采空区支护

2024-09-29

采空区支护（精选6篇）

采空区支护篇1

0 引言

近距离煤层开采多采用下行开采方式, 下层煤开采会受到上层煤开采较为严重的采动影响, 使下层煤开采过程中巷道支护困难, 围岩稳定性难以保证。近距离煤层采空区下巷道支护应依据实际顶板及围岩情况, 选取适当的支护方案, 确定最优化的巷道支护参数, 保证巷道围岩稳定[1]。

1 工程概况

芦子沟煤矿主采煤层为10#、11#和13#煤层, 所研究区域10#和11#两层煤间距在3.0 m~8.5 m, 为近距离煤层, 采用先上后下分层联合开采。10#煤层已开采结束, 进行11#煤层回采工作, 受10#煤开采扰动影响, 下层煤开采过程中巷道支护较困难。11#煤层顶底板结构条件较复杂, 厚度与结构变化大, 顶板岩性依次为页岩、砂质泥岩, 老顶为中砂岩。运用钻孔窥视仪观测下层煤顶板结构, 结果显示顶板岩层各区段有不同程度的离层与裂隙发育情况。

2 近距离煤层采空区下巷道支护原则

在布置近距离采空区下巷道位置时, 应尽量选取在应力降低区域, 不论矿井地应力大小, 巷道布设应始终遵循这一原则。

2.1 及时主动支护

上层煤开采过后留下采空区, 成为四周岩层的应力释放突破口, 两层煤之间的岩层会发生离层与裂隙发育。采空区下巷道挖掘后, 如不能及时主动控制顶板围岩, 顶板岩层离层显现与破碎情况将更加严重, 更不利于后期支护。因此, 巷道开挖后应及时主动进行巷道支护, 减少空顶或空帮时间。

2.2 合理确定支护参数

支护参数对于巷道支护效果有直接影响, 尤其是锚杆预应力, 合理的预应力参数能够形成有效的压应力场叠加, 抑制顶板岩层变形、剪切破坏与离层等情况出现, 其它各支护参数亦对锚杆支护形成压应力场有不同程度的影响。

2.3 顶板岩层可锚性判断

近距离煤层之间的岩层岩性与岩性一般是变化的, 为确保最终的支护效果, 需根据顶板岩层变化, 调整支护参数。近距离煤层下层煤开采过程中, 其顶板岩层较为破碎, 选取锚杆支护方式时需在在井下施工地点进行拉拔力实验, 验证顶板及围岩的可锚性, 并根据拉拔力实验结果相应地调整支护参数[2]。

2.4 统筹兼顾支护效果与成本

锚杆支护的关键在于确定有效的压应力场分布, 一味地增加巷道支护参数, 虽能够增加支护系统的强度与刚度, 但这也会增加巷道的支护成本。过强的支护虽能够进一步确保应力场叠加程度与巷道最终支护效果, 但这会降低采准巷道施工速度, 并造成严重的支护浪费。巷道支护方案设计中, 应统筹兼顾支护效果与支护成本, 在保证支护效果基础上, 避免支护浪费情况出现。

3 近距离煤层采空区巷道支护方案

锚杆锚索支护是现今井工巷道应用较普遍的支护方式, 在控制巷道变形与维持围岩稳定方面有重要作用。对锚杆锚索支护效果有重要影响的是支护参数, 尤其是锚杆锚索预应力, 对破碎顶板支护效果有较大影响。近距离煤层采空区顶板已经较为破碎, 其顶板支护的关键在于一次强力控制达到控制效果, 避免多次支护扰动加速顶板的破裂。该矿井两近距离煤层之间间距与岩性不一, 故需针对不同情况采取适宜的支护方案。规定巷道掘进施工中每间隔50 m测定顶板结构, 工程中具体采用何种支护方案需根据顶板钻孔窥视结果确定。近距离采空区巷道支护一般情况下可分为三种情况:

a) 两层煤之间间距超过5.3 m时, 顶帮均采用螺纹钢锚杆, 顶板锚杆参数为:直径20 mm、长度2 000mm、间排距900 mm×1 000 mm, 两帮锚杆规格与顶板锚杆相同, 但间排距变为1 000 mm×1 000 mm;初设锚杆预紧力大于50 k N, 顶帮锚杆均采用树脂锚固剂进行锚固, 锚固剂为两支, 规格分别为MSCK2360与MSK2380。所用锚索长度在5.3 m, 锚索布设间排距1 800 mm×3 000 mm, 锚索布设每排2根, 交错打设;安装的初始锚索张拉力要超过200 k N, 锚索锚固也采用同规格树脂锚固剂, 比锚杆锚固增加一卷MSK2380;

b) 当两层煤之间的间距小于5.3 m时, 调整锚杆支护参数, 锚杆支护方案保持不变。缩减锚索长度, 由原来的5.3 m减小为4.3 m;

c) 若近距离煤层之间厚度低于4.3 m, 仅用锚杆支护方案, 各支护参数保持不变。特殊地点锚杆支护效果达不到预期时, 可适当调整锚杆支护参数或增设套棚, 使用套棚支护时, 套棚间距控制在1.2 m内, 适当扩大锚杆布设密度。

4 工程支护效果分析

在近距离煤层采空区巷道实施该支护方案后, 试验段巷道设置多个观测断面, 观测巷道围岩变形收敛及支护体受力情况。通过近60 d的观测, 得到监测数据分析如下。

4.1 巷道表面位移收敛情况分析

图1所示为观测期间巷道表面测点距迎头距离的变化曲线。分析可知, 应用锚杆支护方案后的巷道变形情况:两帮与顶底板最大变形量为20 mm和12 mm, 底板未出现明显底鼓, 巷道表面位移量非常小;并且, 近距离采空区巷道掘进期间, 破碎顶板未出现漏矸的情况。

