大断面沿空掘巷

大断面沿空掘巷（精选7篇）

大断面沿空掘巷 第1篇

沿空掘巷因具有煤炭采出率高、易维护、支护成本低等优 点,近些年已 在我国多 个矿区广 泛应用[4,5]。传统的沿空掘巷因留设较大区段煤柱,不仅严重浪费煤炭资源,而且会引发煤层压力增大、煤与瓦斯突出等动力灾害,已不能满足高效生产和巷道支护等技术要求[6,7]。大量的研究结果及实践表明: 在上区段开采稳定后,沿采空区侧留设3 ~ 7 m的窄煤柱护巷,可以保证巷道整体的稳定性和提高采出率[8,9]。文献[10]针对沿空掘巷采空区边缘不稳定和动压强烈的特点,提出了预应力组合支护技术; 文献[11]提出了深部松软厚煤层沿空巷道的锚网索耦合支护技术; 文献[12]采用锚杆注浆技术对综放沿空巷道进行预加固试验,并取得良好效果。在此, 笔者运用以上成果对深部大倾角窄煤柱沿空掘巷围岩控制进行研究,采用数值模拟方法分析了沿空掘巷后巷道围岩应力分布及变形特征,提出合理的围岩控制技术,并成功应用于现场实践。

1工程概况

某矿7121综采工作面布置在 - 1 000 m水平, 埋深800 m,为典型的深部矿井,以自重应力场为主。 该工作面西起工业广场保护煤柱,东连7119工作面采空区,南临F9大断层,北部为未采区。煤层总体上呈单斜构造,结构简单、稳定,其倾角为10° ~ 32°, 平均为25°,属倾斜煤层,厚1. 2 ~4. 5 m,平均为3. 4 m; 直接顶为厚6. 2 m的泥岩,老顶为厚5. 03 m的细粒砂岩,直接底为厚4. 69 m的泥岩,老底为厚24. 4 m的细砂岩。试验巷道7121进风巷沿煤层顶板掘进,巷道为梯形断面,巷宽 × 巷中高 =4. 7 m ×2. 7 m。7121进风巷埋深大、断面大,受采动影响较大,巷道顶板下沉、两帮收缩、底鼓等围岩大范围变形破坏严重,降低了围岩稳定性,巷道支护难度增大。

2掘巷后围岩应力及变形数值模拟分析

2.1数值计算模型的建立

以7121综采工作面的实际生产地质条件为依据,结合矿井岩层柱状图及实验室测定的煤岩物理力学特性参数,采用FLAC3D数值模拟软件,建立深部大倾角窄煤柱沿空掘巷矿压显现数值模拟模型, 其尺寸( 长 × 宽 × 高) 为: 160 m × 20 m × 135. 5 m,煤柱留设宽度为5 m。模型边界条件如下: 采用弹塑性材料模型,运用摩尔—库伦屈服准则,上部边界垂直应力按深度800 m、重力密度25 k N/m3计算,水平侧压系数为1. 2,底边界垂直方向固定,左右边界水平方向固定。

2.2掘巷后围岩应力分布规律

在上区段工作面回采结束后,沿采空区边缘留设5 m宽窄煤柱进行沿空掘巷,沿空掘巷后围岩应力分布见图1。由图1分析可知:

1) 沿空掘巷后在实煤体侧存在3个应力增高区,一个距离巷道实煤体帮约6 ~ 10 m内,另外两个距离实煤体帮约20 m处的正上方,且后者应力增高程度小于前者;

2) 煤柱中心应力区将顶底板应力与采空区应力分布曲线隔开,形成独立的承载区域;

3) 在距离实煤体帮0 ~ 9 m内,应力以近似直线增长的方式迅速由0 MPa增至峰值55 MPa,应力集中系数为2. 59,此范围以外的应力缓慢降低,最终减小至35 MPa左右。

2.3掘巷后围岩变形特征

沿空掘巷后围岩的变形分布特征见图2。

由图2可知:

1) 沿空掘巷后围岩顶板下沉量为104. 1 mm,底鼓量为225. 6 mm,窄煤柱帮移近量为150. 8 mm,实煤体帮移近量为133. 3 mm,顶底板变形量高于两帮移近量;

2) 巷道顶板垂直位移曲线向窄煤柱帮侧偏移, 底板垂直位移曲线向实煤体帮侧偏移。

3深部大倾角窄煤柱沿空掘巷围岩控制技术

3.1沿空掘巷围岩控制原理

由于沿空巷道基本顶关键块在实体煤内断裂, 并以实体煤为固支边,形成弧形三角块,根据沿空掘巷大、小结构的稳定性原理[13,14],沿空巷道失稳的直接原因主要是上覆岩层空间小结构的稳定性较差,据此提出沿空掘巷围岩控制对策:

1) 巷道围岩的整体性控制。顶板、底板、实煤体帮及窄煤柱帮中的任一部分变形失稳都有可能导致沿空掘巷整个围岩结构产生破坏。据此提出非对称性控制技术,在顶板及两帮采取锚网主动支护措施, 在实煤体和窄煤柱两帮安装帮角锚杆,在窄煤柱帮安装加强锚索,从而达到对围岩的整体性控制。

2) 高强耦合体系的联合支护。深部大倾角沿空掘巷处于复杂的应力环境中,用于浅部的支护体系已不能满足深部巷道的围岩稳定性控制。据此采用高强度高预应力锚杆和高强度锚索提高围岩强度, 基于“锚杆—网—托盘”、“锚网—围岩”及预应力锚索的耦合效应,实现高强耦合体系的联合支护,达到对深部大倾角高应力环境下沿空巷道围岩稳定性控制的目的。

3.2巷道支护条件

7121工作面进风巷是一沿7119采空区边缘留设5 m宽窄煤柱沿煤层顶板掘进的沿空巷道,断面选择锚网支护,采取非对称性支护的方式。锚杆支护参数: 顶板采用7根 Φ22 mm × 2 400 mm的高强让压锚杆,间排距为750 mm × 750 mm; 窄煤柱帮采用5根 Φ22 mm × 2 400 mm的左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆,间排距为750 mm × 750 mm; 实煤体帮采用3根Φ22 mm × 2 400 mm的左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆,间排距为750 mm × 750 mm; 在巷道底板距两帮底角200 mm处各打1根底角锚杆,底角锚杆与底板呈45°夹角; 顶板及两帮锚杆均采用端部加长锚固,每根锚杆使用CK2330和M2360树脂药卷2支。 辅助支护参数: 钢筋梯子梁采用双股 Φ14 mm圆钢焊接而成,菱形金属网采用 Φ3. 4 mm铁丝、网格50 mm × 50 mm编制而成,采用120 mm × 120 mm × 12 mm的碟形铁托盘,配套塑料阻尼螺帽。锚索支护参数: 采用 Φ18. 9 mm × 8 000 mm的钢绞线,间排距为2 500 mm × 1 500 mm,并配备1支CK2360和2支M2370的树脂药 卷锚固,配有专用 锁具紧固 及300 mm × 300 mm × 18 mm碟形铁托盘; 窄煤柱帮采用加强锚索,排距1 500 mm,倾角45°。7121工作面进风巷的支护断面如图3所示。

