复合顶板顺槽巷道支护设计技术研究

合集下载

大断面高地应力复合顶板巷道预应力锚杆支护技术

大断面高地应力复合顶板巷道预应力锚杆支护技术
低 , 术 经 济效 益 显 著 。 技
【 键 词 】 高地应 力 复 合顶 板 大 断 面 预应 力锚 杆 支 护 关 整体 性 是 锚 杆 长 度 范 围 内 的掩 体 保 持 整 体 结
特 用 谢 桥 煤 矿 1 1 6上 顺 槽 沿 煤 层 泥 岩 直 接 顶 掘 进 , 由 于 泥 岩 整 体 构 维 持 巷 道 围 岩 , 别 是 顶 板 的 围 岩 稳 定 性 , 锚 索 对 顶 板 进 行 深 31 强 度 较 低 , 合 顶较 厚 , 岩 性 较 软 , 时受 到距 离工 作 面上 方 3m 复 且 同 5 部 锚 固 而 产 生 强 力 悬 吊 作 用 ,并 沿 巷 道 纵 轴 线 形 成 连 续 强 支 撑 点 , 处 的 8煤 1 1 8工 作 面 回 采 影 响 , 板 压 力 较 大 , 板 破 碎 、 层 现 以 大 预 紧 力 减 缓 顶 板 扩 容 。 锚 索 把 已 组 合 的 顶 板 和 潜 在 冒 落 范 围 内 31 顶 顶 离 使 锚 象 明 显 。原 设 计 采 用 架 棚 支 护 , 施 工 的 巷 道 , 于 巷 道 软 岩 复 合 顶 的 岩 层 同 其 周 围 稳 定 岩 层 区 域 联 结 起 来 , 相 邻 的 锚 杆 、 索 作 用 已 由 组 这 使 受 顶 压 和 风 化 作 用 容 易 离 层 , 程 质 量 较 差 和 进 度 较 慢 、 道 支 护 力 相 互 叠 加 , 合 生 成 一 个 岩 梁 , 个 新 的 岩 梁 厚 度 成 倍 增 加 , 顶 工 巷 片 只 综 合 成 本 较 高 。 后 改 用 锚 ( 拉 力 锚 杆 ) 索 配 合 钢 带 支 护 , 过 推 板 对 煤 帮 的 压 力 扩 散 到 煤 体 深 部 , 帮 也 会 减 少 , 要 能 及 时 保 护 预 网 经

复合顶板松软煤层回采巷道支护技术研究

复合顶板松软煤层回采巷道支护技术研究

2 2 . 4
2 9 . 9
1 5 号 煤 3 . 5 /
眇质泥岩 8 . 0
\ 9 . 9 8
2 9 . 0 7
5 1 3
2 3 8 3
2 . 5 5
3 - 3 5
2 2 . 4
3 6 . 8
挖巷道 , 运算 至平衡 , 观察巷道 变形破坏 。 巷道开挖后 , 岩体 内原有平衡状态被 打破。计算至 3 0 0步
证, 取得 了良好的 围岩控制效果 。
2 复 合顶 板变 形破 坏过 程数 值模 拟分 析
根据掌石 沟煤矿 1 5号煤层实 际岩层柱状参数 , 采用美 国大 型岩土工程计算软件 F L A C 3 D建立数值模 型 , 如图 1 所示 。
l 工作 面概 况
掌石沟煤矿 1 5号煤层位 于太原组底 部 , 平均埋 深 2 5 0 I T I , 煤 层均厚 3 . 5 m, 为近水平煤层 。煤岩层柱状参数见 表 1 。由表 1 可 知, 1 5号煤层顶板为复合顶板 , 直接顶 为泥岩 , 厚2 m, 局部 含有 0 . 5 m煤线 , 易离层 冒落 , 对巷道掘进 和顶 板控制影 响较 大。
表 1 煤岩层柱状参数表
岩性 层厚 , m

柱状
… 一 T一 一
抗压强 弹性模 内聚力 内摩擦角 度/ MP a 量/ 1 Ⅵ P a , MP a , ( 。 )
3 6 . 4 4 4 6 2 9 1 】 - 8 7 4 3 . 3
图 1 数值计算模型 模型长 1 6 m、 宽1 0 m、 高2 2 m。模型前后面 、 左面和底部分 别限制水平位移和垂 直位 移。顶部垂直应力为 8 MP a , 按均布载

复合顶板不等强支护方法研究

复合顶板不等强支护方法研究

层 碳质 泥岩 复合 顶板 平均单 向抗 压强 度 为 l. C 27 、 43 K 30 两块 Z 3 0 27 树脂药卷端头加长锚 固。
根据复合顶板厚度变化情况 ,将研究区域复合 使用 2 m锚杆加密支护 , 2 m 与原锚杆呈 “ 五花形 ” I 类——复合顶板厚度小于 10" 其上方赋存 . I, 1 3
切顶 线 破坏 。预 裂爆 破 为工作 面 推进 过程 中循环 做
的工作 ,而切顶爆破是工作面危险期重点处理的手
段。 4 4 底煤处理 .
在发生工作面冲击时, 底煤鼓起量大 , 支架推移 连杆震动强烈 , 底煤作用明显 , 因此在卸压槽对底煤
进行处理。 在现场实践过程 中工作面耗费时间多 , 同
缪 永, 李龙柱, 赵大鹏, 孙新民
( 州 矿务 集 团有 限 公司 夹 河 煤 矿 ,江苏 徐州 徐 2 16 ) 2 17
摘 要: 依据不等强支护理念 , 对复杂条件下复合顶板巷道支护进行 了分类设计 , 较好地适
应 了变 化 剧 烈 的复 合 顶板 对巷 道 支 护 的特 殊要求 , 善 了现场 安全 生产 条 件 。 改 关键词 : 复合 顶板 ; 不等 强支护 ; 组合 梁理论
中图分 类 号 :D 5 T 3 文 献标 志码 : B
煤巷跟顶板掘进时常遇到复合顶板 。复合顶板 是指煤层顶板 由多层岩层和煤线间隔复合而成 , 层 黏结力弱 , 暴露后易发生离层。
同形 式 的支 护是必 要 的 。
1 试验 巷 道地 质概 况
夹河煤矿 2 4 工作面位于一 1 44 1 0 0 m西一采区,
现有的复合顶板巷道支护方式很多 ,但大量实
90 0 0 m。 42 践证明,单独采用任何一种支护方式都不符合复合 工作面标高… 5 1 1 上部为 2 4 工作面采 下 . 煤 顶板复杂性和多变性 的特点 。 因此 , 根据复合顶板变 空 区 , 部 为未 开 拓 区域 。平 均 煤厚 22m, 层上 化情况在同一巷道 内采用不 同参数 、不同强度及不

煤矿掘进施工巷道复合顶板锚杆支护分析

煤矿掘进施工巷道复合顶板锚杆支护分析

煤矿掘进施工巷道复合顶板锚杆支护分析摘要:随着煤炭产业的不断发展,在矿山施工中,锚杆支护技术得到越来越多的应用。

然而,在实践中却存在着一些特殊的问题,因此,对复合顶板进行锚杆支撑是很有价值的研究课题。

本文从分析锚杆的工作原理入手,了解其发展现状,提出相应的改进措施。

关键词:煤矿;复合顶板;锚杆支护;存在问题引言:目前,煤矿掘进施工巷道锚杆支护技术已在国内煤矿得到广泛的应用。

相对于传统的搭棚支护,它可以节省大量的人力、物力,从而减轻工作人员的劳动强度,从而提高工作效率。

锚杆支护技术在煤巷中的应用,能有效地弥补常规施工方法的不足,提高煤巷的安全性,是一项逐步发展起来的技术。

每一种新技能的使用,都有一个过程,即:从熟悉到了解,从了解到担心,从担心到放松,最后变成粗心。

因而,在实践中,锚杆支护技术的使用过程中,往往会出现上述问题,严重制约该项技术的发展。

每一种技术都有它的优缺点,同时,如果不能有效地运用和管理,也会造成严重的危害。

在此基础上,论文重点对锚杆支护技术的相关因素进行简单的介绍,并进一步讨论该技术在复杂顶板条件下的应用问题。

1锚杆支护技术的应用原理锚杆支护作为一种新的巷道支护形式,与传统方式相比,在改善支护效果,降低支护成本、加快成巷速度、减轻劳动强度、提高巷道断面利用率、简化回采面端头区维护工艺等方面的优越性都非常突出。