4.2 支护体受力情况分析

除观测巷道表面位移量, 工程还应监测锚杆与锚索受力情况, 监测时间为期60 d。锚杆与锚索整体受力状态较稳定, 除个别支护体受力偏小, 多数支护均处于良好支护状态。锚杆受力在60 k N~100 k N间, 巷道局部有断锚情况发生;锚索平均受力在200 k N~230 k N间, 发现一根断裂。锚杆与锚索初始都经历了不同时间长度受力急速变形阶段, 此后受力稳定, 未出现明显受力波动情况。综合分析, 锚杆与锚索受力情况良好, 这也进一步说明了支护参数设计的合理性。

5 结语

近距离煤层采空区巷道布设应尽量选取在应力降低区域, 同时, 应根据巷道上方顶板岩性及厚度变化, 调整支护参数及支护形式, 以确保巷道支护效果。矿井在巷道掘进中采用钻孔窥视方法, 每隔59 m对巷道顶板情况进行分析, 并选择适宜的锚杆锚索支护方案。工程实践证明, 此法具有较高的实用价值, 巷道顶板与两帮的最大变形量在12 mm和20 mm, 锚杆锚索支护体受力情况良好, 很好地维持了近距离采空区下巷道顶板稳定。

摘要：结合矿井开采工程实际, 根据采空区下巷道顶板岩层的不同, 提出以锚杆支护方案为主的三种支护方案, 支护体整体受力情况良好, 能够较好地控制围岩稳定。

关键词：近距离煤层,采空区下巷道,锚杆支护

参考文献

[1]高建军, 张忠温.平朔矿区近距离煤层采空区下巷道支护技术研究[J].煤炭科学技术, 2014 (5) :1-4.

[2]武文浩, 刘爱卿, 李挺.近距离煤层采空区下巷道支护技术研究[J].煤炭工程, 2013 (8) :44-46.

采空区支护篇2

贺家沟铁路隧道为山西岢岚—瓦塘铁路专线上的一条隧道,起讫里程DK25+520～DK25+985,全长465 m。该隧道位于芦芽山脉西部的低中山区,沿河傍山,地形崎岖,地表植被较少。隧洞轴线上有数年前开采的小煤窑洞穴,经数10年的堆积沉降,洞穴内淤积为流沙,且分布情况不明,对隧道施工安全危害极大。在隧道施工前,通过对隧道流沙产生的原因及坍塌形态进行详细的分析研究,制定了合理有效的施工方案。施工中,加强预测,采取超前支护、尽早衬砌、封闭成环等措施,保证了隧道的安全、顺利施工。

2 主要施工措施与方法

2.1 超前探孔

为确保开挖、爆破过程中准确掌握洞穴流沙准确位置不致造成塌方,掌子面采用MKD-5S地质钻机每40 m进行一次超前探测工作,每次探眼不少于5根(顶拱1根,起拱线位置2根,直墙腰部2根),探眼掘进过程中如发现围岩较为松软或流沙、裂隙水从焊管涌出,则应采取短进尺、弱爆破、强支护、早封闭或台阶法施工,涌水量较大时应多打花管,最大限度地将流沙体内的积水引排。

2.2 超前支护

2.2.1 施工参数

钢管布设在圆心角为150°的隧道拱部;钢管环向间距为50 cm;管心与衬砌设计外轮廓线间距为40 cm;仰角1°;钢管施工误差:径向不大于20 cm;管棚长度为20 m,热轧无缝钢管ϕ108 mm,壁厚6 mm,节长3 m,6 m;钢管为无缝钢管ϕ108 mm,壁厚6 mm,节长2 m。

2.2.2 作业程序及要点

1)设置幕墙。

洞身经过有风化严重的岩层、砂黏土和砾砂等透水层,注浆时浆液随掌子面大量出水而流失,且受压后易引起掌子面正面坍塌,并引起拱部坍塌使支护悬空,因此在打设超前管棚和小导管前,先在掌子面喷射10 cm～15 cm厚的混凝土封闭掌子面,与洞身周壁喷射混凝土连成一体,形成止水帏幕,使出水位升高,减少掌子面正前方砂层内的水流速度,便于注浆时浆液向导管四周均匀扩散。

2)钻孔。

钻头直径采用115 mm。钻进过程中经常用测斜仪测定其位置,根据钻机钻进的现象及时判断成孔质量,并及时处理钻进过程中出现的事故。钻进过程中确保动力器、扶正器、合金钻头按同心圆钻进。认真做好钻进过程的原始记录,及时对孔口岩屑进行地质判断、描述,作为开挖洞身的地质预探预报资料,为洞身开挖提供指导。

3)打设超前长管棚。

管棚前端焊接锥体钎头,管棚前端14 m管壁半周间隔25 cm钻ϕ8 mm圆透水孔。管棚带孔侧朝上放置。管棚既可超前支护,又可超前探测,同时又能超前引流导水,减少小导管打设后的出水量,便于注浆。

4)超前小导管作业。

由于岩层为粉砂堆积体,必须采用ϕ40管棚小导管注浆封闭管棚间空隙,以达到砂体不渗漏、渗水畅通的目的。小导管前端焊接锥体钎头,导管壁上梅花形设置ϕ8注浆孔。在管棚间设置超前小导管,间距20 cm,外插角1°～2°,小导管通过丝套与风钻连接直接送入,打设完后及时塞死管口,以防形成出水通路。

