工作面开切眼

2024-05-25

工作面开切眼（共7篇）

工作面开切眼篇1

1 概述

龙家堡矿区位于吉林省长春市所辖九台市境内, 行政隶属龙家堡镇。本区位于羊草沟盆地的深部, 煤层埋藏深, 一般在780m以下, 最大埋深1454.5m。辽源矿业集团2005年破土动工建设龙家堡矿井, 立井单水平开拓, 综采放顶煤, 设计年生产能力120万吨/年。本着充分利用煤炭资源, 开拓准备工程量少, 早出煤原则, 2008年3月设计准备201首采工作面, 设计地质储量75.4万吨。其西侧运输顺槽靠近F14、F15、F16断层破碎带, 东侧回风顺槽邻近井田边界, 开采线以煤层的2.5米厚度线为界。实际回风顺槽掘进579m, 遇断层f8、f9、运输顺槽575m, 遇断层f6。回风顺槽工作面井下钻探50m确认煤层缺失, 综合分析, 至此拉开切布置工作面。

2 采用工程类比, 确定施工方案

2.1 开切眼的明显特征:

a.跨度大;b.布置在煤岩交互层, 往往受断层构造影响, 地应力和构造应力复合作用;c.开切眼施工与设备安装具有连贯性, 要求满足综采设备安装短时间有效。

2.2 方案对比。

方案一, 全断面开挖, 可缩性梯形金属棚支护, 棚间距500mm, 对头施工日进度6m/d, 正常贯通需要38d, 安装设备30d, 采区布置完工至少68d。

方案二, 全断面开挖, 锚杆、锚索联合支护。支护参数:锚杆800mm×800mm, 锚索2000mm×2000mm。对头施工日进度5.4m/d, 正常贯通时间至少42d, 安装设备30d, 工作面布置完工至少72d。

方案三, 分断面施工, 先给11号金属棚掘进贯通, 日掘进进度12m/d, 掘进贯通时间20d;贯通后边扩帮锚网边安装设备, 日扩帮抹架子6m/d, 完成安装时间37d。开工作面切眼施工包括综采设备布置总计时间57d。

三种方案对比:a.方案三从开切眼施工到设备安装完毕用时间最短, 能比方案一、方案二提前半个月;b.方案一由于巷道跨度大, 往往棚梁受压变形, 巷道底鼓, 需要二次修棚拉底, 才能进行设备安装;c.方案一设备安装完毕棚体受压变形, 回收困难, 浪费钢材;d.方案二顶板锚网容易下沉冒落, 同时底鼓, 安全系数低;e.方案三分断面施工, 层层支护, 安全可控;f.方案三边扩帮边抹架子, 便于调整液压支架, 设备安装一步到位。以上三种方案均在金宝屯煤矿尝试, 因此龙家堡矿井201首采工作面开切眼大胆采用方案三施工。

3 支护参数选择

3.1 掘进贯通支护选择。

3.1.1顶板锚网, 锚杆间距800mm, 排距1000mm, 布置5根锚杆;顶板铺双层菱形金属网至架棚底卡子以下500mm;链网网扣间距100mm, 压扣成辫状。3.1.2架棚, 选择运输顺槽11号棚支护, 同时满足安装工作面煤帮刮板输送机 (型号:SGZ1000/2×700) 和布置38kg/m, 轨道, 轨距900mm, 运送安装设备。

3.2 扩帮锚网。

3.2.1扩帮断面的确定。开切眼扩帮的断面形状和规格主要依据综采液压支架架型的形状与尺寸。龙家堡矿井基本支架型式:支撑掩护式低位放顶煤支架, 型号ZF7000/18/35;高度1800～3500mm;宽度1430～1600mm。抹架子高度越低越稳定, 抹架时支架高度1800mm, 支架长度7200mm, 对角尺寸7400mm。为便于安装留有600mm空间, 因此开切眼扩帮抹架子宽度确定为8m。为降低断面的高度和减少扩帮量, 依据支架形状确定开切眼扩帮轮廓。因此设计断面形状确定为上宽5.0m, 中宽8.0m, 净高3.5m, 反帮留角斜长3.5m, 腰线高1.3m。3.2.2扩帮锚索网支护参数选择。开切眼支护参数如下:a.正顶布置9根锚索, 顶板锚索选用φ17.8mm钢绞线, 托盘规格300mm×300mm×16mm。锚索设计预紧力200KN。索长7.5m;b.两帮和隅角布置锚杆, 布置四排锚杆, 间排距800mm×800mm锚杆规格φ22mm×2.4米, c.树脂锚固剂规格23mm×350mm, 锚索每孔装5个要卷, 锚杆每孔装2个药卷。d.锚索外露长度300mm, 锚杆外露长度30mm。e.顶板铺双层金属网, 帮铺单层菱形金属网, 金属网规格1.0m×5.0m, 网子搭接100mm, 网扣间距100mm, 压扣成辫状, 绕扣三周。3.2.3锚索支护参数选择的计算依据。

a.锚索长度计算:

L=L1+L2×K+L3

式中:L1为锚索外露长度, 等于顶网厚度+托盘厚度+锁具厚度+允许外露长度200mm=300mm;

L2锚索的有效长度即所需支护岩层厚度3500mm (根据上下顺槽施工自然冒落高度为3500mm) ;

K安全系数, 取1.5;

L3为锚索的锚固长度, 树脂锚固剂规格CK2335, 每孔装药量5个药卷, 则锚固长度2150mm;

索长L=300+3500×1.5+2150=7500mm。

b.锚索密度计算:

锚索最初承载的拉力, 即是约束范围内岩体重量。每米巷道岩体自然冒落锚索支护所承载的重力为:

Q=W×L×H×k×ρ×9.8

式中:W为巷道宽度8m

L为步距长度1m

H为自然冒落高度取3.5

k为安全系数, 取1.5

ρ为煤岩层平均密度2.5t/m3

则Q=8×1×3.5×1.5×2.5×9.8=1029KN

每米巷道布置9根锚索, 则每根锚索可能最初最大承载力为114.3KN, 小于锚索设计预紧力200KN。

4 施工模式

4.1 施工顺序。

开切眼上下拉门→对头掘进贯通→零米超前替棚→安装端头支架→安装工作面溜子→下端头扩帮→安装工作面支架→循环扩帮、安装支架。

4.2 拉门施工方法。

拉门处先锚网后给抬棚插梁。锚杆规格Φ22×2400mm, 布置间排距800mm×800mm;锚索规格Φ17.8mm×7500mm, 间排距1600×1600mm。树脂锚固剂规格CK2335, 装药量锚杆每孔装3个药卷, 锚索每孔5个药卷。抬棚规格半圆拱形, 净宽5200mm, 净高4170mm;插梁宽度500mm, 跨度5600mm。

4.3 开切眼快速掘进贯通。

4.3.1均衡生产, 对头掘进贯通。210工作面上下顺槽分别由掘一、掘二两支队伍施工到位, 分别开切眼上下两端基本同时拉门送道。相距20m时停止一头掘进, 边探边掘控制好贯通距离。4.3.2深掏槽, 分次爆破掘进。开切眼巷道坡度比较大32°～18°, 综掘机无法掘进, 仅能采用普通打眼放炮掘进。开切眼中下部掏槽眼, 深度2.4m, 底眼深度2.0m, 每孔装药量0.6～0.9kg;上部视顶板情况, 距离顶板轮廓线1m左右布置浅眼1.2m, 少装药, 每孔装药量不超过0.2kg, 尽量避免爆破对顶板的破坏。保证最大空顶距离不超过1.2m, 循环进度1m, 人工找型, 先按设计先锚网后架棚。根据掏槽情况, 二次补打炮眼爆破, 保证每班2循环, 进度2m。规范施工工序如下:拉底延溜子→放炮→刷顶找型→打顶部锚杆→挂网→出货→架棚→刹帮顶。

4.4 扩帮、安装联合作业。

4.4.1综掘区承担扩帮任务, 综采区和专业安装队负责运输、安装设备, 两者平行与交叉作业。矿领导和安全质检部门跟班检查安全隐患, 协调指挥生产。4.4.2施工工艺。a.采用风镐等手动工具为主, 煤岩较硬时, 放震动炮为辅作业方式。b.煤帮刮板溜子出货, 翻下旧棚自运输顺槽运出。c.采用一茬扩帮作业, 保证安全距离。首次扩帮10m达到设计断面, 开始运送液压支架和砂帮刮板运输机, 进行安装设备。循环扩帮安装设备, 扩帮茬距离液压支架最大不超过10米, 最小允许4.5m。

