论文部分内容阅读
摘要淮北矿业集团童亭矿位于淮北平原中部,矿井于1989年11月30日正式投产,设计能力90Mt/a。自2005年至今已施工锚杆支护巷道近万米,通过摸索、实践、总结,目前初步形成一套适应各类条件的巷道施工经验,但S1073、S10711、8212工作面均属于锚杆支护沿空留巷施工。对于技术管理人员来说是一个新的挑战,经过大家的共同努力,制定出“锚带网”配合锚索联合支护的施工方法,取得比较令人满意的效果。
关键词沿空留巷;支护设计;锚杆支护
中图分类号TD文献标识码A文章编号1673-9671-(2010)081-0139-01
1工程概况
S1073工作面位于S107采区浅部,根据已施工的S1077风巷和S1071机巷及周边钻孔资料分析,该面内煤层结构简单。煤厚平均在3.6米左右,黑色条痕,褐黑色,块状,半亮型煤,玻璃光泽。该面煤层倾角为5°～16°,平均9°左右。
S10711工作面位于S107采区东部,本面煤层呈单斜构造,煤层倾角变化在5～14°之间,煤层走向与机、风巷近垂直。该面可能存在较多的小断层,对正常掘进施工将造成一定的影响。
8212工作面位于82下采区,。根据回采完毕的8210与8412工作面及周围钻孔资料分析,该面呈单斜结构,煤层厚度变化较大,最小0.2米,局部因原始沉积作用无煤:最大2.7米,平均在1.6米左右,煤层结构复杂,普遍含一层夹矸,局部含多层夹矸。煤质为黑色,块状,半亮型。该面煤层倾角为10°～18°,平均14°左右。
2沿空留巷支护设计
2.1围岩支护载荷计算
留巷巷道顶板载荷有直接定跨落带悬岩重量与老顶裂隙岩梁的附加载荷组成。根据数值模拟分析,工程类比和理论计算,顶板载荷为直接顶载荷与老顶载荷之和,直接顶载荷为其本身的重量老顶的载荷以直接顶载荷的倍数估算,则顶板载荷可按如下公式Q=(4~8)M*r估算确定。取M=3.8m,r=2500KN/m3,则Q=(0.38~0.76)MPa沿空留巷顶板悬梁载荷强度为最大0.76Mpa。
2.2沿空留巷方案优化
根据计算S1073、S10711、8212工作面两巷顶板载荷强度最大为0.76MPa。而目前锚带网支护系统,支护强度具有0.5~0.7MPa(测试计算);所以还需靠提高围岩自身强度或采用补强支护使围岩形成结构体满足围岩载荷要求。经分析论证,确定巷内锚带网支护,锚索加强支护,提高支护整体性既充分发挥围岩自身承载能力又及时提供支护抗力,从而保证顶板稳定性。
3巷道变形规律分析
3.1观测仪器
巷道变形观测仪器有:KHC测杆、DYS顶底板收敛速度仪;围岩深部位移观测使用WBY-10围岩多点位移计;巷道顶板离层动态状况使用LBY-3型顶板离层指示仪。
3.2观测方法
1)巷道表面收敛观测。两巷从开口施工每40-50m设一组观测站。距迎头50m内每班观测一次,50m外每天观测一次,稳定后每周观测一次,若巷道出现特殊情况,及时汇报并绘制巷道素描图。2)巷道围岩深部位移观测。在机巷和风巷顶板各打三个孔。每个测孔布置三个测点,分别是深基点、浅基点合在深浅基点中间的中基点(深基点据孔口大于7m,中基点距孔口4m,浅基点距孔口3m)。测站距掘进头50m之内每天观测一次,其余每周观测一次。3)巷道顶板离层量观测。在机巷和风巷中,每隔50m沿巷道中心线安设1套离层仪。每个测控布置两个测点,1个深基点,1个浅基点。其中深基点设置在顶板岩层中距孔口大于5m,浅基点距孔口2.8m。根据顶板离层仪设计位置,当顶板暴露后立即安装顶板离层仪,安装孔距掘进头距离1~2m。测点距掘进头50m内每班观测一次,其余每天观测一次。
3.3观测结果及分析