3.3矿压观测及效果分析

为了验证以上支护参数的合理性,对7121工作面进风巷进行矿压观测,掘进阶段和回采阶段的围岩变形量如图4所示。

从图4( a) 可以看出,7121进风巷掘进影响期较长,在掘进初期巷道变形速度较快,随着时间的推移,巷道变形减缓并在掘进20 d左右趋于稳定,稳定后巷道两帮变形量为235 mm,顶底板变形量为208 mm,围岩控制效果较好。

从图4( b) 可以看出7121工作面前方150 m沿空巷道围岩的变形情况,在回采初期巷道两帮变形量为992 mm,顶底板变形量为585 mm,在距工作面前方40 m范围内的巷道围岩变形较大,在距工作面前方20 m左右变形速度较快,需要进行超前支护。

4结论

1) 运用数值模拟的方法分析了沿空掘巷后巷道围岩的应力分布规律和变形特征,窄煤柱中心形成独立的承载应力区,实煤体在0 ~ 9 m内应力以近似直线增长的趋势达到峰值55 MPa,应力集中系数2. 59; 巷道顶板垂直位移曲线向窄煤柱帮侧偏移,底板垂直位移曲线向实煤体帮侧偏移。

2) 基于沿空掘巷大、小结构的稳定性原理,结合围岩应力分布规律及对变形特征的分析,提出巷道围岩的整体性控制措施及高强耦合体系的联合支护方式等围岩控制技术。在7121工作面进风巷现场应用结果表明,巷道掘进和回采阶段围岩变形量在可控范围,达到了围岩控制目的,保证了矿井安全高效生产。

摘要：针对某矿7121大倾角综采工作面进风巷埋深大、支护困难等问题,运用FLAC3D数值模拟软件分析了掘巷后围岩的应力分布规律和变形特征,基于沿空掘巷大、小结构的稳定性原理,提出巷道围岩整体性控制措施及高强耦合体系的联合支护方式,并在7121工作面进风巷现场应用。结果表明:巷道掘进和回采阶段围岩变形量在可控范围,达到了围岩控制目的,保证了矿井安全高效生产。

大断面沿空掘巷 第2篇

1 工程概况

1.1 矿井概述

平煤股份十三矿位于河南省平顶山煤田东南部, 设计生产能力1.8Mt/a, 2008年核定生产能力2.1Mt/a, 采用立、斜井单水平上下山开拓方式, 开采标高范围-175m~-770m, 主采山西组下部二1煤层, 煤层走向115°~135°, 倾向205~230°, 煤层倾角平均26°。局部含夹矸, 夹矸厚1.9m, 多为泥岩, 煤层结构简单, 煤厚4.2~7.2m, 平均5.6m。二1煤层伪顶为泥岩, 厚度一般为0.5~1.5m;直接顶多为泥岩、砂质泥岩互层, 局部区域为粉砂岩, 厚度0~18m, 平均厚度4.69m;基本顶多为中、粗粒砂岩, 局部区域为粗粒砂岩, 厚度为0~36.69m, 平均厚度8.9m。由于受围岩性质、大倾角等地质条件的影响, 特别是受采动应力影响的下区段采面风巷沿空掘巷, 巷道支护困难。为尽可能回收资源, 控制巷道围岩变形, 满足安全回采需要, 在矿井己15.17—11041采面大倾角地质条件下, 采取留设5m窄煤柱, 风巷采用锚网梁+桁架锚索支护技术, 并在生产中取得了较好的支护效果。

2 沿空掘巷煤柱宽度确定

2.1 沿空掘巷煤柱留设分析

影响护巷煤柱宽度的主要因素有:煤层倾角、开采深度、煤柱极限强度 (与煤柱的单轴抗压强度密切相关) 、煤层顶底板接触面的粘聚力、煤体与顶底板接触面的摩擦角、支护阻力、采空区对煤柱的侧向约束力、开采扰动系数等[5]。不同开采条件下, 留设的煤柱宽度不同, 留设煤柱过宽, 不仅导致煤炭资源浪费, 而且难以保证煤柱处在支撑压力带影响范围外;留设过窄, 虽然能减少煤炭损失, 但煤柱中的应力集中现象明显, 开掘巷道后煤柱容易快速变形破裂而使锚杆锚固在破碎围岩中, 使锚固力下降、锚杆的支护作用降低, 给巷道维护带来相当大的困难, 而且也存在由于煤柱的破裂变形造成漏风的危险。煤柱的宽度是影响煤柱的稳定性和巷道维护的主要因素。

2.2 沿空掘巷煤柱留设的一般原则[1]

(1) 煤柱尽可能窄, 将巷道布置在应力降低区域内。

(2) 巷道掘成后窄煤柱内无明显的应力集中分布。

(3) 窄煤柱内部应有稳定的区域。受上区段工作面侧向支撑压力作用和巷道掘进影响, 窄煤柱两侧出现破碎区。如煤柱完全处于破碎区中, 则其承载能力和稳定性较低, 巷道维护困难。

(4) 采出率高。煤柱越小, 采出率越高, 在满足巷道围岩稳定的前提下, 尽可能减小窄煤柱的宽度。

因此根据煤柱留设原则分析, 要求煤柱应有如下功能: (1) 能有效起到挡矸作用; (2) 能有效起到防漏风作用; (3) 能使下一个工作面的上巷不发生过度变形和破坏。

如何保证在大倾角煤层中留设区段煤柱, 又不浪费资源一直是大倾角中厚煤层开采亟待解决的问题之一。对于采用走向长壁采煤法的大倾角煤层来说, 由于倾角大, 采空区冒落矸石将在自重作用下沿底板向下滚动或滑动, 在下部顶板未冒落前降充满其部分采空空间, 形成对顶板的支撑, 对采空区形成下实上虚的不均匀充填, 使区段煤柱与滑落的矸石共同支撑顶板[2]。

上区段开采后煤体形成破裂区、塑性区、弹性区, 沿空巷道在煤体的塑性区和弹塑性区内开挖, 图1所示。

Ⅰ———破碎区;Ⅱ———塑性区;Ⅲ———弹性区;

2.3 沿空掘巷区段煤柱留设合理尺寸理论计算

沿空掘巷窄煤柱宽度的合理确定不仅可以提高煤炭资源的采出率, 还可以降低巷道的维护难度, 改善巷道维护状况。

己15.17—11041工作面采空区边缘基本顶岩层形成起关键作用的弧形三角结构, 使采空区边缘的煤体存在应力降低区、升高区和原岩应力区, 为减少己15.17—11041回风巷道围岩应力, 保证巷道安全, 应将巷道布置在采空区边缘煤壁里侧的应力降低区, 对己15.17—11041回风巷道及护巷煤柱的稳定都最为有利。区段煤柱宽度留设见图2所示。