5 结论

5.1 工作面开切眼早掘进贯通, 降低通风难度, 减轻工人劳动强度。

5.2 架棚先锚网, 扩帮再翻棚, 层层支护, 互为条件。

5.3 随扩帮随安装架子, 即时有效, 掘进安装适时掌握。

5.4 加强安全质量监管, 多工种齐头并进, 保证安全高效。

摘要：针对随着综采工作面单面产量提高, 机械设备生产性能增强, 综采设备体积增大, 开切眼跨度不断加宽。而另一方面现在井工开采矿井深度越来越深, 深部软岩层地应力明显增高。开切眼跨度大, 高应力软岩层中支护形式和施工模式亟待研究。吉林省龙家堡矿业有限责任公司龙嘉堡煤矿把首采区201工作面开切眼掘进施工与设备布置同时考虑, 作为系统工程, 确定合理的支护形式和科学的施工模式, 值得总结借鉴和进一步探讨。

关键词：跨度大,高地应力软岩,支护形式,施工模式

工作面开切眼篇2

宁夏王洼煤业有限公司王洼二矿主斜井设计生产能力150万t/a, 其首采工作面115011面设计走向长1 562 m, 开切眼倾斜长度274.5 m, 切眼宽度7 900 mm, 高度3 050 mm, 沿煤层顶板掘进。

115011综采工作面切眼布置在五号煤层中, 五号煤平均厚9 m, 煤层顶板由厚度2.17 m伪顶、5.9 m粉砂岩和1.17 m粗砾砂岩组成, 其中伪顶为灰黑色的碳质泥岩, 含有植物茎叶化石, 部分炭化, 性脆, 有挤压现象, 具有滑面;直接顶为灰色、浅灰色粉砂岩, 碳泥岩。底板为泥岩和粉砂岩组成, 泥岩为浅灰绿色, 局部紫红色斑, 层状构造, 具有滑面, 遇水易变软, 粉砂岩为灰及深灰色, 巨厚层状, 粉砂状结构, 泥、砂质含量中等, 具有滑面, 局部见方解石脉, 性脆, 半坚硬。五号煤层顶板属不稳定岩体, 底板属稳定性较差岩体。

2 施工方法

2.1 施工方案

采用综掘机由上向下综掘导硐和爆破刷大施工方案。由于切眼上口揭露煤层倾角为33.9°, 不能满足综掘巷道小于18°的施工要求, 经研究, 改用光面爆破法导硐、刷帮掘进方式[1,2]。导硐规格为宽5.1 m、高3.05 m, 配合装岩机、刮板输送机、胶带输送机运煤。

2.2 施工方法

煤电钻打眼, 爆破落煤, 采用装岩机、刮板输送机、胶带输送机进行运煤。

现场具体施工过程为:首先在115011回风顺槽1C1-10 (NE0°36′) 向前116.8 m处以NE95°36′方位掘进10 m后, 在切眼上口安装一部刮板输送机, 然后人工出砟到刮板输送机, 由刮板输送机运砟到115011回风顺槽胶带输送机。

3 支护形式

3.1 巷道临时支护方式

爆破落煤断面形成后先敲帮问顶, 然后支护工站在永久支护下进行前探梁临时支护。前探梁由2根长4.5 m轻轨制成, 每根前探梁需三副卡子, 卡子悬挂在锚杆之上。每根前探梁需不少于三点的有效固定, 卡子与顶板支护锚杆之间用链环连接。

3.2 巷道永久支护方式

巷道顶部锚杆为φ20 mm×2 500 mm螺纹钢锚杆, 帮部为φ20 mm×2 000 mm螺纹钢锚杆。间距顶部为700 mm, 帮部为800 mm;排距均为800 mm;药卷均采用φ23 mm×700 mm的树脂药卷, 顶部为2节药卷, 帮部为1节药卷;为使锚杆抗拔力≥50k N, 托板采用150mm×150mm×10mm的A3钢板。

顶部钢筋网规格为φ6.5 mm的钢筋制作, 网孔规格为120 mm×120 mm的矩形网, 顶部钢筋网尺寸为3 500 mm×900 mm;帮部钢筋网尺寸为3 000 mm×900 mm。各焊接点必须牢固;钢筋网之间压茬搭接量为100 mm, 用12#双股铅丝绑扎, 每120 mm绑扎一扣 (即每一网孔一绑扎) 。

锚索为φ15.24 mm×8 000 mm的钢铰线, 6节药卷, 全长锚固, 托梁为400 mm长的11#工字钢, 托板为100 mm×100 mm×10 mm的A3钢板, 2 m一组, 每组2根, 分别布置在巷道中线向老塘侧0.9 m处及中线向煤帮侧1.1 m处。抗拔力≥100 k N。

钢带由φ16 mm的圆钢焊接制成, 布置在金属网搭接处, 顶部钢带长为3 600 mm。

4 工艺流程

4.1 掘进方式

切眼采用煤电钻打眼, 爆破落煤的方式掘进, 支护锚、网、索永久支护。工作面运输采用人工拔砟、刮板输送机、胶带输送机运输的方式将工作面生产的煤运出。

4.2 掘进工艺流程

掘进工艺流程:交接班及安检准备→校对 (延) 中线定位→打眼→瓦斯检查、装药→瓦斯检查、爆破→瓦斯检查→临时支护→永久支护→出砟、文明生产

4.3 落煤、临时支护、出渣、永久支护工艺

(1) 落煤工艺流程。安全检查、敲帮问顶→校对 (延) 中线定位→敲帮问顶、打眼→敲帮问顶、瓦斯检查、装药→敲帮问顶、瓦斯检查、爆破→敲帮问顶、瓦斯检查、处理隐患 (残爆、拒爆) 。

(2) 临时支护工艺流程。爆破后全面敲帮问顶→人员站在永久支护下移前探梁至迎头→用煤电钻打好前探梁安装孔→人工穿前探梁至迎头并将锚杆装入安装孔内, 并铺设好金属网→将前探梁上的三个吊环依次吊挂在锚杆上 (吊环用链子联接在永久支护的锚杆上) →前探梁与顶板之间用小杆绞顶, 绞顶小杆必须贴紧顶板。

(3) 装、运砟工艺流程。临时支护完毕后, 人工向刮板输送机攉砟, 迎头有支护空间后, 迎头作业与后巷出砟平行作业, 平行作业安全距离不得小于5 m。

(4) 永久支护工艺流程。落煤后及时进行全面敲帮问顶, 临时支护好后立即用液压锚杆机打顶部锚杆眼, 并安装好锚杆, 再进行帮部锚杆永久支护, 两帮锚杆呈矩形布置。按照设计锚杆眼深度、角度, 顶部用锚杆钻机打眼, 使用φ28 mm麻花钻杆和φ28 mm钻头;巷帮用煤电钻打眼, 同样使用φ28 mm麻花钻杆及φ28 mm钻头[3]。锚杆施工顺序为巷道顶板锚杆由巷道中部向两侧施工, 巷道两帮锚杆由巷帮从上向下施工。

5 施工方案调整

(1) 切眼由上向下导硐掘进至54.7~91.6 m时, 连续揭露3个小断层, 煤层倾角增加至35.5°, 切眼导硐受断层和煤层角度加大影响, 掘进运输条件困难, 掘进至147 m时, 煤层倾角为41.7°, 施工安全无法保证, 为了保证安全和施工工期, 经研究, 决定从115011工作面运输顺槽由下向上施工贯通, 然后扩帮刷大。施工过程中严格按中线抓顶板标志层进行掘进, 顶部煤皮控制在1 000 mm左右, 根据已揭露煤层易发生片帮冒顶, 5号煤层顶板压力大会出现顶板破碎及片帮现象, 每班坚持打探眼, 视现场情况, 调整支护方式[4,5]。

