近煤层群

2024-07-09

近煤层群（通用3篇）

近煤层群篇1

1 概述

四川广旺能源发展 (集团) 有限责任公司赵家坝煤矿地质条件复杂, 目前有7#、8#、9#、10#、11#、12#六层可采或局部可采煤层。7#煤层与8#煤层的层间距约为15.6m, 8#煤层与9#煤层的层间距约为30.16m, 9#煤层与10#煤层的层间距约为1.78m, 10#与11#煤层的层间距约为4.04m, 11#与12#煤层的层间距约为6.12m, 绝大部分岩层的层理和节理高度发育, 呈现出松软破碎的特性。

为了更好地回收煤炭资源, 探索安全高效新方法, 我们对近距离薄煤层群和近距离“三软”薄煤层采煤工作面矿山压力显现规律、近距离薄煤层群联合开采的区段垂高及巷道布置、近距离薄煤层群采煤工作面布置及合理安全错距进行了研究, 提出一套优化的联合开采方案, 进行现场实施并取得成功, 有效地提高了经济效益。

2 近距离薄煤层群和近距离“三软”薄煤层联合开采技术研究

2.1 有效采场围岩矿山压力显现规律研究

采场的移动支承压力和残余支承压力随工作面推进的时间分布不一, 同时在空间上分布也各异, 在空间上呈三维分布, 其情况如下图所示。

1-工作面前方超前支承压力2-工作面沿倾斜残余支承压力3-工作面沿仰斜残余支承压力4-工作面后方残余支承压力

支承压力在煤层底板传播规律:随着采煤工作面向前推进, 支承压力影响区内剪应力增强, 极易破坏上方砌体梁平衡结构, 会导致工作面顶板沿煤壁切落, 发生顶板台阶下沉。客观要求工作面支架支护强度必须提高, 以保证有足够的初撑力。

国内外研究表明, 支承压在煤层底板中的传播在垂直方向的不同深度和在水平方向的不同距离不尽相同。传播在煤层底板中的支承压力大小并不一样, 但呈现出一定的规律性, 如图2所示。

1-支承压力曲线2-原岩应力曲线3-应力增高区界线4-应力降低区界线

(1) 开采造成的支承压力显现一般规律, 通过采空区内未遭破坏的残留煤柱或附近未采动的煤层而传递到底板岩石中, 因而使煤柱或煤体下方形成应力增高区, 而在采空区下方形成应力降低区。

(2) 通过煤柱向底板中传递的支承压力, 其应力集中程度随远离煤层底板会逐渐降低, 当达到一定深度以后, 煤柱所造成的应力集中的影响变得很小。

(3) 支承压力沿水平方向在底板岩层中的传播规律, 是在与煤柱边界处法线成一定夹角的范围内向外扩展, 这说明底板岩层中的集中应力在水平方向也向煤柱外侧扩展到一定范围。

上述分析表明, 近距离煤层联合开采时, 开采下覆煤层时必须避开工作面受到上煤层底板中支承压力的影响, 应当将下煤层工作面布置在上煤层工作面底板应力降低区。

2.2 联合开采的巷道布置研究

根据前节分析, 我们将区段运输巷布置在下层煤层底板岩层应力降低区内, 近距离煤层群组成联合开采模式。多层煤开采时, 布置一条共用的集中运输巷道, 通过掘进溜煤反眼揭穿各煤层。同时在煤层群中下层煤层中掘进一条回风巷道, 同样通过回风石门揭穿各煤层, 上部煤层回风经过回风石门进入下部煤层回风巷形成通风系统, 布置如下图所示。

图中, α-煤层倾角;M1-煤层间距;λ-底板岩石移动角;h1-上覆煤层开采下界与区段集中运输的垂高;h2-急倾斜近煤层开采对底板影响的垂高;h-区段集中运输巷与工作面上风巷垂高;β-溜煤反眼倾角。