图中X1为工作面开采后在采空侧煤体中产生的塑性区宽度, m;X2为考虑煤层厚度而增加的煤柱稳定系数, 按 (X1+X3) (10%-30%) 计算;X3为锚杆的有效长度, 取2 200mm。

X1值按下式计算[3]

式中, m-煤层采厚;A=侧压系数, A=V/ (1-V) , 泊松比V=0.22;δ0=为煤层界面的内摩擦角, 26°;C0=为煤层界面的黏结力, 5.2Mpa;K=为应力集中系数, 取2.0;r=为岩层平均容重, 24KN/m3;H=为巷道埋深, 300m;Pz=支架对煤帮的支护阻力, 0。

根据以上条件估算, X1=2.1;X2=0.9。

为使锚杆的锚固端安设在稳定的煤体中, 结合矿井以往经验值, 最合理的护巷煤柱留设宽度为5m。

3 巷道支护参数确定

3.1 巷道压力情况及支护选型计算

3.1.1 巷道压力情况

己15.17-11041风巷沿己15-17煤层顶板施工, 煤层厚度4.5~5.6m, 煤层倾角大约23°—28°左右。煤层顶板属于Ⅱ类中等稳定复合型顶板, 局部顶板裂隙、层理发育, 巷道所受压力为上区段采空区动压影响。

3.1.2 永久支护

己15.17-11041风巷顶板采用锚网梁索联合支护, 顶板采用Φ20×2 400mm高强左旋螺纹钢树脂锚杆, 每根锚杆3卷MSK2335树脂药卷, 配合4 800mm长的钢筋梯子梁, 两帮采用Φ20×2 400mm等强锚杆, 配合4 200mm和2 000mm长的钢筋梯子梁。锚杆间排距700×700mm, 每根锚杆2卷MSK2335树脂药卷。锚索采用Φ20×8 000mm钢绞线, 间排距2 100×1 400mm, 五花型布置。巷道全断面挂金属网, 规格为Φ4.0×900×1 650mm, 网格50×50mm, 压茬不小于100mm, 每隔200mm用12#铁丝扎一道。

3.1.3 支护规格验算

(1) 根据锚杆支护的悬吊理论验算, 锚杆的长度L应满足:

式中:L1—锚杆的外露长度 (包括梯子梁、托盘、螺帽厚度) , 一般外露长度≤50mm;L2—软弱岩层的厚度, 可以根据围岩松动圈确定, 十三矿围岩松动圈一般为1 200mm~1 600mm;L3—锚杆深入稳定岩层的深度, 一般取200~300mm。

根据以上验算, 顶选用锚杆长度2 400mm的左旋高强树脂锚杆、两帮采用Φ20×2 400mm等强锚杆, 满足要求。

(2) 锚杆的锚固力

按锚杆杆体的破断力计算:

式中, σ抗—锚杆材料的抗拉强度, 取σ抗≥490Mpa;Φ———杆体直径, 取Φ=20mm。

根据矿对锚杆检验报告知, 锚固力大于105KN, 实际锚固力为175KN。

(3) 锚杆的间排距

锚杆间距:

锚杆排距:

式中:n—每排顶锚杆根数, 7根;N—设计锚固力, 100KN/根;K—安全系数, 取2~3;r—上覆岩层的平均容重, 取24KN/m3;a—1/2巷道掘进宽度2.4m;b—潜在冒落拱高度2.12。

根据以上验算, 设计的锚杆的间排距700×700mm符合要求。

(4) 锚索长度计算

根据我矿施工经验, 锚索支护使用的钢绞线长度应根据巷道顶板岩性特征来确定, 以确保钢绞线锚固在稳定的岩层中采用工程类比法及理论计算:

式中:

L-锚索长度, m;La-锚索锚入到较稳定岩层的锚固长度, 1.77m;Lb-需要悬挂的不稳定岩层厚度, 取3m;Lc-上托盘及锚具的厚度, 取0.1m;Ld-锚索外露长度, 取0.3m。

按GBJ213-90要求, 锚索锚固长度

La按下式确定:

式中:K-安全系数, 一般取2;d1-锚索钢绞线直径, 20mm;fa-钢绞线抗拉强度, 取1 770n/mm2;fc-锚索与锚固剂的粘合强度, 取10n/mm2。

通过计算得数为5.17m, 所以施工时取8m锚索完全可以达到要求。

(5) 顶板锚索支护密度

锚索支护密度的确定[4]:

式中, N—单位面积锚索数目, 根/m2;P1—锚索的最低破断力, 为2 96KN;W—每m巷道的净压力, W=B∑h∑ρ;B—巷道的掘进宽度, 为4 600mm;∑h—悬吊的岩层厚度, 为7m;∑ρ—悬吊的岩层平均密度, 为2.4t/m3;K—锚固体设计最小安全系数一般取1.4。

经计算N=0.366根/m2

现巷道锚索支护间排距2 100×700mm, 五花型布置, 锚索支护密度为0.466根/m2, 满足0.466根/㎡>0.366根/m2, 该锚索布置方式符合支护要求。

(6) 帮部锚索补强

因煤层倾角较大, 巷道高帮煤墙高度较高, 受上区段采动动压影响, 高帮必须通过补打锚索进行补强, 增加对围岩的约束力, 进一步提高组合拱抵抗变形的能力。因煤柱宽度按5m进行留设, 为防止帮部锚索与采空区穿透, 帮部锚索采用5m长锚索进行加固。

锚索横托梁采用矿用11#工字钢加工制作而成, 锚索托梁长度为2.4m, 索孔间距为中至中1.6m, 索孔从两帮各留设0.4m, 每条锚索梁使用2条锚索吊挂固定。锚索锁头前安设一个蝶形锚杆托盘提高锚索预应力, 锚杆盘用10mm厚、Φ100mm的碟形托盘, 托盘螺口均与锚杆螺帽相配套达到高强度。帮部锚索托梁垂直巷道顶底板布置, 每根托梁上部锚索仰角30°, 下部锚索俯角30°进行打设, 排距2.1m。

4 顶板离层监测

为观测巷道稳定状况及验证巷道支护效果, 在风巷掘进期间建立巷道十字位移观测点和每隔50m安设一组顶板离层仪进行观测。巷道掘进阶段对顶板离层仪情况进行了监测, 最大离层值为42mm, 最小离层值为13mm。随后又进行了近2个月的观测显示, 巷道顶底板的相对移近量为63mm, 两帮的最大相对移近量为82mm。巷道初期离层量大, 离层速度快, 但能很快的进入稳定状态, 后期工程围岩变形已基本稳定。

5 结论

(1) 根据理论计算确定己15.17———11041采面风巷合理窄煤柱宽度为5m。该煤柱大大改善了巷道的受力状况, 既提高了采出率又提高了巷道的整体稳定性, 并使采空区瓦斯得到了有效的隔离。

(2) 己15.17—11041采面风巷采用锚网梁索+高帮锚索补强进行支护, 顶底板及两帮相对位移量较小, 巷道围岩变形基本稳定, 巷道维护良好, 满足安全生产需要。

(3) 大倾角煤层沿空掘巷合理的煤柱留设宽度和可靠的支护参数设计, 有效地控制了受采动影响临近工作面巷道的围岩变形, 提高了稳定性, 保证了巷道的安全状态, 显著降低巷道维修成本, 减轻工人劳动强度, 具有重大的经济效益、社会效益和非常广阔的应用前景。

参考文献

[1]柏建彪.沿空掘巷围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2006.

