切眼断面（共7篇）
切眼断面 篇1
因煤岩成因与变形力学机制复杂, 煤岩中开掘的巷道变形量大、围岩自承载能力差, 支护形式的不同对巷道的安全有很大影响, 对矿井的运输和后期综采的生产至关重要, 因而煤岩巷道的支护研究对工程应用而言具有重要的意义。
为了满足煤岩巷道稳定, 一些学者做了相关性的研究, 何满潮等[1]提出了软岩巷道耦合支护理论, 认为软岩巷道的破坏主要是由于支护体强度和刚度与围岩不耦合, 而耦合支护的标志为支护能充分地释放围岩能量, 充分利用巷道周围岩石的承载能力, 实现联合支护。柏建彪等[2]针对古汉山矿西大巷深部软岩巷道四周来压、整体收敛、变形强烈的特点, 提出采用高水速凝材料注浆加固遇水软化、膨胀的泥岩方案。王其胜等[3]针对马路坪矿软岩巷道围岩变形破坏特征, 提出采用短锚杆或铆钉取代管缝或锚杆拉网、采用底角锚杆对巷道底板进行加固的技术方案。华心祝等[4]建立了双向不等压锚注软岩巷道计算模型, 解出锚注软岩巷道围岩应力、位移黏弹性解, 研究结果对软岩巷道锚注设计具有一定的参考意义。
本文以补连塔煤矿22308工作面切眼断面大, 煤岩容易破碎的情况, 采用了多种支护手段进行联合支护, 支护后的切眼经FLAC3D数值模拟和现场观察证明了其合理性。
1 工程地质概况
掘进区上部为12煤采空区, 与12煤之间的层间距在37m~46m之间, 松散层厚0~35m;煤层较稳定, 无大的起伏。掘进区内无大的构造影响, 但煤层裂隙水较充沛, 对正常掘进带来了一定困难。从邻近资料看, 掘进区内无大的地质构造影响。
22煤顶板为砂质泥岩或泥岩, 局部中砂岩, 抗压强度为19.04MPa~43.63MPa, 含水率一般2.6%, 软化系数0.63, 底板泥岩, 抗压强度为33.85MPa~51.35MPa, 含水率2.38%, 软化系数0.45。顶底板由于是泥岩加上含水率高, 围岩极易破碎, 具有软岩的工程特性。
2 大断面软岩切眼围岩控制
2.1 软岩巷道变形破坏机理分析
22308工作面切眼开挖后, 由于顶板松散、强度低, 易离层发生拉张破坏;帮部煤体易碎、强度低、承受荷载能力差, 所以容易片帮、垮帮发生;切眼断面大随之变形量大, 局部能量聚集不能释放, 发生底鼓严重。围岩破坏过程为:顶板被压变形造成两帮煤岩压力增大, 两帮位移增大, 随之两帮煤体被压碎, 出现片帮、垮帮现象, 两帮支撑顶板的压力减小, 加剧顶板离层。总过程为:切眼开挖→巷道周围岩体应力变化→松动圈范围增大→顶板离层增大→巷道两帮片帮→顶板破坏严重产生底鼓[4]。如若不能及时采取好的支护方式对切眼进行支护, 结果会在开掘后对设备的运输和安装产生大的阻碍最用。
2.2 软岩巷道支护特点
软岩变形特征不同, 巷道破坏和变形随之不同。由于具有复合型的变形特征, 所以软岩巷道变形大、应力高、支护困难。有效地支护软岩巷道, 必须注意以下几点:
(1) 明确软岩变形特征的复合形式。
(2) 合理地将复合形式的变性特征转化为单一类型。
(3) 有效地使用复合型式变形特征的转化技术。
2.3 软岩巷道支护原理
2.3.1 软岩巷道受力特点
软岩巷道支护原理和硬岩巷道不同, 这是由于它们的结构关系不同。当硬岩进入塑性状态时, 就完全失去了承载能力。软岩进入塑性状态非常正常, 当软岩具有最大塑性状态时承载能力最强。
2.3.2 最优支护时间
切眼开挖之后, 巷道周围岩体变形范围逐渐增大, 以变形的时间性划分为三个阶段:即减速阶段、恒速阶段和加速阶段, 最合理的支护时间为变形转移出的力PR和周围岩体承载力PD最大时的支护时间 (图1) 。
2.3.3 最佳支护时间的物理意义
开挖后的巷道, 破坏了原本的岩石应力状态, 切向应力逐渐增大, 径向应力逐渐减小, 在巷道边缘处达到临界值。变形造成围岩屈服进入塑性工作状态。塑性区的出现致使应力向深处转移, 于是在此塑性区深处又出现新的屈服塑性区, 随着塑性区不断延伸至围岩深处, 此时如果不采取合理的支护方法, 围岩塑性区逐渐增大之后出现松动破坏。
2.3.4 重要部位支护
软岩巷道开挖后是渐近的力学破坏过程, 先是某一个或某几个部位变形, 渐渐地整个系统失去平衡。先破坏的部位为整个系统的关键部位, 它产生的原因为支护体力学特性和围岩的力学特性不能很好地耦合, 这些常常发生在围岩应力集中区域和围岩强度弱的地方, 即时的支护关键部位可取得好的效果。
3 大断面软岩切眼支护形式和数值模拟分析
3.1 大断面软岩切眼支护形式
根据22308工作面切眼大断面和围岩特点, 决定使用联合支护方式支护, 支护形式为:
3.1.1 顶锚杆支护形式
22308工作面切眼每排施工8根锚杆, 锚杆排距为1000mm, 间距为600mm-1700mm-1200mm 1700mm-900mm-1100mm-1000mm-1100mm-500mm。
22308工作面切眼顶板每排施工4根锚索, 锚索排距为2000mm, 间距为1300mm-2400mm-2400mm-1300mm。
3.1.2 帮支护形式
22308工作面切眼正帮每排施工3根锚杆, 排距为1.5m, 间距为300mm-1300mm-1300mm;副帮每排施工4根锚杆, 排距为1.0m, 间距为300mm-1300mm-1300mm-1300mm。
3.2 软岩回风巷道数值模拟分析
通过数值模拟FLAC3D建立试验模型, 判断岩体的破坏用摩尔—库仑准则, 模型长70m, 高40m。模型图如图2所示。
模型中, 走向和倾向取应力为垂直应力的1.2倍, 仅前、后、左、右的水平位移被约束, 底部的水平位移和垂直位移被约束, 顶部距地表的高度通过加均步载荷代替。
图3为巷道支护情况下的围岩水平位移分布图, 从图中可以看出, 左右帮最大移近量分别为29.03mm和29.01mm, 两帮最大移近量为58.04mm。
图4为巷道支护情况下的围岩垂直位移分布图, 从图中可以看出, 顶底板移近量最大为35.9mm, 其中顶板下沉量和底臌量最大值分别为22.4 mm和13.5mm。
通过巷道支护下数值模拟围岩垂直位移和水平位移分布图可以看出, 联合支护对巷道顶底板变形起到了很好的控制作用, 巷道得到了稳定状态。
4 结论
补连塔22308工作面大断面切眼处于软岩包围范围内, 加之顶底板淋水大, 经分析后结果为采用联合支护形式支护, 支护后的切眼经数值模拟和现场检验顶底板和两帮的位移量满足安全生产需求, 证明所采用的支护形式是合理的。
摘要：针对神华神东补连塔煤矿22308工作面大断面切眼, 煤巷围岩软弱易碎、片帮容易引起安全隐患的情况, 经过以往巷道支护形式工程类比的方法决定其顶板采用螺纹钢锚杆、锚索和冷拔丝网联合支护, 不开采的副帮采用圆钢锚杆和冷拔丝网支护, 支护后的巷道经数值模拟进行分析, 分析结果为切眼经过上述支护后顶底板和两帮的位移量满足了工程适用的范围, 经现场证明和模拟结果吻合, 说明此类支护能够保证此类地质情况下的巷道围岩稳定。
关键词：大断面切眼,联合支护,数值模拟
参考文献
[1]孙晓明, 何满潮.深部开采软岩巷道耦合支护数值模拟研究[J].中国矿业大学学报, 2005, 34 (2) :166-169.