结合图中内容, 可分析得到影响关系:h=h1+h2;h2=sinλ/sin (α-λ) ×M1。

对于上下煤层同区段同时开采, 区段垂高h的选择, 要求h1、h2的最小值为最合适。由于垂高h与煤层层间距M1成正比, 当煤层层间距很小时, 所得的垂高也小。从急倾斜煤层开采的特点来看, 在开采过程中, 及时挑落上部的区段煤柱, 使下部采空区得到上区段冒落矸石的及时充填, 而本区段采空区顶、底板暂时没有冒落, 因而在开采时对本区段相邻近距离煤层没有产生影响。

2.3 联合开采合理安全错距研究

近距离煤层上下层联合开采, 为减少上下层工作面之间的相互影响, 在空间上要求保持一定的滞后距离, 该距离即为工作面的合理安全错距。

这个最小距离Xmin的计算模型如图4。计算公式为:Mmin=H×ctgδ+L+B。

式中, H-煤层间距;δ-岩石移动角;L-考虑上煤层工作面顶板岩石冒落基本稳定及上、下煤层工作面推进速度不均衡的安全距离;B-上煤层最大控顶距。

根据前面章节对采煤工作面支承压力的分析可知, 采面推进过后, 直接顶垮落, 老顶暂时承受上覆岩层的全部重量, 并把压力传递到工作面前方煤壁和后方采空区冒落的矸石上。因此, 一般在工作面后方形成减压区。若同时开采的下部煤层工作面处于该区域内, 将使工作面所受矿山压力较小, 有利于开采中控制采煤工作面矿山压力。但采用此方案, 一方面上、下工作面的错距不能太小, 否则下煤层工作面回采引起的顶板岩层移动将波及上煤层工作面, 使上煤层工作面顶底板产生裂隙, 甚至使上部煤层产生错动, 给上煤层工作面的开采带来困难;另一方面, 上、下工作面的错距不能太大, 不然下煤层工作面将进入因上煤层工作面顶板岩石垮落而产生的动压影响区, 使下煤层工作面矿压显现剧烈, 达不到减压区下采煤所期望的效果。因此必须确定上、下工作面的最小及最大错距。

3 工业性试验

实验项目位于该矿306采区东翼第一个区段, 实验开采的两煤层为11#煤层和12#煤层, 两煤层的层间距为6.12m。12#煤层煤厚为0.57 m-1.04 m, 平均0.77m, 煤的比重为1.40 t/m3, 煤的硬度f=2-3, 煤层倾角平均59°;11#煤厚0.60m-1.10m, 平均0.85m, 煤的比重为1.35t/m3, 煤的硬度f=2-3, 煤层倾角平均55°;直接顶为5.2m厚的炭质泥岩加煤线, 11#煤层顶板松软破碎易垮落。本次联合开采工作面分别是上覆的11#层31162工作面和下覆的12#煤层31262工作面。

3.1 煤层群的开采顺序及开采错距计算

据上述2.3节叙述, 计算联合开采的开采错距:

式中, H-煤层间距6.12m;δ-岩石移动角, 坚硬岩石为60°-70°, 软弱岩石为45°-55° (取50°) ;B-上煤层采面最大控顶距1.6m。

根据以上参数得出X=6.12 m×cot50°+22m+1.6m=28.73 m, 同时根据地质资料以及前面2.2节的分析求出区段垂高可取到77m。为确保安全, 避免上覆煤层开采对下覆煤层顶板造成破坏, 本次工业实验项目, 设计开采垂高70m。

该矿六采区11#、12#煤层层间岩性为松软易破碎的碳质页岩, 夹煤屑泥质粉砂岩, 平均倾角64°, 区段垂高70 m。9#、11#煤层的开采, 造成12#煤层平巷变形严重。根据该矿对煤层矿压显现研究, 不同错距时的煤体垂直水平应力沿走向变化趋势基本一致, 最大应力在工作面附近, 下层煤前方支撑压力比上层大。结合我矿西翼11#、12#煤层联采开采成功经验, 合理错距为上层煤超前下层煤29m-40m。