[2]候凤才.大倾角煤层区段煤柱合理留设宽度研究[J].煤炭工程, 2012 (03) :3-4.

[3]张科学.深部煤层群沿空掘巷护巷煤柱合理宽度的确定[J].煤炭学报, 2011 (05) :29-30.

[4]何清海.锚索加强支护的优化设计[J].矿业安全与环保, 2009 (08) :130-131.

深井沿空掘巷支护设计技术研究 第3篇

随着科学技术的迅速发展, 煤炭资源也在逐渐的枯竭, 如何进一步提高采区采出率、减小不必要的资源浪费, 对于提高煤矿生产效益有着重要的意义。近几十年来, 采矿界对沿空掘巷开展了大量的研究工作, 该技术已成为我国无煤柱护巷的主要形式。伴随煤矿开采实践的不断深入, 煤层的开采深度逐年增加, 某些矿井的开采深度已达到1200m之深。因此, 研究深井沿空掘巷支护设计具有非常重要的意义, 可有效指导深井支护, 提高巷道的稳定性, 延长其服务年限。本文以我国某矿为例, 简单论述深井巷道支护设计问题。

1 工程概况

该矿1121 (1) 综采工作面有一回风巷, 位于-800m水平, 正好处于北一采区中下部, 其在西部与1117 (1) 工作面相邻, 其北部存在一断层, 南部存在一保护煤柱。该巷道的长度为2780m, 深度约为800m。

2煤层厚度平均厚度为2.00m, 煤层含有2层夹矸, 其倾角约为5º。其直接顶是以下两种岩层组成:第一, 由泥岩;第二, 砂质泥岩。其基本顶主要是由以下两种岩层组成:第一, 砂质泥岩;第二, 中细砂岩。其底板的组成岩层主要有两种:第一, 泥岩;第二, 砂质泥岩。

2 巷道支护设计

2.1 技术措施

1121 (1) 综采面的回风巷的特点主要:第一, 埋藏深度较大, 约为800m;第二, 地质条件复杂;第三, 煤柱周围受来自采空区中水的影响。因此, 首先必须确定合理的煤柱尺寸, 还需采取下面技术措施。

(1) 对围岩结构进行优化由于该巷道某些区段存在一层厚度不均的伪顶, 随采随落, 不易控制。因此, 在支护过程中, 若采取优化顶板围岩结构的措施, 可有效避免由顶板碎裂而造成的离层现象等。

(2) 采取锚索网支护方式与架棚支护相比, 锚索网支护更适合该巷道的支护要求。二者在支护机理方面存在本质的不同。锚索网支护具有主动性能, 它不但可以有效对围岩进行加固, 还能将围岩的自承能力发挥到最大程度, 从而实现锚索网与围岩共同其支撑作用的目的。

(3) 加强某些构造复杂区域的支护强度本巷道附近有两个区域粗腰加强支护:第一, 构造带区域;第二, 水浸煤柱区域。构造带区域的围岩具有以下几个特点:第一, 松软破碎;第二, 强度较低。由于煤柱长时间浸泡在水中, 其承载能力逐渐变小, 锚杆的锚固力也越来越差。因此, 为有效防止由围岩产生较大的变形而引起的巷道失稳问题, 可采取加强对这两个区域巷道支护强度的措施。

(4) 为提高煤柱的稳定性, 需要对煤柱侧帮锚杆的受力状态沿空掘巷结束后, 留设的煤柱会发生严重的变形, 甚至破坏。所以, 为保证煤柱整体的稳定情况, 可采取以下两种措施:第一提高煤柱侧帮锚杆的支护强度;第二改善巷道两帮的手里情况。这两个措施可大大提高煤柱的稳定性。

2.2 锚索网支护技术方案

考虑到该巷道的地质条件和施工条件, 现制定该巷道锚索网支护技术方案。

(1) 顶板支护。巷道顶板采用的支护材料主要有:第一菱形金属网;第二, 14号槽钢;第三, 左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 其直径为22mm, 长度为2500mm;第四, 预应力锚索, 其直径为21.8mm, 长度为6300mm。此外, 还应确定合理的锚杆间排距, 即为860×800mm。每排布置的锚杆数量为6根。此外, 锚杆的布置和选择, 应考虑到施工的难度和地质条件。

(2) 巷帮支护。巷道两帮采用的支护方式为联合支护, 支护材料有:第一, 菱形金属网;第二, M5钢带;第三, 左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 其直径为22mm, 长度为2500mm。巷道钢带的布置方式为水平布置, 巷道两帮的锚杆确定为700×800mm, 锚杆的钻孔直径确定为32mm, 各锚杆孔哈英放入适量的锚固剂。同时, 为避免采空区侧煤柱失稳, 还应在巷道低洼处打一排木桩, 最好靠近煤柱侧合理选择木桩的直径和确定其间距。

3 支护效果分析

巷道施工结束后一段时间, 根据观测结果可知, 巷道顶板并没有发生严重的离层现象, 锚杆的受力情况也在其受力区间内, 支护情况整体稳定。各个测点的顶底板移近量、底鼓量等均在允许的范围内。其中, 构造带区域的顶底板移近量也处于合理的区间, 一段时间以后, 并趋于稳定, 这得益于加强支护的措施。深井沿空掘巷支护设计是在对巷道围岩结构优化、构造带区段和水浸煤柱区段加强支护的基础上, 通过采用锚索网支护技术, 成功地解决了煤矿复杂条件下深井沿空掘巷支护难题。实践表明, 通过综采工作面回风巷沿空掘巷锚索网支护实践表明, 在巷道掘进近1 a时间内, 该巷道顶板没有出现明显离层及网兜现象;锚杆锚索也没有出现破断现象;同样煤柱也没有出现垮落失稳现象;巷道围岩变形量均控制在设计要求范围内;巷道整体支护状况良好, 这就说明了锚索网支护技术是控制深井沿空掘巷围岩变形及保持小煤柱稳定的一种科学合理和行之有效的技术, 因此可为同类巷道支护提供借鉴作用, 所以说研究深井沿空掘巷支护设计是十分必要的。

4 结论

总之, 深井沿空掘巷支护技术的应用, 为矿井的安全生产提供了可行的技术支持, 是可行的, 也是合理的, 深井沿空掘巷支护技术的应用为煤矿带来了显著的经济效益和社会效益, 促进了矿井的和谐发展。

摘要：深井沿空掘巷支护设计的研究对煤矿安全生产来说有着非常重要的意义, 为了解决煤矿深井沿空巷支护的难题, 本文结合某矿工程实例, 重点阐述深井沿空掘巷支护技术。文章不仅有效地指导了深井支护, 而且在提高巷道的稳定性和延长矿井服务年限方面也有重要的指导作用。

关键词：深井,沿空巷,支护,设计

参考文献

[1]康红普, 王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2007.