(2) 人员进入作业地点作业前首先对巷道的情况进行勘察, 发现巷内有大块 (超过0.3 m3) 的活煤、活矸时及时采用长柄工具进行处理, 处理时人员要站在安全位置, 并做好个人防滑措施。

每次出砟时都要将工作面的大块煤岩打碎, 以防在刮板输送机运输时, 滑下伤人。工作面每隔30 m安装一部挡矸栏, 以防在运输时滑落伤人。

(3) 扩帮、支护。切眼扩帮位于115011切眼导硐南侧 (由上向下方向的右手帮) , 切眼设计为矩形断面, 掘进宽度为7 900 mm, 高度为3 050 mm;净宽为7 800 mm, 净高为3 000 mm;掘进断面积为24.1 m2。采用锚网、锚索、钢带、一梁二柱、戴帽点柱联合支护。顶部锚杆长为2 500 mm, 锚杆间排距为750 mm×750 mm, 2节φ23 mm×700 mm药卷全长锚固, 帮部锚杆长度为2 000 mm, 锚杆间排距为800 mm×800 mm, 1节φ23 mm×700 mm药卷半长锚固;托板为10 mm厚的A3钢板, 规格为150 mm×150 mm。金属网采用φ6.5 mm的钢筋焊接, 网孔规格为150 mm×100 mm的矩形网孔, 各焊接点必须牢固;搭接量为100 mm, 与切眼导硐金属网搭接200 mm。顶部钢带规格为φ16 mm的钢筋制作, 长宽尺寸为6 500 mm×100 mm。锚索为φ17.8 mm钢绞线, 长8 000 mm, 一排四根呈“五花”布置, 锚索间排距为2 000 mm×2 000 mm, 锚索梁为11#工字钢, 长2 200 mm, 每根锚索装6节φ23 mm×700 mm树脂药卷锚固, 锚固力不小于100 k N。单体液压支柱为DW38-150/100, 沿切眼倾斜方向共布置四排单体, 从老唐侧到煤壁侧排距依次为1500mm、1850mm、2300mm、1850mm, 间距为1 000 mm。轨道两侧打设一梁二柱, 梁子为2 600 mm的π型钢梁。柱冒规格为400 mm×250 mm×200 mm。

(4) 下料、行人。采用JDSB-25绞车下料, 切眼上口用单体和双层钢筋网全断面封闭。底板上1 m钢筋联合旧皮带遮挡, 设提升道和行人安全通道, 提升通道安全门规格为高1 600 mm、宽1 400 mm, 行人通道安全门规格为高1 800 mm、宽800 mm, 处于常闭状态。轨道提升下料道与行人道分开, 轨道提升道两侧用钢筋网封闭, 行人在工作面老唐侧, 用φ24 mm麻绳栓挂在老唐煤壁锚杆上 (每10 m有一固定点) ;底板用麻绳和木板设爬梯, 爬梯宽度及间距均为500 mm, 木板与麻绳用14#铅丝拴绑牢固可靠, 每5 m设一固定点。

切眼施工剖面示意图如图1所示。

6 施工组织

采用“四·六制”劳动组织形式。按照施工计划要求及施工顺序合理安排工作量。

每班工作六个小时。班组分班组长、爆破员、支护工、皮带溜子司机、机电维修工等工种。每小班13人, 该工作面生产班组共13×3=39人;维修准备班组13人, 共计52人。

7 结语

(1) 地质条件变化, 大倾角煤层开切眼施工无经验可借鉴, 采取小断面导硐贯通、大断面刷大成巷法施工, 提高了施工速度, 保证了质量及施工安全。

(2) 由于该切眼坡度大, 给行人带来了不便, 在切眼前进方向左侧, 固定一条φ24 mm麻绳用作行人扶手, 每隔3 m固定在切眼帮部锚杆上。

(3) 自下向上导硐贯通, 由上向下刷大扩帮成巷, 解决了提升运输问题, 煤 (矸) 由运输顺槽运走, 提高了功效。

(4) 通过采取有效措施, 取得了良好的施工效果, 安全实现了无轻伤及以上事故, 进度从2009年12月1日开工, 至2010年1月31日完成历时62 d, 实现了快速施工。该工程的顺利完成, 保证了115011工作面的安装正常接续, 为首采工作面的安装、矿井系统的形成奠定了基础, 取得了良好的经济效益。

参考文献

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[2]牛军, 鲍杰.大倾角综采工作面的管理[J].煤炭技术, 2009, 28 (11) :62-49

[3]薛顺勋, 宋广太, 库明欣.煤巷锚杆支护施工指南[M].北京:煤炭工业出版社, 1999

[4]麻运涛.大倾角综采面设备安装防倒防滑工艺探讨[J].科技创新导报, 2009 (31) :86-88

工作面开切眼篇3

由于综放支架体积较大, 要求安装的开切眼断面及跨距相应较大。山西金海洋能源有限公司五家沟矿5202切眼是设计宽9.0 m, 高3.5 m的大断面矩形巷道。大跨距导致开切眼顶板下沉量大大增加, 而锚索延伸率较低, 锚索易因延伸量过大而拉断。单纯采用锚网索支护导致锚索尤其是巷道中部锚索大范围破断, 进而失效, 发生冒顶等事故。采用锚网索单体柱联合支护技术, 以弥补锚索低延伸率的缺陷, 可有效控制围岩变形, 取得了较好的支护效果。

1 工程地质条件

该工作面煤层位于太原组中部, 煤层埋藏深度平均235 m, 倾角3°～7°, 平均5°。与4-1号煤层平均间距85.42 m, 煤层厚度10.0～12.0 m, 平均10.8 m。

全井田普遍发育, 含夹矸0～4层, 夹矸层厚0～1 m, 属全区稳定可采煤层。采煤工艺为走向长壁综采放顶煤, 工作面沿煤层底板布置。

煤体平均单轴抗压强度9.93 MPa;直接顶为灰黑色砂质泥岩, 岩石单向抗压强度30～70 MPa, 抗剪强度1.81～2.54 MPa, 抗拉强度0.75～0.99 MPa;基本顶为细砂岩, 石英为主, 单向抗压强度70～90 MPa。煤层直接底为灰黑色砂质泥岩, 呈团块状, 含大量植物根部化石, 平均抗压强度18.2 MPa;基本底为灰色细砂岩厚层状, 夹薄层砂质页岩条带, 构成砂页岩互层。

工作面综合柱状图如图1所示。

2 联合支护作用机理

开挖导致围岩应力平衡状态遭到破坏, 围岩由三向应力状态变为双向应力状态, 使岩石强度降低。开切眼上覆岩层重量向开切眼两侧转移, 使两帮围岩发生破坏产生塑性区。随时间推移, 塑性区向围岩深部发展。同时, 上覆岩层在自重作用下下沉破坏, 破碎顶部岩石冒落。联合支护作用机理: (1) 锚杆。根据锚杆支护围岩强度强化理论, 锚杆支护可有效改善原岩体的力学参数, 提高锚固区域岩体的强度, 有效减小巷道围岩塑性区、破碎区半径及巷道表面位移, 保持巷道围岩稳定。同时, 根据康红普等的研究, 顶板角锚杆垂直布置时锚杆预紧力扩散与叠加效果最好;顶角锚杆角度越大, 锚杆预紧力形成的有效压应力区越小, 不利于锚杆支护作用的充分发挥[1,2]。因此, 设计方案中顶角锚杆均垂直布置。 (2) 锚索。与锚杆支护相比, 一方面锚索支护具有锚固深度大、锚固力大、可施加较大的预紧力等诸多优点, 从而可以更大范围地提高围岩强度。另一方面锚索可以将锚杆形成的锚固体固定在深部稳定围岩中, 起到悬吊作用。同时, 锚索还可以起到减小跨度的作用。 (3) 金属网。金属网的主要作用:维护锚杆之间的围岩, 防止破碎岩块垮落;紧贴巷道表面, 提供一定的支护力, 一定程度上改善巷道表面岩层受力状况;有效控制巷道浅部围岩的变形与破坏, 同时对深部围岩也有良好的支护作用。 (4) 单体柱。一般条件下, 由于巷道两帮煤体的支承作用, 巷道顶板的变形规律是中部下沉量最大, 两边角处下沉量最小。巷道中部下沉量一般为巷道宽度1/4和3/4处下沉量的2～3倍。由于锚索具有延伸率低、不能适应巷道大变形、与锚杆支护力学性能不匹配的缺点, 通过单体柱支护补强支护可以控制巷道变形量, 弥补锚索延伸率低的缺点, 有效防止锚索破断[3]。