正确设计和应用锚杆支护技术,加深对锚杆支护机理的认识,完善锚杆支护理论作指导,才能使支护技术在现场管理中发挥作用,完成生产任务。

在锚杆支护技术中,锚杆安装是最重要的一个环节,其他与锚杆安装相关的设备都需要在锚杆安装的基础上才能发挥作用。

因此,我们要把这种技术运用到实际中去,首先要搞清楚它的工作原理。

可以从以下几个方面来进一步了解:(1)在整条掘进过程中,锚杆可以将不稳固的顶板或可能剥落的岩石,全部吊挂在旧的坚硬岩石之上,以保证掘进过程中不会发生垮塌;(2)所谓的锚杆,就是将周边的岩石凿开,将松动的岩石钉牢,让其连成一体,成为一条“梁”,既可以增加岩层的坚固程度,又可以增加岩层的耐压性。

煤矿掘进施工巷道复合顶板锚杆支护的研究与探讨

煤矿掘进施工巷道复合顶板锚杆支护的研究与探讨

3 巷道 锚杆 支 护机理 分 析
1 悬 吊理论 设计锚杆参数 。根据悬 吊理论 ,设计锚杆参数 时可分 ) 两种情况计算 ( ) 图2 。 2)锚杆长度 。在锚杆总长度L上,主要 由锚杆锚固段长度 L、软弱 1 岩层厚度或 冒落拱高度 ,以及锚杆外露长度L三部分所组成 。 根据锚杆长度L 的定义 ,公式 即为 :
蔫 铸顶板锚杆支护 的研究与探讨
徐 杰
( 淮北矿业集 团公 司朔里煤矿 ,安徽淮 北 2 5 5 ) 302
摘 要 本文 以某处支护 顶板与巷道 为例 ,从 基本支 护方法 、巷 道锚杆支护 机理分析 和具体施 工措施等方 面浅议掘 进巷道支 护。 关 键词 掘进巷 道 ;复合 顶板 ;锚杆 支护 ;施工措施
中 图分 类号 T 336 文 献标 识 码 A D 5. 文章 编号 17 —6 1( 1) 10 3— 1 6397 一2 00 —09 0 0 2
煤矿开采中 ,因地质构造原因 ,多数矿都呈现不 同地质构造形式 。 有的地方压力 大 ,有的地点 就小。根据煤层 赋存情况 ,掘进 方式的不 同, 也使得支护方式有所不 同。为尽量减少支护材料 ,达到相应地支护 强度 ,满足安全生产要求 ,应选择适 当的支护方式 。
L I + :L+ () 1 式 中:L —锚杆 总长度 ,mm;L—锚,- ,稳定岩层的深度 ,一般 1 t ̄. f k 取30 4 0 m;I 0 ~ 0m _锚 杆的有效长度 , m m ;L —锚杆外露长度 ,一般取
1 0~1 0 1 3 5 mm 。
1 基 本支 护 方法
b=L - - a
星 基本 支护 机理 分析 6 号层 主要 由3 个煤分层组成 , 纯煤厚 10 m 。各测 点变形 量均不 50 m 同。中部及下部各有一层碳质泥岩,厚10 m 0m 5m 和1 m,直接顶由20 l 0 0 n m 灰黑色泥岩 、 5m  ̄ 白色凝灰岩 、20 m 20 m 5 m  ̄黑色含碳粉砂岩和30 m 0 m 的 层煤组成复合顶板 ,基本顶是 1 0 m的灰 白色细砂岩。由于煤层复合 5 m 0 顶板是指煤层直接顶由软硬相间 、 数层厚度变化频繁的一组岩层构成 , 其 岩 l 般在泥页岩 、 凝灰岩、碳质粉砂岩、劣质薄煤或煤线间。当巷道开 拓时 ,围岩较易风化 ,顶板稳 固性差 。煤层复合 顶板属标准的沉积层状 岩体。复合顶板厚度在n 一1 之间,巷道破坏一般从稳定的 “ 8 . 巷道关键 层”下开始离层 、破碎直至冒落。但 由于关键层作用 , 巷道上方 冒 落岩层 不会形成完整的冒落拱 。此 “ 巷道关键层”就是位于巷道顶板上方一定层 位, 巷道开挖后 即 使不支护也能 自 稳的最下部的顶板岩层。 支护的作用就是将下部岩层锚固在关键层岩层上 ,并使复合顶板在 巷道开掘后通过锚杆的作用形成一个组合梁 ,防止关键层下位岩层的过 大离层与破碎 冒落 ,维持巷道稳定 ( )。当巷道上覆一定范 围内的 图1 岩层有关键层时,巷道支护设计应按悬 吊理论来计算 。

深井厚层复合顶板回采巷道支护技术研究

深井厚层复合顶板回采巷道支护技术研究

3 15 ( 】 2 1 轨道顺槽支护 技术 2
1 5 ( ) 道顺 槽 设计 为矩 形 断 面 : 宽 X净 2 2 1轨 净 高 = . m X3 55 . m。 4
3 1 顶 板 支护 .
采空 区, 北部 为 西一 采 区 14 ( ) 作面 。 面 标 2 2 1工 该
查 来 看 , 道 的原 始应 力 释放 剧烈 , 架 棚 支护 的 巷 对
破坏 很大 。
( ) 已经 揭 露西 一 1- 6 从 2煤 层 巷 道顶 板 来 1
看 , 板 岩性 变化 较 大 , 部 1- 煤 层 发 育 不 稳 顶 顶 13 定 , 问距 时大 时小 , 层 因此巷 道 掘进 层位 的控 制也
[ 摘
要 ] 以 淮 沪煤 电公 司丁 集煤 矿 15 ( ) 2 2 1 工作 面回采 巷 道 地质 条 件 为工程 背景 , 述 了复 论 合 项板 巷道 的 变形破 坏 特征 , 分析 了深 井 复合 顶板 巷 道 支护 存在 的难 点 , 出 了锚 提 ( ) 网联 合 支护 方 式 。 实践证 明 : ( ) 网联 合 支护 能有 效 限制 围岩 变形 , 索 梁 锚 索 梁 保 持 围岩稳 定 , 阻止 复合 顸板 离层 破 坏 , 主动 支护 围岩 。 深 支 回 [ 关键 词 ] 复 合 顶 板 ; 井 ; 护 ; 采 巷 道 [ 中图分 类 号 ]T 5 [ 献标 识 码 ] B [ 章编 号 ] D3 3 文 文 1 槽 煤 层 为突 出煤 层 , 突 钻 孔 的施 工 又 降低 了 1 解 煤层 的强度 , 因此控 制 巷帮 的稳 定极 为 重要 。 ( ) 据地 质 说 明书 提 供 的资 料 , 道 顶 板 4 根 巷 砂 岩层 含水 , 滴水 会 降低 围岩强度 , 弱 锚 杆锚 淋 减 索 的锚 固效果 , 岩遇 水还 会 发生 崩解 、 胀 等现 泥 膨

大倾角破碎复合顶板煤巷掘进支护技术研究

大倾角破碎复合顶板煤巷掘进支护技术研究

掘进与支护顺序作业 , 工作面采用临时支护、 特殊支护以
及永久支护相结合 的方式 , 巷道 支护紧跟工作面。l 1 2 2 1 风 巷伪斜运输下 山选用锚 网梁+ 锚杆索联合支护方式, 巷道上下 科协论I 云 ・2 0 1 3年第 7 期( 下 )——
护 图