[2]柏建彪, 等.深部软岩巷道支护原理及应用[J].岩土工程学报, 2008, 05:632-635.
[3]王其胜, 等.深井软岩巷道围岩变形特征及支护参数的确定[J].煤炭学报, 2008, 04:364-367.
[4]华心祝, 等.锚注软岩巷道流变研究[J].岩石力学与工程学报, 2003, 02:297-303.
破碎围岩超大断面切眼支护 篇2
关键词：破碎围岩,超大断面切眼,长锚杆
我国煤矿开采逐渐进入深部开采阶段, 深部软岩巷道或者硐室不断涌现。这类围岩性质软弱、地应力大、围岩变形严重[1,2,3]。现在支护此类巷道或者硐室主要采用锚杆和锚索联合支护或者二次支护技术。但现场实践表明, 锚索支护仍存在如下一些问题: (1) 由于外端头受力不良及与围岩点接触, 软弱岩体受点载荷, 顶板强化效果不明显; (2) 抗变形性能差, 锚索与锚杆承载不同步, 易超前锚杆集中受力; (3) 实测钢绞线破断力一般在180~250kN左右, 而目前使用的等强型螺纹钢锚杆破断力在170~195kN相近, 强度区别不明显; (4) 内锚固端的三径匹配不合理, 锚固点位置常常内移, 锚固性能不可靠; (5) 由于槽钢托梁抗侧压能力极低, 槽钢很快形成倒扎角, 不易形成有效支护。一旦发生变形, 回收后难以再利用, 这一特性决定了槽钢二次支护利用率低的事实, 因此增大了巷道的支护费用。
为了解决破碎围岩大断面切眼支护问题, 文章提出了长锚杆锚索联合支护技术。
1 工程概况
赵固二矿主采煤层为二-1煤层, 厚度为6.0m~6.59m, 平均6.32m, 1105工作面长度为180m, 采用一次采全高采煤法。1105工作面切眼围岩破碎, 切眼正常段宽度达到了9.2m, 机头机尾段长度共计31m, 宽度达到了10.2m, 高应力破碎围岩条件下的大采高超大断面切眼的支护问题在国内尚无先例, 因此对1105工作面高应力破碎围岩超大断面切眼支护技术进行系统研究具有重要意义。
2 长锚杆介绍
无纵肋螺纹钢式树脂锚杆金属杆体, 选用屈服强度大于335MPa, 抗拉强度不小于490MPa的无纵肋左旋螺纹钢, 其外形尺寸符合锚杆专用螺纹钢的要求。杆体的延伸率大于15%, 杆体直线度≤2mm/m。
杆体直径20mm, 锚固力>105kN;尾部螺纹直径M22mm, 尾部螺纹承载力≥105kN;连接头尺寸直径26.5±5mm, 连接头长度50mm, 连接螺栓规格M18×2, 连接螺栓长度60±5, 连接头的承载力≥139kN;托盘的承载力≥105kN, 尾部螺纹的承载力≥105kN。
长锚杆杆体长度可以根据巷道的高度和锚杆设计长度加工分成两段或更多段用螺栓进行连接, 利用锚杆钻机的扭力自然的把两段连接在一起, 锚杆连接头的承载力不小于杆体极限抗拉力的90%, 远大于锚固力值, 杆体加长后可以保证其锚固力值不降低。具有以下优点:锚杆延伸率与锚杆相同, 是锚索的五倍;整体破断力大于十八吨, 相当于锚索破断力;锚固力可靠, 高于锚索锚固力;比锚索施工方便, 成本更低, 安全性更好等。
3 支护方案
根据切眼围岩条件, 提出破碎围岩超大断面切眼长锚杆锚索协调支护技术[4,5], 支护参数为:
(1) 开切眼分两次掘进, 第一次掘进4800mm, 然后扩刷至9200mm, 第一次掘进支护形式:锚网 (索) +槽钢梁+W型钢带+钢筋梯联合支护。刷帮后支护形式:超长锚杆+锚索+金属网+槽钢梁+W型钢带+钢筋梯联合支护。
(2) 锚杆规格:φ20×2400mm螺纹钢锚杆;间排距:800×800mm, 顶部、帮部锚杆锚固长度分别为1200mm、900mm (一卷快速锚固剂、一卷中速锚固剂) , 帮部锚杆托盘为W型钢带、δ10×150×150mm。超长锚杆规格:φ20×4000mm。
(3) 托盘配合使用, 顶部锚杆托盘为δ10×150×150mm托盘、钢筋梯配合使用, 钢筋梯长度为4160mm。
(4) 槽钢梁锚索规格:Φ21.6×8250mm和Φ21.6×12000mm, 间排距分别为:1400mm×1600mm和1600mm×1600mm, 锚固长度均为2400mm (两卷快速锚固剂、两卷中速锚固剂) , 托盘规格:16#槽钢梁与δ12×120×120mm、δ12×80×80mm钢板和δ50×120×120mm木垫板配合使用;掘进断面、扩刷断面槽钢梁长度分别为4500mm和5100mm, 槽钢梁不准截割, 锚索预应力不低于30MPa。
(5) 点锚第一列和第二列锚索规格为:Φ21.6×12000mm, 其余点锚索规格为:Φ21.6×8250mm;间排距均为:1600mm×1600mm, 锚固长度均为2400mm (两卷快速锚固剂、两卷中速锚固剂) , 托盘采用δ12×400×400mm、δ16×200×200mm钢板和δ50×200×200mm木垫板配合使用, 锚索预应力不低于30MPa。
(6) 金属网片为Φ5.6mm钢筋焊接, 网幅900×1700mm, 网片搭接100mm, 每格用14#铅丝绑扎, 锚杆与钢筋梯打在金属网片接茬处。
4 结束语
在工作面回采约6.2m时, 采空区顶板位移产生突变, 工作面回采约7.5m时, 采空区顶板出现冒落。液压支架顶梁长度为4.8米, 所以此时支架顶梁离开切眼正常段1.4m (采空区顶板悬空10.6m) 时, 采空区顶板出现垮落迹象, 支架顶梁离开切眼正常段2.7m (采空区顶板悬空11.9m) 时, 采空区顶板冒落, 由此可以判断, 在相似地质条件、开切眼断面长度设计为9.2米条件下, 超长锚杆锚索协调支护方案是合理安全的。
赵固二矿1105切眼顶板以砂质泥岩为主, 围岩属高应力环境下破碎围岩。随着工作面的推进, 采空区切眼位置顶板深部岩层首先发生明显位移, 而浅部岩层离层不明显, 说明浅部长锚杆锚固区岩层稳定, 长锚杆很好地发挥了支护作用, 破碎围岩控制效果良好。
参考文献
[1]何满潮, 谢和平, 彭苏萍, 等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报, 2005, 24 (16) :2803-2813.