[2]谢广祥, 杨科, 常聚才.煤柱宽度对综放面围岩应力分布规律影响[J].北京科技大学学报, 2006 (11) :1005-1008.

[3]何满潮, 齐干, 程聘, 等1深部复合顶板煤巷变形破坏机制及耦合支护设计[J].岩石力学与工程学报, 2007 (05) :987-993.

[4]杨张杰, 徐冰峰1复合顶板回采巷道钢带锚网支护的实践[J].江西煤炭科技, 1999 (04) :27-29.

薄基岩厚表土沿空掘巷研究 第4篇

关键词：薄基岩,沿空掘巷

通过对薄基岩厚表土综放工作面采动支承应力分布演化规律的研究, 分析薄基岩厚表土综放开采条件下, 松散破碎围岩巷道煤柱宽度的确定方法和沿空掘巷的可行性, 减小煤柱留设, 提高采区采出率。

1 地质条件

司马矿3号煤层厚5.47～7.80m, 平均6.62m, 采用综采放顶煤方法开采, 采空区全部跨落法管理顶板, 煤层上覆基岩厚度不足60m的煤层有5km2, 例如1901孔基岩厚仅9.25m, 2102孔基岩厚21.11m, 19-1孔基岩厚26.49m, 20-2孔基岩厚19.88m等。司马矿风化带裂隙发育、深度30～50m, 受风化作用, 薄基岩区域煤层松软、上覆岩层强度小、节理、裂隙发育、完整性差, 煤层上方没有关键层, 开采后上覆岩层难以形成稳定的砌体梁平衡结构。基岩上部有厚黏土层是第四系古河口沉积, 导水性差与基岩不整合接触, 其强度较大。

2 砌体梁条件下沿空掘巷

如图1、图2所示:工作面端头基本顶断裂后形成的弧形三角块结构的运动、稳定对沿空掘巷围岩稳定的影响。沿空掘巷一侧为未开采的实体煤、另一侧为上区段采空区, 上区段工作面基本顶在实体煤侧为固支边, 端头基本顶的垮落特征:在工作面端头部位的破断线呈弧形, 形成弧形三角块B。

三角块的稳定与工作面采动支承压力、采深、煤层的力学性质、采高, 工作面采动影响有关。

在三角块的保护下, 结合合理的支护手段, 沿空掘巷巷道在掘进期间、回采期间都不会发生剧烈变形, 以至于不能使用。

3 薄基岩厚表土情况下沿空掘巷

在基岩较薄情况下, 由于基岩有可能不足以形成砌体梁结构, 在这种情况下进行沿空掘巷可行性值得分析。

根据地质条件看, 采用全部垮落法时, 冒落带在基岩较薄处会覆盖整个基岩层, 则不能够形成板壳破断。

根据1101工作面地质资料对顶板岩层运动规律进行分析。基岩的稳定性主要存在回转失稳与滑落失稳两种情况, 如图3。

(1) 回转失稳分析。

根据砌体梁“S-R”稳定性理论, 周期来压时, 顶板不发生回转变形失稳的条件是:

式中:

i=h/l—断裂距;

l—周期来压步距, kp—碎涨系数, 一般取1.3;

h—承载岩层厚度;

h1—承载岩层厚度;

ρg—承载岩层厚度;

σc—承载岩层抗压强度。

按照司马矿1101工作面面进行验算, 取M=6.5m, ∑h=11m, h=9m, ρg=25kN/m3, σc=45MPa, l=12m。带入式中, 则临街负载岩层厚度为72m。

(2) 滑落失稳分析。

不发生滑落失稳的条件为

式中:

tanΦi—岩块间摩擦因数, 一般取0.3。

带入1101工作面相关参数的临界负载岩层厚度为6m。

按照M·普罗托吉雅可诺夫理论, 自然平衡拱高为:

H=L/ (2f) (3)

式中:

L—岩块间摩擦因数, 一般取0.3;

f—岩石坚固系数。

L≤2h (h为黏土层厚度) 故黏土层在一定范围内能够形成自稳拱结构。同时根据相关文献的分析, 当基岩厚度大于20m同黏土层总厚度大于60m时, 黏土层和基岩共同作用, 形成“复合承载体”结构, 能够形成砌体梁结构。则顶板能够形成“O-X”破断, 能够形成弧形三角块机构, 在这种情况下, 沿空掘巷是可以实现的。

司马煤矿1101首采面, 采3号煤, 平均厚6.5m, 煤层倾角0°～20°, 平均10°。工作面处于+666水平, 标高+695～+780m, 相应地表标高为+927～+994m。西为采区大巷, 南、北均为未采区, 东部为煤层风氧化带。走向长164m, 倾斜长1400～1420m, 平均1410m。总体地势东高西低, 呈一西倾的单斜构造, 底板局部起伏不平, 地质构造相对简单。据东部切眼附近的20-2钻孔, 煤层上方表土层厚186.21m、距基岩附近含有超过40m的黏土层, 基岩厚仅19.88m, 主要为岩性较弱的砂质泥岩和粉砂岩;而据邻近1102面胶带顺槽西端的221钻孔, 煤层上方表土层厚150.50m, 基岩厚达80.92m, 说明工作面范围内基岩厚度变化较大, 由西向东有明显的变薄趋势。工作面采用倾向长壁综放开采, 采3m, 放煤3.5m;基本支架型号ZFS6200-17/33, 共109架。

现场开采试验的同时进行了矿压观测分析和支护质量监测。从切眼开始计算, 观测期间机巷推进距为63.8m, 风巷推进距为65.2m, 经历了工作面初次来压 (平均来压步距27.7m) 和3次周期来压 (平均来压步距13.9, 11.8, 12.8m) , 图12为工作面支架平均工作阻力与推进距关系曲线, 8号、45号和90号支架分别代表工作面上部、中部和下部, 从中可知工作面顶板来压的分布变化状态。

根据1101工作面回采所测支架工作阻力数据, 见图4, 初次来压时支架工作阻力最大值接近6000kN, 周期来压时支架工作阻力最大值接近4000kN, 换算成负载重分别为35m、26m, 对应采高为5.3M、4M, 其数值尚在 (4～8) Mγ范围内, 虽然司马矿基岩受风化作用影响顶板强度小、裂隙发育, 但是其支架工作阻力并未出现超出其最大值, 并未出现压架情况。

4 结论

(1) 薄基岩情况下, 基岩难以形成砌体梁结构;

(2) 在基岩厚度达到一定厚度, 且其强度受风化影响较小时, 同上覆厚黏土层能形成稳定结构;

(3) 从工作面矿压数据看, 上覆岩层在一定高度上有承载层, 上覆岩层重量并没有完全由支架承担;

(4) 在基岩达大于20m, 结合可承载黏土层时, 可以在端头形成稳定结构, 对沿空掘巷巷道形成保护, 所以在这种情况下沿空掘巷是可行的。

参考文献

[1]柏建彪.沿空掘巷围岩控制, 2006.