P L C技 术在矿 山机 电控制 中应 用分析
巷道掘进过程中还会受到原上部采空 区的影响。
3方 案 设计
1 1 2 2 1 吲风巷伪斜运输下山按照方位角 2 6 2 。 5 9 3 8 , . 1 0 o 坡 度掘 进 ,掘进 过程 中 按照 中线施工 。下 帮开挖 水沟 ,铺 设
3 0 0 X 3 0 0 mm铁水槽, 及时排除地表水对工作面造成的影响。 该
属于被动支护形式; 第二种是 以锚杆支护为核心 的主动支护, 用L = 2 5 0 0 mm 的 l 1 徉 矿用 工字钢加_ T 成的“ 一梁两 索” 一 字
例如锚 网、锚喷及锚杆索联合支护等 。现阶段最先进 的巷道 梁 , 锚索排距 5 m, 顶板锚索选用原材料为O = 5 mmX 7高强度 、
工作面 自开口位置起 掘进约 2 1 9 m至+ 2 2 0 0 m水平( 底板 ) , 按方
位角 2 8 3 。 1 7 4 0 ” 施工 至+ 2 2 0 0 m水 平 l 1 2 2 1 川 风巷 拐 点处 , 巷道
长度 2 1 6 . 2 m, 坡度 3 % o , 再按方位角 2 8 6 。 1 2 2 1 同风巷 , 巷道长度 6 8 . 5 m, 坡度 3 ‰, 该巷道 施工过程 中, 每 问隔 3 0 0 m在巷道下帮设置一个材料俐室。
口 柏 正 果
0 7 5 7 0 0) ( 肥城矿业集 团张 家 1 : 7 能源有限公 司 河北 ・ 蔚县

预掘复合顶超高巷道支护技术研究

预掘复合顶超高巷道支护技术研究
由巷 道 掘 进 及 工作 面开 采 引 起 的顶 板 事 故 频 频 发
总和达 到 5 2m.采 用传 统 的掘 进方 式 顶板 极 易离 .
层 垮落 . 给生产 和人 员安 全造成 很 大威胁 。 因此 , 对
其 进行 预掘 复合顶 两次 成巷 的方法 掘进 .即先 预掘 上 部复 合顶 .掘 高 为 2 6m.贯 通巷 道 后退 出掘 进 .
( )一 次掘 进 a
3 x 9 09 O9 09 0 3 o () 0 0 0 0 o
采用 预掘 复合 顶 技 术 处 理 顶 板 , 道 垂 高 5m. 巷 宽
3 8I. 面为矩形 。 . 1断 l
2 复 合 顶 板 大 垂 高 巷道 掘 进 支 护 方 案
( b)卧底 掘 进
设 计 为矩 形 . 净宽 3 8m, 高 2 6m。如 图 l a 所 . 净 . ()
1 采 矿 地 质 条 件
某 矿 3 0E 面 煤 厚 为 2 7 45 . 7~2 9 平 均 . 6m.
2 8 煤 层 无 夹 矸 , 角平 均 为 lo 可采 指 数 为 . 6m, 倾 0, 1 变异 系 数 为 3 0 %。工 作 面上 方为 复合 顶 板 . . .9 厚 1 6 3 5 平 均 2 1 内 夹有 3层 煤 线 : 接 . . 3m. . 9m. 直
全 螺纹 等强 锚 杆 .间排 距 为 9 0mm×9 0mm. 0 0
重新 分 布 , 道 表面 变形 也进 一 步加 大 , 过数 值模 巷 通
拟后 巷 道 围岩 的应力 及 变形 变化 情况 .模 拟结 果如
图 3所 示 。
5 0
巷 道 两 帮 使 用 1 8mm、 L=1 0 0~20 0mm 的全 8 0

深井高应力复合顶板巷道支护技术应用研究

深井高应力复合顶板巷道支护技术应用研究

Co p un o n De p S f m o d Ro fi e ha t
Z e hu L i
( . 0 C a n , n dn s a in a o lId sr o Ld Pig igh n 4 7 0 C ia) No 1 o l Mie Pig igh n Ta n C a n ut C .,t., n dn s a 6 0 0, hn y
Ab t a t T e b r d d p h o I52 0 0 t n p r r a w yi ey d e n P n d n s a . 0 Co lMi e t e s e si h g , n e lg sr c : h u i e t fV — 4 8 r s ot o d a sv r e p i ig i g h n No 1 a e l a n ,h t s s ih a d g oo — r
ia c n to s o o fa e c m p u d,h r dto a u po ig tc noo y i i c tt e h e u rm e s, n h e a rr t fr a — c l o diin fr o r o o n t eta iin ls p r n e h l g s df ul o me tt e r q ie nt a d t er p i a eo o d t i wa s v r ih. c r n o t p ca e l gc lc n to so hsa e b s d o het e r fs run i gr c fr ain, e tc — y i e hg Ac o dig t hes e ilg oo ia o diin ft i r a, a e n t h oy o uro d n o k deom to n w e h y niswa e ine a e n t p i z to ffr rs p rig tc nis T eibii n c n mia fiinc fc mb n d s pp ri g c sd sg d b s d o heo tmiai n o o me u po n e h c . her la lt a d e o o c lefc e y o o i e u otn t y tc n lg i otnga d s o ce ig wih wie me h a te l nd rt e c nd t n o o e h o o y usng b li n h tr tn t r s nd se lbetu e h o ii fc mpo n o fwih hg te s we eprv d. o u d r o t ih sr s r o e Ke ywor ds: e p welWih h g te s c m p u o f m ie p e s e mo io i g d e l t i h sr s ; o o nd r o ; n r sur n trn

郑沟湾1107工作面复合顶板巷道支护研究

郑沟湾1107工作面复合顶板巷道支护研究

郑沟湾1107工作面复合顶板巷道支护研究摘要:郑沟湾矿1107工作面为典型复合顶板巷道,在工作面巷道掘进及开采过程中面临顶板极易离层、冒落,两帮移近、片帮及整体下沉,传统支护方式难以维稳等问题,本文分析了郑沟湾矿1107工作面复合顶板变形破坏的主要原因,研究锚杆支护设计,计算了适应于工作面的巷道支护参数、预紧力等,有效减少了巷道围岩变形,为巷道围岩的稳定提供了技术支持与保障。

关键词:复合顶板变形破坏锚杆支护预紧力1 工作面概况1107工作面位于11采区运输上山西侧,北部为1109工作面采空区,南部为未采煤体。

2 复合顶板分析2.1 面临问题经实际勘测及地质情况分析1107工作面巷道围岩差异性大,为非均质层状赋存[1]是典型复合顶板构造,开采过程中面临以下问题。

(1)顶板极易离层、冒落,难以形成承载结构。

(2)强烈的两帮移近、片帮及整体下沉。

(3)传统支护方式,如工字钢支架、U型钢可缩支架支护较长时间内难以趋于稳定,变形量大。

2.2 复合顶板破坏原因分析(1)伪顶厚度较大(1.2~1.9 m),顶板弱、夹层硬,受采矿活动所引起的应力集中和应力重分布的影响,发生屈曲破坏[2]。

(2)复合顶板各岩层的节理裂隙发育[3],造成顶板自承能力降低。

(3)锚杆的主动支护作用较差,采用木托盘,锚杆没有达到规定的预紧力。

(4)复合顶板的初期离层量和变形量较大,顶板的稳定性持续恶化,且各岩层间黏结力较弱甚至无黏结力[4],顶板迅速离层、下沉,并逐步向顶板深部扩展[5],最终导致复合顶板的大变形以至破坏。

3 支护设计针对1107工作面复合顶板巷道变形破坏原因设计锚杆支护参数:(1)巷道锚杆支护参数计算锚杆长度计算。

L=L1+L2+L3式中:L1为锚杆外露长度,取0.1 m;L2为锚杆有效长度,取1.1 m;L3为锚固段长度,取0.5 m;计算得L==1.7 m。

锚杆直径确定:式中:a为锚杆杆体直径;Q为锚杆设计锚固力,取75kN;Qt为杆体材料抗拉强度,取375 MPA:计算得a=15.89 mm,即锚杆直径取16 mm。

复合顶板回采巷道梯次支护技术研究_柳晶

复合顶板回采巷道梯次支护技术研究_柳晶
巷道支护形式及支护参数,见图 7。
ΦF1188..99×44000000mmmm锚锚索索
ΦF1188..99?× 7550000mmmm锚锚索索