[2]康红普.深部巷道锚杆支护理论与技术[C].煤炭科学研究总院北京开采研究所建所50周年论文集.地下开采现代技术理论[M].北京:煤炭工业出版社, 2007:50-59.
[3]周宏伟, 谢和平, 左建平.深部高地应力下岩石力学行为研究进展[J].力学进展, 2005, 35 (1) ;91-99.
[4]李季, 刘洪涛, 王世刚, 等.薄基岩大断面切眼超长锚杆锚索联合支护技术研究[J].煤炭工程, 2013 (7) :36-38.
赵固二矿大断面切眼支护技术研究 篇3
关键词：大断面切眼,FLAC3D,超长锚杆,塑性区
国内外对复杂围岩大断面切眼支护的研究很多, 蒋志刚等人提出了锚梁网索支护技术[1], 李树荣等人提出桁架锚索支护技术[2], 王二飞等人提出“锚杆+W钢带+锚索+单体+Π型梁”联合支护技术[3], 董海蝉等人采用锚网索耦合支护技术对大断面切眼进行支护[4], 都取得了良好的支护效果;吴隽、王培强等通过FLAC3D数值计算模拟大断面切眼不同的支护方案[5,6], 监测切眼围岩稳定性和锚杆锚索力学特性, 综合分析并确定在相应工作面条件下采取合理的支护措施。本文以11050大采高工作面切眼为工程背景, 模拟两种支护方案的支护效果, 从中选择较优方案进行现场施工, 并进行现场监测分析。
1 工程概况
赵固二矿11050工作面主采的二1煤厚6.00~6.59 m, 平均厚6.32 m。直接顶板厚度一般1.0~6.5 m, 以泥岩顶板为主;基本顶多为厚0.94~19.85 m、平均厚7.46 m的粗、中、细粒砂岩 (大占砂岩) ;底板以泥岩、砂质泥岩为主, 到L9灰岩顶面之间的岩层组合厚度较薄, 为9.1~17.27 m, 平均厚12.84 m。11050工作面采用一次采全高综合机械化采煤法, 切眼长度为180 m, 断面为矩形, 长9.20m、高4.72 m, 断面积为43.4 m2。
2 11050工作面切眼支护设计数值模拟
由于11050切眼断面比较大, 断面为矩形, 两帮、顶板为煤层, 巷道围岩强度较低, 围岩变形量和破裂范围较大, 其围岩受力特征和围岩的变形特征也较普通巷道有所不同。在借鉴其他工作面大断面切眼支护经验基础上, 提出第2次刷帮后采用锚杆+锚索+金属网+槽钢梁+W型钢带+钢筋梯联合支护技术。但对于锚杆的选择设计了2个方案: (1) 高强锚杆支护; (2) 超长锚杆支护。此次研究分别模拟在两种锚杆支护方案下的切眼掘进时塑性区范围和支承压力变化规律。
根据该工作面原始的地质条件、岩层属性和赋存情况, 对模型进行相应的岩层布置、节理块体的划分以及施加约束条件, 并进行相应的解算。
边界条件设定:模型上部边界均布应力载荷q, 设模拟巷道埋深为h, 于是原岩应力q=γh (γ为上覆岩层的平均容重, 取25 k N/m3) 。模型下部为位移边界条件, 在x方向上可以运动, y方向上为铰支。模型左侧和右侧边界条件则皆为位移边界条件, 在y方向上可以运动, x方向上为铰支。岩层及煤体力学参数见表1。
(1) 方案1:高强度锚杆支护方案。从图1可以看出, 切眼采空帮中部塑性破坏范围为2.2 m内, 两角区域塑性破坏区域比中部大, 达到4 m;回采帮破坏规律与采空帮类似, 两角比中部塑性破坏范围大, 中部塑性破坏范围为3.2 m, 两角为4.0 m;顶板塑性破坏规律是中部大两边小, 中部破坏范围最大可达5.0 m, 可以看到塑性破坏随着切眼跨度的增大明显上升;底板1.6 m范围内不仅受到剪应力作用, 还曾受到拉应力作用, 部分区域持续受拉应力, 底鼓隐患严重;底板3.2 m处达到塑性条件, 切眼中部底板塑性破坏区域能达到4.0 m。从图2可以看出, 切眼两帮应力集中位置相当, 均在3.2 m附近出现应力集中, 达到25.91 MPa;顶板1 m处应力达到2.5 MPa, 这是切眼顶板浅部裂隙较多、岩石强度降低的缘故;顶板2 m处应力达到10 MPa, 3.2~6.0m处应力达到20 MPa, 在延伸至11 m处时达到26MPa。底板0.8 m范围内应力较小, 仅为2.5 MPa, 这是由于此处岩石破坏严重、岩石强度降低的缘故, 随着距底板距离的增大, 应力上升显著, 底鼓隐患明显, 3.4 m处应力就已达到了10 MPa, 在6.4 m处应力达到20 MPa, 随后上升至22.5 MPa。
(2) 方案2:超长锚杆支护方案。图3模拟结果表明, 切眼采空帮距底板1 m处破坏范围为2.2 m, 其他部分塑性区范围在3~4 m;回采帮塑性区范围大部分在3 m范围内, 少数范围达4 m;顶板在靠近两帮处塑性破坏仅为2 m, 切眼中部顶板塑性破坏达到4 m, 较使用超强锚杆支护时塑性破坏范围减少了1 m。底板1.6 m范围内不仅受到剪应力作用, 还曾受到拉应力作用, 部分区域持续受拉应力, 底鼓隐患严重, 底板3.2 m处达到塑性条件, 切眼中部底板塑性破坏区域能达到4.0 m。图4模拟结果表明, 切眼两帮应力集中位置相当, 均在3.2 m附近出现应力集中, 达25.90 MPa;顶板越靠切眼中部, 围岩应力越低, 顶板附近中部1 m范围内达到7.5MPa。随着顶板距离的加大, 应力显著上升, 1~2 m范围内应力上升至10 MPa, 3.0~6.2 m达20 MPa, 6.2 m以上达22.5 MPa, 11 m以上达25 MPa;切眼底板附近越接近巷道中部, 应力越小, 0.5 m范围内仅为2.5 m, 此处岩石强度较低, 破坏较大, 应力向深部转移;在3.2 m处达到7.5 MPa, 在5 m处就达到了17.5 MPa, 延伸至6.4 m出达到20 MPa。
通过对比分析可以得出, 顶板使用长锚杆比使用高强锚杆最大的优势在于塑性区破坏减小了1m, 支撑压力使用超长锚杆也略小 (超长锚杆29.90MPa, 高强度锚杆29.91 MPa) , 且应力集中区域使用超长锚杆略小, 底板应力和范围也略小。
综合分析研究结果, 提出破碎围岩超大断面切眼超长锚杆锚索协调支护技术, 支护参数为:切眼分2次掘进, 第1次掘进4 800 mm, 然后扩刷至9 200mm, 第1次掘进采用锚网 (索) +槽钢梁+W型钢带+钢筋梯联合支护。刷帮后支护形式为超长锚杆+锚索+金属网+槽钢梁+W型钢带+钢筋梯联合支护, 其中超长锚杆规格为20 mm×4 000 mm。
3 现场监测
切眼按照设计支护方案进行施工, 即使用超长锚杆+锚索+金属网+槽钢梁+W型钢带+钢筋梯联合支护, 并对现场进行检测。在11050工作面切眼布置4个观测站, 对顶板深部位移进行监测, 第1测点距运输巷12 m, 第2测点距运输巷87 m, 第3测点距运输巷132 m, 第4测点距运输巷162 m (图5) 。在11050工作面切眼留设了2个监测站, 第1监测站距运输巷17.2 m, 对3根锚杆进行受力监测, 第2监测站距运输巷38.7 m, 对2根锚杆进行受力监测 (图6) 。
观测结果表明:在这种支护技术下, 切眼顶板下沉量普遍不大, 最大下沉量为212 mm, 未出现顶板冒落和片帮现象。对超长锚杆锚固力的监测得出, 超长锚杆受力初始锚固力范围为80~120 k N;受力在140~160 k N开始平稳, 超长锚杆很少出现失效现象。总之, 该支护方案适用该工作面情况, 达到了良好的支护效果。
4 结论
(1) 利用数值计算可以对大断面巷道不同的支护方式进行模拟, 可通过对模拟结果分析比较选择合适的支护方式。模拟结果表明, 在赵固二矿这种地质条件下, 采用超长锚杆效果较好, 现场实践效果与模拟结果相近, 支护效果良好。
(2) 由于断面大等因素影响, 煤壁片帮和顶板冒顶事故仍有可能出现, 故在生产期间应加强锚杆锚固质量和人员管理, 避免事故发生。
参考文献
[1]蒋志刚, 阚磊, 刘栋, 等.厚顶煤大跨度开切眼锚杆锚索支护技术[J].煤矿安全, 2012, 43 (2) :102-105.
