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關于大斷面區段平巷礦壓顯現規律及支護技術
引言
隨著綜采設備的普及,工作面采高出現逐漸增大的趨勢,區段平巷的斷面也隨之增大,使工作面兩端區段平巷的礦壓顯現及支護都呈現出新的特點[1]。
內蒙古某礦通過引進大采高智能化綜采配套設備,實現了7#、8#煤合并開采,采高范圍為4. 2~4. 5 m。另外,該礦10#煤采高一般為3. 5~4. 2m,區段平巷斷面大小都在20 m2左右。隨著采高的增加,斷面的變大,原有的礦壓顯現規律以及經驗數據已經不能有效指導區段平巷的支護設計。為重新確定較薄厚煤層礦壓數據并了解其規律,需對綜采工作面采場礦壓進一步研究,以便合理選擇順槽支護形式,保證綜采工作面正常生產。
1 巷道原有支護工藝及材料和缺陷
12211 工作面軌道順槽原始設計頂板采用錨桿+Φ14 mm 鋼筋托架+Φ17.8 mm 錨索+10#菱形金屬網的聯合支護方式,頂錨桿采用Φ20×2 400 mm 的螺紋鋼錨桿,間、排距1 050×900mm,每根頂錨桿用1 節K2355 和1 節Z2355 樹脂藥卷端頭錨固,經實測錨固長度為1.2 m,頂錨桿的破斷力為188.4 kN;同時頂板采用錨索補強,每三排兩根,間排距為2100×2700 mm,錨索規格為Φ17. 8×6300 mm,破斷力為350 kN,使用2 節K2355 和1 節Z2355 樹脂藥卷錨固;兩幫采用Φ18×2400 mm的螺紋鋼錨桿,使用1 節K2355 樹脂藥卷錨固,間、排距1000×900mm,幫錨桿的破斷力為101.7 kN。經計算原有支護強度為:支護強度頂板為0. 379MPa,兩幫為0.145MPa。針對2007 年6 月份掘進中出現的問題,認為在使用原有支護工藝及材料上存在以下缺點:
1)端頭錨固的工藝錨固力不能滿足該順槽頂幫壓力;
2)頂錨索間排距跨度較大,巷道角錨桿應改用角錨索;
3)右幫采用Φ18×2400 mm的螺紋鋼錨桿不能滿足該順槽受12209 工作面采空區的擠壓。
2 大斷面巷道支護技術的研究
2.1 巷道采用強力錨桿、錨索支護工藝及材料
1)強力錨桿、錨索支護材料。頂板采用樹脂全長錨固錨桿+鋼筋托架組合支護系統,每排再加三根錨索進行補強,角錨桿處使用Φ17. 8×8 000 mm 角錨索。
右幫(緊臨12209 采空區)采用在Φ18×2 400mm 螺紋鋼錨桿基礎上順巷垂直煤幫打折線形幫錨索(Φ17. 8×6 300 mm)。煤柱采用Φ17. 8×6 300 mm、Φ17. 8×8 000mm、Φ17. 8×25 000mm 打折線形幫錨索。強力錨桿樹脂錨固劑型號分別為: Z2360、Z2860、K2335、K2835。
強力錨索樹脂錨固劑型號分別為: Z2360、Z2860、K2335、K2835(M25 錨索錨固劑為:XPM 固化劑)。
2)強力錨桿、錨索支護工藝。
a)頂板。錨桿形式和規格:桿體為25#左旋無縱筋螺紋鋼,公稱直徑25 mm,長度2. 4 m,極限拉斷力420 kN,屈服力為320 kN,延伸率18%。桿尾螺紋規格M27,采用滾壓加工工藝成型。錨固方式:樹脂全長錨固,采用3 支錨固劑, 1 支規格為K2835, 2 支規格為Z2860。
鉆孔直徑為34mm,錨固長度為2 200 mm。托板:采用拱型高強度托板,托板規格為150×150×12 mm。
錨桿角度:靠近巷幫的頂板錨桿安設角度為與垂線成15°。網片規格:采用金屬網護頂。
錨桿布置:錨桿間距1. 05 m,每排5 根錨桿,排距0. 9 m。錨索:錨索呈五花布置,錨固方式采用3 支錨固劑, 1 支K2355, 2 支Z2355。
錨索托板:采用規格為300×300×16 mm 的鋼板。
b)兩幫支護。錨桿形式和規格:桿體為18#左旋無縱筋螺紋鋼,長度2. 4 m,桿尾螺紋為M20。
錨固方式:樹脂全長錨固,采用兩支錨固劑, 1 支規格為K2335,另1 支規格為Z2360。
鉆孔直徑為28mm,錨固長度為1200 mm。
錨桿角度:靠近頂底板的巷幫錨桿安設角度為與水平線成10°。
網片規格:采用塑料網護幫。