ΦF2222×22550000mmmm高高强强锚锚杆杆
下沉量,见图 4。从图中可以看出在方案 1 支护条件 下,顶板下沉量为 420 mm,而采取方案 2、3 时顶板 下沉量为 340 mm 左右。因此,方案 1 支护效果不 好。方案 3 的顶板下沉量虽然比方案 2 的小,但是差 距很小。因此,在技术方面方案 2、3 均可行,从经济 的角度考虑,方案 2 最优。综上所述,采用的一阶支 护,可使用直径为22 mm,长度为2.5 m的锚杆。
4.5 m,同时加上钢筋网组合支护,锚杆的规格为直 径是22 mm,长度为2.5 m的左旋螺纹钢,托盘为专用 配套的M10型钢托盘,锚杆之间的距离为0.7 m,排与 排之间的距离为 0.7 m,锚杆的预紧力大于 60 kN,锚 固 力 大 于 200 kN。 钢 带 第 2#、5# 孔 采 用 Φ18.9 × 4 000 mm 短锚索,顶板沿巷道的走向方向依次布置 锚索梁,采用“一梁二索”的布置形式,锚索钢绞线规 格为直径 18.9 mm,长度为 7.5 m。钢梁采用矿用 16 号槽钢梁,长度 2.2 m,两个眼孔距离为 1.6 m,且 锚索需加让压管。锚索预紧力不低于 80 kN,锚固 力不低于 250 kN。
3)巷道两帮均采用走向锚索梁控制变形。沿 巷道走向在帮部中部布置一套锚索梁,一梁二索,锚 索钢绞线规格为Φ18.9 × 7 500 mm。钢梁规格为矿 用 16 号槽钢梁,长度 2.2 m,两个眼孔距离为 1.8 m, 且需加让压管。在槽钢梁的槽内加一厚度不小于 10 mm 的平垫钢板。预紧力大于 80 kN,锚固力大 于 250 kN。

复合顶板回采煤巷支护技术研究

复合顶板回采煤巷支护技术研究

2 0 1 4 年第 3 9 卷第 1 期
Vo 1 . 3 9 No . 1
复合顶板回采煤巷支护技术研究
施现院 , 轩绍军
( 淄博矿业集团有 限责任公 司 许厂煤矿 , 山东 济宁 2 3 7 2 0 0 )
[ 摘
要 ] 复合 顶板 条件 下 的 回采煤巷 施 工 , 给 支护 工作 带来很 多不利 因素 , 如 不采 取合 理有 效 的 支护技 术 , 将 产 生很 大的安 全 隐 患。 以许 厂 煤矿 复合 顶板 回采煤巷 支护 为例 , 从 支护 方式 选择 、 锚 网索 支护原理 及 实 际应用等 方 面进 行 分析和研 究 。工程 实践证 明, 复合顶板条件下的回采煤巷锚 网索支护具有很好的经济技术效果。 [ 关键词 ] 复合项板 ; 锚 网索; 支护技术 [ 中图分类号 ]T D 3 5 3[ 文献标识码 ]B [ 文章编号 ]1 6 7 2 _ 9 9 4 3 ( 2 0 1 4 ) 0 1 - 0 0 4 6 - 0 2 区 的范 围和巷道 的表 面变形 ,从 而有利 于 保持 巷 道 围岩 的稳定 。
还 能够 适应 围岩 的变形 , 减小 巷壁 处 的岩石 压力 ,
起“ 卸载” 作用。
杆支护的实质是锚杆与锚 固区域的岩体共同作用
形成统一的承载结构 ,进而提高锚固体的弹性模 量、 内摩擦角和内聚力等力学参数 , 同时也强化了
3 复合顶板 回采煤巷支护技术
3 . 1 支护 方式确 定
能 源 技 术 与 管 理
En e r g y T e c h n o l o y g a n d Ma n a g e me n t
d o i : 1 0 . 3 9 6 9 / j . i s s n . 1 6 7 2 - 9 9 4 3 . 2 0 1 4 . 0 1 . 01 8

复合顶板巷道支护浅析

复合顶板巷道支护浅析

每米巷道锚索提供的载荷 : 五 采 区 2 煤 层 自揭 露 后 共 施 工 了右 二 、左 二 、右 四三 个 工 作 鱼 一16 2 17 K 7  ̄ 14 N 面, 沿煤施工 中发现有淋水 , 顶板 破碎 , 帮压力显现 明显 , 顶 顶板下 Q女= Q +Q= 9 + 174 0 . K l 21 2 .=3 94 N 1 沉 量 大 , 底 板 起 鼓 , 片 帮 严 重 。 最 初 施 工 2 右 二 巷 时 ,采 用 Q女>Q 满足支护要求 中1r 6 m×1 m的圆钢树 脂锚杆 , a . 6 端头锚 固支护顶板 , 固力 4吨 , 锚 锚杆 、 锚索支护长度计算 : 配 中 1r 圆 钢 焊接 长 24米 的 钢筋 梁支 护 , 、 距 为 1 6m a . 锚 排 . . 0×1 m, 0 锚杆支护长度 : 过对顶板岩性 及施工条件分析确定锚杆支 护 通 两 帮 采 用 在 巷 道 中 部 使 用 一 根 中 1r ×1 m 的 圆 钢树 脂 锚 杆 , 6m . a 6 配 范 围 内的组 合 梁厚 度应 在 2 范 围 内 ,故 确定 锚 杆支 护长 度 为 m 10 20×10 m 木 板 梁 护 帮 , 60x 0 0m 间距 1 m, 工 中 发 现 顶板 下 沉 量 . 施 5 1 r, 用 全 长 锚 固 。 .n 采 8 较大 , 底鼓 、 片帮严重 , 造成巷道维护量较 大 , 回采困难 。 锚 索支护长度 : 2 复 合顶 板 围岩 分 析 z索 +z+l=O3 +26 .—43 m 锚 =‘ 2 s . 5 .+1 4 . 5 巷 道 围 岩 性 质 、 岩 压 力 、 岩 控 制 是 影 响 围 岩 稳 定 性 三 大 因 围 围 根据顶板岩层厚度变化范 围实际确定锚索长度为 65 采用端 .m, 素, 而提高围岩强度 和合理支护是保证 2 煤开采的重要 因素 。 头锚 固 。 围岩性质是影响围岩稳定性 的最基本因素。 同岩石的物理力 不 式 中 : 一悬 吊岩 层 厚 度 , m m。 r一 顶 板 岩 层 密度 。 学性 质差别很大。开采时围岩破碎 、 松软 , 岩石力学强度低 , 崩解等 B 一巷 道 宽 度 ,m。 P 一 锚 杆 锚 固力 ,0 N。 m 8K 性 质 对 巷 道 围 岩稳 定 性 最 为 不利 ,这 也是 开 采 支 护 的 主要 困 难 锚 杆 支 护 效 率 , %。 7 0 l 锚 索 外露 长度 ,m。 一 问题 之 一 。 l 一锚索悬 吊长度,m。 l 一 锚索锚 固长度,n。 l 2 巷 道 施 工初 期 顶 底 板 移 近 量 一 般 并 不 大 , 而 是 过 一 定 时 间 n一设计锚杆排数 。 后 , 道 变形 量 才 开 始 变 大 , 周 或 数 月 后 才 趋 向稳 定 , 其 原 因 为 巷 数 究 c 帮设 计 : . 护 2 支护设计方面存在重视顶板支护而轻视巷帮支护设计 , 道帮支 巷 () 1 巷道侧压计算 护强度不够 , 固力低 , 锚 支护效果差 , 造成煤壁松软 , 发生片帮后 , 巷 ① 根据挡土墙理论 , 然平衡拱跨度之半 : 自 道跨度增大 , 引起应力重新 分布 , 致使顶板悬顶面积增大。巷道顶 、 — a+ c= 17+ 06 . .7= 2 3 .7 m 底板变形破坏主要是 由巷道两帮围岩移动引起的 , 而巷道两 帮破坏 式 中: a一 巷 道 掘 进 宽度 之半 ,. 1 m; 7 主要 是 由 顶板 压 力 引 起 的 。 道 破 坏 形 式 主 要 为 巷 道 顶板 受 顶 压 影 巷 c 一 自然 平衡 拱 跨 度 增 大 值 , m; 响松动下沉一两帮岩体移动挤 压变形一节理 弱面发生破坏一顶 、 底 ^ c ( 鱼 ) 2 ̄cg( .f 苫 =2 t 板岩层发生弯 曲变形( 伴有 局部岩块脱落 、 底鼓 ) 巷道顶 、 一 底板变 ) o6 一 .7 形破坏。 h 一巷 道 掘 进 煤 层 高 度 , 22 取 . m 理论分析和实践证明 , 仅从锚杆作用的角度来提高巷道支护强 8 一两帮岩石内阻力 角, 煤取 5 。 6 度 是 不行 的 。 由于 锚 杆 长 度小 , 圈 锚 固 长 度 小 且 在 巷 道 的 破 碎 区 药 ( 自然 平 衡 拱 高 度 内, 无法阻止巷道顶板 的破坏。 以, 所 锚杆 支护的设计就不应单纯从 反一 a 兰 :0 9 m i 7 提高支护体强度的角度来考虑 , 而应从对破 坏围岩的加 固 、 阻止 围 f 3 岩 继续 松 动 和 提 高松 动体 自稳 性 的 角 度 来 考 虑 , 既要 突 出锚 杆 支 护 ⑨ 根据 挡土墙理论 , 巷道侧压为 计算 的 优 越 性 , 能使 支 护 效 果 得 以保 证 , 就 需 要 组 合 支 护 , 又 这 即锚 杆 、 1 锚 索 组 合 支 护 , 2 +ht ) ( g )

