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软厚煤层复合顶板的锚网支护设计与施工

作者:佚名 2011-03-09 20:11 来源:本站原创
软厚煤层复合顶板的锚网支护设计与施工
王永祥 韩恒梅
平顶山工业职业技术学院 河南 平顶山 467000
摘要:论文介绍了平煤集团大庄矿部分采面软厚煤层复合顶板的分布情况、力学特征、对掘进与采煤的影响、采取的技术措施和施工工艺,并对其实际效果进行了经济技术评价
关键词:复合顶板、沿顶掘进、锚网支护
1 概况
平煤集团大庄矿是设计年产量为120万吨的大型矿井,其中有很大一部分巷道是沿煤层顶板掘进:根据大庄矿目前己揭露的23171、23151、23011采面煤层实际情况来看,大部分软弱、破碎煤层(厚6米左右)顶板存在0.8-1.4m泥岩伪顶,0.8-3m砂质泥岩直接顶,该砂质泥岩抗压强度在12-30MPa之间,有时其上存在着1.2-2.4m的灰质泥岩,且裂隙发育,极易冒落,是典型的软弱煤层+复合顶板结构。
生产过程中,复合顶板易受震动造成顶板的脱层冒落,进而引起巷道两帮煤体跨落,导致巷道支护破坏及冒顶现象发生,造成生产上的被动,这是矿井煤巷掘进支护选型设计首要考虑的问题。
根据大庄矿己组煤层开采情况判定,该类顶板在大庄矿主采采区己三、己四采区均有广泛的分布,生产中通过对该类顶板岩性的分析研究,确定其力学性质,采取一系列的相应巷道支护措施,产生了较好的经济技术效果。
2 复合顶板的破坏机理及对策
2.1顶板的力学特征及破坏机理
该类顶板的最大特点是顶板相邻岩层性质、强度变化明显,差别很大,岩层间粘结性差,极易脱层冒落,受地质构造影响,易解离成块状碎体,巷道两帮煤体软弱,受震动易破碎跨落。巷道沿煤层掘进或采面推进放顶前的过程中因顶板岩石强度低,爆破受震动后的暴露顶板易松动跨落;或支护不及时,造成顶板松动岩层位移量大,顶板整体下沉,甚至顶板离层发生冒顶事故,造成支护失败或顶板跨落现象(见图1)。与此同时,即使顶板支护完好,两帮煤体支护不适,造成煤体松动破坏,增大顶板岩石梁长度,导致顶板梁断裂,造成顶板支护破坏,巷道支护失败(见图2)。
2.2 支护原则及对策

(1)顶板岩石与两帮煤体作为一个整体来考虑,二者相互联系,唇齿相依,其一处支护破坏,则造成巷道整体支护的破坏;

(2)减少巷道围岩圈松动数值,能否将松动圈控制在直接顶范围之内,即尽量减少或消除老顶下沉位移压力对支护的影响,使直接顶梁仅仅承受自身的重力是锚杆支护能否成功的关键。

(3)根据围岩松动圈理论,巷道掘进后的松动圈的碎涨变形是围岩破坏的主要原因。应充分发挥围岩自身的支撑作用,使破坏松动的岩层重新固结成一整体,是合理的支护形式。

(4)针对不同的顶板岩性,围岩状态,及时调整支护方案及参数以实现支护的最优适应性选择。

2.3 支护形式的选择

根据以上支护原则,针对大庄矿己组软厚煤层复合顶板的特性及受力后顶板的变化情况:①破碎顶板(其解离及缝距小于0.6m,小于一般锚杆间距)。②该类顶板岩石缝距小,缝数多,岩石间摩擦力小,巷道掘进后若支护不及时,则极易出现碎岩块自主掉落。

为此设计支护时,应考虑:①该类岩石顶板的支护应将巷道顶岩作为一个整体来考虑,按照围岩松动圈及组合拱理论,选择锚杆支护参数,布置锚杆,最好配合W形护顶钢带、金属网联合支护,形成一个支护整体。②增加锚杆长度,使锚杆尽量深入锚固到直接顶或老顶里面去,支护应力尽量向深部岩体传递,增加支护整体的完整性。具体支护参数见表1(以23041风、机巷为例)。

表1 23041采面支护参数表

序号

巷道名称

断面特征

支护参数

顶板或围岩类别(f)

净断面(m2)

毛断面(m2)