3.2 联采方案布置

我们将区段运输巷布置在12#煤层底板岩层应力降低区内, 11#层与12#层布置一条共用的集中运输巷道, 通过掘进溜煤反眼揭穿各煤层, 同时在12#煤层中掘进一条回风巷道, 同样通过回风石门揭穿11#煤层, 11#煤层工作面回风通过回风石门进入12#煤层回风巷中, 形成有效地通风系统。

3.3 成果

该实验项目已于2012年8月结束, 两工作面安全顺利收尾, 已安全回采煤炭15万吨, 其中31162工作面6.8万余吨, 31262工作面8.2万吨。

4结论

本次试验的成功运用充发证明了这种新技术的科学性、实用性和有效性, 并提供了宝贵的理论基础和实践经验, 同时将会为我矿其他近距离薄煤层群开采和近距离“三软”薄煤层开采提供一定的技术经验, 促进矿井的安全生产、稳产高产, 产生巨大的经济、社会效益, 极具推广意义。

摘要：对近距离薄煤层群和近距离“三软”薄煤层采煤工作面矿山压力显现规律、近距离薄煤层群联合开采的区段垂高及巷道布置、近距离薄煤层群采煤工作面布置及合理安全错距进行研究, 提出一套安全合理的联合开采方案。该方案在广旺集团公司赵家坝煤矿得到成功应用, 在国内同等条件下具有重要的推广意义。

关键词：近距离薄煤层群,近距离“三软”薄煤层,巷道布置,开采错距,联合开采技术

参考文献

[1]许有圻.煤矿开采学[M].中国矿业出版社, 1999.

[2]钱鸣高, 刘听成.矿山压力与控制[M].煤炭工业出版社, 1991.

[3]曹允伟, 王春城.煤矿开采方法[M].煤炭工业出版社, 2005.

近煤层群篇2

黑龙江省鸡西矿业集团东海煤矿, 六采区主采煤层为34层上、34层、35层, 其34上煤层和34煤之间层间距为3-4.6米, 平均3.8米, 属于近距离煤层, 层间岩性为页岩、砂质页岩。34上煤层厚度在1.5-1.9米, 平均1.7米, 工作面长180米左右, 采用沿空留巷, 煤柱宽度5米。34上煤层超前34煤层两个工作面回采。由于两层煤层距离小, 必须对34上煤层、34煤层工作面布置、工作面回风巷 (上巷) 、运输巷 (下巷) 及切割上山巷道布置和支护方式进行研究确定。

2 下部煤层工作面布置

根据六采区煤层赋存情况及已有生产系统, 经研究论证34煤层工作面采用与34上煤层工作面同方向布置, 并且把下部工作面巷道布置在34上煤层工作面采空区斜下方, 保持下部工作面布置在34层减压力区。该种布置方式的主要优点是:34煤层各工作面的区段工作面巷道能够避免受34上煤层区段煤柱形成的高集中应力的影响, 减少工作面支护数量, 同时巷道顶板易于维护。节省准备工程量费用, 减少工人劳动强度, 缩短巷道y工时间。但是必须将34煤层工作面区段与34上煤层煤柱错开距离, 保证34层巷道布置在34层上区段煤柱和34层上区段采空区高应力区。以避免下部煤层工作面巷道受上位煤层区段煤柱和采空区传递支承压力的影响。由于34上煤层、34煤层间距较小, 同时上部采空区与下部工作面巷道间岩柱较小, 且岩性较弱, 使得34煤层工作面的工作面巷道顶板支护强度增加, 必须采取加强支护措施。