复合顶板巷道支护探讨

复合顶板巷道支护探讨

F RIEND OF C HEM ICAL INDU S TRY26工艺与设备化工之友2007.N O .091鸡西市煤炭局煤矿地质条件概述东三37#层三面下巷掘进煤层为复合煤层厚度在5.5~6.2米之间煤层倾角平均5度老顶为白色中粗砂岩厚度20米以上直接顶为煤页互层f =3-4厚度在2.4~3.2米底板为泥质煤页岩巷道沿37#层底板掘进煤层柱状见柱状图2支护设计2.1支护形式选择根据实见柱状图直接顶厚度在2.4~3.2米之间为煤页互层按实际可行的锚杆长度(2.0~2.2米)已经无法将直接顶锚固在上部稳定岩层中在这种情况下直接顶会整体离层下沉直致跨落一旦直接顶跨落锚杆本身将全部包括在直接顶跨落范围内因此此种复合顶板单纯采用锚杆支护无论按悬吊理论及加固作用理沦都已经无法保证支护的可靠性和安全性必须在单纯锚杆支护基础上采取加强措施即采取支护形式为锚带+锚索支护形式锚带以加固钢性梁作用为主锚索为悬吊作用旨在将有潜在跨落范围内的顶板岩层固定在稳定岩层上阻止其跨落是加强支护措施2.2支护参数根据巷道围岩实见柱状应用工程类比(同西二铲层围岩进行类比)确认支护参数顶板采用中18mm L=2.0米等强度全螺纹树脂锚杆每根用2块树脂锚固剂排距1.0米间距0.8米两帮采用管缝锚杆配木质托盘支护L 1.8米排距1.0米间距1.0米2.3锚杆支护理论论证由于巷道上部不良岩层(直接顶)厚度超过1.5米所以悬吊理论已不适用在此种情况下用组合拱理论验证支护设计较为合理组合拱理论锚杆对围岩的作用机理是通过锚杆使松动范围内的破裂岩层提高抗剪强度使其强度恢复到近似原岩状态维持其自身稳定及防止亡部围岩松动变形组合拱厚度与锚杆长度有关一般在0.8~1.3米范围内可以满足围岩稳定的要求可根据围岩的好坏分取上下限组合拱公式t L D t 组合拱厚度米L 锚杆有效长度L 2.00米D 锚杆间排距,米锚杆排距1.0米间距为0.8米则t 1.0 1.2米之间围岩条件好时组合拱厚度满足要求围岩条件差时锚杆排距缩小至0.8米此时t 2.0-0.8 1.2米较为合理2.4锚索参数(1)锚索长度直接顶厚度在2.4~3.2米之间锚索锚固段长度确定为1.5米为保证悬吊能力提供与锚索破断相匹配的锚同力锚索有效长度确定为3.2+1.5=4.7米考虑涨拉需要外露长度为0.3米锚索长度确定为4.7+0.3=5.0米(2)锚索排距锚索做为加强支护措施故锚索排距选取3.0米3有效地控制顶板下沉及位移支护实施情况通过实际施工顶底板位移观测锚秆排间距采用10米0.8米时掘进其间10天内位移量30mm 一个月后位移量达到200~240m m 因此我们在巷道开掘后部增补施工锚索作为加强支护措施锚索支护参数如前确定即可有效地控制顶板下沉及位移4结论复合顶板支护应首先大力推广使用等强度全螺纹捌脂锚杆并且要允许顶板围岩有一定量变形同时要采用锚索作为加强支护措施东三37#层复合顶板的支护设计为西二3#层及其它各种复合型顶板支护提供了理论及实践依据其短期及长远经济效益十分显著复合顶板巷道支护探讨艾安富刘召军(鸡西市煤炭局158100)摘要本文探讨了复合顶板巷道支护关键词复合顶板巷道支护中图分类号TD8文献标识码A 文章编号1004-0862(2007)05(a )-0026-01。

煤巷复合顶板变形破坏特征及支护研究

煤巷复合顶板变形破坏特征及支护研究

比, 主要包括水文地质资料、 岩石物理力学性质以及_ I 二 程资料等。 通过 分析这些资料 、 工程条件后 , 再进行类 比, 并提出支护设计方案。2 ) 理 论分析设计法。理论分析设计法是根据巷道的围岩条件, 确定锚杆支 护理论 , 当获得支护理论所需要 的物理力学参数时, 可以建立力学模 型。 支 护理论 选择 应根 据巷 道所处 的位 置 、 围岩结 构 、 围岩物理 力学 参 数等多种因素综合考虑。对于顶板上部有稳定岩层, 而且稳定岩层距 离顶板较近的复合顶板巷道应采用悬吊理论来进行支护设计。 3 ) 数值 合 顶板 应力 也越 大 , 对巷 道顶 板 的稳 定 I 生 越是 不利 。 计算设计法。 数值计算设汁法是利用计算机程序来进行预先的巷道开 3 复 合顶 板岩 层稳 定性 力学分 析 可以得到开挖过程及开挖后巷道围岩的应力 、 变形等情况。 根 复合顶板为分层厚度较小的复合岩层直接顶 ,其工作状态可视 挖模拟,
一 I
— 阶


—f O

/ / / / / / / , — J


f , , ≠ ,





, 2 复合顶板变形破坏影响因素分析 《 £ , 煤巷复合顶板的变形破坏是在地应力 、围岩力学性质 、围岩结 构、 巷道断面等因素共 同作用下产生的。由上面的分析可知对复合顶 法 向应 力 ; T - 剪应 力 ; P _ 毒 苗 杆( 索) 预 紧力 ; 板 变形破 坏影 响 的因素 主要有 以下 几点 : 1 ) 地应力 。地应 力是 引起 煤 P 一 锚杆( 索) 锚 固力; H 一 顸板岩层锚 固厚度; l 厂 巷道开挖宽度 巷复合顶板变形破坏的根本原因, 包括水平方向的构造应力和铅垂方 顶板岩 层三铰 拱 平衡 力 学模 型 向的 自重应 力。复合顶板在铅垂方向的 自重应力作用下 , 各岩层 中表 4 复合顶 板 巷道 支护设 计方 法 现为产生拉( 压) 应力 , 其中的拉应力会导致顶板软弱夹层被拉坏甚至 复合顶板巷道支护设计方法分 为丁程类比法 、 理论分析设计法 、 坚硬岩层被拉坏 ; 水平方向的构造应力会在复合顶板各岩层中产生压 数值计算设计法 、 动态信息设计法四类 , 现将具体介绍如下 : 1 ) T程类 应力 , 这对垂直方向的自重应力产生的拉应力起减弱作用 , 但若顶板 丁程的经验 , 通过类 比 已经产生挠曲变形, 则水平方 向的构造应力会增大复合顶板各岩层的 比法。工程类比法师根据已经完成的与之类似_ 提出锚杆支护参数。主要依据系统的 、 可靠的基础资料来进行T程类 挠曲变形。 2 ) 围岩力学 l 生 质。 围岩力学性质影响着复合顶板稳定性 , 表