[2]李树荣, 王国栋, 朱现磊, 等.新三矿大跨距切眼桁架锚索支护试验研究[J].矿业工程研究, 2009, 24 (2) :17-20.
[3]王二飞, 崔石磊.三软倾斜厚煤层放顶煤工作面切眼支护技术[J].中州煤炭, 2012 (12) :65-68.
[4]董海蝉, 孙晓明, 何满潮, 等.锚网索耦合支护技术在南屯煤矿综放切眼支护中的应用[J].建井技术, 2003, 24 (1) :4-8.
[5]吴隽.90105综采工作面切眼锚网锚索支护数值模拟研究[J].能源技术与管理, 2011 (5) :87-94.
切眼断面 篇4
1 切眼大断面掘进一次成巷支护工艺
随后本文将通过实例展开具体分析, 在开采巷道的掘进中, 我们把切眼掘进与液压抬棚支护作为特别重要的环节, 而且必须要求掘进断面足够大, 支护的强度足够高。从2001年之后我国井下开采得到迅速的发展, 综采技术以及综采设备都在向大型化发展, 如此为切眼技术的进步提供了巨大动力。其后本文就将义马煤业有限公司作为一个实例进行分析, 为了适应大型支架综采设备的安装需要, 将切眼设计为高3m, 宽8m, 断面是24m2的巷道, 采用锚网索+双排液压抬棚支护, 这给工作人员提供了一个很大的难题, 以往切眼大断面掘进中, 采用综掘机+胶带输送机进行截割和运输, 容易产生掘进机运行空间严重制约两排液压抬棚滞后掘进迎头的距离, 造成液压抬棚不能及时的支护顶板, 易造成切顶、下沉等现象, 在经过专家们的分析和技术人员进行现场的交流, 最后确定为采用炮掘+双耙斗机+双溜子进行掘进, 切眼垂直于工作面上、下巷布置。
切眼大断面掘进及支护工艺, 按照已经测量好的数据进行分析, 确定施工方案, 接下来需要将切眼大断面上进行掘进, 在按照腰线掘进开口, 掘进断面切眼高3m, 宽8m的情况下开展爆破工作, 开口采用炮掘方式掘进, 双耙斗机+双40T溜子出煤。永久支护采用锚网索+双排液压抬棚复合支护。临时支护:开口掘进施工, 正头采用4根4m长平行π型梁作为前探梁进行临时顶板支护, 中间前探梁间距不大于1.5m, 两端前探梁距帮不大于2.0m。每根前探梁必须至少有3个卡环与锚杆固定, 并在每根前探梁末 (下) 端焊接400mm长防滑铁链铁钩与顶钢带进行固定, 防止下山掘进时因放炮等原因, 造成前探梁向下坡方向滑移掉落伤人。循环进尺:掘进要求“短掘短支”, 即:缩短每循环进度, 打超前锚杆及使用前探梁超前支护。正头有片冒巷道轮廓线0.3m以上现象时, 必须打超前锚杆及时支护。每循环只准掘一排、锚一排, 即循环进尺0.8m。每循环最大控顶距不得大于1.2m, 锚杆滞后正头不得大于1.2m, 锚索滞后正头不得大于2.0m。切眼偏老塘侧 (西侧) 顺巷抬棚滞后正头不得大于3.0m (一架小门式抬棚位置) , 偏煤墙侧 (东侧) 顺巷抬棚滞后正头不得大于6.0m (两架小门式抬棚位置) 。
2 切眼掘进及支护工艺
巷顶锚杆支护要求:巷顶支护采用Φ22mm×2400mm左旋普通锚杆+钢带+双层菱形金属网支护, 锚杆间排距800mm×800mm, 锚杆托盘采用150mm×150mm托盘。巷顶锚杆采用Φ22mm×2400mm左旋普通螺纹钢锚杆, 锚杆配件:托盘选用150mm×150mm×10mm厚蝶形托盘。设计锚固力不小于100k N。每根锚杆配套使用1节MSCK2340和1节MSK2350锚固剂。锚杆预紧扭矩:≥300N·m。巷顶锚索支护参数及要求:锚索间排距1000mm×1600mm, 每排锚索打注7根Φ21.6mm+1×19股高强钢绞线锚索, 长度8.0m。锚索托盘:采用双块320mm长×250mm宽废旧U型钢大托盘“十”字叠加, 每根锚索配套使用2节MSCK2340和2节MSK2350锚固剂进行锚固。
巷道两帮支护参数及要求:巷道两帮各采用1根2.6m长钢筋梯+菱形金属网, 网片要求搭接200mm, 每200mm使用联网丝捆扎, 锚杆间排距800mm×800mm, 钢筋梯间距最大不超过800mm并与钢带对齐。两帮共打注8根Φ22mm×1800mm左旋普通铁锚杆;锚杆配件:托盘150mm×150mm×10mm厚蝶形托盘;每根锚杆配套使用“一短一长”锚固剂, 即:1节MSCK2340短节超快速型锚固剂, 1节MSK2350长节快速型锚固剂。锚杆锚固力张拉表显示不小于29MPa, 顶、帮锚杆螺帽扭力矩不低于300 N·m, 锚杆外露长度10mm~40mm。
支护方式的选择是大断面切眼一次成巷的秘诀之所在。在实际的施工过程中, 需要联合支护方案, 具体施工过程中, 巷道顶板支护是关键, 两帮支护是重点。在实施联合支护方案中, 锚杆的作用是作为支护的主体, 需要严格控制他的安装质量。对于锚杆来说, 其间距的排列、锚杆眼的角度和深度、锚固力与预紧力之间的矩, 金属网铺设质量必须符合设计要求, 科学管理, 确保施工质量, 加强对切眼巷道支护质量的监督与检查。同时还要确保其安全的使用, 这就要求我们能够实施相应的规章管理, 有一个健全的检测控制系统, 完善数据控制处理的相应的工作, 同时要对支护数据进行数据调整, 确保整个工作的安全可靠。
3 顶板离层仪安装与观测
在进行实际施工时, 需要选用WBY-8型顶板离层检测仪, 对着顶板进行检测。在检测的时候需要边施工边检测, 检测从巷道井口的地方放入一个顶板检测仪。当掘进8m的时候, 还需要再安装一台WBY-8型顶板离层检测仪, 记录相关数据, 对顶板检测仪进行数据分析。随后使用MQT型锚杆钻机钻头, 朝着顶板的上方进行垂直打孔, 大约打进10m, 深部片应该安装在锚索孔底部10m处, 中部片则应该安装在2.5m的位置, 还需要将空中及孔底所固定的弹性片放在孔中, 再用铁钱夹紧小铜管, 记录标尺上的数值, 然后进行数据的精细分析, 最终计算出孔内的位移数值, 此数值就是1板的初始数据。
4 结语
在“锚网带索”支护系统中, 锚索承载主动及时的功效。短锚杆与长锚索相结合, 能够更好地发挥二者的优势, 采用及时支护的方式, 能够向锚杆锚索加大对应预紧力, 进而通过钢带与金属网促进预紧力的扩散。也能够发掘更大的围岩自承能力, 进一步约束其松动变形的现象, 保证切眼巷掘进的速度。就一次成巷工艺而言, 其相对更加简易且速度更快, 使用的支护材料也更为轻薄, 因此, 能够保持稳运输送, 安装方便。在掘进过程中, 也能够保证人力效率得到充分发挥。
