同忻矿大断面开切眼联合支护设计

张秀丽,迟克勇

(1.太原理工大学 矿业工程学院,太原 030024;2.山西煤炭职业技术学院,太原 030031)

同忻矿大断面开切眼联合支护设计

张秀丽1,2,迟克勇2

(1.太原理工大学 矿业工程学院,太原 030024;2.山西煤炭职业技术学院,太原 030031)

以同忻矿8207工作面开切眼为例,针对大断面开切眼围岩易变形破坏且难以控制的问题,提出采用分次成巷和联合支护技术。实践结果表明,采用分次成巷和联合支护技术方案可以有效控制8207工作面开切眼的围岩变形,围岩矿压显现明显改善,解决了8207工作面大断面切眼施工困难和顶板难以管理的问题。

大断面开切眼; 分次成巷;联合支护技术

综采放顶煤工作面液压支架的使用要求切眼具有较大的断面,然而随着断面的不断加大,巷道的开挖和维护越来越困难,对巷道施工和支护技术的要求也越来越高。现有常规的支护方案难以满足大断面开切眼围岩控制的要求。许多学者对此进行了研究,何富连等[1]通过使用模拟软件,得出顶板拉破坏的范围随着切眼宽度的增大而增大,在此基础上提出“交叉迈步式”联合控制技术。柴肇云等[2]研究表明锚索加固不能明显提高围岩最大承载能力,但是能明显提高围岩残余强度和塑性破坏后的承载能力。张茂林等[3]通过研究认为锚杆长度和支护密度是影响围岩支护效果的主要因素,提出采用锚网、锚索和钢筋梯联合支护方案,有效控制了切眼围岩的变形。周文中[4]研究表明大跨度巷道施工时利用二次成巷技术先导后扩可降低施工难度,保证顶板安全。徐向南[5]根据切眼围岩变形破坏的特点,提出“螺纹钢锚杆+锚索+钢筋骨架网”联合支护方式。

根据现阶段的研究可知,使用联合支护技术对大断面开切眼围岩变形控制能起到很好的效果。现以同忻矿8207工作面为工程背景,结合煤矿实际生产经验,利用现有支护理论以及对巷道围岩变形机制的研究,提出采用分次成巷和联合支护相结合的方案,对8207工作面大断面开切眼进行施工维护,实现了切眼围岩稳定性控制,丰富了大断面开切眼联合支护技术的相关理论与技术。

1 地质概况

同忻煤矿是大同煤矿集团在2006年建设的现代化大型煤矿。8207工作面主要开采煤层为石炭系3#-5#煤层,煤层开采厚度15.1 m～25.91 m,平均厚度15.27 m;工作面走向长1300 m,倾斜长200m;煤层倾角1°～ 4°,平均倾角2°。工作面的直接顶是砂质泥岩和炭质泥岩,厚度3.8 m;老顶为含砾粗砂岩,厚度5.22 m;直接底为高岭岩,厚度2.68 m。工作面切眼巷净宽9.1 m,铺地后净高3.6 m,支护为锚网、锚索、工字钢、钢托板、木垛配合单体液压支柱联合支护。

2 大断面开切眼围岩变形破坏的影响因素

大断面开切眼围岩变形破坏主要受顶煤厚度、切眼断面宽度、支护技术以及施工技术等因素的影响。

2.1顶煤厚度和切眼断面宽度

顶煤厚度和切眼断面宽度是影响围岩变形破坏的主要因素。随着顶煤厚度的增加,切眼顶板围岩的塑性区范围也会扩大。由于煤体裂隙发育,在应力作用下易发生破碎,难以形成稳定的承载结构,易发生顶板离层垮落。

当断面宽度较大时,巷道顶板的悬空距离较大,顶板岩层形成梁结构的弯曲变形量较大。因此,切眼中部顶板的岩层因弯曲下沉易发生破断垮落。顶板浅部煤层煤体破碎,随着切眼断面宽度的增加,裂隙会向煤体深部发育,造成较深部煤体发生破裂失稳而失去承载能力,保证围岩的整体性也变得十分困难。

2.2支护技术

由于断面较大、顶煤较厚,普通支护技术很难实现对围岩多层次、全方位、高质量的控制,导致巷道围岩变形严重,破裂区和塑性区范围扩大,更为严重时会出现支护失效致使巷道无法使用的情况。