5)注浆作业。

a.注浆材料及配合比:水泥:采用42.5号以上普通硅酸盐水泥,水泥浆浓度为1.25∶1～0.8∶1;水玻璃:出厂浓度42 Be′～45 Be′,模数2.4～2.8水玻璃原浆,然后稀释成35 Be′使用;水泥浆与水玻璃体积比:1∶1～1∶6;缓凝剂:采用Na2HPO4,掺量2.5%～2.0%;水:饮用水,水温不低于6 ℃,pH值在5～8之间。

b.注浆方式:双液浆利用管外混合方式,即两套管路一套注水泥浆,另一套管路注水玻璃,从两侧向拱部注浆。先注水泥浆1 min～1.5 min,两种浆液同时注射,2 min停止注水玻璃,每停30 s～45 s注水玻璃30 s。

c.注浆参数:注浆压力0.5 MPa～1 MPa,终压力2 MPa～3 MPa,注浆持续5 min～6 min;单孔注浆扩散半径R=0.8 m～1.8 m,有效扩散半径R=60 cm～80 cm;单孔注浆量:砂土2.2 m3～2.9 m3,砂砾层2.5 m3～4.8 m3,拱角处注浆量加大。

2.3 隧洞流沙段开挖和支护

2.3.1 台阶法开挖

隧洞流沙流动性极强,开挖过程中不宜全断面开挖,所有施工应尽量减少对围岩的扰动。

采用台阶法先进行上半部人工开挖,每环进尺不宜大于0.5 m,上半部开挖后对渗水位置打入花管排放地下渗水,不宜封堵,对渗漏流沙位置采用管棚、稻草进行封堵,让流沙内渗水从稻草缝隙中渗出,较大颗粒被管棚封堵。根据已掌握的流沙体流动性和涌水、渗水量适当控制台阶长度,一般3 m～5 m为宜。

2.3.2 加强拱部纵向、横向支护

由于施工过程中超前管棚很难控制在同一平面,导致拱部开挖后有流沙、渗水渗漏或管棚不能承受流沙体的垂直压力、挤压力,造成拱部沉降、位移。随上半部开挖的不断深入,必须及时打入第二环或第三环、第四环超前管棚,直至超前管棚进入非流沙岩层,且能够有效支撑流沙体垂直压力、挤压力,并在第一时间对流沙进行封堵,对渗水进行引排。

拱部短进尺开挖加强纵向超前管棚支护后,横向已是支撑流沙体垂直压力、挤压力的重要组成部分,务必及时加强拱部型钢拱架或钢格栅横向支撑,挂设钢筋网、喷射混凝土支护。通过收敛量测,准确掌握其沉降量、沉降速度、水平位移、水平位移速度,必要时在型钢拱、钢格栅起拱线处加设横支撑,确保拱部对流沙体的支撑能力。

2.3.3 下部台阶施工

由于流沙自稳能力极差,流沙体拱部横、纵向加强支护后,对下半部应进行短进尺、强支护施工,每次进尺控制在0.5 m左右。为保证对拱部有较可靠的支撑效果,下半部宜分左右两侧边挖边护,即先开挖左侧或右侧下半部,按设计要求完成挂网、焊接下半部型钢或钢格栅、喷射混凝土、打设锚杆等工序后,再进行下半部另一侧施工。

2.3.4 底板横向支撑、基底换填、封闭底板

流沙或其他软弱围岩承载能力较差,在设计二期支护断面外先进行基底换填、设置横向钢拱架或钢格栅、浇筑底板仰拱混凝土,使拱部、边墙、底板在二期支护断面外形成完整的封闭圈,避免内水外渗或外水内渗,共同抵制围岩较为复杂的挤压力和沉降、位移、变形,确保后期施工安全。

3 隧洞流沙坍方处理

1)坍碴处理。

该隧道流沙主要位于隧洞断面拱部,且压力极大、分布情况不明,易于发生坍方。

流沙从拱部或边墙涌出时,洞穴内积水一并向外喷涌,所以坍塌的第一时间不应及时处理,应待流沙坍塌、积水涌出、自然沉淀形成封堵体达到稳定后,才能让施工人员到位进行处理。

由于流沙固有的流动性,处理流沙塌方时先对坍碴进行横向堵截,即采用钢材或木材横向将坍碴截断,增加坍碴纵向稳定,避免在处理过程中砂体流动,保证施工安全,确保拱部坍孔处砂体自身稳定。

2)坍孔封闭。

封闭坍孔采用上述隧洞流沙段超前支护和隧洞流沙段开挖和支护方法,处理过程中洞内设专职安全员,洞外随时观察地表动向,洞内外有开裂、沉降、变形等情况,应及时采取措施。

4 结语

1)利用密排小导管结大管棚既能起到插板的支护作用,又能充分利用管棚作为地质超前探测,超前支护,超前引流导水,为小导管的注浆提供条件。

2)密排小导管注浆后能连成有效支护和止水壳体。即使出水量大,注浆效果差不能全部封闭,密排钢管也能有效防止流沙使管棚上形成空穴而使坍塌大管棚上方继续扩展。

3)将大面积涌水转为管棚口或个别部位集中出水,在管棚口或集口出水点接导水管改善了施工环境,尤其是冬季施工中,同时为下一步开挖、支护创造了条件,特别是保证了喷混凝土施工质量。

摘要：结合某铁路隧道施工实例,对隧道流沙产生的原因及坍塌形态进行了详细的分析,制定了合理有效的施工措施,对其施工要点作了归纳,通过采取超前支护、尽早衬砌、封闭成环等措施,保证了隧道的安全、顺利施工。

关键词：铁路隧道,流沙,超前支护,施工

参考文献

采空区支护篇3

安徽淮南矿区矿井多为高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井, 开采保护层成为解决瓦斯问题的一条很有效的措施, 保护层开采后由于采动压力影响, 为被保护层中的巷道施工增加了难度。本文介绍了顾桥煤矿施工的下采空区上层煤巷道锚杆支护成功经验。

1 概述

1.1 巷道基本地质概况

顾桥煤矿是淮南矿业集团主力生产矿井, 设计500万t/a。2003年11月开挖, 2006年10月1日试运转, 2007年原煤产量达571万t/a。

煤岩层综合柱状图如图1所示。1117 (3) 工作面位于顾桥矿北一采区中部, 周围煤层均未开采。但工作面下部1117 (1) 工作面已回采完毕, 两主采煤层垂距75 m。该工作面标高为-723～-608 m, 走向长度2 765 m, 倾斜长度240 m。煤层赋存稳定, 煤层厚度2.85～4.65 m, 平均厚度3.88 m。煤层结构复杂, 一般含2～3层炭质泥岩、泥岩夹矸。煤层倾角为3°～10°, 平均5°。工作面水文地质条件相对简单, 岩层富水性较差, 主要以静储量为主, 在构造发育处顶板会有淋水现象, 地压较大。