复合顶板煤巷锚网支护技术研究与应用

复合顶板煤巷锚网支护技术研究与应用

复合顶板煤巷锚网支护技术研究与应用摘要:锚网支护近年来已推广应用于煤矿采掘巷道。

而复合顶板地质条件下的煤巷锚网支护已成为锚网支护技术的一项重点与难点研究项目。

本文结合运输大巷掘进面大断面、复合顶板锚杆支护技术进行了研究,在一年多时间内,通过实施应用,成功地掌握了锚网支护在大断面、高地应力、复合顶板地质条件下的使用。

关键词:煤巷顶板锚网支护控顶技术是确保煤矿生产安全高效生产管理的基础,锚网索支护是目前煤企控顶的主要方法。

由于煤田地质条件的复杂性,在不同的井田开拓与地质条件下,矿山压力规律都会呈现不同的特点,矿山压力的不同,控顶技术也应结合实际及时进行调整。

本文通过大断面、高应力复合顶板的锚网(索)支护理论与实践的结合应用,解决了锚网支护中锚杆、锚网、锚索在井下实际控顶中选取各类技术参数的难题,总结出大断面、复合顶板锚网支护的技术方案,为煤企各类采掘巷道使用锚网支护控顶,保证煤矿安全与高效生产寻求到技术可行、经济合理、安全可靠的较佳支护方法,取得了较好的的经济效益与安全效益。

1、研究背景锚网(索)支护是以锚杆为主要构件并辅以金属网、锚索、喷射混凝土等其它支护构件进行控顶的锚杆支护体系。

望云煤矿分公司运输大巷掘进面是沿煤层顶板掘进,满足矿井303盘区回采时的进风、运输及管线敷设需要。

巷道断面为直墙半圆拱形,巷道净宽 4.2m,毛宽4.4m;直墙净高1.5m,净断面13.22m2,毛断面为14.64m2。

当运输大巷掘进至656m时,原来的锚网支护连续出现顶板变形、掉包现象,作业人员根据顶板的异常情况,将锚杆排距由1000mm缩小为600mm,已托住的顶板在施工后也出现受压变形、破碎形成网包现象。

再次停工后,技术人员对该处顶板岩层进行研究,发现顶板由下至上为1.2米厚泥岩、0.4米厚煤层、1.12米厚泥岩、7.85的砂岩,是典型的复合顶板。

为此,复合顶板煤巷的锚网(索)支护就成为一个新的研究课题。

2、影响巷道锚网(索)支护的主要不利因素2.1 复合顶板由于本工作面顶板至下向上依次为1.2米厚泥岩、0.4米薄煤层、1.12米厚泥岩、7.85的砂岩。

煤矿复合顶板支护技术浅述

煤矿复合顶板支护技术浅述

煤矿复合顶板支护技术浅述1.煤矿复合顶板支护体系及其重要性分析首先对于复合顶板而言,它的形成是具有一定的条件的,一般情况之下需要满足如下四个方面的条件:①煤层的有着十分分明的层位,且每一层的岩性岩层都存在着一定程度上的差异;②岩层与岩层之间有着较为清晰的分离面,在分离面之中夹有一定的煤线或者薄煤层软弱岩层;③一般情况下,复合顶板都较易发生下沉位移、断裂以及冒落等现象;④就下沉速度而言,软硬岩石表现出不同步性。

对于复合顶板支护来说,它主要是一种结构体系,因此它需要符合稳定以及变形的相关要求。

进行对于复合顶板支护的设计,首先要做的就是优化选择有效的复合顶板支护型式,而对于复合顶板支护型式的选择需要遵循多项指标,主要是相关的地质条件、适应其周边环境所要满足的要求、不同支护型式所具有的不同特点以及其相应的造价。

一般情况下,如果地质条件较为良好,且适应其周边环境所要满足的要求相对宽松,那么所采用的支护型式应该偏柔性,例如土钉墙等;但如果其适应其周边环境所要满足的要求较高时,就应该采取偏刚性一点的支护型式,例如排桩以及地下连续墙等,因为这类支护型式可以有效的进行对于水平位移的控制。

于此相对应的是,对于相应的支撑型式来说,当地质条件并不理想,且适应其周边环境所要满足的要求较高时,如果采用锚杆的话,就会极易对其周边的土体造成一定程度上的扰动,不仅如此,还对其周边的环境安全造成一定的影响。

2.施工工艺分析2.1 施工脚手架以及操作平台的搭设首先,需要对选择何种材料搭设脚手架进行充分考虑,基于这一工程施工的特点,以及处于安全性与稳定性的考虑,最后决定采用钢管脚手架进行搭设。

在搭设之前,需要对钢管脚手架进行一定程度的检查,一定要确保其无破损、无锈蚀、无变形现象;在搭设的过程当中,确保脚手架上下对齐。

而对于施工平台来说,主要采用竹跳板进行搭设,在对其进行搭设的过程当中,一定要对施工安全进行有效的保证,因此,需要对扣件间的螺丝松紧程度、跳板两端是否已经牢牢固定进行一定程度的检查。

含煤复合顶板下支护技术研究与实践

含煤复合顶板下支护技术研究与实践

含煤复合顶板下支护技术研究与实践摘要:复合顶板煤层层位分明,由不同岩层组成,该工作面顶板上覆8煤层,严重威胁煤矿的安全生产,支护效果不佳,易产生顶板离层导致后路跨冒等。

加强复合顶板的支护管理,有助于减少跨冒等现象的发生。

本文从地质探查、支护原则、支护方案、特殊地段施工及矿压监测等方面进行了阐述,取得了较好的效果。

关键词:复合顶板支护强度锚杆锚索架棚变形一次支护强度最大化0 引言煤巷沿顶板掘进时常遇到复合顶板,所谓复合顶板是指在煤层顶板由多层岩层和煤线间隔复合而成,层间粘结力弱,易发生离层,支护强度不够,容易引发大面积冒顶事故,过去我矿在复合顶板下煤巷掘进时,常采用架U型棚支护,由于架棚支护是一种被动支护,易造成巷道两帮及顶底板移尽量大,支架损坏严重,造成前掘后修的乱象,严重影响安全生产。

因此加强复合顶板支护研究显得极为重要。

为确保复合顶板条件下掘进巷道支护安全,同时积极推广应用锚网主动支护技术,做到因地施策,一段一策。

根据现场的复合顶板的状况,采用不同参数的锚网(锚架)支护方案,9136机巷、9136风巷动态优化支护方案,并取得了成功。

下文以此为研究对象,从含煤复合顶板掘进、超大断面施工、过断层等针对各种顶板条件下的支护进行阐述。

1工程概况临涣煤矿十三采区9煤层普遍含有1~2层夹矸,夹矸厚度不稳定,局部上分层煤薄,需跟下分层施工,顶板上8煤较为发育,煤层不稳定,处于9煤层巷道顶板支护范围内,形成典型的含煤复合顶板。

9136工作面9煤厚为0.86~3.6m,平均为2.25m;煤层局部含一层夹矸,0.13~0.54m平均0.39m;上覆8煤厚为0~2.89m,平均为1.79m,8~9 煤层间距3.34~14.97m,平均为7.31m。

2含煤复合顶板下安全掘进2.1精准探查,摸清顶板条件地测科负责进行地质超前探查,生产单位每个圆班负责施工两个顶板探查孔(左右肩窝处各一个),同时充分利用穿层孔、地面孔、三维地震等资料,加强煤层赋存条件分析,及时提供钻孔成果资料,指导掘进施工。

