测和编录工作, 认真对物探、钻探资料和实揭层位进行综合分析, 判明巷道前方岩石层位、水文地质及构造发育情况, 及时调整巷道施工坡度和井下防治水工程方案, 保证25回风下山、胶带下山施工层位合理, 安全过断层。

25回风下山、胶带下山掘进过程中每隔40～50 m在两帮交替掘钻场, 钻场内施工二1煤层探查钻孔, 每回 (次) 施工2～3个钻孔, 边探边掘, 保持不低于20 m超前距, 提前查明煤层赋存情况, 避免误揭煤层、直接揭露强含水层, 确保2条下山沿L7-8灰岩及附近层位施工, 防止瓦斯和水害事故发生。2条下山共进行31回 (次) 二1煤层探查钻探, 施工钻孔76个, 单孔深度60～100 m, 总进尺6 610 m。

下山巷道过每条断层时各施工2个井下超前探查钻孔, 单孔深度分别为80, 130 m, 全孔取心, 查明告F21、DF02、DF05断层的准确位置、产状和落差。25胶带下山过DF03断层时施工的钻孔未发现构造异常情况, 结合地面钻孔资料分析, DF03断层不存在或落差很小;25回风下山过DF03断层时未施工井下超前探查孔, 实际揭露情况DF03断层相应位置岩层倾角从10°左右变陡为30°～35°, 未发育断层。从25回风下山和胶带下山实际揭露情况看, DF05断层落差为35～40 m, 该处施工的井下注浆钻孔揭露L1-4灰岩和O2灰岩时, 均出现涌水现象, 单孔最大涌水量40 m3/h。2条下山共进行7回 (次) 断层超前探查钻孔, 施工钻孔14个, 总进尺1 450 m。

过断层前, 25回风下山分别按305°、314°、322°方位施工3组钻孔, 25胶带下山分别按314°、322°方位施工2组钻孔, 对2条下山之间以及外侧30 m范围内进行超前预注浆。根据直流电法超前探、电测深查明的断层带及其上下盘含水层的富水性情况, 每组施工2～3个超前预注浆钻孔, 单孔深度60～130 m, 终孔于L1-4灰岩层位。从钻探情况看, 近60%的注浆钻孔都出现涌水现象, 水量在5～40 m3/h, 揭露低阻异常带区时水量有增大趋势, 其中25回风下山过DF05断层钻孔揭露L1-4灰岩低阻异常带时单孔涌水量达40 m3/h。打钻期间加强层位判断和水量、水压观测, 利用地面注浆站采取下行式大浆量连续注浆方法, 见水即注, 对导水通道进行封堵。2条下山共进行6回 (次) 断层超前注浆钻孔, 施工35个钻孔, 总进尺3 145 m, 共注入水泥535 t, 黄土65 m3。注浆后, 25回风下山、胶带下山穿过告F21、DF02、DF05断层时, 巷道最大涌水量5 m3/h左右, 注浆效果良好。

4结语

(1) 利用三维地震勘探结合地面钻探查明告成煤矿25采区断层发育规律, 利用井下直流电法超前探和井下钻探确定断层和水文特征, 地面、井下勘探和防治水工程“有的放矢”, 节省了大量钻探费用。

(2) 通过超前预注浆对断层带和顶、底板含水层富水区进行加固, 保证了25回风下山、胶带下山安全穿过告F21、DF02、DF05断层。

(3) 通过岩性素描、巷道编录, 确定断层准确位置, 为采区工作面布置、断层煤柱的留设提供了准确的地质资料。

采区下山 篇3

井下运输机巷存在较高的外因火灾风险, 将其作为矿井或采区进风巷, 一旦发生火灾, 烟气大范围扩散, 将导致灾难性后果[1,2];同时, 皮带在运行过程中可能因打滑等原因产生高温, 将其作为回风巷又对预防瓦斯爆炸不利[3]。因此对于瓦斯矿井, 采区运输机巷 (上山或下山) 无论是兼做采区进风巷还是回风巷, 都存在较大的安全隐患。对设置了专用回风巷的采区, 可通过实现皮带机巷独立通风来消除这类安全隐患。