1.2 巷道维护特点

(1) 巷道埋深较大 (-723～-608 m) , 属于深井巷道支护;

(2) 其正下方为1117 (1) 工作面已回采完毕, 由于采后时间较短, 其上覆岩体受采动影响还未完全稳定, 1117 (3) 工作面布置在1117 (1) 工作面正上方, 间距75 m, 处于塌陷影响范围之内, 巷道围岩稳定性控制难度增大, 如图2所示。

(3) 巷道走向距离较长, 要求服务和维护时间较长, 对支护强度及维护的长时期稳定性有较高的要求;

(4) 在煤层较厚的巷段, 松软的底煤和复合底板在近乎无约束状态将发生明显的底鼓破坏, 控制底鼓的难度大。

2 锚杆支护参数确定

锚梁网支护应遵循以下原则: (1) 采取有效措施, 防止或减缓支护体结构受剪切破坏。为了避免顶板支护体结构受剪切破坏, 顶板槽钢梁上的锚索孔设计为腰形孔, 其目的是为了吸收顶板岩层的水平错动, 防止槽钢与锚索之间产生相互剪切。 (2) 采取主动让压支护, 有控制地释放顶板岩层的形变压力。由于锚杆锚索支护基本是属于刚性支护, 与岩层形变压力释放所发生的变形不相适应。因此, 必须采取主动让压支护, 有控制地释放顶板岩层中的大部分形变压力, 以减小巷道顶板岩层的压力, 从而达到防止或减少锚杆锚索的破坏。 (3) 采用组合支护, 以保证支护体结构在顶板沉降过程中有效地实现支护体结构与围岩共同承载。采用组合支护, 一是可以使锚杆和锚索的工作阻力扩散, 使顶板承载趋于均匀;二是可以改善围岩应力状态, 保持围岩完整, 防止锚杆锚索间松动岩块脱落;三是可以均衡锚杆锚索受力, 从而使单根锚杆、锚索形成一个支护整体。

2.1 确定巷道断面

为保证巷道在最终变形后能满足通风、行人等安全生产需要, 预留巷道断面以满足变形的要求, 巷道断面为矩形, 设计断面:净宽×净高=5.0×3.4 (m2) 。

2.2 顺槽支护参数的设计

根据设计要求, 顺槽支护参数如图3所示。

(1) 巷道顶板采用7根IV级左旋螺纹钢超高强预拉力锚杆加4.6 m长M5型钢带、菱形金属网联合支护, 锚杆规格为Ф22-M24-2 800 mm, 每根锚杆用Ф32 mm钻头打眼、两节Z2380型树脂药卷加长锚固;锚杆间距750 mm, 排距800 mm。

(2) 巷道两帮采用5根IV级左旋螺纹钢超高强预拉力锚杆加3.2 m长M5型钢带、菱形金属网联合支护, 锚杆规格为Ф20-M22-2 800 mm。每根锚杆采用一节Z2380型树脂药卷加长锚固;锚杆间距为750 mm, 排距为800 mm。

(3) 在顶板每排锚杆中间位置布置一套高预应力锚索梁, 钢绞线规格为Φ21.8 mm×7.8 m, 钢绞线下铺设长2.6 m的14#槽钢, 槽钢上三眼孔, 间距1.2 m, 排距800 mm, 眼孔深度7.5 m, 每孔采用三节Z2380树脂药卷加长锚固, 以保证锚固效果;预紧力80～100 kN, 锚固力不低于200 kN。锚索梁紧跟迎头施工。

3 施工效果及结论

开始施工时便设观测站, 对巷道的顶板离层、顶底板和两帮移近量、锚杆及锚索载荷等参数进行了观测。现轨道巷已经施工4个月, 共施工1 400 m, 掘进期间巷道四周最大位移量如表1所示。

(1) 13煤煤层厚度大、强度低, 围岩结构复杂、顶板厚层状松散破碎复合顶板, 埋藏深、构造应力显现强烈, 巷道断面大, 跨度大, 维护难度大。从观测数据看底鼓和两帮变形都很强烈, 施工时应适当给出预留断面。特别是底鼓量大, 应及时卧底以保证设计断面。

(2) 为有效限制早期变形, 必须主动加固围岩, 采用气扳机对安装的锚杆进行紧固, 使锚杆的螺母扭矩达到设计的200 NM, 预紧力达到60～70 kN。

采空区支护篇4

1 工程概况

朔里煤矿629工作面运输巷、回风巷已经施工完毕,构造上位于黄湾向斜两翼,轴部从工作面中部穿过(一部分与两巷垂直,一部分与两巷斜交),工作面两头高中间低。煤层倾角变化较大,工作面中部黄湾向斜两翼煤层倾角变化较大,4°～13°,外段10°～13°,系统巷道施工过程中揭露断层8条。该面上连627上工作面(正准备),下接6211工作面(未准备),左临629里段工作面(已回采),右靠六二采区下山。根据原勘探资料及施工的放水巷综合分析,该面位于古河流冲刷区内,基本顶为浅灰白色中粒砂岩,直接覆盖在煤层顶板上,平均厚10.69m,裂隙发育,加之向斜轴部裂隙发育,为一良好的聚水场所,含水较丰富。该面水文地质条件中等,回采过程中(特别是初放期间)将受顶板砂岩水影响,预计最大涌水量26 m3/h,正常涌水量14 m3/h。