3 支护方案

工作面开切眼断面为矩形, 宽9.0 m, 高3.5 m。在充分考虑开切眼受工作面设备安装等条件下设计的联合支护方案如图2所示。

工作面开切眼支护方案具体参数如下: (1) 顶板支护。锚杆杆体为22#左旋无纵筋螺纹钢, 长度2.4 m, 锚杆间距0.95 m, 排距1.0 m, 树脂加长锚固。W钢带由尺寸4 000 mm×100 mm×5 mm的钢板滚压而成;采用经纬金属网护顶。锚索直径17.8 mm, 间距2.5 m, 排距2.0 m, 树脂加长锚固, 锚索每排3根, 布置在两排锚杆间。由于开切眼跨距较大, 切眼中部加一排DW40-250/110XL单体液压支柱补强支护, 柱距1.0 m, 带帽支护。 (2) 巷帮支护。采空区侧采用杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 长度2.0 m, 当煤帮破碎时采用经纬金属网护帮;工作面侧采用长度1.8 m的玻璃钢锚杆。锚杆布置排距1.6 m, 每排2根锚杆, 间距1.5 m, 树脂端部锚固。

4 数值模拟

4.1 模型建立

模拟软件采用FLAC3D软件。根据地质力学条件及参数, 建立沿倾斜剖面的平面应变模型, 模拟范围取120 m×70 m×50 m。按围岩条件整个模型共划分10层。模型前、后、左、右为滑动支承, 底部为固定支承, 通过应力边界来体现上覆岩层的作用。网格划分如图3所示。

4.2 模拟结果分析

4.2.1 巷道围岩位移

切眼围岩的位移分布如图4、5所示。

由图4可知: (1) 垂向位移分别在顶板和底板中部达到最大, 顶板中部的锚索延伸量最大, 可见在中部架设单体支柱是非常必要的; (2) 同时还可以看出, 在切眼断面1/4、1/2和3/4三个位置顶板下沉量变化并不大, 通过分析有两个原因:首先是中部在单体柱的加强支护下受力条件明显改善, 表明单体柱一定程度上控制了顶板下沉;其次是由于切眼断面宽达9 m, 较大跨度导致1/4及3/4处在一定支护条件下同1/2处一样达到了完全下沉, 所以三个位置的顶板下沉量相差才不明显。

由图5可以看出, 切眼两帮变形几乎对称, 且以两帮中部变形值达到最大。

通过在巷道顶底板及两帮中部设置测点监测巷道位移变化可以看出, 顶板最大下沉量为121mm, 底板最大鼓起量为85.7 mm;左右帮变形量分别为85.5 mm和86 mm, 围岩移近量均满足生产要求, 表明支护方案设计合理。

4.2.2 巷道围岩塑性区分布

围岩塑性区分布特征如图6所示。

从图6可以看出, 在联合支护形式下, 围岩塑性区范围不大, 并且以弹性区为主。顶板塑性区范围小于锚固区范围, 表明顶板支护效果较为理想。

5 支护效果实测

为观测大跨距切眼联合支护的效果, 研究支护参数的合理性, 设置相应的测站, 对围岩表面位移、顶板离层状况进行观测, 结果为: (1) 巷道围岩表面位移。采用十字布点法安设表面位移监测断面, 开切眼安设7个测站。在开口5 m处及每掘进50 m各布置1个十字布点监测断面, 距迎头50 m以内, 每天观测1次, 50 m以外, 每周观测2～3次。 (2) 顶板离层。由于开切眼断面较大, 沿开切眼方向安装1排离层仪, 两端各安设1个, 中部每隔30 m安装1个, 共计11个顶板离层指示仪, 观测顶板离层情况。

5202切眼工程量300 m, 掘进时间35 d, 平均8.57 m/d。经过50 d的设点观测, 顶板未发生明显离层, 顶、底板移进量小于300 mm, 两帮移进量小于300 mm, 围岩控制效果较好。

6 结语

采用联合支护方式支护大断面开切眼300 m, 显著改善了围岩受力状况, 围岩变形得到有效控制, 保证了开切眼安全正常掘进, 避免采掘接替失调。

通过数值模拟分析及矿压观测可以看出, 该矿首次采用大断面开切眼锚网索单体柱联合支护技术是合理有效的, 选取的支护参数能够满足安全生产的需要, 为该矿类似条件下切眼及大断面巷道支护提供了参考依据。

参考文献

[1]康红普, 姜铁明, 高富强.预应力锚杆支护参数的设计[J].煤炭学报, 2008, 33 (7) :721-726

[2]康红普, 吴拥政, 李建波.锚杆支护组合构件的力学性能与支护效果分析[J].煤炭学报, 2010, 35 (7) :1057-1065

工作面开切眼篇4

在布置15101和15103工作面的过程中发现15#煤层赋存极不稳定, 以15101工作面为例, 顺槽长度约为850 m, 煤层厚度在0 m~2 m的范围内分布, 无煤区、煤层厚度小于1 m区域分布很广, 煤层分叉现象时有发生, 煤层厚度达到1.6 m以上区域较少且分布不均匀, 顺槽多为半煤岩巷。

1 15101及15103工作面概况

15101工作面运输顺槽和回风顺槽在掘进期间, 巷道顶板赋存着5 m~7 m左右的泥岩, 15101、15103工作面运输顺槽和回风顺槽宽度4.6 m、高度2.65 m, 在现已揭露的工作面顺槽中, 均存在多处背斜和向斜, 整体呈褶曲状, 坡度最大24°, 煤层厚度多为0 m~2 m, 顺槽高度变化很大, 顺槽两帮半煤岩巷、全岩巷较多。工作面埋深平均为50 m, 局部为30 m, 顶板岩性变化很大, 主要分为K2灰岩顶板、厚度小于3 m泥岩顶板、厚度小于6 m泥岩顶板、厚度小于9 m泥岩顶板等类型, 沿着掘进方向由北向南泥岩顶板较破碎, 泥岩上部为灰岩或表土段, 属于浅埋深薄基岩, 地质条件复杂。15101和15103工作面巷道中对中煤柱宽度15 m, 净煤柱12.5 m, 煤层厚度多小于2 m, 矿压不显现, 两帮平整[1]。

2 15105围岩稳定性分类

根据15101和15103工作面顶板围岩揭露情况可知;直接顶岩性赋存极不稳定, 主要为赋存不稳定的泥岩顶板, 且泥岩厚度沿顺槽掘进方向由北向南逐渐增大, 最厚处泥岩达到9 m以上。因此, 对巷道围岩进行分类, 分类结果为V级, 为极不稳定围岩。

3 15105工作面开切眼支护设计

15105工作面开切眼长度150 m, 净宽6.5 m, 净高2.65 m, 沿15#煤层顶板布置, 考虑到开切眼巷道断面大, 顶板岩层赋存复杂, 支护难度大, 两次成巷, 一次掘巷4.2 m, 二次扩巷2.3 m, 也可考虑一次成巷。

开切眼沿煤层顶板布置, 支护方基本支护方式:锚杆+钢筋网;

补强支护方式:快速承载预应力小直径锚索;

锚杆材料:顶板采用Φ20 mm×2 400 mm左旋螺纹钢 (25Mn Si) 锚杆, 非扩帮侧帮锚杆为Φ18 mm×1 800 mm普通金属锚杆, 扩帮侧为玻璃钢锚杆;

锚杆布置方式:顶锚杆钻孔深度2 300 mm, 外露100 mm, 排距800 mm, 间距如图1所示, 靠近两帮顶锚杆向两帮倾斜20°, 锚固剂:K2360和Z2360各1支;设计锚固力120 k N预紧扭矩为250 N·m;

锚杆托盘:厚度10 mm穹形托盘, 规格为150 mm×150 mm×10 mm;