安徽恒源煤电股份有限公司恒源煤矿井田走向长约6.2 km, 倾斜宽约2.0～4.2 km。矿井-600 m以浅布置上山采区开采, -600～-750 m布置下山采区开采。2010年鉴定矿井瓦斯绝对涌出量6.3 m3/min, 相对涌出量1.69 m3/t;CO2绝对涌出量7.68 m3/min, 相对涌出量2.06 m3/t, 为瓦斯矿井。但根据最新瓦斯含量测定结果, Ⅱ61下采区 (以深) 瓦斯有增大的趋势。为确保安全, 恒源煤矿在Ⅱ61下采区通风设计中增设了专用回风巷, 并考虑对Ⅱ61下采区运输机巷实行独立通风。考虑到Ⅱ61下采区通风距离远, 预计通风难度较大, 为保证该采区的通风可靠性, 需对Ⅱ61下采区运输机巷的独立通风方案进行细致研究。

1 恒源煤矿Ⅱ61下采区通风系统概况

安徽恒源煤电公司恒源煤矿Ⅱ61下采区为下山采区, 计划于2014年11月投产;首采面为Ⅱ61下2综采面, 区段走向长度1 800 m;采区设计3条下山, 1条运输下山、1条回风下山、1条轨道下山;采区由-600 m北翼轨道大巷进风, 二水平北总回回风。

2 通风方案及对比分析

安徽恒源煤电公司恒源煤矿Ⅱ61下采区巷道数量如表1所示。Ⅱ61下采区用风地点及需风量如表2所示。Ⅱ61下采区巷道布置示意图如图1所示。

根据Ⅱ61下采区巷道布置, 该采区运输下山独立通风可有如下两种方案。

方案Ⅰ:风流由-600 m北翼轨道大巷经Ⅱ61下2风巷外段 (5→7→6) 进入Ⅱ61下采区运输下山, 然后分两路。其中第1路上行, 经Ⅱ61下采区运输下山机头段 (6→2) 进入Ⅱ61下采区回风下山;第2路下行, 至运输下山底部进入Ⅱ61下采区回风下山。

方案Ⅱ:风流由-600 m北翼轨道大巷经Ⅱ61下采区轨道下山, 由Ⅱ61下采区运输下山底部进入, 然后上行贯穿整条运输下山后, 进入Ⅱ61下采区回风下山。

对比两种通风方案可知, 方案Ⅰ的主要优点是对Ⅱ61下采区运输下山的机头段直接供新鲜风, 有利于保证机头附近的风流质量;缺点是Ⅱ61下采区运输下山分两段通风, 需风量大。根据表2的数据可计算得出, 采用方案Ⅰ时Ⅱ61下采区需风量为62.5 m3/s, 采用方案Ⅱ时Ⅱ61下采区需风量为58.7 m3/s。由于Ⅱ61下采区本身属于通风困难采区, Ⅱ61下采区运输下山需风量增大可能会影响到其它用风地点的供风。此外, 在方案Ⅰ中, Ⅱ61下采区运输下山的大部分为下行通风, 风流与煤流方向相反, 可能引起风流中煤尘量增大[4], 且皮带开启运煤时对巷道风流的稳定性也会产生一定的不利影响。方案Ⅱ的优缺点与方案Ⅰ相反。综合以上分析, 考虑到Ⅱ61下采区通风困难的实际情况, 建议采用方案Ⅱ作为Ⅱ61下采区运输下山的独立通风方案。

3 结论

通过对比分析恒源煤矿Ⅱ61下采区运输下山独立通风的两种方案, 综合考虑两种方案的优缺点及Ⅱ61下采区通风困难的实际情况, 建议采用方案Ⅱ作为Ⅱ61下采区运输下山的独立通风方案。

摘要：恒源煤矿Ⅱ61下采区是下山采区, 通风距离长, 预计通风难度较大。由于该采区瓦斯含量与浅部上山采区相比有增大趋势, 为确保安全, 计划对采区运输下山实行独立通风。为此, 该采区设计了专用回风下山, 对Ⅱ61下采区运输下山的两种可能通风方案的优缺点进行了对比分析, 建议采用方案Ⅱ作为Ⅱ61下采区运输下山的独立通风方案。