2 放水巷布置

因黄湾向斜从工作面中部穿过,且贯穿已回采629外段工作面,切眼掘进过程中采空区积水会向施工现场涌出,将使作业环境恶化,严重影响切眼施工。为保证切眼正常施工及工作面回采期间的排水,选择在切眼掘进前开掘放水巷,充分放出采空区积水。另外,施工放水巷时,为了满足放水要求,沿着向斜轴部施工,充分利用地形的高低走势,使采空区积水自动流出并放尽,节约动力资源,达到较好的经济效益。

629放水巷工程量约244 m(图1),具体施工顺序:从运输巷距离629切眼23 m处(A点)开掘放水巷,放水巷规格2.4 m×2.0 m,按N321°59'40″方向沿六层煤顶板施工约76 m至最洼处(B点)即向斜轴部后右拐,拐点B坐标为X=69 383.838 63,Y=88 422.221 53;按N30°方向(参考1°30'下坡)沿六层煤顶板施工约161 m后左拐,拐点C坐标为X=69 523.559 79,Y=88 502.889 58;按N319°29'21″方向沿六层煤顶板施工约7 m后贯通,贯通点D坐标为X=69 529.022 21,Y=88 498.222 48。

3 支护方案设计

3.1 设计思路及原理

针对该矿向斜轴附近顶板较破碎、稳定性差的特点,采用锚杆、锚索、钢带耦合支护;对于围岩破碎区,采用滞后局部围岩注浆加固。

在耦合支护设计中,锚杆、锚索、钢带是支护的主体,锚杆通过与围岩相互作用,起着主导承载作用,同时能够防止围岩松动破坏,并有一定的伸缩性,可随巷道围岩同时变形而不失去支护能力;网的主要作用是防止锚杆间的松软岩石垮落,提高支护的整体性;锚索可将下部不稳定岩层锚固在上部稳定岩层中,同时可施加预应力,主动支护围岩,充分利用巷道深部围岩的强度[3];钢带的主要作用是增加锚杆的受力面积,防止围岩松动变形和破坏,减少了巷道表面由于顶板弯曲下沉造成的拉伸破坏作用,传递载荷[4]。

在耦合支护的基础上,煤岩体内注浆的主要作用是固化煤岩体,封堵涌水裂隙通道,保证锚固效果。

3.2 设计方案及要求

放水巷规格为净宽×中高=2.4 m×2.0 m。

(1)临时支护。(1)采用金属前探梁作为超前临时支护,其中前探梁为长4.2 m、15 kg/m的道轨,前探梁要均匀布置,倾斜巷道应有前探梁防滑措施。使用前探梁时,护顶大竹笆应根据作业面施工人员位置及时移动,确保施工人员在护顶大竹笆的保护下安全施工。放炮后,将前探梁窜至作业面空顶区,并按要求固定好,并将2块护顶笆放在空顶区前探梁上,采用长2.4 m、宽0.4 m的竹笆护面;然后再次进行“敲帮问顶”,找净活矸危石,及时在两帮和掘进面分别挂上塑料网防片帮,塑料网上端固定在顶部金属网上,下端固定在底部倒楔式锚杆上,倒楔式锚杆打入煤层(岩层),深度不小于0.8 m,塑料网要拉平挂牢。防片帮网中部必须采用2根倒楔式锚杆打入煤层(岩层),深度不小于0.8 m,并加盖板进行固定,盖板要与岩面紧贴,塑料网网孔不得大于30 mm×30 mm。

(2)永久支护。(1)顶板采用3根GM18/1800型高强螺纹钢锚杆配合长2.2 m的W型钢带和金属网(2.4 m×1.0 m)进行支护。两帮采用3根GM18/1800型高强螺纹钢锚杆配合长1.8 m的Π型钢带和金属网(2.2 m×1.0 m)进行支护;顶锚杆间排距均为900 mm,两帮锚杆间排距为800 mm×900 mm。(2)顶板每隔4排钢带打1根锚索进行加强支护,其规格为YMS15.24/5.4;顶锚杆每孔2卷Z2550型树脂药卷,帮锚杆每孔1.5卷Z2550型树脂药卷,锚索每孔3卷Z2550型树脂药卷。(3)采用锚杆支护时,两帮最下方一根锚杆距底板大于300mm时必须补打锚杆。施工时应加强矿压监测,如出现顶板破碎、淋水等情况时必须采用架棚支护。临时支护如图2所示,永久支护如图3所示。

4 工程效果

(1)排水效果。放水巷掘通后,涌水由采空区进入放水巷,观测结果显示:放水巷最大涌水量为30 m3/h,最小涌水量为8 m3/h。切眼在掘进过程中,观测正常涌水量为5 m3/h,顶板基本无淋水,对掘进没有影响,达到良好的排水效果。

(2)支护效果。为了确定巷道的支护效果,对支护参数的合理性进行了研究,设置了相应的测站,对围岩表面位移、顶底离层状况进行观测(图4),并及时对观测数据进行了分析。历时3个月的观测发现,巷道施工后30 d左右顶底板和两帮的围岩变形均趋于稳定。轴部的支护有效控制了围岩和两帮的变形,说明支护形式和参数是合理的,支护方案取得成功。

5 结语

(1)受相邻采空区的影响,通过采用先掘进放水巷的施工方案,利用自流作用排放老空水,为后续掘进切眼创造了良好的工作条件。

(2)向斜轴部巷道属于高应力巷道,利用锚杆、锚索、钢带耦合支护,围岩破碎区采用滞后局部围岩注浆加固综合支护技术,增大了巷道强度,达到了巷道稳定的目的。

(3)放水巷也可以作为探巷,一巷两用,掘进过程中揭示工作面内部地质构造,为下一步回采工作提供地质参考。该种施工技术与支护设计的成功,可在同类条件的放水巷施工中推广应用。

参考文献

[1]王守新,吴立新.淮北朔里矿六煤层底板灰岩水防治初探[J].中国地质灾害与防治学报,2005(4):140-141.