[2]方新秋, 黄汉富, 金桃, 柏建彪.厚表土薄基岩煤层开采覆岩移动规律[J].岩石力学与工程学报, 2008, 27 (增1) :2700-2706.

[3]黄汉富白海波.司马煤矿薄基岩区松散层特性与煤层安全开采[J].采矿与安全工程学报, 2008, 25 (2) :239-243.

[4]王建国.潞安矿区黄土的工程特征与评价[J].山西建筑, 2002, 28 (3) :29-30.

沿空掘巷小煤柱合理宽度探讨 第5篇

关键词：支承压力,小煤柱,可行性

为了确定7601工作面与7603工作面间小煤柱的尺寸,本文预通过对相邻正在回采的7603综采面回风巷道内进行布点监测,观察工作面在推进过程中侧帮煤体内部支承压力的变化,确定塑性区、弹性区,从而确定小煤柱的合理尺寸。并对护巷小煤柱尺寸进行综合分析,得出沿空巷道合理小煤柱宽度[1]。

1 工作面概况

7601轨巷位于7煤及7煤底板黏土岩及粉砂岩中。煤层总厚为1.1m~1.3m(平均l.2m),结构简单,倾角为7°~13°(平均10°)。7601工作面对应地面位置,处于工业广场的东北方向,距离工业广场1100m~1600m,地面为农田。

7煤属于亮煤煤质,条带状结构,层理结构简单稳定,局部有夹矸层,煤层硬度系数为1.3。老顶为粉砂岩层,厚7.2m,直接顶为泥岩,厚2.4m,直接底为黏土质的粉砂岩,厚1.0m,老底为中砂岩厚5.4m。

2 测点布置

煤体内应力的监测取液压型应力计,在运输顺槽煤柱侧选取合适位置,布置两组煤体应力测站,测站内测点布置及测站间关系见图1所示。第一组测点布置在工作面推进方向前方30m处。测站内布置有5个测孔,测孔间距为1m,深度分别为1m,2.5m、4m、5.5m、7m。第二测站位于第一测站超前30m,即距离工作面60m位置,测站内布置有5个测孔,测孔间距为1m,深度分别为1m,3m、5m、7m、9m[2]。

3 侧向支承压力分布规律

通过对现场实测数据的整理,可得到煤体应力计读数与工作面距离的关系,如表1、表2所示。由于煤体应力计安装及井下生产等因素,第一组煤体应力计监测到距工作面0~30m的数据,第二组煤体应力计监测到距工作面8m~55m的数据[3]。

第一组煤体应力计变化,参见表1。应力曲线图中出现一个应力峰值,以5个应力计变化趋势而言,埋深1m~4m的3个应力计读数呈增长的趋势,而距工作面24m,30m两个时刻时增长幅度较平缓,说明距工作面24m~30m范围内侧向支承压力受采动的影响不明显;4m埋深的煤体应力在距工作面位置相同的每个时刻是5个应力计的最大值,最大值达12.2MPa,可以初步认定倾向支承压力集中位置在4m左右,即塑性区应在4m范围内;4m~5.5m范围内应力降低迅速,可以判定此范围为增压区;5.5m~7m范围内应力降低平缓,可判定此范围应属于稳压区;综合分析可认定4m~7m范围内应为弹性区应力升高部分[4,5]。

第二组煤体应力计变化,参见表2。应力曲线图出现一个波峰和一个波谷,5个应力计读数变化趋势为增高→降低→增高,可以初步判定1m~3m范围内应属于破裂区或塑性区,而3m以外为塑性区或弹性应力升高区;煤体应力在埋深3m位置出现峰值,最大值为8.1MPa。

结合两组应力计读数结果分析可知,测点在距离工作面8m、10m、24m、30m的位置时,侧向支承压力出现三个应力峰值:第一个峰值位置出现在距煤壁2.5m处,第二个峰值出现在距煤壁4m处,第三个峰值出现在距煤壁5.5m处;8m和10m、24m和30m第一个峰值与第二个峰值交界处都位于煤壁3m处。根据宋院士“内外场”理论可知[6],在距煤壁3m处附近顶板应发生断裂,即塑性区范围为0~3m,但此时测点并未在采空区内,因此顶板断裂线还应往煤体深处转移。

4小煤柱宽度范围的确定

由前人对沿空掘巷侧向支承压力的分析可知,煤层顶底板为较软的泥质页岩和较破碎的砂质页岩时,随着工作面推进侧向支承压力将逐渐向煤体深处转移,且峰值逐渐降低,影响范围逐渐扩大,加之5m处为应力值最小位置,因此可断定最佳掘巷位置应在距采空侧4m~5m范围内。

5结论

(1)通过现场实测可知,侧向0~3m范围内为塑性区,但此时并未在采空区内,所以顶板断裂线还应往煤体深处转移,塑性区要大于3m。

(2)由于煤层顶底板为比较软的泥质页岩和较破碎的砂质页岩,随着工作面推进侧向支承压力将逐渐向煤体深处转移,因此可断定最佳掘巷位置应在距采空侧4m~6m范围内;

(3)综合分析数值模拟、现场实测的结果,得出合理小煤柱宽度的范围应为4m~5m。

参考文献

[1]徐慎利,等.千米深井沿空掘巷支护和煤柱合理留设的设计[J].煤矿支护,2009,01:56-59.

[2]王峰.沿空掘巷窄煤柱合理尺寸的确定[J].山东煤炭科技,2016,02:55-58.

[3]张睿智.窄煤柱沿空掘巷煤柱合理宽度研究[J].能源与节能,2016,03:34-37.

[4]杨磊.基于FLAC-3D沿空掘巷合理煤柱宽度的数值模拟研究[J].煤矿支护,2012,03:90-92.

[5]孟广锋.冲击地压矿井沿空掘巷支护方案的优化[J].煤矿支护,2011,02:113-115.