帮锚杆钻孔深度1 700 mm, 外露100 mm, 排距800 mm, 间距1 200 mm, 每排2根锚杆, 上帮锚杆距离顶板350 mm, 下帮锚杆距离底板1 100 mm, 上帮锚杆向顶板倾斜20°, 下帮锚杆垂直于巷帮, 锚固剂:K2360 1支;Φ18 mm普通金属锚杆设计锚固力取61k N, 预紧扭矩不低于100 N·m, 玻璃钢锚杆预紧扭矩不低于70 N·m, 实际预紧力约10 k N;

锚索材料:7股钢绞线, Φ17.8 mm, 顶板泥岩厚度小于3 m时锚索长度为6 300 mm, 锚索长度为8 300mm, 外露200 mm;

锚索布置方式:锚索排距2 400 mm, 每排2根, 间距1 400 mm, 距巷帮1 400 mm, 与巷道表面垂直, 锚固剂:K2360 1支和Z2360 2支;锚索张拉力为150 k N;锚索托盘:厚度为20 mm钢板托盘, 规格为300 mm×300 mm×20 mm;

顶网:Φ6.0 mm钢筋焊接, 网孔尺寸为100 mm×100 mm的矩形网, 网片间搭接宽度为100 mm, 用16#铅丝联接, 每隔200 mm联网两道;

帮网:12#铁丝编制的网孔为60 mm的菱形网或高强度钢塑 (夹筋) 网。铺网时应拉紧压实, 紧贴煤帮表面, 搭接长度为200 mm, 搭接处用16#双股铁丝以三花扣方式搭接, 联点间距≤200 mm。

二次扩巷时, 在开切眼中部打一排木点柱, 间距2 000 mm[2]。

4 矿压监测方案

4.1 矿压监测系统

系统采用KJ504煤矿压力监测系统, 系统可实时上传矿山压力监测数据, 实现多台矿用分站同时工作, 符合数字化矿井的建设要求, 采用工业以太网传输矿山压力检测数据, 具有高系统稳定性、可靠性、低成本和安装维护方便等特点。

4.2 监测内容

15105工作面切眼长150 m, 预计布置77台支架;15105工作面运输净宽4.6 m, 净高2.65 m, 回风顺槽净宽4.2 m, 净高2.65 m, 设计长度为975 m。

围岩动态专项监测主要包括:顺槽围岩表面收敛量监测、顶板离层动态监测和锚杆、锚索受力状态监测和支架压力监测等。基于15103工作面地质条件, 顺槽围岩表面收敛量监测不作为研究内容, 主要对顶板离层动态和锚杆、锚索受力状态进行监测。

a) 顶板离层动态监测。

(a) 顶板位移传感器的安设位置及数量。在15105工作面运输、回风顺槽掘进过程中, 在巷道顶板中央每隔50 m安设1台顶板位移传感器, 传感器使用有线传输, 预计共需要38台顶板位移传感器。

在巷道入口处需安装1台采集分站, 各采集分站需要配用1台矿用隔爆兼本安型电源, 接入127 V交流电源。共需1套。采集分站共1条16芯矿用单模光纤将分站数据传输至井上。光纤从15105回风顺槽辅运联巷开始, 经辅运大巷转副斜井连入井上监控室中, 全长约1 750 m;

(b) 顶板位移传感器的安装时间。按照设计位置, 当顶板暴露后立即安装顶板位移传感器, 安装时安装孔距掘进迎头距离不大于2.0 m~3.0 m;

b) 锚杆、锚索受力状态监测。在15105工作面运输顺槽、回风顺槽布置测站, 布置在顺槽开口750 m处, 每组布置4套锚杆应力计, 顶板2套, 两帮各1套;2套锚索应力计, 以观测锚杆、锚索受力状态;

c) 支架压力监测, 15105工作面开切眼长150 m, 过渡支架每隔16架布置2台支架压力表, 总计10台, 以观液压支架受力状态。支架压力监测单独布置1台采集分站, 分站布置在15105运输顺槽设备列车上, 采集的数据通过有线传输, 由光纤接至井上调度室, 上位机软件对观测数据进行实时分析[3,4,5]。

5 结语

惠阳煤业15#煤层围岩赋存极不稳定, 通过对15101和15103工作面地质条件进行分析, 对15105工作面围岩稳定性进行分类, 运用工程类比法, 提出15105工作面巷道支护设计, 运用动态监测数据对支护参数进行修正, 为后续巷道支护提供借鉴。

参考文献

[1]钱鸣高.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

[2]钱鸣高.采场上覆岩层结构的形态与受力分析[J].岩石力学与工程学报, 1995 (2) :97-106.

[3]钱鸣高, 缪协兴, 许家林.岩层控制中关键层的理论研究[J].煤炭学报, 1996 (3) :225-230.

[4]钱鸣高, 缪协兴.采场矿山压力理论研究的新进展[J].矿山压力与顶板管理, 1996 (2) :17-20.

工作面开切眼篇5

巴彦高勒矿井隶属山东能源淄矿集团, 位于内蒙古自治区鄂尔多斯市乌审旗境内, 设计生产能力为10.0Mt/年。矿井于2011年4月份开工建设, 2013年7月份进入首采工作面 (311101工作面) 开切眼施工, 首采面开切眼跨度大, 设计净宽9.5m, 净高4.3m, 断面40.85m2, 沿煤层底板掘进, 煤层坡度在-1~-3°之间。采用锚网索+单体液压支柱联合支护。施工难度大, 特别是作为大断面煤巷, 深部掘进, 安全更是难以保证。

311101工作面开切眼断面及支护布置图如下:

针对此项难题, 河南国龙矿业建设有限公司采用“分次掘进, 二次扩刷成巷”的施工方案, 既保证了安全, 又保证了施工速度, 为矿井首采工作面及时进入设备安装打下了坚实的基础。

2 切眼施工方案

切眼施工采用EBZ230型掘进机掘进, DSJ80/40型胶带输送机出煤的机械化作业线, 采用“分次掘进, 二次扩刷成巷”的施工方案。将切眼分为两块, 左半块3.5m宽 (面前侧) , 右半块6.0m宽 (面后侧) 。先施工右半块, 采用锚网索支护, 顶板、右帮全断面锚网, 左帮自顶板向下500mm起打注两排玻璃钢锚杆并挂塑料网进行临时支护。

当右半块向前施工260m到达设计位置后, 将胶带输送机拆除, 并退出掘进机, 回头施工左半块剩余巷道。开口5m左帮采用螺纹钢锚杆金属网支护, 向里全部采用玻璃钢锚杆塑料网支护, 顶板支护形式与右半块6m宽施工巷道相同。

3 切眼支护设计

3.1 临时支护

采用前探梁临时支护。

3.2 永久支护

永久支护采用锚网索+单体液压支柱联合支护。顶板与右帮 (面后侧) 采用Φ20×2 200mm的无纵筋螺纹钢树脂锚杆支护, 配套M20铸钢螺母、150×150×10mm钢板压制的蝶状托盘, 网片采用φ6.5mm钢筋制作的规格为2200×1100mm的矩形金属网;左帮 (面前侧) 采用Φ20×2 200mm的玻璃钢锚杆+双向拉伸塑料网支护;锚索采用Φ17.8×7 300mm钢绞线截制;单体液压支柱型号为DW45-200/110X。

具体工艺流程:临时支护→打设锚杆 (锚索) →挂网→紧固锚杆 (锚索) →检测锚杆 (锚索) 锚固力。

单体液压支柱在右半块施工完毕后, 按照间距1 000mm打设一排加强支护。回头再施工左半块, 刷出巷道整个断面后, 按照距离迎头不超过20m的标准, 将原先打设的间距为1 000mm的单体柱按照间排距为2 000mm×800mm、交错布置的设计支护要求重新布设。对于巷道来压严重的部位, 及时加密单体液压支柱加强支护。

4 切眼支护施工

4.1 前探梁临时支护工艺

综掘机切割完毕后, 敲帮问顶, 先将危岩活石摘除, 检查紧固锚杆的固定程度;前移吊环, 将每条前探梁上靠后的一组吊环解下来, 将其向前移动, 安装在靠近迎头第一排的锚杆上面;移动过程中, 前探梁托起顶部金属网, 然后松开吊环, 再拿下方木, 将前探梁穿过事先固定好的吊环孔, 同时, 前探梁的前端一定要靠近迎头端面;安放方木调整方木位置, 在顶网下安设方木, 前后摆放要均匀, 并留出锚杆孔位置;紧固吊环螺母足顶, 方木安设好后, 紧固吊环压板, 使顶网足顶。