1)巷道掘进期间观测结果。掘进期间S10711风巷两帮最大位移速度为20mm/d,相对累计最大移近量为90mm,相对累计顶板最大移近量为65mm。S1073机巷、风巷两帮最大位移速度为25~30mm/d,相对累计最大移近量为120mm,相对累计顶板最大移近量为100mm。8212机巷、风巷两帮最大位移速度为30~35mm/d,相对累计最大移近量为260mm,相对累计顶板最大移近量为160mm。2)观测结果分析。在巷道掘进期间分为三个阶段:围岩运动剧烈期、围岩运动平衡期和围岩运动稳定期。在围岩运动剧烈期,围岩变形明显,锚杆承载迅速增加,两帮移近速度增加,时间约为巷道掘后至15d;在围岩运动平衡期,围岩变形开始缓和,两帮移近速度减小,锚杆受力逐步平衡,时间约为15~60d;在围岩运动稳定期,即巷道在掘后60d后,围岩运动基本处于稳定,变形量很小,变形速度和锚杆基本处于稳定状态。
4技术效果与经济效益
孤岛面沿空窄煤柱巷道掘进前,上覆岩层已基本稳定,所以掘进时不会对上覆岩层造成很大破坏,掘巷所引起的扰动只是小范围的调整,不会影响到上覆岩大结构的稳定。回采巷道在孤岛工作面开采过程中由于受采空区合本工作面超前支撑压力的叠加作用,巷道的表面位移量和位移速度急剧增加,围岩变形比较严重,塑性破坏区范围明显大于掘进期间。因此支护形式优先选用高强锚带网索联合支护,
利用先进技术手段和方法,科学总结和分析沿空孤岛留窄小煤柱巷道的矿压显现特征和规律,建立适合沿空孤岛留窄小煤柱巷道变形特征的新型支护系统。应用先进的支护理论和支护技术,进一步推广使用高强锚干和深孔锚索技术,增加巷道施工科技含量。锚杆支护技术在沿空留窄小煤柱在S1073、S10711、8212工作面安全成功应用,表明锚杆支护技术在沿空孤岛留窄煤柱中技术上是可行的,在实践上是成功的,效益上是可观的。
锚杆支护技术的应用减轻了工人劳动强度,提高单进,并消除复杂困难、危险的掘后修复工作。简化了综采工作面端头支护,省掉替棚工序,为回采、运输提供了良好的作业场所,为高产、高效创造了条件。
关键词沿空留巷;支护设计;锚杆支护
中图分类号TD文献标识码A文章编号1673-9671-(2010)081-0139-01
1工程概况
S1073工作面位于S107采区浅部,根据已施工的S1077风巷和S1071机巷及周边钻孔资料分析,该面内煤层结构简单。煤厚平均在3.6米左右,黑色条痕,褐黑色,块状,半亮型煤,玻璃光泽。该面煤层倾角为5°～16°,平均9°左右。
S10711工作面位于S107采区东部,本面煤层呈单斜构造,煤层倾角变化在5～14°之间,煤层走向与机、风巷近垂直。该面可能存在较多的小断层,对正常掘进施工将造成一定的影响。
8212工作面位于82下采区,。根据回采完毕的8210与8412工作面及周围钻孔资料分析,该面呈单斜结构,煤层厚度变化较大,最小0.2米,局部因原始沉积作用无煤:最大2.7米,平均在1.6米左右,煤层结构复杂,普遍含一层夹矸,局部含多层夹矸。煤质为黑色,块状,半亮型。该面煤层倾角为10°～18°,平均14°左右。
2沿空留巷支护设计
2.1围岩支护载荷计算
留巷巷道顶板载荷有直接定跨落带悬岩重量与老顶裂隙岩梁的附加载荷组成。根据数值模拟分析,工程类比和理论计算,顶板载荷为直接顶载荷与老顶载荷之和,直接顶载荷为其本身的重量老顶的载荷以直接顶载荷的倍数估算,则顶板载荷可按如下公式Q=(4~8)M*r估算确定。取M=3.8m,r=2500KN/m3,则Q=(0.38~0.76)MPa沿空留巷顶板悬梁载荷强度为最大0.76Mpa。
2.2沿空留巷方案优化