复合顶板巷道支护浅析

复合顶板巷道支护浅析

复合顶板巷道支护浅析【摘要】复合顶板就是离层型顶板,是由下软上硬岩层构成,岩层间夹有煤线或薄层软弱岩层的顶板,从本质上讲,复合顶板是指采煤后特别容易离层的顶板。

复合顶板的直接顶较薄易冒,易冒直接顶上部老顶岩层坚硬,采时直接顶与上部老顶易离层、抽漏从而引发漏垮型冒顶,软帮老顶有悬顶易引发推垮型冒顶。

根据巷道内复合顶板的厚度不同以及岩性的差异来灵活确定锚杆支护的方式和密度,解决复合顶板条件下巷道支护的一条有效途径。

【关键词】复合顶板;锚杆锚索;支护设计煤巷沿顶板掘进时常遇到复合顶板,所谓复合顶板是指在煤层顶板由多层岩层和煤线间隔复合而成,层间粘结力弱,暴露易发生离层,支护不良时还可能发生大面积垮落事故。

过去采用的是工字钢架棚支护,由于架棚支护是一种被动支护,易造成巷道两帮及顶底板移近量大,支架损坏严重,造成前掘后修的现象,严重影响安全生产。

为解决这一施工难题,在现阶段的技术条件下,复合顶板支护方式很多,锚杆支护以其良好的优越性排在所有支护方案的前列。

但大量的实践又证明,选用单一的、一成不变的支护设计方案,是不符合复合顶的复杂性和多变性支护要求的,只有因地制宜,根据现场的复合顶板的状况,采用不同参数的锚杆支护设计方案,才能取得比较好的效果。

现根据锚杆支护相关理论,并结合多年锚杆支护设计经验,对支护原理、支护设计进行分析。

1.复合顶板的特点及对复合顶板的控制1.1复合顶板的特征所谓复合顶板,其实质就是离层型顶板。

即煤层上面有总厚0.3—3.0 m易与上部岩层离层的顶板。

这种顶板岩层的岩性主要是页岩、砂质页岩和薄层细砂岩,同时往往夹有薄层煤层、炭质页岩、泥质岩、植物化石碎屑和镜煤条带等。

1.2复合顶板工作面冒顶事故的特点顶板事故统计分析表明,复合顶板工作面的顶板事故,一般都是推垮型冒顶事故。

根据调查分析,复合顶板工作面推垮型冒顶有以下特点:(1)推垮型冒顶是顶板下部软岩层中某一解除了约束的滑移体沿某一节理、裂隙面滑移的结果。

复合顶板煤巷锚杆支护技术研究

复合顶板煤巷锚杆支护技术研究

复合顶板煤巷锚杆支护技术研究发布时间:2021-07-23T16:37:49.300Z 来源:《科学与技术》2021年第29卷3月第8期作者:李强[导读] 为解决复杂地质条件下复合煤层顶板巷道支护技术难题李强淮北矿业集团临涣煤矿生产技术部淮北 235000摘要:为解决复杂地质条件下复合煤层顶板巷道支护技术难题,临涣煤矿通过对9113机巷围岩变形破坏情况的现场调查分析前提下,对复合顶板巷道顶板围岩稳定性进行理论分析,提出了高强稳定型锚网支护技术,通过现场运用实践,巷道围岩变形速度慢,变形量小,巷道掘进对顶板影响期短,影响范围小,锚杆锚索受力状态良好,护表强度满足实际使用要求,能够为矿井的安全生产提供技术保障。

关键词:复合煤层顶板;围岩稳定性;锚网支护;现场实践1、前言随着煤炭资源的开采量不断增大和机械化采煤水平提高,地质条件较好的煤层资源和浅表部煤炭资源越来越少,煤炭资源的开采不得不向地质条件复杂的煤层和深部方向发展。

其中复合顶板煤层开采是向地质条件复杂煤层开采而临的迫切需要解决的问题之一,随着矿井开采地质条件的复杂化,特别是在含软弱价夹层的复合顶板条件下,巷道支护问题是矿井建设中需重点解决的问题,而软岩巷道支护一向是阻碍煤矿开采的一大难题。

淮北矿业股份有限公司临涣煤矿11采区主采7、9、10三层煤,其中9#煤层顶板含多层软弱夹层,其中含有8#煤线,因此,9#煤层工作面回采巷道为典型的复合顶板巷道,目前11采区煤巷主要采用U型钢棚被动支护,支护成本高,工人劳动强度大,后期受回采影响,巷道变形量大,维护困难。

锚网索巷道支护是一种有效的主动支护方式。

由于对巷道围岩强度的强化作用,可显著提高围岩的稳定性,可以明显改善作业环境和安全生产条件,因此在临涣煤矿复合顶板煤层仅有U型钢棚支护这种形式中,迫切需要对9#煤回采巷道的支护问题进行研究,解决9#煤大断面煤巷的锚网支护难题。

2、工程概况临涣煤矿9113工作面位于Ⅰ 11采区南部,井下标高-413.1~-524.0m,施工层位为9#煤层,巷道沿煤层顶板施工,9#煤直接顶岩性主要为粉砂岩、泥岩、8煤组合,粉砂岩平均厚4.3m,泥岩平均厚1.5m, 8煤平均厚0.8m,直接底为泥岩、9下煤组合,泥岩平均厚度2.2m, 9下煤平均厚度0.8m。

  1. 1、下载文档前请自行甄别文档内容的完整性,平台不提供额外的编辑、内容补充、找答案等附加服务。
  2. 2、"仅部分预览"的文档,不可在线预览部分如存在完整性等问题,可反馈申请退款(可完整预览的文档不适用该条件!)。
  3. 3、如文档侵犯您的权益,请联系客服反馈,我们会尽快为您处理(人工客服工作时间:9:00-18:30)。

复合顶板顺槽巷道支护设计技术研究杜晓山(晋能煤销临汾有限公司,山西 临汾 041000)摘 要同富新煤业目前所开采的10#煤层顶板为硬质石灰岩,但坚硬石灰岩内含多个软弱夹层,夹层厚度最厚处达6m 。

复合顶板由于层间离层和塑性离层不稳定,极易发生冒落,原工字钢棚支护方式施工后,巷道变形破坏严重,亟需对复合顶板巷道支护技术展开研究。

关键词顺槽 复合 顶板 支护中图分类号 TD353 文献标识码 B doi:10.3969/j.issn.1005-2801.2017.03.023Research on support design technology of entry with composite roofDu Xiao-shan(Shanxi Coal Transportation and sale Group Co. Ltd Linfen Co., Ltd., Shanxi Linfen 041000)Abstract : The 10# coal seam roof that mainly mined by tongFuxin coal is hard limestone that contains multiple soft interlayer, the maximin interlay thickness is up to 6m. The composite roof is unstable, and prone to falling due to the interlayer separation, after constructed the original I-steel shed supporting ,the roadway deformation is severe, need to study the composite roof roadway support technology. Key words: entry composite roof support收稿日期2016-12-26作者简介 杜晓山(1982-),男,毕业于太原理工大学采矿工程专业,现就职于晋能煤销临汾有限公司。

同富新煤业目前所开采的10#煤层顶板为硬质石灰岩,经过岩石探测窥视仪发现,坚硬石灰岩内含多个软弱夹层,夹层厚度最厚处达6m ,黄泥夹层层位均位于2.3~4.2m 之间。

复合顶板的存在严重影响巷道支护与掘进,巷道掘进缓慢,尤其是锚杆支护的巷道,锚杆、锚索钻眼困难,锚固剂塞不到顶,工人劳动强度增大,在后续施工中顶板多处冒落,同时顶板有整体下垮、压垮两帮的趋势,因此亟需对复合顶板条件下,巷道的支护技术展开研究。

1 概况10#煤层厚度为1.5~2.8m,平均厚度2.09m ,倾角3~10º,煤层硬度值为2~3,节理裂隙较发育。

顶板为K2石灰岩,属坚硬岩石,岩体完整时构成了坚硬极难冒落顶板,顶板岩层内包含多层黄泥夹层,黄泥夹层最厚处达6m ,层位均位于2.3~4.2m 之间;底板以砂质泥岩、铝质泥岩为主,黑色砂质泥岩饱和抗压强度27.6MPa ,属中硬岩层。