摘要：目前, 高效率的综采技术在实际生活中有着广泛的应用, 工作面切眼大断面掘进技术能够满足生活生产, 工作面切眼大断面对工程有着重要的作用, 那么这将是本文重点要探讨的问题, 怎样使大断面切眼高效率进行, 进程加快。本文详细写到综采工作面切眼大断面掘进一次成巷的整个施工过程, 采用锚杆、钢筋网, 与钢筋梯和液压抬棚相结合的方法, 进行支护顶板, 并且也计算了支护强度对上层顶板沉降量的影响。
关键词：大断面的掘进,一次成巷,顶板支护
参考文献
[1]张文涛, 等.大断面综采开切眼一次成巷施工技术[J].金属矿山, 2013, 07:20-23.
[2]刘凤明.综采切眼大断面施工支护优化技术研究[J].山西焦煤科技, 2015, S1:41-43.
切眼断面 篇5
1以往开切眼巷道变形特征及原因分析
1. 1切眼巷道变形特征
鹤煤四矿2603工作面埋深450 m, 四周均为采空区, 是典型的孤岛煤柱工作面, 煤层平均厚7. 9 m, 采用综采放顶煤工艺。工作面开切眼设计为梯形, 采用11#工字钢对棚支护, 掘切眼净高2. 5 m, 上净宽3. 3 m, 下净宽4. 6 m, 下扎角75°, 采用顶梁铰接进行扩掘, 扩切眼后净高2. 5 m, 上净宽6. 6 m, 下净宽8. 1 m, 下扎角75°。扩切眼后两帮安设长2. 1 m、ф22 mm的金属锚杆, 巷道掘进断面21. 02 m2, 净断面18. 98 m2 ( 图1) 。
通过对开切眼巷道观测, 总结了其变形特征:
( 1) 支架变形量增加。出现支架顶梁弯曲、歪扭、脱口, 柱腿弯曲、柱根外鼓等现象, 局部甚至出现梁、柱折断情况, 安装期间反复对变形支架进行更换修复, 支架变形程度已严重影响安装进度及支护安全[5,6,7,8]。
( 2) 巷道断面变形量增加。巷道多处出现顶帮坠网兜、背木折断、底鼓量增加等现象, 巷道宽度减小, 高度降低, 净断面收缩, 两帮移近量最大达800 mm, 顶底板移近量最大达400 mm, 巷道断面最大收缩率达30% , 不能满足安装支架断面要求, 安装期间需反复落底扩修。
1. 2原因分析
通过对2603工作面开切眼掘进及安装期间的观测, 对地质条件、支护方式、围岩应力进行了综合分析, 认为影响开切眼支护稳定性的主要因素有以下方面。
( 1) 应力影响。开采深度大, 原岩应力高; 四周为采空区, 处于应力增高区。双重应力的影响造成巷道围岩破坏严重、变形量大[9,10,11]。
( 2) 围岩性质影响。2603工作面采用放顶煤开采工艺, 切眼沿煤层底板布置, 顶板和两帮均为松软破碎的煤体, 强度相对较低, 底板为泥岩, 遇水易软化膨胀, 巷道围岩裂隙发育。岩性软弱是造成大变形破坏的因素之一[12,13,14,15]。
( 3) 支护强度影响。采用11#工字钢支护, 材料规格小, 抗压强度低; 掘进断面与扩掘断面顶梁采用铰接连接, 连接强度小, 顶梁整体性差, 抗压抗扭强度低。
鹤煤公司主要采用放顶煤工艺, 煤体软弱破碎, 锚 ( 索) 网支护效果极差, 工字钢支架又存在支护强度低、稳定性差、适用断面小等问题, U型钢支架由于具有支护强度大、适应性广、安全系数高、经济节约等特点。因此, 鹤煤公司制订了2套U型钢支护方案, 分别在鹤煤四矿3108工作面 ( 方案1) 和鹤煤九矿3102煤柱工作面 ( 方案2) 进行了试验, 取得了较为良好的支护效果。
2 U型钢支架支护设计
2. 1 3108工作面开切眼 ( 方案1)
鹤煤四矿3108工作面主采山西组二1煤层, 切眼长180 m, 煤层倾角7° ~ 16°, 平均煤厚6 m, 埋藏深度570 ~ 690 m, 四周均为未开采煤体。采用倾向长壁综采放顶煤采煤法, 采用ZF5600 /18 /32型支撑掩护式放顶煤支架、MG250 /600-QWD型采煤机和SGZ-764 /200* 2型刮板机, 割煤高度2. 8 m, 采放煤比1∶ 1. 14。
掘切眼采用4节带扎角平顶拱形断面U型钢顶梁配合U型钢支柱进行支护, 断面宽 × 高= 4. 7 m × 2. 8 m, 2节顶梁长度2 655 mm, 柱长3 129 mm, 下扎角75°, 梁柱搭接长度500 mm, 每个搭接处采用2副双槽夹板式卡缆固定, 规格长 × 宽 × 厚= 300 mm × 100 mm × 20 mm, 卡缆间距200 mm, 卡缆螺母扭矩不小于300 N·m。在采空区侧一帮打6排玻璃钢锚杆进行加固, 锚杆规格 ф20 mm × 2 000 mm, 锚杆间排距为500 mm × 600 mm, 自下而上与水平线的夹角依次为- 15°、5°、15°、25°、35°、55°, 用K2850树脂药卷进行全长锚固。扩掘时, 采用2节带扎角平顶拱形断面U型钢顶梁配合U型钢支柱进行支护, 顶梁长4 055 mm, 柱长3 129 mm, 扩掘后宽 × 高= 8. 0 m × 2. 8 m, 扩掘后在回采侧一帮打6排玻璃钢锚杆进行加固, 其他与掘进时相同 ( 图2) 。
2. 2 3102煤柱工作面开切眼 ( 方案2)
鹤煤九矿3102煤柱工作面主采山西组二1煤层, 切眼长175 m, 煤层倾角9° ~ 17°, 平均煤厚7. 9 m, 埋藏深度540 ~ 650 m, 四周均为采空区。采用走向长壁综采放顶煤采煤法, 采用ZF5600 /18 /32型支撑掩护式放顶煤支架、MG250 /600-QWD型采煤机和SGZ-764 /200* 2型刮板机, 割煤高度2. 8 m, 采放比为1∶ 1. 82。