4.2 锚网索永久支护

安装锚索时, 要检查巷道的顶板, 若是金属网背护良好, 可以直接支护, 若是发现顶板发生损坏, 那么要做好维修, 结合设计好的位置铺设顶板钢带。安装锚杆时, 要先向孔中安装两支药卷, 采用锚杆将药卷送到孔位底部搅拌, 上托板并旋紧螺母, 安装好以后要进行质量检查。每班安装的锚杆由验收员用LDZ-200型锚杆拉力计对锚杆的锚固力进行抽检, 锚杆拉力计压力表的读数达到22MPa, 若是到达该读数前出现了松动, 必须重新锁紧。安装锚索时, 钢绞线连接钻机一边搅动树脂一边推进, 直到钢绞线到达孔底并固定后, 拉紧锚索。同时也要检查, 用锚索拉力计检测锚固力, 直到压力表的读数达到20MPa为止, 若是到达该读数前锚索出现松动, 必须重新补打。

4.3 单体液压支柱支护工艺

穿鞋带帽每排布置2组, 间排距为800×2 000mm, 交错布置。支柱上下部要使用垫木支牢固, 为了预防倾斜倒地伤人, 上部要使用Φ12.5mm钢丝绳 (每根长度不少于2 000mm) 、1吨绳卡固定在顶板锚杆上。

5 顶板管理

顶板管理工作是大断面切眼掘进过程中所有工作的重中之重, 在实际施工过程中, 采用短掘短支的施工方案, 及时支护。通过安设顶板离层仪及时监测顶板变化情况, 必要时通过缩小锚杆 (锚索) 间排距、打设超前单体液压支柱加强支护。同时, 加强支护质量也是顶板管理工作的重中之重。

6 结语

大断面开切眼扩刷施工的工艺较为复杂, 在实际施工过程中必须做好顶板支护工作, 在保证施工安全的前提下尽量提升生产效率。

巴彦高勒矿井311101工作面开切眼施工工程, 施工情况复杂, 施工工期短, 任务重, 施工难度大, 安全管理复杂。在该工程施工中, 我单位根据现场实际情况, 精心组织施工, 施工工期提前了1个月, 为矿井提前投产打下坚实基础, 取得了显著的经济效益, 同时, 也为类似工程施工提供了借鉴。

摘要：本文介绍了山东能源淄矿集团巴彦高勒矿井311101工作面开切眼的施工, 采用特殊的施工方法, 保证了施工的安全与质量, 缩短了施工工期, 为类似工程施工提供了借鉴。

关键词：综采工作面,大断面,切眼扩刷施工,支护技术,顶板管理

参考文献

[1]刘青山.大倾角超长综采工作面开切眼施工方法[J].能源与节能, 2013 (07) .

[2]何富连, 刘志阳, 王欢, 殷帅峰, 张广超.近距离下位煤层大断面开切眼顶板加固技术[J].煤矿安全, 2013 (12) .

[3]王兆其, 李殿保, 王增新.综采工作面切眼大断面施工及支护技术应用与实践[J].知识经济, 2011 (19) .

[4]程云岗, 季成.大倾角炮采改综采工作面切眼扩刷技术[J].煤炭工程, 2013 (04) .

工作面开切眼篇6

关键词：倾斜煤层,大采高,切眼支护参数,施工工艺

随着开采技术的进一步发展, 大采高综采技术逐渐由煤层赋存条件较好的矿区向复杂矿区推广。高地应力、复合顶板、三软倾斜煤层条件下大跨度开切眼, 施工与支护工作中的问题就更为突出。神火集团泉店煤矿对二1-14050综采工作面三软倾斜煤层大采高工作面开切眼支护技术进行了研究, 并取得了良好效果。

1 工程概况

泉店煤矿位于禹州煤田东部, 设计生产能力1.2 Mt/a, 采用立井单水平上下山开拓方式, 开采标高-540 m, 主采山西组下部二1煤层。二1-14050面是泉店煤矿首个大采高综采工作面, 其走向长526～531 m, 倾斜长153 m, 开切眼沿二1煤层顶板布置。工作面装备MG900 (650) /2210 (640) -WD型采煤机、SGZ1000/1400型中双链刮板输送机以及ZY10000/28/62型支架。

二1煤层赋存于山西组下部, 上距砂锅窑砂 (Ss) 61.25 m, 下距太原组上段灰岩27.43 m。煤层走向294°, 倾角26°～33°, 平均29°, 局部含夹矸, 夹矸厚0.18～1.68 m, 多为泥岩, 煤层结构简单, 煤厚3.2～7.4 m, 平均厚4.02 m。二1煤瓦斯含量小于4 mL/g, 坚固性系数f为0.15。二1煤直接顶板以砂质泥岩、粉砂岩为主, 厚度2～3 m, 泥岩顶板次之, 厚度1～3 m;基本顶以细粒、大占砂岩为主, 厚8.0～16.6 m。直接底板主要为泥岩、细粒砂岩或中粒砂岩, 厚30～33 m。根据岩层柱状和实际探测, 主采煤层二1煤上部4～17 m赋存有二3煤层, 厚度小于0.45 m。开切眼西部20～40 m处为DF10逆断层, 产状为倾向285°, 倾角55°, 落差14 m。

2 开切眼联合支护原理及原则

2.1 支护原理

传统架棚和单体支护是仅承受由围岩所产生的载荷、防止围岩崩塌的被动支护, 而锚 (杆) 索桁架支护是以维护围岩稳定为目的, 及时控制与加固围岩, 使围岩作为承载主体的一种主动支护形式, 可显著提高支护效果。锚杆锚固的目的是利用一定长度的锚杆将破碎或不稳定岩体与牢固稳定的岩体连接在一起, 以提高整体的稳定性。锚梁和W钢带是锚杆支护的关键构件, 它将单根锚杆连锁起来组成一整体承载结构, 金属网维护了锚杆间比较破碎的岩石, 有效阻止了锚杆外端头岩块掉落。锚索和W钢带或工字钢托梁是将锚固范围内的岩层用高强度外加预紧力把顶板自身压力及支护应力传递到顶板深部稳定岩层内的主动支护手段。采用架棚和单体柱补强支护, 能够使锚 (杆) 索桁架支护在控制围岩变形的基础上进行再次补强, 进而使巷道围岩的整体受力结构得到有益增强和改善, 从而维护开切眼的有效工作断面积[1]。

2.2 支护原则

(1) 主动支护。

通过锚网索桁架支护加固开切眼顶帮煤岩体, 形成较稳定的加固拱支撑结构, 使围岩本身达到支撑自身及上层岩体的目的;同时保证锚 (杆) 索设计的初锚力和锚索预紧力, 能够阻止形成较大的岩体松动破坏圈, 巩固、提高围岩自身承载力。

(2) 控制支护。

抑制锚固区内较大的位移变形, 在合理选择支护参数及时支护的同时, 进行矿压监测工作。通过数据分析处理, 以保证条件变化时及时选择合理的支护参数来尽早控制巷道变形, 保证巷道的稳定。

(3) 有效支护。

确保锚 (杆) 索桁架支护的工程质量达到根根有效, 棚架合格, 发现失效锚 (杆) 索及时进行补打或补强, 棚架变形后及时整改、更换, 确保巷道的整体支护有效[2]。

3 支护方案确定

3.1 层位选择

由于二1煤层坚固性系数f为0.15～0.20, 煤层顶底板均为砂质泥岩, 属典型的三软煤层。为便于巷道支护, 结合矿井综采工作面开切眼施工支护经验, 决定开切眼沿二1煤层顶板掘进。

3.2 几何尺寸选择

二1-14050大采高工作面选用ZY10000/28/62型支架, 该型支架的最小安装运输长度为8.6 m, 高度为3.2 m。为保证大采高支架设备的安全顺利安装, 结合泉店矿大倾角综放工作面安装、开采经验, 宽度富余量按600 mm, 高度按500 mm计算。根据施工工艺顺序安排, 开切眼断面形状确定为不规则梯形, 上口净宽9.2 m, 下口净宽9.68 m, 净高3.7 m, 净断面积34.9 m2, 掘进断面积38.2 m2。

