同忻礦大斷面開切眼聯合支護設計

張秀麗,遲克勇

(1.太原理工大學 礦業工程學院,太原 030024;2.山西煤炭職業技術學院,太原 030031)

同忻礦大斷面開切眼聯合支護設計

張秀麗1,2,遲克勇2

(1.太原理工大學 礦業工程學院,太原 030024;2.山西煤炭職業技術學院,太原 030031)

以同忻礦8207工作面開切眼為例,針對大斷面開切眼圍巖易變形破壞且難以控制的問題,提出采用分次成巷和聯合支護技術。實踐結果表明,采用分次成巷和聯合支護技術方案可以有效控制8207工作面開切眼的圍巖變形,圍巖礦壓顯現明顯改善,解決了8207工作面大斷面切眼施工困難和頂板難以管理的問題。

大斷面開切眼; 分次成巷;聯合支護技術

綜采放頂煤工作面液壓支架的使用要求切眼具有較大的斷面,然而隨著斷面的不斷加大,巷道的開挖和維護越來越困難,對巷道施工和支護技術的要求也越來越高。現有常規的支護方案難以滿足大斷面開切眼圍巖控制的要求。許多學者對此進行了研究,何富連等[1]通過使用模擬軟件,得出頂板拉破壞的范圍隨著切眼寬度的增大而增大,在此基礎上提出“交叉邁步式”聯合控制技術。柴肇云等[2]研究表明錨索加固不能明顯提高圍巖最大承載能力,但是能明顯提高圍巖殘余強度和塑性破壞后的承載能力。張茂林等[3]通過研究認為錨桿長度和支護密度是影響圍巖支護效果的主要因素,提出采用錨網、錨索和鋼筋梯聯合支護方案,有效控制了切眼圍巖的變形。周文中[4]研究表明大跨度巷道施工時利用二次成巷技術先導后擴可降低施工難度,保證頂板安全。徐向南[5]根據切眼圍巖變形破壞的特點,提出“螺紋鋼錨桿+錨索+鋼筋骨架網”聯合支護方式。

根據現階段的研究可知,使用聯合支護技術對大斷面開切眼圍巖變形控制能起到很好的效果。現以同忻礦8207工作面為工程背景,結合煤礦實際生產經驗,利用現有支護理論以及對巷道圍巖變形機制的研究,提出采用分次成巷和聯合支護相結合的方案,對8207工作面大斷面開切眼進行施工維護,實現了切眼圍巖穩定性控制,豐富了大斷面開切眼聯合支護技術的相關理論與技術。

1 地質概況

同忻煤礦是大同煤礦集團在2006年建設的現代化大型煤礦。8207工作面主要開采煤層為石炭系3#-5#煤層,煤層開采厚度15.1 m～25.91 m,平均厚度15.27 m;工作面走向長1300 m,傾斜長200m;煤層傾角1°～ 4°,平均傾角2°。工作面的直接頂是砂質泥巖和炭質泥巖,厚度3.8 m;老頂為含礫粗砂巖,厚度5.22 m;直接底為高嶺巖,厚度2.68 m。工作面切眼巷凈寬9.1 m,鋪地后凈高3.6 m,支護為錨網、錨索、工字鋼、鋼托板、木垛配合單體液壓支柱聯合支護。

2 大斷面開切眼圍巖變形破壞的影響因素

大斷面開切眼圍巖變形破壞主要受頂煤厚度、切眼斷面寬度、支護技術以及施工技術等因素的影響。

2.1頂煤厚度和切眼斷面寬度

頂煤厚度和切眼斷面寬度是影響圍巖變形破壞的主要因素。隨著頂煤厚度的增加,切眼頂板圍巖的塑性區范圍也會擴大。由于煤體裂隙發育,在應力作用下易發生破碎,難以形成穩定的承載結構,易發生頂板離層垮落。

當斷面寬度較大時,巷道頂板的懸空距離較大,頂板巖層形成梁結構的彎曲變形量較大。因此,切眼中部頂板的巖層因彎曲下沉易發生破斷垮落。頂板淺部煤層煤體破碎,隨著切眼斷面寬度的增加,裂隙會向煤體深部發育,造成較深部煤體發生破裂失穩而失去承載能力,保證圍巖的整體性也變得十分困難。

2.2支護技術

由于斷面較大、頂煤較厚,普通支護技術很難實現對圍巖多層次、全方位、高質量的控制,導致巷道圍巖變形嚴重,破裂區和塑性區范圍擴大,更為嚴重時會出現支護失效致使巷道無法使用的情況。

2.3施工技術

大斷面厚頂煤切眼對施工技術有很高要求。采用一次成巷技術開掘大斷面的切眼需要控制圍巖劇烈的變形和頂板的下沉量。采用分次成巷技術施工則需要保證初掘小切眼與后擴幫部分的斷面尺寸相協調,保證兩個過程中開切眼頂部斷面平整使工字鋼完全接頂,還要保證施工過程安全可靠,防止出現垮落冒頂等事故。

3 大斷面開切眼支護設計方案

3.1切眼的布置與施工

同忻礦8207工作面大斷面切眼采用分次成巷技術進行開掘,先從采空區側以5.5 m寬的小斷面掘進,然后在工作面側刷大成全斷面9.1 m。在掘、刷兩個過程中必須保證開切眼頂部平整,使用的工字鋼接頂嚴實,嚴禁超空頂作業。為了確保支護質量和施工安全,施工隊組每班做好打壓記錄,并實行支護編碼管理和臺賬記錄,責任到人,有期可查,抓好現場管理,施工過程中如果遇到圍巖變形嚴重,支護強度不夠等問題,應及時向有關部門領導報告,以便及時完善支護方案,加強支護,確保施工安全和服務期。

