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深埋冲击区域大跨度岔门顶板复合支护技术

  2024-11-03    39  上传者:管理员

摘要:工作面切眼大跨度岔门支护是煤矿顶板管理的重中之重。随着煤矿开采逐步向深部方向发展,受地质构造、采空区、埋藏深度等诸多因素影响,冲击地压危险区域巷道支护条件越来越复杂,给大跨度岔门顶板支护带来了较大难度。结合姚桥煤矿矿井自然条件,在满足冲击地压支护标准的条件下,对工作面切眼大跨度岔门顶板采取了复合支护加固技术,取得了较好的应用效果。

  • 关键词:
  • 回采装备
  • 大跨度岔门顶板支护
  • 巷道围岩
  • 水文条件
  • 矿井开采
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随着矿井开采深度的增大,巷道围岩的应力逐步加大,顶底板赋存厚度、瓦斯和水文条件也愈发复杂,给巷道的安全施工和稳定支护带来很大难度[1-2]。切眼作为回采工作面的主要构成部分,开掘期间其上下口大跨度岔门顶板支护是关键。随着回采装备的不断革新,对切眼宽度要求越来越大,导致切眼岔门处巷道悬顶跨度逐步增大,给巷道支护带来了较大难度。可见,深井复杂条件下,以大断面、大跨度为特征的切眼巷道支护是业内研究热点[3-5]。结合姚桥煤矿实际状况,对深部工作面切眼大跨度岔门顶板支护进行了成功实践,为类似条件下巷道支护提供技术借鉴。


1、岔门施工赋存状况


姚桥煤矿位于江苏省沛县杨屯镇。该矿开采的7010工作面地表为农田,该工作面东北为中央回风下山,东南为7011采空区、7009采空区、7008采空区。工作面对应地面标高+33.82 m~+34.07 m,工作面井下标高为-777 m~-831 m。根据《姚桥煤矿7010工作面冲击危险性评价》报告可知:7010工作面掘进期间切眼冲击地压危险状态等级评定综合指数Wt=0.57,具有中等冲击危险性。

根据工作面设备选型安装需要,切眼上口岔门设计如图1所示。岔门巷道均为矩形断面,材料道宽5.5 m、切眼(含煤机窝)宽10.6 m,巷道高3.2 m。7#煤厚度5.5 m,煤层直接顶为泥岩、砂质泥岩,厚度6.79 m;煤层老顶为粉砂岩,厚度5.07 m。该区域上部紧邻7008采空区,隔离煤柱宽度5 m;切眼掘进时沿7#煤底板施工,托顶煤厚度2.3 m。

图1岔门位置平面布置

该区域巷道标高-794 m,原设计采取锚网索+架设11#矿用工字钢棚联合支护。但该支护方式不符合冲击地压煤层的有关规定(有冲击地压煤层的巷道严禁采用刚性支护)。即便采用可缩性支架代替刚性棚支护,考虑到工作面安装时大件设备进出切眼等,棚腿局部区域限制了运输空间。选择合适的岔门支护方式,保证岔门处材料道区域顶板支护强度,同时满足工作面设备安装需要是关键。


2、复合支护承载力设计


岔门顶板处于实体煤岩层中,为确保顶板支护强度,掘进施工优先选取锚网索支护方式。锚架复合支护是提高大跨度岔门顶板支护强度、维护岔门空间最有效的手段。考虑到7010材料道切眼岔门特殊的地质条件,在选取锚网索支护设计参数时应留设富余系数。选取可缩性支架复合支护时,符合支护强度的条件下实现棚腿挪移、满足工作面安装空间尤为重要。综合分析,决定尝试单体棚复合支护岔门。

2.1 锚网索支护设计

(1)锚杆选取长度

根据岔门区域地质条件,得知:采深H取834.67 m;煤厚M取5.5 m;容重:γ煤=1.38 T/m3,γ岩=2.4 T/m3;黏结力C=6.8 MPa;内摩擦角φ=33.6°,λ=(1-sinφ)/2sinφ=0.4;剪切弹模G=2.4×103MPa;采动影响系数K1=2.3,煤岩体力学参数修正系数K2=0.5;原岩应力γ×H=2.4×834.67=20.03 MPa;巷道面积:S=宽×高=5.5×3.2=17.6 m2;支护阻力:Pi很小,取Pi=0;巷道当量半径a=1.20×(S/3.14)0.5=2.59 m。不考虑采动影响时巷道周边极限平衡区半径R′:

式中:L为锚杆长度;L1为锚固长度,采用加长锚固,L1>L/3,取0.8 m;Δ′为加固范围;L2为锚杆外露长度,取0.1 m。

考虑7010材料道为沿空送巷、巷道断面跨度大及防冲治理等因素,取L=2.4 m。

(2)锚杆直径确定

设定锚杆间排距800 mm×700 mm,求直径D。

式中:qd′为载荷集度;γ为极限平衡区煤岩体的容重;取γ=2.4 T/m3;n为载荷备用系数,取2;h为矩形巷道的半高;单根锚杆支护面积:S=0.8×0.7=0.56 m2;锚杆直径D:

式中:[σ]为杆体材料屈服强度,[σ]=500 MPa。根据《国家煤矿安监局关于加强煤矿冲击地压防治工作的通知》要求,锚杆直径选取D=22 mm。

(3)锚杆间排距选取

已知锚杆直径D,求锚杆间排距(H,I),令H=I,则:

故材料道岔门顶部锚杆间排距为800 mm×700 mm时满足要求。因此,巷道断面顶部选用φ=22 mm、屈服强度为500 MPa、长度L=2.4 m螺纹钢锚杆,锚杆间距为800 mm,锚杆排距为700 mm,锚固力不小于64 kN。

2.2 锚索设计

(1)锚索长度选取

式中:L为锚索长度;L1为锚索深入坚硬岩(煤)层内的锚固长度,一般为1.0~1.5 m,取1.5 m;Δmax为考虑采动影响时极限平衡区深入围岩的最大深度(取6.4-3.6=2.8 m);L2为锚索外露长度,取0.3 m。

根据计算及工程类比,考虑材料供应等因素,选取锚索长度为7.2 m。

(2)锚索直径确定

根据《国家煤矿安监局关于加强煤矿冲击地压防治工作的通知》要求,锚索直径选取D=21.6 mm。

(3)锚索间排距选取

与已回采完毕的大采深工作面(7008、7013)材料道支护参数进行类比,深部沿空小煤柱巷道压力显现明显,需提高支护强度,有针对性地对巷道进行支护。

每排考虑布置3根φ21.6锚索。根据锚索的屈服载荷求锚索排距:

式中:Y1为SKP21.6型锚索的屈服载荷,Y1=50.4 t;B为巷道跨度;φ为内摩擦角;γ极限平衡区煤岩体容重(γ煤岩=2.4 t/m3);Δ为极限平衡区深入顶板围岩的深度(取6.4-3.6=2.8 m)。

通过计算和工程类比,结合此处冲击地压、采空区、大埋深、大跨度诸多因素影响,设计选用φ21.6 mm锚索,每排布置3根锚索,锚索间排距1.4 m×1.6 m,锚索长度为7.2 m,张紧力为80~100 kN。

2.3 单体棚支护设计

单体棚支护,顾名思义采用液压单体作棚腿、矿用工字钢作棚梁的组合支护。根据巷道断面高度为3.2 m,液压单体选取DZ3500型,柱径100 mm。棚梁选矿用11#工字钢制作:工字钢长度5.5 m,沿对称线按间距1.6 m制作两个φ25 mm锚索穿孔;为保证靠近切眼岔门处棚腿的拆除、挪移,按间距1.6 m靠近切眼侧增加制作一个锚索穿孔,在工字钢穿孔位置敷设5 mm厚钢板焊接加强筋。在棚梁与顶板不平整处敷设长度2.0 m半圆木进行找平,便于锚索张紧时棚梁受力与顶板充分接触、受力均衡。

单体棚随材料道岔门区域锚网索支护同步安装:敷设棚梁时棚距按照1.6 m控制,棚梁安装悬顶锚索均衡预紧,张紧力按80~100 kN控制。为增大锚具与棚梁的接触面积,改善锚具及钢梁受力均衡分布,加工槽钢代替托盘使用。单体棚腿根据施工进度,在具备安设条件时补齐。单体底脚穿设高分子鞋垫,顶端垭口敷设橡胶防滑垫后再支撑钢梁,注液加压强度实现支撑有力即可,在单体上端部安装防倒绳、下部设置防倒板,形成稳固的有机整体性。