掘切眼采用一端弯曲U型钢顶梁配合U型钢支柱进行支护, 采空区侧采用拱形断面, 回采侧采用梯形断面, 断面宽 × 高= 5 120 mm × 3 010 mm, 顶梁长度3 301 mm, 拱形侧柱长3 301 mm, 梯形侧柱长3 548 mm, 下扎角75°。掘进时靠煤壁一侧采用直梁, 在距梁头0. 5 m处加焊U型挡头, 支柱采用U型钢, 柱头焊接150 mm长横向U型钢卡槽。扩掘时采用直梁, 梁长3 070 mm, 支柱高3 548 mm, 下扎角75°, 两梁搭接耦合长度0. 5 m, 采用2副U型卡固定, U型卡间距0. 2 m, 扭矩为250 ~ 300 N·m, 在两梁连接处加U型钢可伸缩点柱加固。打锚杆加固巷帮方法同方案1。扩掘后宽 × 高= 8 140 mm × 3 010 mm, 在回采侧一帮打6排玻璃钢锚杆进行加固, 其他与掘进时相同 ( 图3) 。
3试验效果分析
2个工作面切眼掘进完毕后, 在内切眼和外切眼2个安全口及中部各设置了4个监测点, 对巷道顶板和两帮移近量和变形速度进行了观测, 连续观测了20 d, 观测数据见表1、表2。
对监测数据分析可以看出, 3108工作面由于四周为煤体, 巷道压力较小, 变形量和变形速度相对较小。3102煤柱工作面由于四周均已回采, 属于孤岛煤柱工作面, 巷道变形量和变形速度相对较大。2个工作面切眼变形主要以底板鼓起和柱腿外蹬为主, 局部U型钢支架轻微变形, 但不影响巷道整体面貌, 支护效果明显改善。
4结语
鹤壁矿区已开采了近60年, 采深不断增加, 在地压和采动压力双重影响下, 巷道失修率一直居高不下, 已成为制约安全生产的主要问题。近年来, 鹤煤公司在巷道支护技术研究方面做了大量的试验研究, 取得了一定的效果和经验, 但放顶煤工作面开切眼巷道因服务时间短、巷道断面大, 而且围岩顶板和两帮均为煤体, 其自承能力很差, 无法采用锚网索等支护方式, 因此, 需要加强架棚支护。通过在四矿3108、九矿3102煤柱2个工作面的试验可以看出, 虽然U型钢支架加工工艺及掘进施工相对复杂, 但基本达到支护要求, 而且U型钢支架具有良好的可塑性, 可以根据实际需要加工成任意形状, 在煤体松软破碎的巷道适应性较好。
摘要：随着大型综采设备的广泛应用, 开切眼断面不断增加, 在地压和采动压力的影响下, 开切眼巷道支护日益困难, 尤其是放顶煤工作面。通过分析工字钢支护的变形原因及变形特征, 对2种断面形状的U型钢支架进行了试验研究, 确定了合理的支护参数, 通过现场实测, 巷道变形量和变形速度明显降低, 支护强度和稳定性明显提高。
切眼断面 篇6
冲击地压是指井巷或工作面周围岩体, 由于弹性变形能的瞬时释放而产生突然剧烈破坏的动力现象, 常伴有煤岩体抛出、巨响及气浪等现象。2015年1月15日, 北京天地科技公司提交了矿井冲击倾向性鉴定报告, 报告结果表明胡家河矿4#煤层具有强冲击危险性。2月15日省煤监局组织专家对该鉴定报告进行了评审, 专家组一致认为冲击地压鉴定报告科学合理、切实可行。
陕西彬长胡家河矿业公司经鉴定为冲击地压灾害矿井, 经统计, 2014年矿井累计冲击地压显现8次, 2015年矿井累计发生冲击地压显现3次。以上冲击地压显现时均给现场造成了严重的破坏, 瞬间造成巷道顶板下沉、漏顶, 底板鼓起、开裂, 帮部收敛、片帮, 风、水管路掉落, 皮带散架, 综掘机移位, 设备损坏, 巷道扬尘严重, 人员受伤等严重破坏现象, 导致正常生产无法继续开展, 现场施工人员人身安全受到严重威胁等。在胡家河矿井, 由于冲击地压显现造成的破坏曾经导致巷道顶板瞬时下沉量达到0.8m, 两帮收敛量达到2m, 底板鼓起量达到1.5m, 出现漏顶的情况下甚至导致通风受阻、无法排水的危险情况, 往往给矿井带来次生灾害。另外, 由于冲击地压灾害导致巷道掘进速度减慢, 巷道无法按时完工, 矿井采掘接续陷入困局, 导致困局半年时间内无煤可采, 给矿井的生产经营带来巨大挑战。冲击地压给一线工人也带来了巨大的心理压力, 经历过冲击地压显现的工人由于无法适应这种危险环境, 大多选择了离开一线岗位, 最终导致一线员工大量流失, 无法组织生产活动。在煤矿灾害治理方面, 国际上一致认为冲击地压是目前最难治理的地质灾害之一。
1工程概况
1.1地质概况
该工作面为4号煤层, 赋存稳定, 厚度19.5~26.5m, 平均厚度约22.0m, 总体趋势从工作面南西侧向北东侧逐步变薄, 上分层平均可采厚度约13.5m。煤层底板埋深664~750m, 总体趋势从工作面西侧向切眼先减小再增大, 工作面最西侧煤层底板埋深约730m, 向切眼方向总体趋势逐步变浅, 距离切眼约1180m处底板埋深最浅, 约664m, 然后向切眼逐步变深, 最深达745m。底板标高+335~+450m, 总体趋势从工作面南西侧向北东侧煤层底板逐步升高, 最高处为切眼附近。煤层结构简单, 一般含两层夹矸, 且位于煤层的中上部, 夹矸厚度一般小于0.3m。4号煤层为稳定煤层, 其顶板岩性以灰~深灰色粉砂岩、泥岩为主, 底板则以灰~灰褐色铝质泥岩为主。
1.2施工概况
开切眼采用二次成巷的掘进方式, 一次掘进断面宽为5.1m, 高为3.7m;二次掘进断面宽为3.4m, 高为3.7m。最终形成断面宽为8.5m, 高为3.7m的大型断面。 (见图1、图2)
2围岩破坏变形因素分析
(1) 原岩在未开挖时, 原岩应力在一定时期内是相对平稳。当开挖后, 切眼围岩的原应力遭到破坏, 导致应力重新分布, 从而引起周围岩体的变形、位移、甚至破坏。
(2) 401105工作面埋藏较深, 煤层底板埋深约为664~750m。开采深度越深, 上覆岩层重量越大, 支承应力越高, 因此, 切眼变形及破坏的程度也随之增大。
(3) 工作面厚及特厚煤层具有冲击危险性为冲击地压的发生提供了条件。401105工作面煤层厚度19.5~26.5m, 平均厚度约22.0m, 上分层平均可采厚度约13.5m。因此, 施工切眼时极有可能发生冲击地压现象。
(4) 开切眼宽度也是影响变性原因之一。在埋深、断面形式、围岩特性等影响因素确定的条件下, 跨度对围岩松动范围的影响表现为:跨度越大, 顶板松动范围越大, 顶板越易失稳。
3大断面切眼支护理论
大断面开切眼支护控制顶板是关键, 胡家河矿401105工作面切眼采用采用二次掘进的方法, 高强度锚索网和单体液压支柱联合支护, 有效地控制顶板下沉。
(1) 传统的支护理论认为锚杆、锚索主要起悬吊作用。锚杆、锚索的高强度支护可以对切眼围岩施加一定的压力, 在顶板锚固区域内形成“压力带”, 使围岩由单向或双向应力状态转变为三向应力状态, 变被动为主动, 有效地减弱围岩的受拉、受剪破坏, 改变围岩的应力状态, 可以有效控制围岩离层、裂隙发育等变形。