3.3 支护形式选择

传统的架棚为被动支护, 后期围岩变形大, 有效尺寸难以保证, 工人劳动强度大, 成本高, 且安全效果差, 而普通锚网索支护强度低, 不能满足支护要求。由于开切眼掘进高度为3.9 m, 为防止顶帮变形量大影响支架安装, 开切眼分2次施工, 采用复合支护形式, 即全断面锚网和顶板锚 (杆) 索桁架主动支护, 开切眼初次掘进架棚支护和后期单体柱配Π型梁倾向托棚加强支护。

3.4 支护参数选择

(1) 初次支护。

顶板和采空区侧锚杆为Ø20 mm×3 m的高强度螺纹钢锚杆, 回采侧帮部锚杆为Ø20 mm×3 m的玻璃钢树脂锚杆, 间排距均为700 mm, 每孔3卷K2350树脂药卷, 锚固力不低于100 kN, 外露长度不超过50 mm;金属网规格为Ø6 mm×2.2 m×800 mm;锚梁Ø12 mm×2.2 m, 孔距700 mm;W钢带规格为2.3 m×200 mm×8 mm, 孔距0.7 m。

(2) 加强支护。

锚索为Ø18.9 mm×9 m的钢绞线, 每根锚索使用4根K2350树脂药卷, 外露长度不得超过锁具180 mm, 确保锚索预紧力不得低于130 kN。锚索工字钢托梁采用12#矿用工字钢加工, 长2.4 m, 孔间距1.4 m。开切眼内共设计 8排单体柱, 配合4.2 m长Π型钢架设倾向托棚, 单体柱型号为DW4.5-250/110XL (G) , Π型梁规格为110 mm×4.2 m;单体柱排距以保证支架、输送机安装运输为原则布置, 柱距为“一梁四柱”形式[3,4]。

3.5 支护强度验算

从支护安全角度考虑, 理论验算时要求验算开切眼的最大支护强度, 则开切眼全宽时, 每米巷道顶板最大可能的冒落高度下岩石所受重力W=Bhγ。其中, B为巷道宽度, 9.2 m;h为顶板最大可能冒落高度, 结合二1煤层顶板实际情况, 取6.0 m;γ为岩石容重, 25 kN/m3。经计算得W=1 380 kN/m。

为确保支护的完全可靠, 理论验算时暂不考虑顶板锚杆及工字钢对棚、单体柱的辅助支护力, 则每米巷道锚索的支护力P=Npη/s。其中, N为每排 (控顶距0.7 m) 安装的锚索数量, 7根;p为Ø18.9 mm钢绞线锚索的最大锚固力, 300 kN;η为锚索破断力利用系数, 取0.8;s为排距, 0.7 m。代入数据计算得P=2 400 kN/m>1 380 kN/m。掘进初期, 不考虑锚杆的悬吊力, 全部顶板外载由锚索单独承担, 锚索悬吊支护的安全系数n=P/W=1.7。

经以上验算, 该大采高综采工作面开切眼顶板沿走向每排布置7根锚索、8根锚杆配合W钢带能满足支护要求。由于工期较长, 为安全起见, 小切眼掘进期间架12#工字钢对棚支护;后期刷扩期间, 沿开切眼走向布置8排单体柱倾向加强托棚形成联合支护体系 (图1) 。

3.6 施工工艺选择

由于开切眼顶板跨度达9.2 m, 同时受开切眼西部20～40 m处DF10逆断层影响, 决定先在回采侧进行小断面掘进, 然后再刷扩至设计宽度, 二次成巷。初次施工断面为等腰梯形, 上口净宽3 900 mm, 下口净宽5 160 mm, 净高3 600 mm。施工中采用导硐台阶法施工, 先施工高度2.8 m, 锚 (杆) 索支护顶板, 滞后架工字钢对棚支护, 棚距600 mm;架棚过后按设计将第6、7、8排单体柱配Π型梁倾向托棚打设到位。由于煤层倾角26°～33°, 平均29°, 施工中从上往下刷扩, 刷扩共分2个开口, 间距70 m, 先刷扩高度2.8 m, 滞后5 m按设计断面落底至净高3.7 m, 同时架设编号为1#—5#单体柱配Π型钢梁倾向托棚[5]。

4 施工中存在问题与处理办法

(1) 由于开切眼断面净宽度9.2 m, 导致上下端头区空顶面积较大。为增加支护的可靠性, 锚索由原设计9 m加长至12 m, 另打设单体柱配合工字钢托梁抬棚进行架棚支护。

(2) 开切眼顶板锚杆、锚索采用菱形布置, 比传统矩形布置均匀、紧凑, 承载结构更合理。但施工中菱形布置工人不容易掌握, 通过加强培训和现场指导管理, 确保了按设计施工。

(3) 刷扩开切眼期间, 在局部压力显现明显区段沿煤层倾向采用锚索桁架或补强支护。桁架采用12#矿用工字钢制作, 长2.4 m, 锚索间排距均为1.4 m。

(4) 开切眼倾角26°～33°, 平均29°, 刷扩施工采用了下行、分层、分段的施工组织形式, 克服了坡度大、易滚落、片帮问题, 保证了安全施工。

(5) 开切眼上端十字口区, 施工中遇到一落差2.5 m的断层, 采用由上而下、由外向里、由小断面到大断面逐步成巷的作业方式, 保证了特殊地段的支护效果和施工安全。

5 矿压监测

工作面开切眼施工刷大后即进入安装阶段, 巷道内每20 m设置1个测站, 采用十字布点法布置观测点, 按照有关规定安装了顶板离层仪。通过观测表明, 前5 d顶底板移近速度较快, 最快移近速度40 mm/d, 15 d后趋于稳定, 稳定后顶底板移近量为330 mm;回采侧帮部 (架工字钢棚+锚网) 前3 d移近速度较快, 最快为100 mm/d, 20 d后达到稳定, 移近量为520 mm, 局部移近量达750 mm;采空区侧帮部 (单体柱+锚网) 移近量300 mm, 满足巷道支护和支架安装要求。

6 支护效果分析

(1) 保证了开切眼支护安全可靠有效。

锚 (杆) 索桁架支护结构改善了巷道围岩受力状况, 控制了围岩变形和顶板下沉, 保证了开切眼的稳定, 两帮和顶底移近量小, 满足了综采工作面安装期间的断面尺寸要求。

(2) 降低了支护成本。

锚 (杆) 索桁架单体柱配合Π型梁倾向托棚支护方式与传统的全断面架棚锚网索支护相比, 节约了锚索支护材料, 减轻了职工劳动强度, 提高了施工效率, 每米节约成本600元。

(3) 实现了安全可靠施工。

采用锚 (杆) 索与桁架等复合支护形式, 减少了后期修护、回撤工程量, 为大采高支架安装运输就位创造了安全可靠的工作空间, 消除了开切眼施工与工作面安装隐患。

7 结语

(1) 锚 (杆) 索桁架主动支护辅以单体柱配Π型梁倾向托棚被动补强支护具有支护强度大、支护及时、适应性强、经济合理等特点, 特别适用于大倾角复杂复合顶板条件下大断面综采开切眼的支护, 控制了巷道变形量, 提高了开切眼施工速度, 节省了大量人力、物力、财力, 经济技术效益良好。

(2) 大倾角、大断面、复合顶板开切眼施工中采用分次、分层、分段刷扩成巷的施工方式, 极有利于施工组织与施工安全管理, “丁”字口、“十”字口大体积组装间等处特殊的支护形式增加了支护强度。

(3) 顶板处锚 (杆) 索菱形布置形式, 使支护体承载结构受力状态更均匀合理。结合矿压监测结果, 及时调整支护参数, 对高应力、大倾角、大断面开切眼工程设计与施工管理十分必要。