3.2切眼支護設計方案

同忻礦8207工作面大斷面開切眼總體上采用木垛、錨網、錨索、工字鋼、組合錨索以及單體支柱鉸接頂梁等聯合支護技術,支護設計方案,如圖1所示。

1-a 剖面圖

1-b 平面圖圖1 切眼支護方案Fig.1 Open-off cut supporting plan

1)開切眼頂板支護設計。在初掘小斷面切眼的施工過程中,切眼的頂板采用錨網、錨索、工字鋼、組合錨索以及配合單體支柱鉸接頂梁進行聯合支護。

錨桿采用Φ20 mm、L=3 100 mm的左旋無縱筋螺紋鋼;拱形可調心鋼托板尺寸為150 mm×150 mm×10 mm;頂護網為Φ6 mm的圓鋼網,網格尺寸為100 mm×100 mm。錨桿的間排距為800 mm×800 mm,錨桿要達到預緊力150 kN且外漏長度不得超標。

錨索規格為Φ17.8 mm,L=8 400 mm,一梁三錨。采用長度5 000 mm的12#礦用工字鋼,工字鋼上的孔距為1 800 mm;拱形可調心鋼托板尺寸為200 mm×200 mm×16 mm。利用錨索和工字鋼組合支護實現接頂,支護必須及時,長工字鋼梁不能完全接頂時,可采用Φ17.8 mm錨索吊掛1.2 m的12#礦用工字鋼短梁實現接頂,工字鋼梁的排距為1 600 mm。

組合錨索中的1#錨索規格為Φ17.8 mm,L=10 300 mm,2#-5#錨索規格為Φ17.8 mm,L=6 300 mm;矩形鋼托板寬×厚=600 mm×600 mm。組合錨索的排距為3 200 mm,即中間每隔4排錨桿布置一個組合錨索。

單體液壓支柱的型號為DW-45,與之配合的鉸接頂梁長度L=1 200 mm。采空區側初掘小斷面切眼到位后,掘進機組開始撤退時進行第一、第二行單體支柱支護,所有單體液壓支柱必須防倒、防墜。

在初掘小切眼刷大為全斷面切眼的過程中,切眼的頂板控制除采用與初掘小切眼相同的支護方式外,再配以木垛進行支護。其中工字鋼采用長度L=4 500 mm的12#礦工字鋼,工字鋼上的孔距為1 600 mm,其余支護參數和支護方式相同,木垛采用200 mm×200 mm×1200 mm的方松木支設。

2)開切眼采空區側幫支護。對于初掘小斷面切眼的采空區側幫則采用錨網支護。使用Φ6 mm的圓鋼網,網格尺寸為100 mm×100 mm;錨桿采用Φ18 mm、L=2 500 mm的左旋無縱筋螺紋鋼,并配合使用型號為BHW280 mm×5 mm×450 mm的鋼帶托板。

3)開切眼工作面側幫支護。對于切眼的工作面側幫則采用高強度塑料網、玻璃鋼錨栓桿以及玻璃鋼護板聯合支護。其中玻璃鋼錨栓桿的參數為Φ20 mm,L=2 500 mm;玻璃鋼錨栓桿的間排距為900 mm×900 mm,最上層的錨栓桿端部距頂板的距離為450 mm,錨桿從上到下布置4排。

4 大斷面切眼支護效果

8207工作面開切眼采用聯合支護方案后,在切眼頂板中央以及兩幫布置測站,所選測站監測結果,如圖2所示。

圖2 頂板下沉監測結果Fig.2 Monitoring results of roof subsidence

切眼開挖初期,頂板圍巖變形劇烈,下沉量較大,監測前5 d下沉量達160 mm,兩幫移近量達140 mm。之后圍巖變形趨緩,在開挖15 d后達到穩定,此時頂板下沉量達到205 mm,兩幫移近量達到170 mm。二次擴幫時,頂板下沉量和兩幫移近量又迅速增大,并在擴幫后的15 d后達到穩定,最終頂板下沉量為334 mm,兩幫移近量為252 mm,均控制在安全范圍之內,圍巖控制效果良好。

5 結論

1)大斷面開切眼采用分次成巷方案,能有效緩解開挖擾動大、圍巖變形劇烈的情況。掘進時頂板懸露的面積較小,能及時進行支護保證掘進安全進行。

2)通過使用錨網、錨索、工字鋼、組合錨索、木垛以及單體液壓支柱配合鉸接頂梁聯合支護技術,能有效減少圍巖變形,保證頂板圍巖的完整性,盡可能使圍巖處于受壓狀態,有效減少了圍巖拉破壞。

3)現場監測表明,切眼頂板最大下沉量為334 mm,兩幫最大移近量為252 mm,圍巖變形量在合理范圍內。因此,采用分次成巷和聯合支護技術能有效控制同忻礦8207工作面大斷面切眼圍巖變形,有效解決了大斷面切眼支護難題。

[1] 何富連,薄云山.厚煤頂開切眼圍巖穩定性及其錨索合理構型研究[J].采礦與安全工程學報,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,李義寶,等.特厚煤層大斷面切眼錨索支護的作用[J].煤炭學報,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] 張茂林,龐東林,于德成,等.綜放大斷面切眼錨桿參數的研究與應用[J].采礦與安全工程學報,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.二次成巷有關技術在巷道斷面刷大中的運用[J].礦山測量,2015(3):33-39.

[5] 徐向南.厚煤層大斷面切眼圍巖穩定性分析及控制技術[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

張秀麗(1976-),女,山西臨汾人,在讀工程碩士,從事煤礦安全教學工作。

TD353

A

(編輯:薄小玲)