关键词：恒源煤矿,Ⅱ61下采区,运输下山,独立通风,方案对比

参考文献

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[3]赵小军.浅谈预防瓦斯爆炸的措施[J].科技情报开发与经济, 2011, 21 (9) :215-217

采区下山 篇4

南仙泉煤业西采区为该矿的首采区, 设计开采15号煤层, 煤层厚度4.5～5.5 m, 平均厚度5 m, 倾角5°～17°, 受F1、F2和F3断层影响, 煤层倾角及煤层厚度变化较大, 结构简单, 属基本稳定煤层。西采区轨道下山设计断面均为矩形, 净宽3.2 m, 净高2.8 m, 净断面积8.96 m2, 巷道沿14#和15#煤之间的夹矸层掘进, 夹矸层厚度约为0.8～1.8 m, 不同地段厚度不稳定, 一般为1 m左右。轨道下山北侧为15101工作面及未来的回采工作面位置, 南侧为西采区皮带和回风下山, 西侧为井田边界保护煤柱, 东侧直接与皮带运输大巷连接, 工作面及巷道位置关系如图1所示。

西采区轨道下山埋深为225～255 m, 煤层伪顶为灰色泥岩, 厚度0.1～0.3 m;直接顶为黑色泥质页岩, 厚0.8～1.8 m;老顶为K2灰岩, 厚6～10 m, 为黄、灰白互层;直接底为灰黑色泥岩, 厚3～5 m, 老底为5～8 m的石灰岩, 岩溶较发育。

按矿方原设计, 西采区轨道下山支护方式为锚网索支护, 但由于地质条件变化较大, 实际支护方式复杂, 支护参数存在较大不足, 迫切需要对支护方式和支护参数进行优化。

2 现有支护状况分析

2.1 巷道所处不利条件

目前, 西采区轨道下山正在掘进, 经过现场调研分析认为, 目前巷道围岩条件复杂, 有些部位的巷道顶板锚杆锚固范围内存在岩性较差的软岩或者黄泥, 有些部位的巷道顶板无水, 锚索可以正常锚固, 而有些地段顶板水很大, 无法安装锚索并发挥锚索的悬吊作用。经分析, 目前对轨道下山支护不利条件主要包括以下几点[1]: (1) 顶板涌水量较大, 水源、水量不明确。距离15#煤层顶板2.5～3.5 m即为煤层老顶, 煤层老顶为K2灰岩, 且灰岩内有水, 水源和水量均不清楚;另外, 由于轨道下山按设计是沿夹矸掘进, 根据地层综合柱状图, K2灰岩距离轨道下山的距离为2.5～3.5 m, 如果采用锚网、索支护, 且锚索垂直巷道顶板布置, 锚索的锚固段就必然穿透K2灰岩, 而目前的实际情况是锚索钻孔一旦穿透K2灰岩, 即造成钻孔涌水而无法安装锚索, 因此, 必须采取措施既要保证巷道顶板稳定, 确保巷道的安全使用, 又要确保巷道在服务期内的正常使用, 而尽量不进行返修。 (2) 围岩岩性不一致、变形不均匀, 加剧了巷道围岩的变形。西采区轨道下山沿煤层掘进, 巷道围岩以煤层为主, 煤层上方为厚度不等的夹矸层, 夹矸层岩性不稳定, 部分为成岩较好的岩石, 部分为软泥岩, 而巷道两帮均为煤层, 巷道底板亦为泥岩。由于巷道围岩岩性不一致, 且强度相差较大, 在地应力作用下, 加剧了巷道的变形。从围岩稳定分类来看, 该类巷道围岩属于“不稳定围岩”。 (3) 巷道掘进扰动和顶板水压加剧了巷道围岩岩性的弱化。目前, 轨道下山采用综掘机掘进, 对巷道围岩的扰动较小, 但巷道围岩仍不可避免会受到掘进的扰动影响。另外, 顶板水压对巷道围岩也产生一定的影响, 加剧巷道顶板的破坏。在掘进扰动和顶板水压共同作用下, 巷道支护难度进一步加大。 (4) 现有支护方式及支护参数不合理。由于顶板水的影响, 巷道顶板无法安装锚索, 因此, 有些巷道已经开始采用工字钢棚式支护, 工字钢支护方式落后, 属于被动支护, 支护能力小, 从支护一开始就不能抑止巷道围岩的移动和变形, 巷道围岩受到扰动后会导致巷道断面急剧减小, 从而对生产和安全构成威胁。