[2]陈强威.向斜轴部高应力淋水巷道综合支护技术实践[J].煤炭工程,2009(10):28-30.

[3]何满潮,孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南[M].北京:科学出版社,2004.

采空区支护篇5

由于采掘衔接和煤层间距的影响, 不同程度的存在巷道支护的难题。动压巷道的支护也是研究的热点和难点, 特别是采掘动压下, 应力场的持续变化使得难易准确确定应力变化的幅度, 造成支护系统的适应性难以把握。近距离煤层的动压巷道分为两种, 一种是邻近煤层回采完毕, 已稳定, 下一煤层开采下的动压问题, 比如沿空掘巷、留巷复用巷道等, 其本质还是同一煤层的动压问题, 关键点是上一层煤的留设煤柱的大小及与巷道的空间关系;另一种是上下两层煤在较短时间内同采, 本煤层的掘进巷道受邻近煤层采掘活动的影响, 关键点是采空区的稳定程度及其与受影响巷道的时空关系。

田陈煤矿北一111 运输巷即属于第二种情况, 巷道布置在刚刚回采结束的上层煤采空区下, 煤层间距不稳定, 整体较小。因此, 巷道掘进受上覆采空区的影响较大, 巷道掘进的应力环境不断变化, 甚至在层间距较薄的区域可能出现不能自稳的现象。基于此, 需对北一111 运输巷的采掘条件进行细致分析, 预估巷道可能出现的大变形及产生机理, 并采取超前预案对巷道的支护进行改进。实现巷道的安全高效掘进和安全回采使用, 为类似条件下的巷道支护工作提供借鉴。

1 概述

田陈煤矿北一111 运输巷由于衔接紧张, 只能在上覆3 上101 工作面刚刚回采结束时即进行掘进, 采掘空间关系。3 上煤层101 和103 工作面均已回采完毕, 留设有4m小煤柱, 煤柱距离北一111 运输巷的水平距离为20m。遗留煤柱可能会对111 运输巷造成一定的影响, 但影响不大。两层煤之间的岩柱厚度不均, 厚度范围为3~8m。煤层顶板:伪顶0~0.5m泥岩, 直接顶为1.5~11m砂泥岩互层, 老顶为45~12m细砂岩。

2 分析

通过以上巷道的概况分析, 判定北一111 运输巷属于可能会支护困难的巷道, 原因及机理分析如下:

①不稳定采空区的动压影响, 顶板砂岩及以上岩层的破断和垮落会产生一定的冲击波。另外, 巷道掘进煤层及顶板在上层煤的回采影响下会产生一定的应力集中, 掘进扰动同样会产生一定的冲击动载荷。冲击波会产生附加的动载, 会造成围岩中应力突变, 破坏加剧;更会对已形成的支护结构造成冲击, 支护体积构件易破坏失效。

②若层间距较薄, 巷道顶板受上层煤回采影响遭到一定破坏, 锚杆、锚索的锚固性能受影响, 作用会打折扣。锚杆和锚索的锚固性能是支护的根基, 特别是有老空水存在的情况下。要密切观测岩柱的厚度及钻孔的钻进响应, 及时调整锚杆锚索的长度和锚固参数, 保证锚固力, 保障支护的可靠性。

③因为上层煤的采空, 下层煤回采造成的扰动空间更大, 回采阶段超前支承压力的影响会更大, 巷道在超前影响及工作面端头附近的压力显现会更大。上层煤回采后, 下层煤巷道上部没有较大范围的自稳岩层结构, 当回采超前支承压力开始影响时, 两层煤之间的岩柱会承受较大的压力, 巷道变形会剧烈增加。要求支护的稳定性更高, 要考虑回采时巷道变形的可控。

3 对策

针对以上巷道地质及采掘条件的概述, 应切实重视北一111 运输巷的支护问题, 要改变传统观念, 积极采用国内先进的、成熟的设计理念和方法进行支护改革。在保证巷道安全高效掘进的同时, 降低巷道综合维护成本, 为矿井的降本增效树立典型。我们拟采取的方法及对策如下:

3.1 地质力学参数测试

进行地质力学测试, 获取地应力大小及方向、围岩强度和围岩结构等基础参数, 为支护设计奠定基础。在进行巷道支护设计和施工及巷道变形破坏原因分析时应综合考虑区域应力场、煤岩体强度和煤岩体结构等综合因素。地质力学测试是进行巷道支护设计和施工的前期工作和必要手段, 地质力学参数是保证设计和施工科学和安全的基础数据。田陈煤矿井下构造复杂, 区域差异性较大, 煤层埋藏深度在-110~-1060m, 建议在今后生产过程中针对开采水平以及地质条件的变化, 不断进行有针对性的测试工作, 以期更详细和准确地掌握井下地质力学状况。

3.2 动态信息设计法

现有的锚杆支护设计方法很多, 如基于以往经验和围岩分类的经验设计法, 基于某种假说和解析计算的理论设计法, 以现场监测数据为基础的监控设计法。大量实践经验证明, 单独采用任何一种方法都不符合巷道围岩复杂性和多变性的特点, 因而达不到理想的设计效果。只有采用包括试验点调查和地质力学评估、初始设计、井下监测和信息反馈、修正设计和日常监测的动态信息设计方法, 才是符合井下巷道围岩特性的科学的设计方法。

动态信息设计法最重要的一环是进行矿压监测、数据分析并反馈, 监测数据是进行设计动态调整的依据。因此, 要切实加强巷道矿压的监测, 并及时进行分析反馈, 以便随时调整支护参数。

3.3 高预应力强力一次支护

高预应力支护理论近年来得到了普遍的认可, 已成功解决了诸如强烈动压、沿空留巷、千米深井、软岩等全国性支护难题, 其要点包括:

①巷道围岩变形主要包括两部分:一是结构面离层、滑动、裂隙张开及新裂纹产生等扩容变形, 属于不连续变形;二是围岩的弹性变形、峰值强度之前的塑性变形、锚固区整体变形, 属于连续变形。合理的巷道支护形式是, 大幅度提高支护系统的初期支护刚度与强度, 有效控制围岩不连续变形, 保持围岩的完整性, 同时支护系统应具有足够的延伸率, 允许巷道围岩有较大的连续变形, 使高应力得以释放。

②预应力锚杆支护主要作用在于控制锚固区围岩的离层、滑动、裂隙张开、新裂纹产生等扩容变形, 使围岩处于受压状态, 抑制围岩弯曲变形、拉伸与剪切破坏的出现, 使围岩成为承载的主体。

③锚杆预应力及其扩散对支护效果起着决定性作用。根据巷道条件确定合理的预应力, 并使预应力实现有效扩散是支护设计的关键。单根锚杆预应力的作用范围是很有限的, 必须通过托板、钢带和金属网等构件将锚杆预应力扩散到离锚杆更远的围岩中。

④预应力锚杆支护系统存在临界支护刚度, 即使锚固区不产生明显离层和拉应力区所需要支护系统提供的刚度。

⑤锚杆支护对巷道围岩石的弹性变形、峰值强度之前的塑性变形、锚固区整体变形等连续变形控制作用不明显, 要求支护系统应具有足够的延伸率, 使围岩的连续变形得以释放。

⑥对于复杂困难巷道, 应采用高预应力、强力锚杆组合支护, 应尽量一次支护就能有效控制围岩变形与破坏, 避免二次支护和巷道维修。

3.4 支护材料的优化和优选

前面提到, 预应力及预应力的扩散是高预应力强力支护的核心, 好的支护构件可以起到事半功倍的效果, 因此根据矿井实际情况进行支护材料的优化和优选是降本增效的关键。

田陈煤矿计划在北一111 运输巷进行支护材料的改革试验, 借鉴先进理念, 优化调整部分支护材料, 最大程度的降低支护密度。拟进行调整的支护材料包括:①锚杆及锚杆托板。锚杆不一定是强度越高越好, 关键是强度的利用率, 要选取适合的杆体。顶板采用准18×2000 左旋高强螺纹钢树脂锚杆, 配k2535 型树脂锚固剂2 支, 锚杆托板采用铁托盘为正方形, 变更为可调心高强拱形托板, 规格为150×150×10mm, 用10mm钢板压制成弧形, 改善杆体受力, 易于施加高预应力, 减少锚杆的受剪破断。②锚索及托板。锚索材料在不增加直径的情况下, 可以改变钢绞线结构, 既增大了极限载荷, 又增大了延伸率。托板选用可调心托板, 改善受力, 易于施加预应力。锚索采用 Φ17.8mm钢绞线, 长度以锚入基岩不小于1.5m为准, 锚索所用托盘为Q235A钢板加工制作的“M”型专用托盘。③调整锚杆护表构件。传统的钢筋托梁在条件相对简单时, 使用方便, 成本较低, 当条件复杂时, 易开裂、拉断至失效。W钢带的厚度较小时, 易发生受剪撕裂和受拉的脆性断裂, 且不能很好适应巷道成形。可以在111 运输巷试验新型W钢护板, 既扩大锚杆作用范围, 实现预应力扩散, 又不易撕裂破坏, 应用后巷道成形好。

最终在高预应力支护体系下, 保持低支护密度和高可靠性, 实现经济、安全的支护。

4 结论

①近距离煤层的开采一直是国内外行业研究的热点和难点, 田陈煤矿3 上及3 下煤同采, 采掘相互扰动, 常有巷道维护的难题。

②北一111 运输巷在不稳定的3 上采空区下掘进, 有不确定的因素会导致大变形, 如采空区岩层断裂及掘进层位应力集中掘进扰动产生的动载冲击波、巷道顶板受上层煤回采影响破坏和本工作面回采时的巷道变形控制等。

③借鉴国内行业先进成功经验, 拟在运输巷进行地质力学测试, 采用动态信息设计法和高预应力支护理念进行支护试验, 在保证安全事故为零的前提下, 加快了掘进进度日增加掘进进尺1.1m, 以实现安全、经济和高效快速掘进最大化。

参考文献

[1]李振雷, 田素川, 徐建文, 彭远川.锚杆锚固机理及深部复杂困难条件的巷道支护[J].山东煤炭科技, 2010.

[2]张丕林.关于煤柱锚杆巷道支护设计的研究[J].科技资讯, 2012.

采空区支护篇6

阳煤集团新景煤矿丈八一采区开采15#煤层。该煤层为优质无烟煤, 赋存较稳定, 煤层平均厚6.52 m, 结构较复杂 (含2～3层夹石) , 内生裂隙中等发育。15#煤层直接顶为平均厚0.48 m的灰黑色泥岩, 基本顶为厚9 m的深灰色石灰岩 (夹2～3层泥岩) , 底板为灰黑色砂质泥岩。

由于煤层采厚大, 采用综采放顶煤开采工艺, 其回采巷道均沿煤层底板掘进。

在以往15#煤层开采过程中, 其回采巷道一般采用“锚-带-网+锚索”的组合支护形式, 但仍出现顶板明显下沉、两帮鼓起、巷道变形较大的现象。根据相邻矿井调研发现, 在回采巷道处于沿空侧的条件下, 传统的锚网索支护方式巷道变形大, 回风巷断面满足不了正常行人和通风要求, 必须采取跟踪超前维修措施, 严重影响了综放工作面的正常推进。

80104工作面回风巷是新景煤矿第一条邻采空区的巷道。该面西邻80105工作面采空区, 东为设计的80103工作面 (实体煤) , 工作面推进 (走向) 长660 m, 面长160 m, 煤层倾角3°～10°。该工作面配备ZFSB4000-17/28型放顶煤液压支架和MGTY-300/700型双滚筒采煤机, 采用一次采全高综采放顶煤开采工艺。