根据计算S1073、S10711、8212工作面两巷顶板载荷强度最大为0.76MPa。而目前锚带网支护系统,支护强度具有0.5~0.7MPa(测试计算);所以还需靠提高围岩自身强度或采用补强支护使围岩形成结构体满足围岩载荷要求。经分析论证,确定巷内锚带网支护,锚索加强支护,提高支护整体性既充分发挥围岩自身承载能力又及时提供支护抗力,从而保证顶板稳定性。
3巷道变形规律分析
3.1观测仪器
巷道变形观测仪器有:KHC测杆、DYS顶底板收敛速度仪;围岩深部位移观测使用WBY-10围岩多点位移计;巷道顶板离层动态状况使用LBY-3型顶板离层指示仪。
3.2观测方法
1)巷道表面收敛观测。两巷从开口施工每40-50m设一组观测站。距迎头50m内每班观测一次,50m外每天观测一次,稳定后每周观测一次,若巷道出现特殊情况,及时汇报并绘制巷道素描图。2)巷道围岩深部位移观测。在机巷和风巷顶板各打三个孔。每个测孔布置三个测点,分别是深基点、浅基点合在深浅基点中间的中基点(深基点据孔口大于7m,中基点距孔口4m,浅基点距孔口3m)。测站距掘进头50m之内每天观测一次,其余每周观测一次。3)巷道顶板离层量观测。在机巷和风巷中,每隔50m沿巷道中心线安设1套离层仪。每个测控布置两个测点,1个深基点,1个浅基点。其中深基点设置在顶板岩层中距孔口大于5m,浅基点距孔口2.8m。根据顶板离层仪设计位置,当顶板暴露后立即安装顶板离层仪,安装孔距掘进头距离1~2m。测点距掘进头50m内每班观测一次,其余每天观测一次。
3.3观测结果及分析
1)巷道掘进期间观测结果。掘进期间S10711风巷两帮最大位移速度为20mm/d,相对累计最大移近量为90mm,相对累计顶板最大移近量为65mm。S1073机巷、风巷两帮最大位移速度为25~30mm/d,相对累计最大移近量为120mm,相对累计顶板最大移近量为100mm。8212机巷、风巷两帮最大位移速度为30~35mm/d,相对累计最大移近量为260mm,相对累计顶板最大移近量为160mm。2)观测结果分析。在巷道掘进期间分为三个阶段:围岩运动剧烈期、围岩运动平衡期和围岩运动稳定期。在围岩运动剧烈期,围岩变形明显,锚杆承载迅速增加,两帮移近速度增加,时间约为巷道掘后至15d;在围岩运动平衡期,围岩变形开始缓和,两帮移近速度减小,锚杆受力逐步平衡,时间约为15~60d;在围岩运动稳定期,即巷道在掘后60d后,围岩运动基本处于稳定,变形量很小,变形速度和锚杆基本处于稳定状态。
4技术效果与经济效益
孤岛面沿空窄煤柱巷道掘进前,上覆岩层已基本稳定,所以掘进时不会对上覆岩层造成很大破坏,掘巷所引起的扰动只是小范围的调整,不会影响到上覆岩大结构的稳定。回采巷道在孤岛工作面开采过程中由于受采空区合本工作面超前支撑压力的叠加作用,巷道的表面位移量和位移速度急剧增加,围岩变形比较严重,塑性破坏区范围明显大于掘进期间。因此支护形式优先选用高强锚带网索联合支护,
利用先进技术手段和方法,科学总结和分析沿空孤岛留窄小煤柱巷道的矿压显现特征和规律,建立适合沿空孤岛留窄小煤柱巷道变形特征的新型支护系统。应用先进的支护理论和支护技术,进一步推广使用高强锚干和深孔锚索技术,增加巷道施工科技含量。锚杆支护技术在沿空留窄小煤柱在S1073、S10711、8212工作面安全成功应用,表明锚杆支护技术在沿空孤岛留窄煤柱中技术上是可行的,在实践上是成功的,效益上是可观的。
锚杆支护技术的应用减轻了工人劳动强度,提高单进,并消除复杂困难、危险的掘后修复工作。简化了综采工作面端头支护,省掉替棚工序,为回采、运输提供了良好的作业场所,为高产、高效创造了条件。