探索如何有效控制霍宝干河煤矿2-105工作面大断面切眼围岩变形

2020-09-16 164 上传者：管理员

摘要：针对霍宝干河煤矿2-105工作面大断面切眼掘进期间围岩变形严重问题,通过采用二次掘进成巷方式配合锚网索+单体液压支柱补强支护方案,有效控制了巷道围岩变形,最终巷道顶底板移近量稳定在165mm,两帮移近量稳定在125mm,支护效果良好。

关键词：
两次成巷
切眼
围岩控制
支护效果
矿业工程
加入收藏

随着煤矿大型综采设备的应用,工作面切眼宽度很多已达到7m以上,大跨度切眼对于支护方法和支护效果的要求也越来越高[1]。传统支护方式无法满足综采工作面开切眼断面大、跨度大等支护问题[2,3]。为解决大断面掘进巷道支护困难问题,本文以霍宝干河煤矿2-105工作面切眼为研究背景,对工作面大断面切眼围岩控制技术进行探讨。

1、工程概况

霍宝干河煤矿目前开采2号煤层,煤层厚度3.32～8.80m,平均4.2m。煤层位于太原组下部,顶板多为K2灰岩和砂质泥岩,泥岩多为伪顶。砂质泥岩抗压强度4.2～18.4MPa,平均11.3MPa,抗拉强度0.22～0.39MPa,平均0.31MPa。底板为砂质泥岩,局部为粗砂岩,砂质泥岩抗压强度6.4～8.7MPa,平均7.5MPa。

图12-105工作面空间位置

2-105工作面位于井下一采区的左翼,西北侧为F13断层,西南侧为一采区三条大巷,东北侧为小河村保安煤柱边界,东南侧为下张端断层。工作面布置如图1所示。工作面采用倾斜长壁一次采全高综合机械化采煤法,回采巷道沿煤层走向布置,推进长度为817m。切眼为矩形巷道,巷道净宽7000mm,净高2700mm,沿煤层倾向布置,长度为205m,沿2号煤层顶板施工。

2、工作面切眼围岩变形破坏情况

2-105工作面大断面切眼掘进30d内,巷道顶板出现下沉,两帮收敛变形,通过井下现场对切眼巷道已掘段(0～100m)进行实地考察、观测,其巷道围岩变形破坏情况如下:

1)顶板破坏情况。由于切眼巷道净面积为18.9m2,为大断面巷道,在切眼巷道52m处最大顶板下沉量达580mm,严重威胁了矿井安全生产,切眼顶板个别锚索失效;32m处局部锚杆被拉断,顶板局部有明显的网兜现象。

2)两帮破坏情况。在切眼掘进30d内,两帮变形量稍小于顶板下沉量,最大两帮变形量位于切眼巷道65m处,达520mm,其中右帮变形量为250mm,左帮变形量为270mm,两帮变形问题亟待解决。

3、工作面切眼顶板分区支护控制方案

针对2-105工作面大断面切眼掘进期间围岩变形严重的问题,决定采用锚网索+单体液压支柱补强支护方案。具体支护参数如下:

切眼净宽×净高=7m×2.7m,巷道掘进采用二次成巷,一次掘进宽度4000mm(一次掘进时将2根锚索都支护上),二次掘进宽度为3000mm。由于采用二次成巷,在一次掘进和二次掘进的内帮侧,需采用可切割玻璃钢锚杆。巷道顶板支护的施工工艺为掘进—打掉危岩出煤—临时支护—钻顶板支护锚杆孔、清孔—安装树脂药卷和锚杆—用锚杆机搅拌药卷至规定时间—停止搅拌并等待60s左右—上螺母—安装其它顶板锚杆。

1)顶板支护。

顶板布置8根锚杆,规格为D20mm×2000mm的高强度螺纹钢锚杆,一切眼锚杆间距900mm,二切眼锚杆间距950mm,排距为1000mm,在切眼中线采用单体液压支柱加强支护;采用高强锚杆螺母M24,配合高强度万向球和1010尼龙垫圈,采用高强度拱形托盘,尺寸为150mm×150mm×10mm,拱形不低于36mm;采用1支MSCK2335和1支MSK2360树脂药卷锚固,锚固长度为1.2m;锚杆预紧力矩为300N·m,锚固力为130kN。锚索采用D17.8mm、长7.3m的1×7股的高强锚索,间距为1500mm,与锚杆交错布置,锚索一排布置3根,排距2.0m;采用1支MSCK2335和2支MSK2360树脂药卷锚固,锚固长度为1.5m;锚索托盘为300mm×300mm×16mm的高强度托盘,配套高强度万向球、锁具,锚索预紧力应≥200kN;钢筋托梁采用D16mm的圆钢焊接而成;采用成品10号镀锌经纬网护顶,用16号铅丝联接,双丝双扣,绑扎间距不大于100mm。

2)巷帮支护。

帮锚杆规格为D20mm×2000mm玻璃钢锚杆,每帮3根,间排距1000mm×1000mm,采用塑料托盘及配套木托板,托板尺寸为300mm×150mm×50mm,采用1支MSCK2335和1支MSK2360树脂锚固药卷锚固,锚固长度为1200mm,采用3100mm×1200mm的塑料网护帮,用16号铅丝联接,双丝双扣,绑扎间距不大于100mm。

分区支护锚杆、锚索布置如图2所示。

图22-105工作面大断面切眼顶板、巷帮分区支护锚杆、锚索布置(mm)

4、效果分析

为了检验2-105工作面大断面切眼顶板、巷帮分区支护效果,在工作面切眼120m处布置1个测站,间隔60m布置另1个测站,观测2-105工作面大断面切眼顶底板移近量和两帮移近量,每隔2d观测一次,观测周期为32d。切眼围岩随时间位移量、变形速率如图3、图4所示。

图3测站围岩随时间位移量

图4围岩随时间变形速率

由图3、图4可知,2-105工作面大断面切眼围岩变形速率在前10d变化较大,在掘进第10d时顶底和两帮围岩变形量最大,顶底板移近量和两帮移近量分别为165mm和125mm;在掘进10d后变形速率开始趋于稳定,直至为零,最终顶底板移近量稳定在165mm左右,两帮移近量稳定在125mm左右。说明切眼围岩变形量得到有效控制,支护效果良好。

参考文献：

[1]耿文涛.综采工作面大断面切眼支护技术研究与实践[J].山东煤炭科技,2019(12):9-11.

[2]王彬彬.马兰矿10608工作面切眼大断面一次成巷掘进技术[J].现代矿业,2019,35(7):131-132,135.

[3]孙海良.大埋深三软煤层复合顶板大断面开切眼支护技术[J].煤炭科学技术,2017,45(12):42-45,69.

杨沛.霍宝干河煤矿2-105工作面大断面切眼围岩控制技术[J].煤,2020,29(09):49-50.