为探索15#煤层沿空侧回采巷道科学有效的支护技术和方法, 新景煤矿在80104工作面回风巷进行了全锚索支护技术工业性试验研究, 取得了满意的效果。

工作面巷道布置如图1所示。

2 试验巷道特点及全锚索支护性能分析

由于15#煤层回采巷道掘进高度2.8 m左右, 该巷道顶板自下而上分别为3.72 m左右的顶煤、0.48 m的泥岩和9 m厚的厚层石灰岩。由于巷道顶煤受到相邻工作面的采动影响, 使得原本裂隙发育的巷道顶煤变得更加破碎, 采用锚杆支护时锚固端锚固性能差, 其预应力损失大以致完全丧失。另外, 由于锚索预应力大且保持性能好, 易加剧锚索附近的锚杆预应力损失更加严重, 进而造成顶板离层发育, 锚索受力增大甚至超过其抗拉强度而破断, 影响巷道使用安全。

锚杆预应力是巷道支护的重要参数, 其预应力保持性能至关重要[1,2]。针对新景煤矿15#煤层采空侧巷道的顶板结构分析, 采用锚杆支护时锚杆达不到或不能保持设计的预应力, 且锚杆有效长度上部的顶煤及泥岩软弱层易产生离层, 难以真正达到锚杆的支护作用。

依据矿压理论, 结合新景煤矿邻采空区回风巷道矿压显现特点分析认为, 在“锚杆、M钢带、网+锚索”组合支护条件下由于锚索支护密度较小, 锚索主要发挥悬吊作用;当锚索达到一定的支护密度后, 锚索拥有锚杆的加固性能 (提供预应力) 和锚索悬吊作用的双重功能, 能有效地抑制煤体之间及煤体与岩石界面之间的离层, 提高了巷道顶煤的自承能力[3,4]。此时高密度锚索能给顶板提供较高的初撑力, 消除或减少支护范围内的顶板离层, 同时具有安全保护、防止冒顶的综合效能[5]。

3 巷道支护形式与参数的确定

试验巷道断面形状为矩形, 掘进高度2.8 m, 掘进宽度4 m, 全锚索支护的参数选择必须保证巷道的支护效果, 同时兼顾降低支护费用, 提高施工速度。经工程类比确定:锚索采用短、长结合方式, 短锚索主要起到加固作用, 而长锚索起到辅助支护的悬吊作用。

80104工作面回风巷顶板采用φ17.8×5 300 mm短锚索支护, 表面支护采用4 000 mm×176 mm×6 mm的M型钢带和2#铁丝编织的经纬网;辅助支护采用φ17.8 mm钢绞线锚索, 其长度根据顶煤厚度变化选择6 300 mm及以上长度的锚索, 保证其锚固在稳定岩层中。φ17.8 mm低松弛预应力钢绞线的最大承载能力320 kN。为保证巷道稳定, 两帮各采用3根φ20×3 000 mm的螺纹锚杆, 并隔排水平设置1根φ15.24×5 200 mm的钢绞线锚索。

试验巷道支护方案如图2所示。

4 巷道施工

综掘机割一排后, 使截割头落地, 断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关, 敲帮问顶, 处理活煤活矸后, 吊联经纬网;然后将M钢带放置在截割头枕木上, 左右各一人手持长柄工具扶助钢带, 升起截割头挑起钢带、经纬网, 使钢带接顶, 然后闭锁油泵电机, 在M刚带两端400～500 mm处支设2根金属支柱作为临时支护, 人员在临时支护下施工和安装锚索。

在锚索施工过程中, 坚持对顶煤厚度和顶板岩性进行探查和记录, 为长锚索长度选择提供科学依据。

工艺流程:准备工作→锚索孔定位→钻孔→装填φ23×1 200 mm的快速药卷→放入钢绞线并将锚固剂送到眼底→用风动钻机的钻杆搅拌30 s→静止30～50 s后收回锚杆钻机→安装锚索托盘和索具→用专用千斤顶张拉锚索至设计预紧力120 kN→剪除过长的钢绞线。

5 支护效果检验

在巷道掘进过程中, 进行了顶板离层、锚索受力和巷道变形监测。

(1) 80104回风顺槽每50 m安设一个顶板离层仪, 安设在距掘进工作面迎头1～5 m范围内巷道顶板正中, 安装深度不小于7 m。巷道全长共布置了13组顶板离层仪, 其观测分析曲线如图3所示。

由图3可知, 在锚索安设15 d内顶板离层逐渐增加, 最大达到18 mm;随后, 离层量逐渐减小, 至27 d左右顶板离层趋于稳定, 保持在3 mm左右。

(2) 经观测, 顶板全锚索支护情况下, 顶板短锚索的平均受力140 kN左右, 长锚索平均受力155 k N左右;巷道顶底板移近量平均67 mm (主要是底鼓) , 两帮移近量平均53 mm, 巷道稳定状况良好。

(3) 采煤工作面回采过程中, 回风巷稳定, 不需要跟踪维修, 有效地提高了综采工作面的生产效率。

6 结论和建议

(1) 受采空区影响的回采巷道采用顶板全预应力锚索支护后, 克服了锚杆预应力损失大、易产生顶板离层、锚索破断的弊端, 较好地维护了巷道的稳定, 对于顶煤破碎、应力高的沿空侧回采巷道支护技术的推广具有良好的前景。

(2) 破碎型高应力回采巷道采用全锚索支护后, 极大地降低了巷道的修复工程量, 提高了采煤工作面的生产效率;尽管全锚索支护初期投入稍高, 但大大降低了巷道的维护费用, 经济效益明显提高。

(3) 对于15#煤层顶煤特别松软段或顶板破碎段巷道无法成型时, 应采用注浆预加固技术, 以增加煤层的整体性和坚固性, 进而便于巷道掘进与支护施工。