2.3施工技术

大断面厚顶煤切眼对施工技术有很高要求。采用一次成巷技术开掘大断面的切眼需要控制围岩剧烈的变形和顶板的下沉量。采用分次成巷技术施工则需要保证初掘小切眼与后扩帮部分的断面尺寸相协调,保证两个过程中开切眼顶部断面平整使工字钢完全接顶,还要保证施工过程安全可靠,防止出现垮落冒顶等事故。

3 大断面开切眼支护设计方案

3.1切眼的布置与施工

同忻矿8207工作面大断面切眼采用分次成巷技术进行开掘,先从采空区侧以5.5 m宽的小断面掘进,然后在工作面侧刷大成全断面9.1 m。在掘、刷两个过程中必须保证开切眼顶部平整,使用的工字钢接顶严实,严禁超空顶作业。为了确保支护质量和施工安全,施工队组每班做好打压记录,并实行支护编码管理和台账记录,责任到人,有期可查,抓好现场管理,施工过程中如果遇到围岩变形严重,支护强度不够等问题,应及时向有关部门领导报告,以便及时完善支护方案,加强支护,确保施工安全和服务期。

3.2切眼支护设计方案

同忻矿8207工作面大断面开切眼总体上采用木垛、锚网、锚索、工字钢、组合锚索以及单体支柱铰接顶梁等联合支护技术,支护设计方案,如图1所示。

1-a 剖面图

1-b 平面图图1 切眼支护方案Fig.1 Open-off cut supporting plan

1)开切眼顶板支护设计。在初掘小断面切眼的施工过程中,切眼的顶板采用锚网、锚索、工字钢、组合锚索以及配合单体支柱铰接顶梁进行联合支护。

锚杆采用Φ20 mm、L=3 100 mm的左旋无纵筋螺纹钢;拱形可调心钢托板尺寸为150 mm×150 mm×10 mm;顶护网为Φ6 mm的圆钢网,网格尺寸为100 mm×100 mm。锚杆的间排距为800 mm×800 mm,锚杆要达到预紧力150 kN且外漏长度不得超标。

锚索规格为Φ17.8 mm,L=8 400 mm,一梁三锚。采用长度5 000 mm的12#矿用工字钢,工字钢上的孔距为1 800 mm;拱形可调心钢托板尺寸为200 mm×200 mm×16 mm。利用锚索和工字钢组合支护实现接顶,支护必须及时,长工字钢梁不能完全接顶时,可采用Φ17.8 mm锚索吊挂1.2 m的12#矿用工字钢短梁实现接顶,工字钢梁的排距为1 600 mm。

组合锚索中的1#锚索规格为Φ17.8 mm,L=10 300 mm,2#-5#锚索规格为Φ17.8 mm,L=6 300 mm;矩形钢托板宽×厚=600 mm×600 mm。组合锚索的排距为3 200 mm,即中间每隔4排锚杆布置一个组合锚索。

单体液压支柱的型号为DW-45,与之配合的铰接顶梁长度L=1 200 mm。采空区侧初掘小断面切眼到位后,掘进机组开始撤退时进行第一、第二行单体支柱支护,所有单体液压支柱必须防倒、防坠。

在初掘小切眼刷大为全断面切眼的过程中,切眼的顶板控制除采用与初掘小切眼相同的支护方式外,再配以木垛进行支护。其中工字钢采用长度L=4 500 mm的12#矿工字钢,工字钢上的孔距为1 600 mm,其余支护参数和支护方式相同,木垛采用200 mm×200 mm×1200 mm的方松木支设。

2)开切眼采空区侧帮支护。对于初掘小断面切眼的采空区侧帮则采用锚网支护。使用Φ6 mm的圆钢网,网格尺寸为100 mm×100 mm;锚杆采用Φ18 mm、L=2 500 mm的左旋无纵筋螺纹钢,并配合使用型号为BHW280 mm×5 mm×450 mm的钢带托板。

3)开切眼工作面侧帮支护。对于切眼的工作面侧帮则采用高强度塑料网、玻璃钢锚栓杆以及玻璃钢护板联合支护。其中玻璃钢锚栓杆的参数为Φ20 mm,L=2 500 mm;玻璃钢锚栓杆的间排距为900 mm×900 mm,最上层的锚栓杆端部距顶板的距离为450 mm,锚杆从上到下布置4排。