3 下部煤层工作面巷道位置的确定

3.1 上部煤层底板压力分布情况

34上煤层工作面间煤柱宽5~8 m, 采用沿空留巷作为煤柱。其应力的区段采面应力分布呈抛物线型。采煤工作面空间上方中部约相当于工作面宽度的40%~60%区域应力要高于原岩应力, 在靠近两侧煤柱的区域则为减压区, 其煤层平面内应力分布如图1所示, 则在其底板下34煤层应力分布状况如图1。

3.2下部煤层工作面沿空留巷巷道位置的确定

根据矿山压力传递规律, 上煤层区段煤柱所形成的支承压力在煤层底板岩层内将有一定的传递范围, 而且随远离煤层而逐渐衰减至原岩应力。34上煤层被采出后, 其工作面煤柱原有的应力场将被破坏, 采空区上方岩层重量将向其转移形成高压并通过煤层底板传播到煤柱下方附近的一段区域, 形成应力增高区, 如果把巷道布置在这些区域, 将会由于支承压力的影响而产生变形和破坏。

支承压力沿水平方向在底板岩层中的传播规律是在与煤柱边界线法线成一定夹角的范围内向外扩展, 底板岩层中的集中应力在水平方向上也向煤柱外侧扩展到一定范围, 这个范围可用公式估算。盘区内煤层倾角12°~15°, 属倾斜煤层, 运输平巷、回风巷及切割上山巷道离煤柱边界的合理水平距离, 可依图2、图3计算。

下部煤层工作面巷道内错距离Ln为

下部煤层工作面切割上山巷道位置的确定

式中Ln——34上煤层区段煤柱边界与34煤层工作面巷道的水平间距, m;

φ——应力传播影响角, 通过实测本区域煤柱向底板传力的影响角φ一般为25°~45°, 根据上层回采情况及其煤柱尺寸取30°

h1——34层煤层顶板岩层厚度, 取最大值3.8m;

h2——34层煤层巷道高度, 取1.4m;

B——34上煤层切割上切巷道宽度4.2m;

β——φ余角值

经计算得Ln>3.0m, Lo>7.2m。即受煤柱影响下部34层工作面平巷应布置在煤柱线外3.0m之外, 下部34层工作面切割上山应布置在煤体外7.2m之外, 巷道受压状况可明显改善。

4 下部工作面巷道支护方案确定

支护结构与组合梁围岩控制的原则就是合理布置巷道支护, 充分利围岩的自承能力, 合理地选择和设计力学性能较好的结构, 保证巷道有足够的有效断面, 同时又不影响安全与生产。

4.1 工作面巷道顶板的稳定性分析

(1) 当工作面巷道顶板两端看作固定梁时, 其安全跨距Ls为

式中[δ]———岩石许用应力, δ=δt/n, δt为岩石抗拉强度极限, n为安全系数;

h——直接顶岩层厚度;

q——岩体单位长度的重量及其载荷。

经计算34煤层工作面巷道的安全跨度公为3.0米, 34煤层工作面巷道设计宽度为3.2米。随着时间的推移, 顶板可能会逐渐破坏而冒顶。

(2) 梁在中部的弯矩最大, 即

式中, Lm——为巷道宽度。

工作面巷道中部顶板单位长度所受的最大拉应力为

经计算工作面巷道顶板中部所受的最大拉应力25Mpa, 而其实际抗拉强度仅有23Mpa左右, 34煤层顶板的抗拉强度接近所受拉应力, 所以巷道遇断层和变化带时断裂有可能性。