(2) 通过二次掘进可以在先掘进的巷道基础上, 使用单体液压支柱辅助支护, 从而达到减小开切眼有效跨度的作用, 在一定程度上改善顶板岩层结构的整体性, 有利于大断面切眼的施工和顶板的管理。
4支护方案设计
开切眼开挖后, 会引起围岩应力的重新分布, 煤层本身具有冲击性, 胡家河矿井提出了“卸压+加强支护+让压”支护方法。
4.1冲击地压解危措施
401105工作面切眼分两次施工, 均采取迎头大孔径卸压措施, 三花眼布置, 孔径为113mm, 孔深50m, 距底板高度为1200mm。每掘进40m工作面迎头重新施工一组大孔径卸压孔, 一次掘进施工卸压孔孔间距1.2m, 二次刷扩时卸压孔孔间距0.8m。
4.2巷道支护参数
(1) 锚杆采用φ22×2500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 间排距为700×700mm矩形布置, 外露长度10~40mm, 锚杆托板采用Q235钢板, 规格为150×150×8mm, 顶部锚杆固定W钢带, 规格5100×280×3mm, 两帮钢带以下锚杆固定钢筋梯相连, 钢筋梯用φ14圆钢加工, 规格为100×1500mm, 100×2200配合使用。
(2) 网片采用8#镀锌铁丝网, 网幅1000×10000mm, 搭接长度为100mm, 使用16#双股铁丝隔孔相连, 扎距为200mm。
锚杆锚固力顶板为120KN (17.6MPa) , 帮部为100KN (14.7MPa) ;锚索预紧力不低于200KN (29.4MPa) , 锚固力不低于300KN (44.1MPa) 。
5矿压观测
(1) 锚杆 (索) 受力监测。锚杆 (索) 测力计可以反映出巷道支护后, 巷道锚杆 (索) 工作状态, 指导安全施工。锚索测力计在顶部位置处布置3个, 锚杆测力计在顶部布置3个, 左、右两帮各1个。
(2) 顶板离层监测。利用九点离层监测仪对顶板深部岩层的移动进行监测, 及时分析监测数据, 发现深部位移量稍大时及时反馈, 进行加强支护, 保证巷道安全。
(3) 巷道表面位移监测。利用带收敛环的锚杆碟形托盘对巷道断面进行收敛监测。
(4) 通过微震和地音系统进行冲击地压监测。未发现顶板下沉现象, 掘前卸压和巷道加密布置提高了巷道的稳定性。
6结束语
(1) 为了保证大型设备的安装, 大断面切眼二次掘进, 并配合单体液压支柱支护, 减小了上覆岩层的压力, 有利于顶板管理。
(2) 采用“卸压+加强支护+让压”的理论, 同时加密锚索布置起到了减跨的作用, 巷道顶板更加完整, 有效地防治了冲击地压的发生。为其他冲击地压大断面切眼的施工提供了参考依据。
摘要：随着科学技术的发展, 煤矿机械化程度的提高, 综放工作面的开采日益普遍, 需要开切眼的断面也相继变大。彬长胡家河煤矿煤层埋藏较深, 经过鉴定本煤层存在冲击地压的危险, 为了保证大型综放设备的安装, 采用二次掘进的方法施工切眼, 切眼最宽处可达10m。二次掘进时, 巷道发生冲击地压现象, 为了保证工作面顺利安装, 采用了“卸压+加强支护+让压”的方法, 通过监测和现场观察验证了支护的可行性。事实证明, 该优化后的支护参数可靠性, 为其他具有冲击地压和大断面开切眼的矿井提供可靠的参考依据。
关键词：冲击地压,二次掘进,大断面开切眼,支护参数
参考文献
[1]胡家河矿井工作面巷道支护参数研究技术研究报告[R].2012 (9) .
[2]朱建明, 杨冲.特大断面开切眼分次掘进支护参数优化[J].金属矿山, 2012 (9) :9-12.
切眼断面 篇7
近年来, 我国煤矿锚杆、索综合支护技术取得了很大的进展, 但在复杂地质条件下的巷道支护仍存在大量的问题需要进一步研究[1,2,3]。铁北矿为扎赉诺尔煤业有限责任公司的主力生产矿井, 2007年经产业升级改造后, 矿井生产能力250万t/a。煤种为褐煤, 自燃发火期3~6个月, 现开采Ⅱ2a煤层, 煤层赋存稳定, 煤层倾角4°~7°, 属近水平煤层, 由于煤层赋存稳定, 层理节理较发育, 煤层较厚 (平均厚度13.9 m) , 煤层直接顶为3.5~4.7m的劣煤与泥岩互层, 俗称五花三层, 较为稳定, 老顶为砂质泥岩和泥质砂岩互层。煤层底板为砂质泥岩, 遇水膨胀, 对巷道底板破坏较大。
针对铁北矿区地质赋存偏差, 同时需支护的切眼断面较大等问题, 通过FLAC对支护方案进行数值模拟研究, 分析了大断面切眼在各种设计支护条件下的变形情况, 以挑选出既安全又经济, 同时又便于安装的支护方案, 很好地解决了此困难地质赋存下大断面切眼支护难的问题。
1 支护方案设计
考虑到所支护巷道为三软巷道, 在同样载荷作用下巷道的变形量比较大, 故断面形状不能设计为矩形, 设计为三心拱, 如图1所示。三心拱巷道支护完成后, 在巷道顶板形成一个平衡拱, 我们很容易理解平衡拱内部上部承压应力增加, 下部主要承受拉应力。而形成平衡拱主要围岩为煤体, 脆性材料煤体的特性是可以承受较大的承压应力而仅能承受很小的拉应力就开始破坏。所以必须施以有效的外力 (增加钢带) , 改变煤体受力状况和赋存环境, 变拉应力为压应力, 使支护拱实现有效的支护效果。
作为支护拱墙基的巷道两帮稳定与否对巷道顶板支护拱的稳定非常重要, 如果墙基大量变形、位移会直接导致支护拱内拉应力增加, 促进支护拱变形破坏。所以加强巷道两帮支护强度, 以增强顶板支护拱的稳定性。
顶板支护的主要支护对象为巷道顶板自然垮落拱内的围岩自重和巷道顶板由自重应力以及构造应力等形成的压应力和剪切应力。
根据以上分析, 同时结合矿井巷道围岩岩性、赋存状况及矿方提供的巷道断面参数, 切眼断面形状设计为三心拱形, 巷道净宽为7.5 m, 净高为4.0 m, 墙高3 m, 三心拱拱高1 m。
根据我国煤矿采准巷道围岩稳定性分类方案确定该巷道围岩稳定性类别为Ⅳ类不稳定顶板, 所以采用主动联合支护方式:锚杆+钢筋托架+网+锚索+W钢带。锚杆+钢筋托架+网+锚索+W钢带支护具体设计如图2所示, 切眼顶板的支护示意图如图3所示。
