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小煤柱工作面临空巷道补强支护应用设计 (1).pdf

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1、44江西煤炭科技2023年第3 期小煤柱工作面临空巷道补强支护应用设计郭泽峰(晋能控股煤业集团朔州煤电公司,山西朔州0 3 8 3 0 0)摘要:2 2 0 2 巷回采期间巷道局部顶板、帮部矿压显现明显,变形损坏严重;拟定对该巷道进行补强支护,以缓解巷道局部压力显现,实现工作面安全回采。新补强支护设计通过增加巷道支护强度1,确保巷道断面尺寸能够满足通风、行人、运输设备等要求;可为其他类似条件的矿井巷道进行补强支护提供经验借鉴。关键词:小煤柱;工作面;临空巷道;矿压显现;补强支护中图分类号:TD353Application Design of Reinforcement Support in F

2、ree-face Roadway of Small-pillar Working Face(Shuozhou Coal&Electricity Co.,Jinneng Holding Coal Industry Group,Shouzhou,Shanxi 038300)Abstract:Aiming at the obvious strata behavior and severe deformation failure in the local roof and sides of 2202 roadway inmining period,the author proposes the rei

3、nforcement support design by improving the support strength with section size suitablefor ventilation,walkway and transport equipment to relieve the local strata behavior and realize the safe mining,providing areference for reinforcement support of other mine roadway under similar conditions.Key wor

4、ds:small pillar;working face;free face roadway;strata behavior;reinforcement support1工程概况小峪矿5#煤层40 2 盘区8 2 0 2 工作面位于井田402盘区北部,工作面北部为实煤区,南部为8 2 0 4采空区,西部为40 2 盘区辅助运输巷、回风巷,东部为矿界。8 2 0 2 工作面回采煤层为5#煤层,平均厚度为10.7 5m,煤层较稳定,变化较小。煤层结构较稳定、结构为煤6.2 m+泥岩0.2 5m+煤3.3 m+页岩1m。煤层节理、裂隙较发育,煤层硬度12,工作面采用综合机械化回采工艺。8 2 0 2

5、 工作面2 2 0 2 巷则为小煤柱临空巷道,该巷道设计长度152 1m(不包括反掘段42 1m),2 0 18 年4月开始掘进(临面稳定期为9个月),2 0 19年6 月底全部竣工。巷道北部为8 2 0 2 工作面未开采的实体煤,南部为2 0 17 年6月份回采完毕的8 2 0 4工作面采空区,留设煤柱7.8m;对应上部为3#煤层东IV盘区采空区,局部与3#煤层40 5、40 6 大巷煤柱以及面间煤柱斜交;掘进期间全巷无明显的压力显现,但在穿越上覆煤柱期间两帮煤壁有酥软现象,不同程度均有片帮、鼓帮现象;在工作面回采期间,2 2 0 2 巷道局部顶板、帮部压力显现明显,变形损坏严重。8202工

6、作面在回采过程中面临的主要问题有以下几点:文献标识码:BGuo Zefeng度比较软,如果在过断层期间使用带压开采强行通过,很容易造成支架陷入工作面底板里面,如果相邻支架交替陷入底板会造成工作面支架发生倒架事故,将对工作面的正常推进造成很大的安全隐患。2)由于回采期间工作面顶板及底板压力增大,强行推进对支架的损伤比较大,而且工作面下沉严重,采煤机在上行回采时滚筒牙座与支架顶梁发生碰撞,会对采煤机滚筒牙座及支架造成损伤,甚至有可能造成采煤机摇臂折断或电机烧损事故。3)由于工作面煤质比较松软,工作面煤壁出现大面积破碎,工作面割煤后煤壁不稳定很容易发生大面积片帮现象,造成端面空顶距加大,导致顶板破碎

7、严重,甚至冒顶事故,同时在过断层期间工作面压力不稳定,片帮煤体堆积在刮板输送机上,造成输送机允许负荷加大,溜尾堆积浮煤多,人工清理难度大,劳动强度大,造成工作面推进速度降低。2矿压显现特点巷道帮部:在8 2 0 12 40 m段巷道小煤柱帮普遍有鼓帮现象,巷道变形较大。文章编号:10 0 6-2 57 2(2 0 2 3)0 3-0 0 44-0 31)由于工作面煤质偏软,底板为炭质泥岩硬2023年第3 期巷道顶板:在12 8 0 13 50 m段,巷道顶板破碎、下沉(最低点距轨面2.3 m),靠小煤柱侧顶板锚索共5根受压拉断,2 8 0 3.7 5W钢带共3 根变形、断裂。该处为实煤区下覆,

8、距离进入上覆采空区48 0 1面下覆45m;直接顶2 m范围内煤体受压破碎3 ,8 m位置有轻微离层。在8 3 0 990 m段,巷道变化不明显,该段位于上覆采空区48 0 1面48 0 2面煤柱之间。3原支护形式3.1顶板支护方案顶板采用规格为48 0 0 mm2800mm3.75mm的W钢带进行支护,用21.8mm江西煤炭科技图1所示。400900006100008459009001450240040090900400锚索:17.88500mm托板:2 50 2 50 12 mm10045090090090090008300mm钢绞线配合异形托盘2 2 0 mm200mm530012mm)