运输顺槽巷道顶板为典型的复合顶板煤巷。

原支护采用工字钢棚,工字钢棚与围岩达不到耦合,不能同步协调承载。

当巷道开挖后,复合顶板由三向受力转变为二向受力,工字钢棚支护为被动支护,不能有效控制顶板冒落和离层现象,甚至整体下垮。

工字钢棚被动承载,在巨大变形作用下,棚腿很快形成倒扎角,无法有效承载。

2 支护参数研究及具体支护方案运输顺槽掘进后位移观测结果表明,顶板自稳能力较好,没有随掘随冒的趋势,具备锚网支护施工的条件,结合数值模拟不同支护方式下围岩塑性区分布图(图1),锚网支护相对工字钢棚支护,巷道围岩的剪应力破坏区缩小明显。

螺纹钢锚杆控制巷道围岩变形效果好,性价比高,10201运输顺槽顶板和两帮均采用高强度螺纹钢锚杆。

2.1 锚杆直径当锚杆材质一定时,支护阻力的大小与杆体半径的平方成正比。

另一方面需考虑锚杆直径与钻孔孔径的合理匹配,差值太小,安装有困难;差值太大,会降低锚杆锚固力。

根据研究,钻孔与锚杆直径相差6~12mm 时锚固力较大。

考虑经济因素,钻孔小成本相应较低,考虑施工机具因素,目前常用的锚杆钻孔孔径为28mm 。

同时矿方施工经验表现,锚杆直径为22mm 和24mm 时,对控制巷道变形的效果基本相同。

综合考虑支护效果和支护成本,采用Φ22mm的左旋螺纹钢锚杆。

(a )无支护(b )工字钢棚支护(c ) 锚杆支护图1 巷道围岩塑性区分布状况2.2 锚杆长度锚杆长度应保证锚固区域内形成稳定的承载结构。

在分析顶、帮锚杆长度时,固定顶、帮锚杆直径为Φ22×2000mm ,顶帮锚杆支护间排距分别为1200×1100mm ,1000×1100mm 。

2.2.1 顶锚杆根据设置位移观测站,顶板锚杆长度与巷道围岩变形的关系如表1。

随着锚杆长度的加长,巷道顶板下沉量、两帮位移量和底鼓量均减小,且变化量显著;当锚杆长度由2.4m 变为2.6m 时,变化依旧减小,但减小幅度已不明显,结合2.4m 时已满足支护要求且综合经济性考虑,最终确定10201运输顺槽顶锚长度为2.4m 。

表1 顶板锚杆长度及其巷道围岩变形观测结果顶帮锚杆长度(m )顶板下沉量(mm )两帮移近量(mm )底鼓量(mm )1.820032017021702801502.21502401202.41402201102.61352101052.2.2 帮锚杆帮部锚杆长度与巷道围岩变形的关系如表2。

随着锚杆长度的加长,巷道顶板下沉量、两帮位移量和底鼓量均减小,且变化量显著,可见适当增加帮部锚杆长度对控制巷道围岩变形较为有利,因此考虑到经济成本和对围岩控制效果,确定10201运输顺槽帮锚长度为2.0m 。

表2 帮部锚杆长度及其巷道围岩变形结果顶帮锚杆长度(m )顶板下沉量(mm )两帮移近量(mm )底鼓量(mm )1.820029015021602501202.21402201002.4130210902.6130200852.3 锚杆排距的确定固定顶板和两帮锚杆规格分别为Φ22×2400mm 和Φ22×2000mm ,顶板锚杆支护间距1200mm ,帮锚杆支护间距1000mm ,通过改变锚杆支护排距,研究分析排距对巷道稳定性影响,确定合理的锚杆排距。

锚杆排距与巷道围岩变形的关系如表3。

随着锚杆排距的减小,巷道顶板下沉量、两帮位移量和底鼓量都有不同程度的降低,变化量显著,故适当的减小锚杆支护排距可有效减小巷道围岩的变形,因此,最终确定10201运输顺槽锚杆排距为1000mm 。

2.4 锚杆间距的确定在分析10201运输顺槽锚杆间距时,固定顶板和两帮锚杆规格及排距,通过改变顶板和两帮锚杆支护的布置方式,确定合理的锚杆间距。

锚杆间距与巷道围岩变形的关系如表4。

随着锚杆间距的减小,巷道顶板下沉量、两帮位移量和底鼓量都有不同程度的降低,变化量显著,故适当的减小锚杆支护间距可有效减小巷道围岩的变形,尤其是两帮移近量和底鼓量,因此,最终确定锚杆布置形式为343,即两帮各打3根锚杆、间距为1100mm ,顶板打4根锚杆、间距为1100mm 。

3 设计方案及支护效果10201运输顺槽巷掘进断面为4000×2900mm ,沿煤层底板掘进。

顶锚杆规格Φ22×2400mm ,每排4根,间排距1100×1000mm ,帮锚杆规格Φ22×2000mm ,每排6根,间排距1000×1000mm ,并选用规格为Φ18.9mm ×6300mm 的锚索对顶板进行加强支护,间排距1400×2000mm 。

锚网支护施工后,在已施工的200m 巷道中,顶帮锚杆的预紧力均达到了30kN 以上,液压枕稳定读数均在50kN 以上。

对巷道表面进行围岩变形监测,其巷道变形量较原支护大幅降低,巷道围岩稳定性增强,支护取得了较好效果。

表3 锚杆排距及其巷道围岩变形结果锚杆排距(m )顶板下沉量(mm )两帮移近量(mm )底鼓量(mm )1.01202431661.11402701901.21903202401.3240375290表4 锚杆间距及其巷道围岩变形观测结果锚杆布置形式顶板下沉量(mm )两帮移近量(mm )底鼓量(mm )343170340230444150270170454110220140464105210120565100200110能自移,安全性能高,乳化液可以重复利用,减轻工人劳动强度、提高回采效率。

超前支架支护形式缺点:对顶底板不平适应性弱,超前支架内千斤顶、液压元件较多维护强度大。

5 结束语相较于单体柱配合金属铰接顶梁等以往的超前支护型式,ZQL2×3200/16/32 型巷道超前支护液压支架具有安全轻便、性能可靠等优点,能够大大减轻工人的劳动强度、提高回采效率。

对于提升矿井科技含量,实现减人提效具有非常重要的现实意义。

【参考书目】[1] 魏玉杰,李明.超前支架在陈四楼煤矿的应用[J].中州煤炭,2013 (1).[2] 李刚.超前支架支护效果的分析与研究[J].煤矿机电,2014(06).[3] 李青.端头支架和超前液压支架在漳村煤矿的应用[J].机械与自动化,2014, (2).[4] 岳学功.端头超前液压支架在综采工作面的应用[J]. 应用技术,2014 (10)[5] 于建军,王旭东,郭怀亮.一种新型材料巷超前支架的设计与应用[J]. 山西煤炭,2011 (11)表1 ZQL2×3200/16/32型超前支护支架技术参数内容参量内容参量支撑高度1600~3200mm 支护强度 1.19MPa(单架)初撑力2×2616kN (P=31.5MPa )工作阻力2×3200kN (P=38.52MPa )对底板比压(前端)2.11MPa(单架)泵站压力31.5MPa支架宽度580mm(单个底座)伸缩梁千斤顶行程1400mm (中间伸缩梁)立柱行程839/238mm 轨顺防倒千斤顶行程1000mm移架千斤顶行程1300mm 前(尾)梁千斤顶行程140mm伸缩梁千斤顶行程1400mm4 支护形式对比(1)原先支护形式优点:支撑高度大,对顶底板不平适应性强,可根据巷道变形程度随意添加,支护工序简单,操作方便。

原先支护形式缺点:工人劳动强度大,危险系数高,单体柱支撑能力有限,对顶底板条件较差的工作面支护性能较低。

随着改、替棚消耗大量的乳化液,并且,乳化液也不得回收再利用。

(2)超前支架支护形式优点:支护强度大,(下转第52页)。

相关文档
最新文档