综合上述锚网索、单体棚支护设计分析,得知岔门材料道区域按图2所示断面设计进行支护、加固。在材料道与开切眼紧邻处,肩窝留设网片压茬、钢带搭接部分,待切眼开掘后做好相应的顶板支护搭接。为确保切眼区域顶板支护强度,除采取正常的锚网索支护外,按照1.6 m×1.6 m间排距布设支撑单体点柱加固切眼顶板。根据生产需要,工作面安装时可对岔门单体棚腿、切眼布设的单体进行位置挪移措施。在满足岔门顶板支护强度的前提下,解决了生产空间受限制的难题。

图2复合支护设计断面


3、围岩监测治理


为做好顶板支护质量观测,在岔门区域布置了围岩变形观测站,同时安设了顶板在线离层仪、锚杆(索)应力在线监测系统。按照防冲治理管控措施要求,严格做好煤体监测、卸压施工管理。钻屑监测:采用ZQS-50/2.5S风煤钻打眼,1 m长分节麻花钻杆配φ42 mm方钎头,帮部钻屑孔位于底板向上方0.5~1.5 m处;钻孔孔深13 m,钻孔垂直煤层施工;掘进迎头每天施工两个钻屑孔,迎头监测孔始终满足具有不小于5 m的超前监测距离;巷道两帮钻孔间距为10 m,监测间隔为1天。钻孔卸压:迎头“三花”布置3个大直径钻孔,孔径150 mm,孔深≥20 m,相邻钻孔孔口间距0.8~1.2 m。当迎头至正前方卸压孔底距离小于5 m时,施工下一轮钻孔,始终保证掘进迎头正前方至少8 m处于卸压范围;在实体帮单排布置大直径卸压孔,孔径150 mm,孔深20 m,间距0.8~1.2 m,距底板0.5~1.5 m,施工完毕后封孔。随着掘进面的不断推进,不断跟进卸压工作,并保证帮部卸压区域滞后迎头距离不得大于5 m。


4、应用效果评价


在严格落实防冲作业限员、物料生根固定、煤体监测卸压、顶板实时监测等多重预防措施下,做好巷道复合支护内在工程质量管理。通过对围岩变形十字观测站数据得知,工作面切眼岔门区域自开掘至工作面设备安装结束,巷帮位移最大变形量为132 mm;顶底板最大位移变形量为95 mm。通过顶板离层实时在线监测数据知,顶板深部离层量为16 mm;浅部离层量为36 mm。通过锚杆(索)应力在线监测数据可知,顶板锚杆应力监测数据为94 kN;锚索应力在线监测数据为248 kN。综上数据可知,工作面整个设备安装过程中,巷道复合支护发挥了较好的综合力学效能,根据生产需要采取了棚腿摘移施工,顶板支护仍然发挥了较好的力学平衡作用,在满足生产空间变化需求的基础上,保障了顶板支护的安全可靠性,现场支护实景如图3所示。

图3复合支护现场实景


5、结语


复合支护技术的实践与应用,解决了冲击地压危险区域大跨度顶板支护的难题,尤其涉及深埋、沿空送巷、岔门等较为复杂的地层条件下,更突显了浅部、深部及主动支撑的联合控顶技术优势,为类似条件下巷道施工及顶板管理积累了技术经验。


参考文献:

[1]高新亚.断层条件下的大巷施工与围岩控制技术研究[D].淮南:安徽理工大学,2012.

[2]刘泉声,张伟,卢兴利,等.断层破碎带大断面巷道的安全监控与稳定性分析[J].岩石力学与工程学报,2010,29(10):1954-1962.

[3]张治军.千米埋深软岩大断面设计及支护技术[J].煤炭技术,2017,36(3):44-46.

[4]万世文.深部大跨度巷道失稳机理与围岩控制技术研究[D].徐州:中国矿业大学,2012.

[5]韩杰.复杂地质条件大跨度切眼施工与支护技术应用[J].江西煤炭科技,2022(2):38-40.


文章来源:王念雷.深埋冲击区域大跨度岔门顶板复合支护技术[J].江西煤炭科技,2024,(04):17-19+31.

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期刊名称:江西煤炭科技

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主管单位:江西煤矿安全监察局

主办单位:江西省煤炭学会,江西省煤炭集团公司,江西省煤炭经济研究会,江西省煤炭工业科研所

出版地方:江西

专业分类:煤矿

国际刊号:1006-2572

国内刊号:36-1121/TD

创刊时间:1979年

发行周期:季刊

期刊开本:大16开

见刊时间:1-3个月

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