錨桿布置:錨桿排距0. 9 m,間距1. 0 m,每排3 根錨桿。
幫錨索:順巷垂直煤幫打設成折線形,使用Φ17. 8? 300 mm 鋼絞線錨索(12211 軌道順槽強力錨桿支護材料清單見表1)。
c)煤體支護。
3#~5#、8#~10#橫貫:
錨索形式和規格:順巷垂直煤幫打設成折線形,使用Φ17. 8×8000 mm 鋼絞線錨索。
錨固方式:樹脂全長錨固,采用3 支錨固劑, 2 支規格為K2335,另1 支規格為Z2355。
6#~8#橫貫:
錨索形式和規格:順巷垂直煤幫打設成折線形,使用Φ17. 8×25000 mm 鋼絞線錨索。
錨固方式:XPM 水泥固化漿全長錨固。
2.2 應用情況及措施
通過使用強力錨桿、錨索,具體情況如下:
1)強力錨桿支護強度為:頂板0.47 MPa,兩幫0.195 MPa。與原有支護相比,頂板支護強度增加0. 038MPa,兩幫支護增加0. 05 MPa,提高了錨桿的組合作用和護頂護幫能力,增加了圍巖的穩定性[6]。
2)對強力錨桿實施全長錨固,使煤體固為一體,提高錨固系統整體強度與剛度,增加錨固區抵抗變形的能力;同時提高了錨桿抗剪切力和抗壓能力。
3)使用風動扳手緊固錨桿,大幅度提高錨桿的預緊力,提高了錨桿控制圍巖的早期擴容與離層的能力,最大限度地保持錨固煤巖體的完整性和承載能力,避免了圍巖產生較大的變形。
4)減少了巷道的二次維護量及材料成本。
3 大采高工作面采動影響范圍研究
在多條巷道布置方式中,采面相鄰的煤巷一般要經過掘巷、超前壓力、滯后壓力和二次采動等影響,影響強度與地質條件、煤柱寬度和開采技術等因素[7]。通過對已采的12209、12210 工作面和正在回采的12211 工作面采動影響程度分析,發現工作面的超前壓力較小,但滯后壓力較大。巷道表面變形有如下趨勢。在工作面前方,巷道底鼓量、頂板下沉量和兩幫移近量都很小,分別占整個變形量的3. 2%、30%和1. 5%;工作面后方根據巷道變形程度可劃分為3 個區, 0~200 m 為變形加劇區,巷道底鼓量、頂板下沉量和兩幫移近量急劇增大,分別占整個變形量的82%、63. 6%和90%; 200~300 m 為變形趨緩區,三量分別占10. 7%、6%和5%; 300 m 以后為變形穩定區,巷道表面變形基本趨于穩定,此階段巷道三量分別占4. 1%、0. 4%和3. 5%。
4 結論
1)大采高工作面有較明顯的周期來壓現象,由于受到采場上覆巖層結構、強度、推進速度和地質構造影響,來壓步距離散性較大,一般為10~25 m,動載系數為1. 98~2. 57 m。
2)及時支護和加快推進速度對防治煤壁片幫和冒頂,可收到良好效果。
3)當采面已發生冒頂時,可采取降低采高的方法處理,減少片幫,不宜留頂煤,但宜丟底煤。原因是老頂周期來壓時,所留頂煤會被壓碎,擴大冒頂程度。
4)大采高采動影響范圍與采高成正比,動壓區巷道表面位移一般分為3 個區段(加劇區、趨緩區和穩定區),當工作面推過300 m,鄰巷表面位移才趨于穩定。
5)煤巷采用強力錨桿、錨索全長錨固支護的方法是全錨支護工藝的改進,也是綜掘單進水平的前提條件,更是礦井安全生產的有力保障。
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[參考文獻] (References)
[1] 竇林名. 煤礦圍巖控制與監測[M]. 徐州:中國礦業大學出版社,2007.
[2] 高木福. 堅硬頂板處理步距的數值模擬[J]. 遼寧工程技術大學學報, 2006.10.
[3] 劉鵬. 基巖分層厚度對老頂初次來壓步距影響的數值模擬分析[J]. 西北煤炭, 2007.06.
[4] 陸士良,湯雷,錨桿錨固力與錨固技術[M]. 北京:煤炭工業出版社,1998.
[5] 袁和生,煤礦巷道錨桿支護技術[M]. 北京,煤炭工業出版社,1997.
[6] 侯朝炯等,煤巷錨桿支護技術[M]. 徐州:中國礦業大學出版社,1999.
[7] 徐永圻等,采礦學[M]. 徐州:中國礦業大學出版社,1999.
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