由以上两种计算可以看出, 工作面巷道顶板自承能力小, 有破坏的可能性。

4.2 停采线压力叠加区的确定

六采区34上层与34层采取联合布置, 采区内绞车道、回风道与皮带道均联合布置系统中, 下分层34层回采巷道必然穿过上覆34上煤层工作面停采线外煤柱区, 上覆34上层保护煤柱形成高于原岩应力4~6倍的叠加支承压力, 超前支承压力峰值一般位置为深入前方煤体10~20 m处, 极近距离煤层倾斜上下方支承压力峰值深入煤体的距离较远, 据井下观察该影响带深入煤体一般为30~40m, 其应力区视煤层地质条件不同变化在8~15 m间。这种叠加支承压力将随着开采时间和空间上的变化而均化, 但对于极近距离煤层而言将通过煤体向底板剧烈地传播, 因此在此区域下开掘巷道其顶底板移近速度和移近量均很大, 巷道支护常遭严重破坏。需对该段巷道加强支护。

4.3 工作面巷道支护形式

由于工作面巷道顶板的自承能力小, 工作面巷道压力不均。经研究分析, 六采区34层工作面巷道支护采用分段支护设计, 压力大的区域要加强支护。巷道支护使用具有主动承载能力的锚杆和钢带支护形式作为支护, 压力大的区域采用锚索作为加强支护的支护形式。根据不同压力采用不同支护形式, 保证能对围岩共同形成支护体系, 提高岩层的内聚力和内摩擦角, 增强顶板岩层的组合拱作用, 锚杆与锚索共同作用, 提高顶板的完整性;考虑到巷道内保护煤柱压力增大区、巷道上部为采空区、以及切割上山的压力不同;在保护煤柱压力增大区的巷道内采用锚杆、钢带及锚索联合支护, 两帮采用金属网、筒式锚杆防片帮。巷道上部为采空区采用锚杆、钢带联合支护, 两帮采用金属网、筒式锚杆防片帮。遇断层和破碎带时必须采用钢梁棚、金属网加强支护。切割上山采用锚杆、钢带支护, 遇断层和破碎带时必须采用单体柱、托木加强支护。

5 结论

5.1 34煤层工作面巷道采用内错布置、运输巷、回风巷错距不小于3米, 将其布置在应力降低区内, 并能在上覆34上煤层完整底板下进行掘巷, 该区段内巷道一般不受破坏, 巷道较易维护切割上山错距不小于8米。

5.2 34煤层工作面运输巷、回风道必须根据34上煤层采空区矿山压力分布情况进行针对性支护设式。

5.3 工作面运输巷、回风巷及切眼施工时, 在遇断层、顶板破碎漏顶、应力叠加区必须加强支护, 并采用钢梁棚、单体柱、金属网支护。设计时巷道断面需适当加大。

5.4 从已施工巷道的矿压及矿压显现观测资料看, 所设计的工作面巷道布置方式、内锚距离和支护方案是可行的, 巷道顶板底板量和两帮收敛量均在预计范围内。

5.5 运输巷、回风巷上帮必须使用帮网加强支护, 防止片帮伤人。

摘要：结合东海煤矿六采区34上煤层和34煤层的具体情况, 分析深矿井极近煤层采空区下部煤层工作面巷道的布置方法, 利用矿山压力理论计算极近煤层之间巷道布置, 并制定巷道顶板支护方案。

关键词：极近煤层,工作面巷道布置,支护方案

参考文献

[1]宋振骐.实用矿山压力控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1988.[1]宋振骐.实用矿山压力控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1988.

[2]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1988.[2]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1988.

[3]孙玉成.近距离煤层群巷道锚杆支护优化设计[D].学位论文.[3]孙玉成.近距离煤层群巷道锚杆支护优化设计[D].学位论文.

[4]张百胜.极近距离煤层回采巷道合理位置确定方法探讨[J].岩石力学与工程学报.[4]张百胜.极近距离煤层回采巷道合理位置确定方法探讨[J].岩石力学与工程学报.

[5]石建新.底板巷道合理位置确定方法的探讨[D].煤炭工程师1994.[5]石建新.底板巷道合理位置确定方法的探讨[D].煤炭工程师1994.