顶板

两帮

1

23041风巷

2-8

9.93

11.9

L=2200,φ20五花布置,间排距700×700

L=2000,φ31五花布置,间排距700×700

2

23041机巷

2-8

10.87

12.96

L=2200,φ20五花布置,间排距700×700

L=2000,φ31五花布置,间排距700×700

注:该风、机巷均为矩形断面,3.4×3.2m(风巷),3.5×3.2m(机巷),顶板为树脂锚杆,两帮为管缝式锚杆

施工时可打超前锚杆预先控制顶板,减小顶板冒顶几率,控制装药量,实施光面爆破作业。

对于破碎岩石复合顶板,考虑到尽量不破坏顶板,优先选择矩形断面。

3 施工方案

3.1 施工原则

(1)对于沿煤层顶板掘进的煤巷,不论是机掘还是炮掘,掘进时,支护前尽量减少或不扰动岩石是最基本原则。这可以通过改变炮眼布置及装药量来实现:预留断面上半部煤体光爆层厚度不小于0.5m,用手镐刨,控制装药量进行松动爆破,循环进度不大于1.2m。

(2)支护及时

这是沿煤层顶板掘进支护能否成功的关键。巷道掘进后顶板岩石在重力作用下会缓慢下沉,支护(尤其是锚杆支护时,使顶板重新固结成一完整的顶梁)可减少顶板下沉量,使顶板在重力与支护之间找到一个新的平衡点,巷道便会稳定下来,若不及时支护,顶板下沉量过大,支护后顶板岩石会整体下沉,造成顶板岩石的破坏断裂,冒顶。

(3)对于块状及破碎岩石顶板,必须采取预先控制顶板或减小顶板岩石松动的措施,如打超前锚杆,改善炮眼布置及适量装药等,增加顶板岩石稳定期,为支护工作留下充足的时间。

(4)针对工作面顶板岩石的具体情况,做到类别判断准确,施工措施得当,充分发挥锚杆支护的主动性、及时性,尽量维持顶板岩石的原有特性是顶板支护施工的首要原则。

3.2 施工方法

就目前而言,巷道沿煤层顶板掘进,采取炮掘方式。严格控制循环进度,对炮眼布置,光爆层厚度有严格要求,同时需打超前锚杆预先控制顶板。

4 技术经济评价

现以己三采区23041采面为例比较如下:该采面走向长度1600m,采长150m,煤厚5.6m,煤层倾角8-10°,综合机械化采煤。

(1) 改善了围岩力学状态,巷道变形较小,巷道变形监测数据见表2.

表2 23041采面顺槽变形监测数据统计

监测项目

23041回风顺槽

23041运输顺槽

Ⅰ Ⅱ Ⅲ

Ⅰ Ⅱ Ⅲ

前期

天数/d

收敛量/mm

收敛速度/mm·d-1

5 10 25

顶底板 两帮 顶底板 两帮 顶底板 两帮

30 20 36 27 40 33

6 4 3.6 2.7 1.7 1.28

5 10 25

顶底板 两帮 顶底板 两帮 顶底板 两帮

33 22 37 28 41 38

6.6 4 3.6 2.7 1.7 1.26

后期

天数/d

收敛量/mm

收敛速度/mm·d-1

180 270 360

顶底板 两帮 顶底板 两帮 顶底板 两帮

60 40 65 41 66 42

0.33 0.22 0.249 0.152 0.185 0.144

180 270 360

顶底板 两帮 顶底板 两帮 顶底板 两帮

63 45 65 50 67 52

6.6 4 3.6 2.7 1.7 1.26

(2) 改善了对破碎岩层、断层等构造的适应性。实践证明,除大型地质构造外,摸清地质构造,一般小型构造通过改变施工方法及支护参数都能适应。

(3)提高了掘进速度,节约了工期。和金属支架支护方式相比按月进240m计算,仅23041采面可节省工期150天。

(4)减少了巷道掘进维修工程量及维修基金.与金属支架支护方式相比,仅23041采面可节省巷道维修3200m,按年维修率15%计,减少维修量480m,维修资金约40.5万元。

(5)提高了施工工程中的安全性。该工序施工组织简单,工艺易于掌握,超前支护到迎头,安全性好。

5 结语

综上所述,大庄矿条件下的复合顶板,如己三采区23041采面风机巷、集中皮带巷、集中轨道巷均为沿煤层顶板掘进,尽管厚达1.6-1.7m的砂质泥岩直接顶上有一层0.8-1.4m的灰质泥岩,极易冒落,与老顶砂岩粘结性差,易脱层,但采用锚杆配合钢筋梁(或W形钢带)、金属网联合支护,支护参数合理,支护效果较好,说明该支护是成功的,沿煤层顶板掘进取得了较好的经济和社会效益。

参考文献:

[1] 董方庭等.井巷设计与施工(修订版)[M].徐州:中国矿业大学出版社,1994

[2] 吴再生等编.井巷工程[M].北京:煤炭工业出版社,2005

[3] 吕建青编.《井巷工程》[M]. 徐州:中国矿业大学出版社,2007年

[4] 东兆星等编.井巷工程[M]. 徐州:中国矿业大学出版社,2004

作者简介:王永祥(1957—),男,河南周口人,副教授,毕业于中国矿业大学采矿工程专业,现在平顶山工业职业技术学院任教。

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