支护参数的确定: (1) 顶部锚杆、锚索。锚杆布置:每排10根锚杆, 间距800 mm, 排距800 mm;锚索布置:每排5根锚杆, 间距1 600 mm, 排距1 600 mm;锚杆规格:采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 杆体直径18 mm, 长2 200 mm;锚索规格:采用直径15.7 mm钢绞线作为锚索, 长5 300 mm, 距锚索头部50~100 mm位置, 用8#铁丝均匀捆扎4~6圈以增强树脂药卷的搅拌效果, 尾部配有长300 mm槽钢作为托盘, 外加高强度锚具;锚杆树脂规格:采用2支树脂药卷, 1支规格为Z2335, 1支规格为Z2350, 钻孔直径为28 mm;锚索树脂规格:采用3支树脂药卷, 1支为K2350, 2支为Z2350, 安装时候将K2350放在钻孔底部, 钻孔直径为28 mm;锚杆托盘:采用拱型高强托板, 采用圆形形状;锚索托盘:采用12#槽钢托板, 厚度15 mm, 长300 mm, 中间成孔20 mm;钢筋托梁:采用12#圆钢加工而成;钢带规格:采用1根长6.8 m五孔钢带, 或采用2根长3.6 m三孔钢带, 中间叠加使用, 巷道中间锚索必须穿过两钢带中间叠加孔;钢筋网片规格:采用钢筋网片护顶, 钢筋编制成网, 网眼尺寸沿用目前现场尺寸;锚杆 (索) 角度:与顶板岩层表面垂直, 两边锚索必须把握钻孔角度, 确保锚索锚固段全部进入巷道煤壁上方煤体内。 (2) 帮部锚杆、网参数。锚杆布置:每帮4根锚杆, 间距800 mm, 排距800 mm;锚杆规格:锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 直径18 mm, 长度为2 200 mm;锚杆树脂规格:采用1支规格为K2350树脂药卷 (弃用长螺距锚固) 。钻孔直径为28 mm;锚杆托盘:采用拱型高强托板, 采用圆形形状:直径130 mm, 厚度10 mm。配合高强螺母和尼龙垫圈;钢筋托梁:采用12#圆钢加工而成;钢筋网片规格:采用钢筋网片护顶, 钢筋编制成网, 网眼尺寸沿用目前现场尺寸;锚杆角度:锚杆安设角度为与帮面垂直。
2 支护方案的数值模拟研究
根据矿方提供的巷道断面参数, 断面形状为三心拱形, 掘进净宽为7.5 m, 掘进净高为4.0 m。取本次计算的模型尺寸为50 m×45 m, 设置模型两侧边界为水平方向约束, 以近似为无穷远处的边界条件;下部边界为固支约束;上部边界为自由, 并施加于模型覆岩作用于该边界的均布载荷q, q由下式确定:
式中, γ为覆岩的平均容重, 取2×104 N/m3;H为巷道埋深, m。
在本计算中的岩体均采用理想弹塑性本构模型——摩尔-库伦屈服准则描述:
式中, σ1, σ3分别是最大和最小主应力, c、φ分别是粘结力和摩擦角。
当fs>0时, 材料将发生剪切破坏。
根据力学试验表明, 当煤体达到屈服强度以后, 煤体的承载能力急剧下降, 下降到一定的数值后基本稳定, 因此数值计算中的煤体采用应变软化模型进行计算。
根据现场地质柱状图和相关研究提供的岩石力学试验结果, 模拟计算采用的煤、岩体力学参数如表1所示。
针对以上的支护方案, 并根据矿方提供的地质柱状图, 基于FLAC数值分析软件, 分析了各种支护方案下切眼关键点的受力与变形情况, 具体计算结果比较多, 在此不再给出, 根据上述计算结果确定出较优的支护方案, 即目前采用的支护方案。采用目前支护方案切眼顶板中点的变形曲线如图4所示, 从图4中可以看出, 采用以上的支护方案时顶板中点的稳定下沉量为69 mm, 顶板的变形情况数值模拟结果和现场检测结果也比较吻合。在考虑到切眼稳定和安全 (变形量在合理的范围内) 的前提条件下, 尽可能减少支护成本。
3 支护效果分析
(1) 切眼顶板下沉观测。切眼采用综掘机一次成巷, 并间隔一定距离设置观测点以观测巷道变形, 其中两个观测点观测到的顶板下沉与图4的理论分析结果比较吻合:初始下沉比较快且大, 然后逐渐趋慢趋缓直至稳定 (图中曲线变平) 。从切眼成形后的现场目测及观测点观测数据来看, 切眼整体的支护效果比较理想, 巷道自身的变形趋势及变形量与前期的模拟研究结果比较接近。
(2) 巷道施工的效果分析。在本项目未实施前, 铁北煤矿新二采右四片开切眼的断面设计为半圆拱, 断面尺寸为宽7.5 m×高5.5 m, 由于拱高的加大会给后期的初采工作带来诸多不便: (1) 由于巷道支护强度大, 顶板下沉量小, 液压支架不接顶, 导致推移前刮板输送机困难; (2) 支架进入煤壁后由于顶板不易冒落造成工作面压力前移, 易出现片帮掉顶事故。本项目给出的切眼设计方案将巷道净高降为4.0 m, 解决了上述存在的问题。切眼支护断面积由36 m2缩小为27.5 m2, 比原设计支护断面积降低24%, 在巷道增设了W钢带, 增加支护强度同时, 切眼支护成本由2 555元/m, 降为2 089元/m, 取得了良好的经济效益。由于切眼成功的开掘, 加之采用机械叉车新的安装工艺, 液压支架的安装工作在较短的时间内完成, 真正体现了“安全、高效、快速、低耗”的工作标准。铁北矿右四片开切眼大断面支护改革的成功实施, 为扎煤公司在类似的巷道支护方面提供了一定的科学依据和参考基础。
4 结语
通过对三软大断面切眼支护技术的成功实践, 虽然仅为阶段性的尝试, 仍需继续丰富实践的内容, 但已经达到了令人满意的预期效果, 将为类似地质赋存下的大断面巷道的支护实践提供一定的借鉴和参考价值。
摘要：针对煤层厚且顶底板较弱, 同时需要支护的切眼断面较大, 如果采用传统的支护方案将难以保证巷道的稳定性的问题。在数值模拟和物理模拟的基础上, 提出了有针对性的支护方案设计和施工工艺。通过最后的施工效果验证了上述支护技术的科学性和优越性, 此次对于三软大断面切眼支护技术的成功运用获得了较大的安全和经济效益, 为今后类似施工提供了很好的范例借鉴和参考。
关键词：三软巷道,大断面,切眼支护
参考文献
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