近煤层群篇3

该试验巷道为:东荣二矿南二上十七号煤层二面下料道。南二上采区十六、十七煤层层间距2～6m, 层间距较近, 由于简化系统有、利生产的需要, 在布置巷道时选择将十七煤二面下料道与十六层二面下料道水平位置重叠布置, 十六层一面皮带道与十六层二面下料道留设有二十米保安煤柱, 可见, 十七层二面下料道正处在此煤柱的高应力区内。

该巷所属十七号煤层, 赋存稳定, 厚度3.65m, 倾角较小, 地质构造简单。巷道埋深330m左右, 沿煤层顶板掘进, 矩形断面, 3.0m×3.0m, 掘进长度760m。巷道地质概况见表1。

2 支护方式的选择

由于十七层为南二上采区主采层, 十七层二面也是全公司重点面之一, 维护要求高, 我们将传统支护方式和锚杆支护方式进行了对比。

由于该巷道处于高应力区, 顶板和煤体的完整性均已受到一定的影响, 层理裂隙的发育、延伸, 使岩层和煤体变得破碎, 整体强度降低, 掘巷后, 原岩应力重新分布, 巷道围岩处于应力集中状态, 岩体将更为破碎, 巷道支护将更为困难。

传统的工字钢棚子支护为被动支护, 支护初撑力很小, 不能主动加固围岩, 随着顶板破坏深度的延伸, 其支护载荷越来越大, 棚子将被压跨, 不能有效控制顶板, 支护效果差, 支护成本高;别外, 工字钢棚子辅助运输量大、工人劳动强度大, 巷道掘进速度慢, 维护困难, 用工多, 支护成本高。

锚杆支护是主支支护、及时支护, 且支护强度高, 通过加固围岩, 使围岩由单纯的载荷变为支护体, 利用锚杆的约束作用和围岩的残余强度, 形成一种能够适应围岩变形并能有效控制围岩变形的可缩性支护体, 对于受采动压力影响的巷道, 锚杆支护有着棚式支护不可比拟的优点。另外, 锚杆支护的机械化程度高, 施工速度快, 辅助运输量小, 维护成本低。

通过对比, 我们采用了锚杆支护方案。

3 锚杆支护技术

3.1 锚杆的形式。

3.1.1锚杆杆体。我国已经能够轧制无纵筋左旋螺纹钢锚杆, 并采用优质钢材或经频调质, 达到高强度或超高强度级别, 如Ф22mm的杆体极限载荷可以达到342k N, 比以前采用的普通杆体强度提高了3～4倍, 适合于高应力区巷道的支护;螺纹钢杆体表面具有凹凸纹理, 不需作任何处理即能保证锚杆与锚固剂之间较大的粘结力, 采用高强度螺纹钢锚杆支护, 围岩强度、刚度能够得到显著提高, 有效地控制巷道围岩的变形, 因而在服务时间较长的巷道应采用螺纹钢锚杆支护;另外, 为了减少锚杆支护密度, 提高掘进速度, 高强度螺纹钢锚杆也应是自选对象。A3圆钢锚杆的屈服载荷、破断载荷与螺纹钢锚杆的1/2～1/3, 因而在围岩相对稳定的巷道煤帮可采用A3圆钢锚杆。根据上述分析, 顶板采用高强度螺纹钢锚杆, 两帮采用A圆钢锚杆支护。3.1.2锚固方式。大量实践经验表明, 在目前已有的锚固方式中, 树脂锚固式锚杆具有锚固力大、稳定可靠、安装方便、使用范围广等多种优点, 在煤巷中, 是一各比较理想的锚固方式。因此, 我们采用树脂锚固。按照锚固长度的不同可分为全长锚固、加长锚固和端锚三种。全长锚固:锚固剂、钻孔壁、锚杆三者之间全长粘结, 围岩产生的变形较小, 锚杆能提供较大的支护阻力, 因而锚固体强度、刚度较大;锚杆锚固力大、可靠性高, 即使局部锚固失效, 也不会影响到整根锚杆的锚固力;另外, 锚杆受力状态好, 锚杆中部受力大, 两端受力小, 锚杆尾部螺纹及钢筋梯子梁、锚杆附件不易破坏, 但全长锚固时树脂药卷量大, 费用高, 且施工较难。端锚:锚杆尾端受力大, 锚杆尾部螺纹及锚杆附件等易破坏, 局部锚固失效导致整根锚杆失效, 因而锚固力不易保证。但树脂或水泥药卷用量少、费用低, 在围岩完整性较好、锚固力能得到保证、围岩变形不大的巷道可以采用闻风而端部锚固方式。加长锚固:加长锚固介于以上两者之间, 但锚固力显著高于端锚, 树脂药卷费用与端锚相比, 增加不大, 在围岩变形较大、完整性相对较差的巷道锚杆支护时可以使用加长锚固。