沿空掘巷锚杆、索联合支护的实践 第6篇

关键词：支护,锚杆,技术

1 概述

鸡西矿业集团张辰矿立井西三采区是该矿的主要生产采区, 主采煤层有2#、3#层, 3#层煤平均煤层厚度1.53m, 煤层倾角10~30°, 有0.10m厚的页岩伪板, 直接顶为3m厚细砂岩, 在往上是10m厚的中砂岩, 底板是0.4m碳页岩, 往下是细砂岩。189采煤队回采3#右五回撤结束。开始沿3#右五巷采空区掘送3#右五副巷。与右五老巷保留5米煤柱。给巷道支护造成很大困难, 传统支护方式钢梁木腿棚, 但支护效果不佳, 片帮折腿, 冒顶断梁现象常常出现, 一条巷道要经过多次备复。根据煤岩特性决定采用锚杆、索联合支护围岩。

2 设计内容

2.1 巷道断面设计见图1所示。

巷道形状为不规则梯形, 中宽2900mm, 中高2400mm。

2.2 锚杆支护参数的选取。

根据实践论证和多年来的经验, 选用∮18mm的左旋螺纹钢锚杆, 锚杆间距1.0m排距为1.1m和W型钢带, 同时采用6m长锚索, 锚索间距3m排距为1.5m, 进行顶板支护。

(1) 按加固拱原理确定锚杆参数。锚杆长度L=N (1.1+W/10=1.15 (1.1+2.9/10) =1.59m, 取2.0m。

锚杆排距取D≤ (0.5~0.7) L D≤ (0.8~1.12) , 取D=1.1m

式中:N-围岩影响系数:W-巷宽;D-锚杆排距

(2) 按悬吊理论计算锚杆参数。锚杆间距; 式中:Q-锚固力;K-安全系数取2;H-软岩厚度;R-岩石容重, 取2.5T/m3, 故选择锚杆间距1.0m, 排距1.1m, 三排锚杆布置。

(3) 每米巷道顶板压力计算。Q压=2abr=2× (2.9/2) × (2.9/10) ×2.5=2.1T/m。式中:a-巷宽的1/2;b-自然平衡拱高b=a/f;F-岩石坚固性系数, 取5。

(4) 验算。Q实1=3Q/W=3×5/2.9=5.17T/m;Q实2=16T/m;每米巷道锚索提供的载荷16T/m;Q实1+Q实2=5.17+16=21.17T/m符合要求。

2.3 锚杆+W型钢带+锚索联合支护的支护原理。

当锚杆伸入稳定岩层时, 它可以将破坏区岩层与稳定岩层相连, 阻止破坏岩层跨落, 同时阻止破坏区岩层扩容, 离层、滑动, 从而提高承载能力。

当锚杆不能伸入稳定岩层时, 它的主要作用是在破环区内形成次生承载层, 阻止上部破坏岩层扩容、离层。同时锚杆+钢带连成整体, 形成组合梁两帮形成支撑点可均衡顶板压力。

而锚索主要是将锚杆支护形成的次生承载层与围岩的坚固承载相连, 阻止因次生承载层失稳而引起的顶板垮落。从而提高围岩的整体强度。

2.4 两帮锚杆选取。

两帮支护设计采用∮18mm, 长1600mm的螺纹钢树脂锚杆三根, 配合菱形塑料网, 间排距700×700mm, 每孔用两个CK2335树脂药卷, 足以承受剪切力的破坏作用。支护设计见图。

3 锚杆的安装

3.1 锚杆机选择。

选用MQT-90AI型气动锚杆钻机。

3.2 锚杆安装工艺。

(1) 工作面放炮后, 敲帮问顶, 打好临时支护。 (2) 定好眼位, 将锚杆钻机稳放在定好的锚杆眼位垂直下方, 对接好风水管, 领钎人员垂直岩面钻机司机启动锚杆钻机风水按钮, 钻进到所需要的深度。 (3) 将树脂药卷用锚杆轻轻送到眼底, 启动锚杆钻机搅拌药卷10~15min。 (4) 停止搅拌并保持气推力等待药卷固化3min。 (5) 紧贴岩面铺设钢带, 上好托盘, 并用锚杆钻机拧紧螺母, 直至锚杆钻机无法拧紧为止, 一根锚杆的安装结束, 继续安装其它锚杆。

4 矿压观测

从表中的数据可知, 无论顶板还是两帮位移基本稳定, 顶板没有离层。

5 效果分析

3#右四副巷采用锚杆、索联合支护取得明显效果。根据井下现场监测, 巷道采用螺纹钢树脂锚杆支护比原来的架棚支护有明显改善, 主要表现在:

(1) 彻底改变了前边掘进, 后面冒落维修的问题。 (2) 巷道顶板及两帮整体性好, 虽然顶板有一定的下沉量, 但仍然保持完整、稳定、支护状态好, 顶板安全程度有明显提高。

6 技术经济分析

6.1巷道变形量小、无冒顶, 片帮现象发生, 说明选择的支护参数合理。

6.2联合支护具有承载快、锚固力大、巷道位移小的特点。

6.3采用联合支护后, 锚固范围内岩体的整体性得到加强, 防止了顶板滑移, 使顶板的松动离层受到抑制。

6.4采用木棚支护, 即危险, 劳动强度又大, 巷道返修量大。

6.5采用锚杆、索联合支护, 工序简单, 施工容易, 降低劳动强度, 减少巷道维修量。

6.6采用锚杆、索联合支护后, 可提高但进, 月进度由原来的80m提高到200m。

6.7采用12#工字钢支护, 每米支护成本包括材料费、人工费, 合计2312.8元。由于受顶压二次重新被棚占整个巷道支护的30%。每米支护成本693.84元。

采用锚杆、索联合支护, 每米支护成本包括材料费、人工费, 合计1820元。

鹤壁中泰矿业公司沿空掘巷技术实践 第7篇

1问题提出

鹤壁中泰矿业公司为鹤煤公司的主力矿井, 1997年上马综采放顶煤生产工艺后, 矿井生产能力稳定在150万t/a以上。2002年, 生产布局由“一综放一高档一炮采”演变为“两综一炮” (炮即为残采, 采边角煤) , 生产效率得到大幅提高, 其间主要得益于沿空掘巷支护技术的深入研究与变革。1997—2001年, 矿井采煤工作面大部分为回风巷沿空布置 (与相邻采空区间隔6 m小煤柱) , 支护方式为普通工字钢单棚支护, 棚距0.5 m。开掘后沿空巷道矿压显现非常明显, 巷道前掘后修, 钢梁弯曲扭转、梁爪压崩、支柱钻底、弯扭, 掘进期间多次采用加强棚、替换棚、拉底等方式维护。工作面投产不到3个月, 回风巷断面急剧收缩, 净断面由投产时的6 m2缩小到回采时不足1 m2, 风速严重超限, 人员通行困难, 物料不能及时运送;瓦斯经常超限, 生产环境恶劣, 工作面安全生产形势十分严峻。

近年来, 不少沿空采煤工作面成为煤矿、公司监控的重点, 生产陷入停与不停两难境地。不停产, 安全生产形势严峻;停产, 不但直接影响矿井的效益, 安全上存在循环修复、采空区残煤自燃等诸多隐患。为了不停产, 矿方不得不采用了人海战术和管理人员重点盯防方法, 沿空回风巷安排巷修队近100人24 h不停扩修, 扩修时采用替架小木棚 (断面不足2 m2) , 扩修用料及浮煤全部为人力爬行拖运。每个沿空综放工作面的回采都要付出巨大代价, 如想提高生产效率与矿井效益, 必须首先解决沿空巷道的支护难题, 从而形成“两综一炮”的生产格局。传统的支护方式远不能适应生产实践的需求, 沿空巷道的支护研究与改革迫在眉睫。