2.2 现有支护参数分析

目前, 该矿锚网、索支护参数不合理主要表现在以下几个方面: (1) 钢筋梯子梁尺寸单一, 不能适应不同条件的围岩, 容易引起支护力下降或锚杆支护失效; (2) 锚杆托盘参数不合理, 锚杆支护系统整体刚度偏小, 锚杆支护能力大打折扣; (3) 锚索托盘尺寸偏小, 厚度偏薄, 且多处使用平托盘, 锚索预紧力大, 支护能力强的优点发挥不出来; (4) “三径”匹配不合理, 锚固性能不可靠; (5) 锚杆为端头锚固, 锚杆两端之间的围岩存在的破裂面和弱面得不到有效控制, 很难保证围岩稳定, 如锚固端围岩发生变形或者错动, 易导致锚杆支护失效; (6) 锚杆安装机具不到位, 锚杆的预应力较小, 不能充分发挥高强锚杆的作用, 施工机具有待进一步完善。

2.3 支护方法选择

根据南仙泉煤业西采区轨道下山原设计及现场生产、地质条件调查、围岩结构详查, 该矿已掘巷道中, 部分巷道出现顶板下沉、底板鼓起, 两帮煤体向巷道内鼓出等现象, 说明巷道围岩已遭到部分破坏, 特别是顶板已经产生部分离层, 如果不采取措施加强支护和调整优化支护参数, 将会造成巷道返修现象的出现, 并影响巷道在服务期内的安全使用。大量工程实践表明[3], 单一的加固方法不能有效控制巷道围岩的长期蠕变及进一步破坏, 为保证支护效果, 确定轨道下山支护方案为: (1) 顶板不出水段:采用锚、梁、网、索的联合支护方案; (2) 顶板出水段:采用锚、梁、网联合支护, 并大距离架设工字钢棚, 然后喷浆封闭围岩的联合支护方案。

高强锚杆、锚索加固的目的是对围岩周边加上强力的边界条件, 使其具有较强的承载能力, 充分发挥连续岩体自身的承载能力, 进而抵抗应力重新分布过程中巷道围岩的变形移动;架设工字钢棚的目的是防止破碎围岩的瞬时突然塌落冒顶;采用两者的联合支护方式, 可以补偿锚索无法安装地段的支护强度, 有效控制围岩发生较大变形, 保证巷道使用安全;喷浆的目的是封闭围岩, 防止金属网和锚杆在淋水的影响下发生锈蚀、强度降低, 并减少巷道淋水对行人、通车的影响。

3 轨道下山初步支护方案

3.1 顶板无水段

原设计巷道断面为矩形, 净宽3.2m, 净高2.8m, 净断面积8.96 m2, 由于巷道两帮和底板均为煤体, 且巷道顶板围岩条件较差, 本设计中考虑了一定预留变形量, 巷道断面按3.4 m×2.8 m考虑。

支护施工顺序为:掘、装、运煤、运料→敲帮问顶→临时支护→打树脂锚杆孔→安装树脂锚杆→打锚索孔→安装锚索。

采用前探梁支设钢丝网或者钢丝网配合带帽点柱的方法进行临时支护, 钢丝网采用8#铁丝编织而成, 网孔40 mm×40 mm;为安装方便, 将顶网和帮网分开制作, 顶网规格为3 600 mm×900 mm, 帮网规格为2 800 mm×900 mm, 四边封闭, 相邻钢筋网之间搭接100 mm, 帮顶钢丝网之间也搭接100 mm, 铁丝钮扣联结, 网扣间距不大于200 mm, 每扣铁丝至少拧3圈以上。