根据上述分析, 顶板及两帮均采用树脂加长锚固。

3.2 锚杆支护技术参数。

通过采用数值计算和工程类比, 确定支护方案如下:3.2.1顶板支护。采用Ф20L2400mm的高强度螺纹钢锚杆, 每排4根, 并配有Ф14mm圆钢焊接的钢筋梯子梁, 铺设金属网, 锚杆间距为800mm, 排距为1000mm。树脂加长锚固, 每根锚杆采用1支K2330和1支CK2360型锚固剂锚固, 锚固长度1200mm, 锚固力应达到100kN, 两顶角锚杆应保证20°的外偏角。为加强顶板支护, 在巷道顶板正中布置1排锚索, 间距为3m, 锚索长为7.3m, 每根锚索采用1支K2360和2支Z2360型锚固剂锚固。3.2.2两帮支护。采用Ф20L2000mm的A3圆钢锚索, 每排每帮3根, 间距为1000mm, 配有Ф14mm圆钢焊制的钢筋梯子梁, 铺设金属网;树脂锚固, 每根锚杆采用1支CK2360型锚固剂锚固, 锚固长度800mm, 锚固力达到60kN。

4 矿压监测

4.1 监测内容及测站布置。

为保证支护施工的安全性和设计的合理性, 要对锚杆支护作矿压监测, 包括顶板离层、锚杆受力巷道表面位移以及锚杆预紧力和锚固力。施工时, 在工作面巷道顶板正中每隔30m安设1个双基点顶板离层指示仪, 以观测顶板锚固工内和锚固区外顶板离层情况;在巷道掘进20m时, 用1排CN-200型测力锚杆代替普通锚杆, 通过电阻应变仪来测量其受力情况, 并在该断面两侧安设两个表面位移测站。

4.2 矿压监测指标。

根据工程实践、计算机数值模拟分析, 确定了如下指标:

A——锚固区内顶板离层值, 20mm;

B———锚固区外顶板离层值, 30mm;

C———两帮相对移近量, 100mm。

如在掘进影响期间, 上述观测内容超过指标值, 锚杆支护参数要作相应调整。一是锚固区内顶板离层值大于20mm, 每排顶锚杆增加1根;二是顶煤锚固区外离层值大于30mm, 锚杆排距减小100mm;三是两帮相对移近量大于100mm, 锚杆排距减小100mm。

4.3 观测要求。

顶板离层指示仪要求每班观测1次;锚杆预紧力和锚杆锚固力每2天抽检1次, 每次不少于5根;锚杆受力和表面位移, 在测站设置2个星期内每天观测1次, 2～4个星期每周观测2～3次, 然后1周观测1次, 变形稳定后 (顶底板、两帮相对移近速度小于0.5mm/d为变形稳定) 1个月观测1次。

5 施工核技术要点

5.1 锚杆间排距误差不超过50mm;

5.2 锚杆外露长度应大于20mm、小于50mm;

5.3 钻孔深度应保持在2300mm±30mm (顶) 和1900mm 30mm (帮) ;