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大断面开切眼锚网索支护技术研究篇7

随着现代化矿井开采技术的发展, 矿井开采强度与规模的增加, 开采工艺的机械化水平不断提高, 各种大型设备应运而生[1]。为满足井下通风、行人、运输和大型设备的安装要求, 小断面的巷道已经不能满足生产的要求, 巷道的断面越来越大[2]。巷道断面的增加给其维护带来了巨大的困难, 大断面巷道的支护问题已经严重影响了煤矿的安全高效生产, 并引起了人们越来越多的关注[3]。回采工作面开切眼是采煤工作面设备安装的通道, 其特点是断面大, 服务时间短, 并且不受回采动压影响[4]。因此, 大断面开切眼巷道的支护既要保证支护效果, 又要考虑到服务期限, 降低其支护成本。王庄煤矿3502工作面开切眼巷道掘进断面积达到45m2, 由于断面超大, 支护难度较普通巷道显著增加。为满足巷道支护要求, 本文根据锚网索支护的内外承载结构原理, 对3502开切眼的支护实践展开研究。

1 工程概况

王庄煤矿主采煤层为二叠系山西组3号煤层, 俗称“香煤”, 平均厚度5.08m, 倾角2-6°, 煤层中普遍含1~3层夹矸, 为全区可采的稳定煤层。3502工作面为35采区第2个回采工作面, 采用大采高综合机械化采煤法, 顶板采用全部垮落法管理, 工作面地面标高为1128m-1323m, 井下标高979m-1004m, 走向长度1705.5m, 倾向长度300m。工作面伪顶为黑色炭质泥岩, 结构疏松, 随采随落, 平均厚度0.3m。直接顶为深灰色、灰黑色的泥岩和细粒砂岩, 厚层状, 均匀层理, 平均厚度3.69m, 抗压强度18.3MPa, 抗拉强度1.3MPa, 为软弱岩石。基本顶为中厚-厚层状细粒砂岩, 泥质胶结, 分选中等, 平均厚度3.92m, 抗压强度46.6MPa, 抗拉强度3.29MPa, 为坚硬岩石。直接底为灰黑色泥岩, 薄层状, 上部见大量植物根化石, 平均厚度1.1m, 抗压强度25.1MPa, 抗拉强度1.3MPa, 为中硬岩石。基本底为灰-深灰色细粒砂岩, 薄-中厚层状, 局部相变为粉砂岩, 泥质胶结、分选中等, 平均厚度1.03m, 抗压强度40.1MPa, 抗拉强度1.93MPa, 为坚硬岩石。

2 锚杆索支护内外承载结构控制原理

巷道围岩的内承载结构是指通过采用锚杆、支架或锚注等支护方式, 在巷道周边的破碎区和部分塑性区煤岩体中形成的支护结构体[5]。内承载结构的主要作用是承担小部分围岩应力, 改善围岩应力状态, 对外承载结构提供径向支护力, 保证外承载结构的稳定, 同时通过对破碎区的围岩施加支护阻力, 控制破碎区煤岩体的变形量和变形速度, 内承载结构在巷道围岩的稳定性控制中起着关键作用[6]。

巷道围岩的外承载结构是指通过采用锚索支护, 锚索的锚固长度超过塑性区边界进入弹性区, 锚固端达到支承应力的峰值点附近, 以塑性区和部分弹性区煤岩体形成的支护结构体[7]。外承载结构的主要作用是承担大部分围岩应力, 限制塑性区的扩展, 对内承载结构提供保护, 在巷道的围岩稳定性控制中起重要作用, 是主要的承载结构体[8]。巷道围岩的内外承载结构模型见图1。

通过采用高强锚杆、金属网和钢带联合支护, 对巷道表面围岩施加预紧力并实现预紧力的有效扩散, 可以显著改善围岩中应力状态, 提高围岩体的强度, 形成稳定的内承载结构。在高强锚网支护的基础上, 通过施工小孔径高预紧力锚索, 对巷道围岩施加更大的预紧力, 并调动深部围岩的承载能力, 形成外承载结构。通过内外承载结构的耦合作用, 共同实现巷道围岩的稳定。

3 工程应用

3502工作面开切眼为超大断面矩形巷道, 巷道掘宽9m, 掘高5m, 断面积45m2。巷道沿煤层顶板掘进, 采用综掘机施工, 分两次掘进达设计断面。第一次掘进断面为5.5m×5m, 一次掘进和支护完成后, 在采空区侧进行二次扩帮, 刷扩断面为3.5m×5m。

3.1 具体支护参数

①巷道顶板采用10根高强左旋螺纹钢锚杆加Ф14mm圆钢焊制的钢筋梁, 10#铁丝编制的金属网进行支护。锚杆规格为Ф20mm×2200mm, 配套高强度螺母、高强度托板调心球形垫及尼龙垫圈和拱形高强度托盘, 锚固剂为一支K2335和一支Z2360型树脂药卷。钢筋梁规格为3050mm×80mm+4950mm×80mm, 金属网网孔规格为50mm×50mm, 网片规格为5700mm×1100mm。一次开切眼锚杆间距900mm, 刷扩开切眼锚杆间距950mm, 排距1000mm。中间8根锚杆垂直顶板布置, 角锚杆外斜10°布置。锚固力≥100k N, 扭矩≥150Nm。

②顶板每排锚杆之间布置锚索进行支护, 锚索采用“三四三四”交替布置。锚索规格为Ф18.9mm×6000mm的1×7股高强度低松弛预应力钢绞线, 锚索托盘为300mm×300mm×16mm高强度托盘, 锚固剂为一支K2335和两支Z2360型树脂药卷。锚索间距2000mm, 排距1000mm, 垂直顶板打设。锚固力≥150k N, 预紧力≥100k N。

③巷道左帮采用6根高强左旋螺纹钢锚杆加Ф14mm圆钢焊制的钢筋梁, 高强度阻燃塑料网进行支护;巷道右帮采用5根玻璃钢锚杆加高强度阻燃塑料网进行支护。锚杆规格为Ф18mm×1800mm, 托盘为150mm×300mm×50mm的木托板加120mm×120mm×8mm拱形高强度托板, 锚固剂为一支Z2360型树脂药卷。左帮钢筋梁规格为4200mm×80mm, 塑料网网孔规格为50×50mm, 网片规格为3400mm×1100mm。巷道左、右两帮锚杆间距分别为850mm和1000mm, 排距均为1000mm, 两帮上部锚杆上斜10°布置, 其余锚杆水平布置。锚固力≥50k N, 扭矩≥100Nm。

④当顶板遇裂隙、构造、断层或顶板不稳定等特殊情况, 及时调整支护方案, 改变锚杆和锚索的间排距, 缩小循环进尺, 并制定专项安全技术措施。

3.2 巷道支护效果

3502开切眼按照设计的支护方案进行施工, 每50m布置一个矿压观测站对巷道顶板动态进行监测。根据矿压观测结果, 巷道从掘出后到工作面安装完成期间, 顶板基本未发生离层。监测结果表明, 巷道采用的锚网索+钢筋梯子梁支护方式支护效果显著, 有效控制了巷道围岩变形, 保证了开切眼的稳定与安全, 支护设计比较合理。

4 结论

本文对王庄煤矿3502开切眼的巷道支护进行研究, 形成了以下结论:

①分析了锚杆索支护的内外承载结构原理, 锚杆支护形成内承载结构, 改善围岩应力并对外承载结构提供径向支护, 锚索支护形成外承载结构, 承担支护应力并对内承载结构提供保护。

②提出了适合3502开切眼的锚网索支护技术, 确定了合理的支护参数, 并成功的进行了现场应用。矿压观测表明, 巷道服务期间基本没有发生顶板离层和大变形, 该方案取得了良好的支护效果。

③对于大断面煤巷的支护, 锚网索联合支护方式技术上优越, 经济上合理, 能够有效解决此类巷道的支护难题。本文研究的巷道支护方式和支护参数, 可为类似条件下的巷道支护提供参考借鉴。

摘要：为解决王庄煤矿3502回采工作面大断面开切眼的支护难题, 分析了锚杆索支护形成的内外承载结构的特点, 采用以高预应力锚杆索为核心的主动支护技术, 确定了合理的支护参数, 并进行了现场工业性试验。矿压观测表明, 该支护方式有效控制了巷道围岩变形, 取得了良好的支护效果, 为“高新精尖”大采高工作面的设备安装和顺利回采创造了条件。3502大断面开切眼所应用的支护方案在技术上优越, 经济上合理, 可在类似条件的巷道支护实践中参考应用。

关键词：大断面开切眼,锚网索支护,内外承载结构,煤层巷道

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