在巷道断面内一排布置13根锚杆, 顶板锚杆钻孔间距约750 mm, 两帮锚杆钻孔间距800 mm, 顶帮排距均为800mm, 树脂锚杆长度定为2400mm, 钻孔深约2 400 mm, 树脂锚杆布置如图2所示。钢筋梯子梁采用φ12 mm的钢筋自行制作, 顶部梯子梁长度为3 400 mm, 帮部长度为2 800 mm。高强树脂锚杆采用树脂加长锚固, 选用2支低粘度锚固剂, 锚固长度近1 000 mm。顶板锚杆预紧力矩不小于300 N·m, 两帮应不小于200 N·m。

拟在巷道断面内一排布置6根锚索, 顶板锚索钻孔间距约2 250 mm, 孔距两帮各约575 mm, 两帮锚索钻孔间距约1 400 mm, 距顶、底各约700 mm, 锚索排距2 400 mm, 与锚杆交错布置。顶板锚索长度7 000 mm, 锚索直径17.8 mm。为了能有效的将巷道帮部煤体固定在深部, 帮部锚索长度定为5 000 mm, 钻孔深约5 000 mm, 锚索布置如图3所示。锚索安装应力 (预应力) 为:顶板应不小于150 kN, 两帮应不小于100 kN (可根据现场煤体锚固力小范围内调整) 。

需要注意的是, 由于锚索的预紧力要大于锚杆, 锚索张拉时锚杆的预紧力将会减小, 因此, 锚索张拉后要对锚杆进行二次紧固, 预紧力矩必须满足设计要求。

3.2 顶板出水段

支护施工顺序为:掘、装、运煤、运料→敲帮问顶→临时支护→打树脂锚杆孔→安装树脂锚杆→架设工字钢棚→巷道表面喷浆封闭围岩。

因为顶板出水, 无法安装锚索, 为补偿巷道支护强度, 架设11#矿用工字钢棚, 以防顶板突然垮落冒顶。工字钢棚的支护排距, 暂定为1 600 mm, 与锚杆交错布置。相邻两架工字钢之间用木楔进行背顶, 木楔必须紧贴围岩, 不得松动或空顶, 并且要平行于巷道的中线。工字钢棚架设完成后, 对巷道表面进行喷浆, 喷层厚度为100 mm, 最低不能低于80 mm。喷层封闭围岩表面裸露区、淋水裂隙区等, 其目的是封闭围岩, 防止钢筋网和锚杆在淋水的影响下发生锈蚀、强度降低, 并减少巷道淋水对行人、通车的影响。

4 支护效果

西采区轨道下山实际地质条件复杂, 巷道大部分为托夹矸掘进, 直接顶比较破碎, 施工期间迎头压力显现明显。顶板无水段对原支护参数进行了大范围调整和修改, 通过近几个月的锚杆拉拔试验和变形观测, 锚杆拉力均达到140 kN以上, 巷道顶底板及两帮平均变形量≤20 mm, 巷道整体稳定性强;顶板有水段在对原有锚杆支护参数进行调整的基础上, 增加了工字钢棚加强支护, 并进行喷浆封闭围岩的支护措施, 锚杆拉力均达到120 kN以上, 巷道顶底板及两帮平均变形量≤30 mm, 巷道杜绝了明显的喷体开裂、掉渣现象, 支护效果较好。

5 结论

由于西采区轨道下山处在顶板涌水量较大, 水源、水量不明确, 围岩岩性不一致、变形不均匀, 巷道掘进扰动和顶板水压加剧了巷道围岩岩性的弱化, 以及现有支护方式及支护参数不合理等不利条件, 要使锚杆-锚索协调支护, 正确设计锚杆锚索的预紧力十分重要, 锚索张拉时锚杆的预紧力将会减小, 锚索张拉后要对锚杆进行二次紧固;采用高预应力高强锚杆-锚索协调支护后对西采区轨道下山巷道围岩变形控制效果明显, 优化后的支护参数对轨道下山围岩变形的控制效果良好, 能保证巷道在服务期内的安全使用。另外, 提高队伍素质, 严控施工质量非常必要。良好的施工质量, 能够充分发挥高强锚网支护材料的支护性能, 保证支护强度, 达到理想的联合支护效果。

参考文献

[1]吴拥政, 许鸿雁, 吴增光.锚网索联合支护在孤岛面回风巷中的应用[J].煤炭科学技术, 2007, 35 (7) :55-57