2沿空掘巷支护

2118综放工作面与2116采用沿空布置, 两工作面参数基本相同。2116工作面回风巷与2114采空区间隔3 m小煤柱, 回风巷支护方式为工字钢棚支护。2116工作面生产实践证明, 该支护方式不合理, 严重影响到工作面的安全生产, 因此在2118工作面回风巷对支护方式进行了改革。

2.1支护改革

(1) 支护形式。

在对2118回风巷支护进行设计前, 矿方联合河南理工大学有关支护专家对邻近2116工作面地质条件进行了详细调查, 针对沿空巷道不同地段设计了4种不同的支护方式:第1段地质条件简单, 回采时间最早, 矿压较稳定, 采用架工字钢对棚支护;第2段地质条件简单, 回采时间较近, 采用架工字钢棚打帮锚杆联合支护;第3段地质条件复杂, 断层发育, 采用架U型棚打锚杆联合支护;第4段地质条件较复杂, 而且回采时间最晚, 采用架U型棚打锚杆注浆联合支护。

(2) 支护效果。

掘巷阶段:①锚杆支护有效地控制了围岩的变形, 经过5个月的观测, 各测点两帮移近量最大为130 mm。②由于有效地控制了两帮移近量, 刚性支架支护状况良好, 从而有效地抑制了顶底板的变形。巷道开掘5个月, 巷高变化小于150 mm。回采阶段:棚锚网联合支护段回采期间, 矿压观测结果显示支护效果前期良好, 综放工作面单产保持在5万t/月以上。工作面推过4F断层后, 沿空回风巷段断面急剧收缩, 工字钢弯曲变形, 树脂锚杆压断菱形网后锚网系统整体失效, 工作面正常生产受到了一定影响。

(3) 工字钢弯曲变形原因分析。

回采阶段掘进中, 由于没有较为明显的矿压显现, 施工单位改变了支护方案, 简化了支护方式, 仍采用工字钢棚打帮锚杆支护, 致使支护强度偏低。

2.2应用情况

2614综放工作面与2116采空区采用4 m小煤柱沿空布置, 两工作面各个参数也基本相同。2116工作面沿空回风巷支护参数与2118综放面相同, 掘进阶段与回采阶段联合支护有效地控制了巷道变形, 保证了回采工作面的正常生产。在实际施工中, 掘进单进在120 m/月以上, 巷道矿压控制较好, 支护状况良好。

3影响支护效果的因素分析

3.1巷道布置

对于一次采全高的厚煤层, 采用错层位巷道布置系统, 将工作面区段进风、回风平巷分别布置在厚煤层的不同层位。当煤层倾角较小时, 运输巷沿底板布置, 回风巷沿顶板布置;当煤层倾角较大时, 运输巷沿顶板布置, 回风巷沿底板布置。运输巷上方与过渡支架上方的顶煤已由上一工作面采出, 可克服丢煤、相邻的窄小煤柱在顶板压力下破坏、易漏风引发煤炭自燃等缺点。

厚煤层错层位巷道布置全层开采方法, 巷道布置与回采工艺均具有创新而切实可行的特点, 保持了放顶煤开采的高产高效优势, 实现了无煤柱开采, 降低了巷道掘进、维护的难度与成本, 提高掘进速度1倍, 降低成本30%, 提高资源采出率10%以上, 减少了端头丢煤现象, 降低了发火危险, 尤其是避免了两巷在顶煤下掘进高冒区。回风巷沿顶板布置在煤层上部层位, 可有效地排放上隅角积聚的瓦斯, 对安全生产十分有利。

(1) 端头留设顶煤长度分析。

根据综放工作面放沿空留巷围岩移动规律, 为了有利于基本顶回转尽快触矸形成具有承载自稳能力的结构, 需要在小煤柱外侧留设一定长度的顶煤不放。围岩位移结果表明, 当小煤柱外侧不留顶煤时, 留巷上方顶煤及顶板承受的围岩应力完全作用于煤壁和小煤柱上, 导致留巷和小煤柱变形较大, 小煤柱向留巷侧失稳变形。当端头留设顶煤长度为4 m时, 与端头留设顶煤长度8 m相比, 虽然小煤柱变形差别较小, 但后者小煤柱是稳定的, 前者小煤柱垂直变形大于后者, 而且充填右侧形成较宽的剪切屈服带。当端头留设顶煤长度为12 m时, 虽然小煤柱垂直变形减小, 但留设过多顶煤, 造成的资源损失较大。

(2) 小煤柱宽度分析。

大量工程实践显示, 当小煤柱宽高比大于0.8时, 有利于小煤柱本身的稳定。小煤柱稳定对于基本顶回转过程中围岩形成自稳的承载结构至关重要, 同时也决定着留巷效果。通过留设宽度为2.0, 2.5, 3.0, 3.5 m的小煤柱, 分析顶板垂直位移情况。位移结果表明:当小煤柱宽度为2.0 m时, 小煤柱产生自左上角至右下角斜剪切屈服带, 随基本顶回转而屈服失稳, 不能有效地控制基本顶回转形成具有自稳能力的承载结构;当小煤柱宽度在2.5 m以上时, 小煤柱能有效地控制顶板回转, 但随小煤柱宽度的变化, 在小煤柱右上角形成不同宽度的斜剪切屈服带。因此, 设计小煤柱时, 在加大小煤柱宽度以提高小煤柱稳定性的同时, 可以根据基本顶回转角度, 把煤柱上边界设计成比基本顶回转角度稍小的斜边界。

3.2地质条件

2118工作面回风巷与2116综放工作面采空区相邻 (间隔煤柱5 m) , 全长600 m, 其中沿空巷道500 m, 2118回风巷揭露5条落差在0.5～5.0 m的断层。2614工作面地质条件简单, 没有断层与破碎带, 2614工作面回风巷沿空布置。掘进期间均采用棚、锚、网联合支护。观测结果表明:2614工作面支护效果良好, 而2118工作面前期良好, 在过断层后工字钢严重弯曲变形, 树脂锚杆压断菱形网后锚网系统整体失效。经分析认为2118工作面支护未能根据地质条件及地质构造变化而及时修正, 是支护效果不理想的主要原因之一。

3.3采煤方法

2614工作面为仰斜开采综放工作面, 2118工作面为俯斜开采综放工作面。2614工作面与2612工作面均采用小煤柱沿空布置。2612工作面回采结束2个月后, 2614沿空回风巷开始掘进。2614回风巷地质条件简单, 没有断层破碎带, 巷道采用棚锚网联合支护方式。施工采用放炮掏槽风镐刷帮的施工工艺, 棚锚网联合支护方式有效地控制了巷道变形, 保证了回采工作面的正常生产。采煤方法对沿空掘巷支护效果的影响很大, 沿空巷道支护设计必须考虑采煤方法对支护效果的影响。

4结语