9、及锁具,间排距为1150 mm900mm;三眼组合锚索加强支护,五花布置,采用21.8mm8300mm配合高强托盘(50 0 mm500mm16 mm)及锁具。3.2帮部支护方案帮部上两排支护采用20mm2000mm左旋无纵筋螺纹锚杆(MG400)和17.8mmX5000mm锚索联合支护,呈三花布置。间排距为10 0 0 mm1000mm。锚杆配合参数为450 mm250mm3mm的W型短节钢带和规格110 mm110mm10mm的球形托盘,锚索配合2 50 mm250mm16mm的高强托盘和锁具,在顶板以下40 0 mm的位置,与水平线呈10 夹角设置最上排支护,且锚索要与顶部JW钢带对齐。

10、最下排护帮采用20mm2000mm左旋无纵筋螺纹锚杆(MG400)支护,与水平线呈-2 0 夹角,间排距为10 0 0 mm1000mm。工作面进入高应力区之后,直接顶初次分层跨落,多处局部下沉,锚索预应力严重衰减,围岩破碎变形、离层等情况随之而来,锚杆、锚索支护失效现象严重,并伴随有局部冒顶出现,极易发生顶板大面积垮落事故。需要进行必要的补强支护。4补强支护设计4.1顶板支护方案(1)煤柱影响范围内补强支护。2 2 0 2 巷在12691440 m 段,巷道在原支护的基础上补打单锚索加强支护。具体位置在巷道两侧原支护两排锚杆(锚索)中间补打两排单锚索,距煤壁0.4m,间距0.9m,锚索尺寸1

11、7.8mm8500mm,如图12 2 0 2 巷单锚索加强支护段布置平面(2)压力显现区补强支护。压力显现区共两段:128013 50 m;1145118 5m;压力显现区采用三花眼锚索群加强支护,在巷道原支护间打三排锚索群,排间距2 2 50 mm2700mm;在原锚索群与新打锚索群间原支护两排锚杆(锚索)中间补打两排单锚索,排间距18 0 0 mm2700mm;巷道两帮侧各打一排单锚索距帮40 0 mm,间距2700mm。锚索尺寸17.8mm8500mm,如图2 所示。400-22.5090010.051350图2 2 2 0 2 巷压力显现区补强支护段布置平面(3)2202巷在12 8

12、0 13 50 m段、8 3 0 990 m段、510 52 5m段,锚索补强支护完毕后,采用单体液压支柱进行加强支护。具体采用“一梁三柱”,22.505300400铺索群:17.8X8500mm托板:50 0 50 0 16 mm锚索:17.88500mm托板:2 50 2 50 12 mmOOZ100图例名称锚索锚杆角铺索图锚索群新补锚索新补铺索群46在12 8 0 13 50 m段间距为0.5m;在8 3 0 990 m段、510 52 5m段间距为1m;均使用5m长型梁,如图3 所示。3002450江西煤炭科技田田田100苗2250300可元型梁:50 0 0 mm皮带2023年第3

13、期000田田田田中木柱:250mm图例名称锚素锚杆5300角锚素木柱图52 2 0 2 巷木丛柱布置图例名称元型菜正单体液压交社5302图3 顶板破碎区补强支护4.2帮部支护方案(1)小煤柱帮在8 2 0 12 40 m段,变形严重,在原支护的基础上补打两排帮锚索,排间距90 0 mm1800mm,锚索尺寸17.8mm5300mm,如图4所示。错索:17.85300m3.200图4小煤柱帮变形区补强支护(2)2202巷在8 2 0 12 40 m段帮鼓且破碎,为防止帮进一步鼓出,在该段范围内,紧贴小煤柱侧打设木点柱,要求木柱直径不小于250mm,间距为在原支护两排钢带间打设木点柱,充分接顶,并

14、施工柱窝紧挨煤壁,如图5所示。5安全技术措施施工前,严格执行敲帮问顶和“四位一体”检查制度,准备工作做好后,解决完遗留问题方可施工。全面检查顶板状况,确认安全后方可打锚杆眼。必须用机械或力矩扳手将锚杆拧紧,确保锚杆的托盘和巷帮贴紧。交接班时,当班跟班干部必须对每班安装的锚杆进行逐个检测,及时发现问题并解决,比如锚固力未达到设计要求的锚杆必须当班补打,重新安装。安装托盘时必须保证与围岩接触严密,尽量900减少缝隙,托盘、螺母要上紧上牢,以防滑落,不得在托盘后充填木片、石,锚杆外露长度50 mm;800失效的锚杆锚索及时补打。使用风动锚杆机安装1800锚杆,严禁采用砸投的方法将锚杆直接砸入锚固剂内