4 大断面切眼支护效果

8207工作面开切眼采用联合支护方案后,在切眼顶板中央以及两帮布置测站,所选测站监测结果,如图2所示。

图2 顶板下沉监测结果Fig.2 Monitoring results of roof subsidence

切眼开挖初期,顶板围岩变形剧烈,下沉量较大,监测前5 d下沉量达160 mm,两帮移近量达140 mm。之后围岩变形趋缓,在开挖15 d后达到稳定,此时顶板下沉量达到205 mm,两帮移近量达到170 mm。二次扩帮时,顶板下沉量和两帮移近量又迅速增大,并在扩帮后的15 d后达到稳定,最终顶板下沉量为334 mm,两帮移近量为252 mm,均控制在安全范围之内,围岩控制效果良好。

5 结论

1)大断面开切眼采用分次成巷方案,能有效缓解开挖扰动大、围岩变形剧烈的情况。掘进时顶板悬露的面积较小,能及时进行支护保证掘进安全进行。

2)通过使用锚网、锚索、工字钢、组合锚索、木垛以及单体液压支柱配合铰接顶梁联合支护技术,能有效减少围岩变形,保证顶板围岩的完整性,尽可能使围岩处于受压状态,有效减少了围岩拉破坏。

3)现场监测表明,切眼顶板最大下沉量为334 mm,两帮最大移近量为252 mm,围岩变形量在合理范围内。因此,采用分次成巷和联合支护技术能有效控制同忻矿8207工作面大断面切眼围岩变形,有效解决了大断面切眼支护难题。

[1] 何富连,薄云山.厚煤顶开切眼围岩稳定性及其锚索合理构型研究[J].采矿与安全工程学报,2015,32(2):233-239.

HE Fulian,BO Yunshan.Research on Stability of Open-off Cut Surrounding Rock with Thick Coal Roof and Its Reasonable Anchor Cable Configuration[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2015,32(2):233-239.

[2] 柴肇云,康天合,李义宝,等.特厚煤层大断面切眼锚索支护的作用[J].煤炭学报,2008,33(7):732-737.

CHAI Zhaoyun,KANG Tianhe,LI Yibao,etal.Anchoring Effect of Extremely Thick Coal Seam Large Section Roadway for Cable Bolts Supporting[J].Journal of China Coal Society,2008,33(7):732-737.

[3] 张茂林,庞东林,于德成,等.综放大断面切眼锚杆参数的研究与应用[J].采矿与安全工程学报,2008,25(1):113-118.

ZHANG Maolin,PANG Donglin,YU Decheng,etal.Research and Application of Parameters of Bolts in Large Section Open-off Cut of Fully Mechanized Caving Face[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2008,25(1):113-118.

[4] 周文中.二次成巷有关技术在巷道断面刷大中的运用[J].矿山测量,2015(3):33-39.

[5] 徐向南.厚煤层大断面切眼围岩稳定性分析及控制技术[J].山西煤炭,2016,36(2):23-25.

XU Xiangnan.Analysis and Control of Surrounding Rock Stability around Large-section Open-off Cut on Thick Coal Seam[J].Shanxi Coal,2016,36(2):23-25.

CombinedSupportingDesignofLargeSectionwithOpen-offCutinTongxinMine

ZHANGXiuli1,2,CHIKeyong2
(1.CollegeofMiningEngineering,TaiyuanUniversityofTechnology,Taiyuan030024,China;2.ShanxiVocationalandTechnicalCollegeofCoal,Taiyuan030031,China)

Taking the open-off cut of No.8207 working face in Tongxin mine as an example, the surrounding rock of the large section with open-off cut is prone to deform and be damaged, which is difficult to control. To solve the problem, the paper proposes tunneling by several times and combined supporting technology. The field practice shows that the tunneling by several times and combined supporting technology could effectively control the surrounding rock deformation and the strata pressure behavior has been improved, which could solve the difficulty of the construction of open-off cut and roof management on No.8207 working face.

large section with open-off cut; tunneling by several times; combined supporting technology

1672-5050(2017)03-0031-03

10.3919/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2017.06.009

2016-10-11

张秀丽(1976-),女,山西临汾人,在读工程硕士,从事煤矿安全教学工作。

TD353

A

(编辑:薄小玲)