15、,很容易使锚杆损坏,而且安装不牢固;避免杆体的晃动或移位,直至锚固剂固化稳定;安装顶眼时,在锚杆安注3 分钟后再给锚杆施加预紧力。施工现场应正确进行拉力试验,一般采用测力扳手或测力计,注意不要损坏器材。预注马丽散托板:2 50 2 50 12 mm时,工作人员须做好自我防护工作,防止液体溅入眼睛或皮肤表面,听从厂家人员指导,严禁独自施工。穿设钢针人员须配合探放水队施工,严格服从探放水队现场人员指挥,不得独自施工。巷道掘进过程中,如遇煤炮频率有明显增加或响声明显变大时,立即停工撤人。保证巷道行人侧畅通。单体柱支设必须达到设计初撑力,穿鞋带帽,并连接防倒防拽装置。优先支护变形严重区域。单体支柱在信

16、号木柱支设区域无法连接防倒防拽装置时,单体柱要与信号木柱或顶板(下转50 页)50柱留设宽度进行设计和优化,主要得到以下结论:1)根据3 113 工作面实际工程地质条件,采用极限平衡理论和数值模拟方法确定区段煤柱合理宽度为6 m。煤柱宽度小于6 m时,巷道围岩变形量随煤柱宽度的增加变化幅度较大;当煤柱宽度大于6 m时,巷道围岩变形量随煤柱宽度的增大变化较小。2)留设6 m宽煤柱并采用“非对称性”联合支护方案进行沿空掘巷期间,3 113 回风顺槽顶底板最大移近量为13 3.57 mm,煤柱帮和实体煤帮最大值位移量为8 0.7 2 mm和6 1.2 4mm,有效控制了巷道围岩变形。参考文献:1孟杰

17、.区段煤柱下回采巷道围岩变形特征与控制技术J.江西煤炭科技,2 0 2 1,17 1(3):2 9-3 1.2王超,颜峰,张修峰,等.深井厚煤层沿空工作面合理区段煤柱宽度研究J.长沙:矿业研究与开发,2 0 2 1,41江西煤炭科技(7):79-84.3杜龙飞,陈兵,高磊,等.特厚煤层综放开采合理区段煤柱留设分析.哈尔滨:煤炭技术,2 0 2 1,40(10):19-2 2.4】张鹏鹏.综放工作面区段煤柱宽度对底抽巷稳定性研究.江西煤炭科技,2 0 2 2,17 4(2):10 1-10 5.5肖健,陈学习,单文选,等.上保护层开采遗留区段煤柱现存状态研究J.北京:煤炭工程,2 0 2 2,5

18、4(2):110-115.6徐慧刚.新元煤矿9 10 4工作面沿空巷道合理区段煤柱分析J.邹城:煤矿现代化,2 0 2 2,3 1(1):10 6-10 9.7王慧林,王文彬,王金国,等.禾草沟煤矿回采巷道支护效果评价及区段煤柱优化设计J.山西煤炭,2 0 2 1,41(3):82-89.8王茂荣.综放工作面沿空掘巷区段煤柱合理尺寸探索J.江西煤炭科技,2 0 2 1(3):6 6-6 8.作者简介:薛朝云(198 9一),男,山西乡宁人,2 0 12 年毕业于山西大同大学采矿工程专业,工程师,现在山西大平煤业有限公司从事综采队队长工作。收稿日期:2 0 2 2-0 7-142023年第3 期

19、编辑:廖文德(上接46 页)进行固定,防止卸压后倾倒伤人。6应用效果该补强支护设计施工方案缓解了2 2 0 2 巷局部巷道变形区域压力显现,增加了巷道支护强度,确保了2 2 0 2 巷断面尺寸满足通风、行人、运输设备,确保了8 2 0 2 工作面安全回采。该设计针对性强,施工简单,较好地缓解2 2 0 2 巷局部巷道变形区域压力显现,增加了巷道支护强度,避免了回采期间工作面顶、底板等不利因素的发生,确保该工作面安全回采。7结语本文重点探讨小煤柱临空回采巷道采用补强支护技术。新设计的补强支护施工方案应用后表明,其有效缓解了2 2 0 2 巷局部巷道变形区域压力显现5;该设计实用性强,操作方便,效

20、果明显,安全性高,提高了巷道支护强度;确保了该巷道断面尺寸能够满足通风、行人、运输设备等要求,实现了8 2 0 2 工作面安全回采;可为其他类似条件的矿井提供经验借鉴,推广前景广阔。参考文献:1乔瑞.综采工作面过断层方法分析及安全措施研究J.徐州:能源技术与管理,2 0 19(2):6 4-6 6.2赵朋,吕怀宝,申涛.无煤柱“110 工法”开采技术应用初探J.江西煤炭科技,2 0 2 1(2):11-14.3刘佳.142 6 D综采工作面过断层实践.山东煤炭科技,2019(3):26-27.4】张保文.综采工作面过断层施工技术方案及实施J.北京:中国煤炭工业,2 0 19(1):6 5-6 7.5佟洪广.回采巷道围岩控制支护技术应用J.江西煤炭科技,2 0 2 1(2):45-48.作者简介:郭泽峰(1991一),男,山西怀仁人,2 0 17 年毕业于太原理工大学,硕士研究生,工程师,现从事煤矿技术管理工作。收稿日期:2 0 2 2-0 7-0 6编辑:李永华

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