超大采高综采面开切眼锚网索联合支护.pdf

第1 5 卷第5 期 总第9 6 期 2 0 1 0 年1 0 月 煤矿开采 C o a lm i n i n gT e c h n o l o g y V o l 。1 5 N o ．5 S e r i e sN o ．9 6 O c t o b e r2 0 l O 超大采高综采面开切眼锚网索联合支护 考宏凯，苏刚，程晋孝 淮南矿业集团潘集第一煤矿，安徽淮南2 3 2 0 8 2 [ 摘要】潘一矿针对2 1 4 1 3 超大采高综采面开切眼断面大、支护难的实际，在支护体系 上大胆创新，采用“锚网索加挑棚和木垛联合支护”，有效控制住了开切眼大跨度、大高度顶板及两 帮围岩的变形，支护取得了成功。 [ 关键词]超大采高；大断面切眼；锚网索；挑棚 [ 中图分类号] T D 3 5 3 ．6 [ 文献标识码] B[ 文章编号] 1 0 0 6 - 6 2 2 5 2 0 1 0 0 5 - 0 0 5 9 - 0 3 A n c h o r e dM e s ha n dR o p eC o m b i n e dS u p p o r t i n go fO p e n - o f fC u ti n F u l l - m e c h a n i z e dM i n i n gw i t hE x t r e m e l yL a r g eM i n i n gH e i g h t 2 1 4 1 3 综采面为淮南矿业集团潘一矿的第 一个超大采高工作面，根据Z Y l 0 8 0 0 ／3 0 ／6 5 综采 支架的安装需要，综采面开切眼有效宽度要达9 m 煤机窝处最大宽度达1 2 m ，平均高度4 ．2 m 。对 于这样大跨度、大高度的开切眼其支护方式科学与 否，将直接决定支护安全和综采支架的安装使用。 因此，该矿在无类似支护借鉴的情况下，将锚网索 支护的安全风险及地质条件进行仔细分析研究，最 终确定采用“锚网索加挑棚和木垛联合支护”，并 取得了成功。为该矿及同行业类似地质条件下的锚 网索支护提供了借鉴和参考。 1 地质概况 2 1 4 1 3 切眼设计长度1 8 0 m ，掘进范围内 1 3 1 煤层赋存稳定，倾角5 1 3 0 ，煤层厚度O ．2 ～6 ．5 m ，平均厚5 ．5 m 。煤层伪顶为炭质泥岩，厚 度0 ～0 ．8 m ，平均0 ．4 m ；直接顶为砂质泥岩，厚 度0 ～1 ．3 m ，平均0 ．6 m ；基本顶为中细砂岩，厚 度5 ．2 ～6 ．8 m ，平均6 ．0 m 。直接底为泥岩、砂质 泥岩及1 2 煤，厚度0 ．4 ～5 ．1 m ，平均3 ．6 m 。切眼 掘进前，地质部门预计揭露4 条正断层，实见6 条，对掘进及支护影响较大的1 2 1 4 1 3 - 5 ，1 2 1 4 1 3 - 6 断层，落差均大于3 m 。 2 支护方案论证 2 ．1 方案选取 根据切眼断层分布及顶板岩性分析，该超大采 高综采面切眼的地质条件相对复杂，尤其是中下部 9 0 m 范围内连续分布的断层群无疑从一定程度上破 坏了顶板砂质泥岩的整体性，给支护方案的选取带 来了难度。 选用棚式支护对顶板岩层结构及整体性的要求 相对较低，但对其支护棚的支撑强度有很高要求， 尤其是大跨度、大高度棚式支护的稳定性难以保 证，该矿常用的1 1 号工字钢、2 9 U 型钢均不能保 证切眼刷面后棚梁不发生坠腰、折断现象，棚腿不 发生扭弯、断裂现象。一旦发生上述现象，棚式支 护将失效或强度降低，不能保证其支护安全，同 时，棚式支护给支架安装带来的替棚工作也相对复 杂。因此，棚式支护不符合该切眼支护实际。 于是，在仔细分析了顶板岩性及上、下风巷围 岩应力分布情况后，参考其他普通大采高综采面支 架组装硐室 宽高 5 0 0 0 m m 6 0 0 0 m m 锚网索 支护的经验，决定采用“锚网索加挑棚和木垛联 合支护”。理由主要有3 个一是该切眼1 3 1 煤 层基本顶是厚层中细砂岩，能通过长锚索将锚固端 锚入较稳定的中细砂岩中，能实现顶板表层应力向 深部转移。二是在采用高强度、高刚度锚网索支护 的基础上通过走向挑棚、木垛的辅助支护，可以达 到减小切眼跨度，提高锚网索支护安全性的目的， 尤其是切眼中下部断层群分布区，连续的挑棚、木 垛辅助支撑，将一定程度上改善顶板岩层结构的整 体性。三是该矿在普通大采高综采面煤巷掘进支架 组装硐室的锚网索支护有一定经验，对1 3 一l 煤层 顶板、两帮煤体开掘后的应力分布及矿压显现规律 比较清楚，有利于调整支护对策。 2 ．2 主要支护参数 1 锚索规格为咖1 8 m m x 6 2 0 0 m m ，顶板每排 [ 收稿日期] 2 0 1 0 0 7 一O l [ 作者简介】考宏凯 1 9 5 7 一 ，男，安徽凤台入，工程师，现任安徽淮南矿业集团潘一矿副矿长。 5 9 万方数据 总第9 6 期煤矿开采 2 0 1 0 年第5 期 0 ．8 m 控顶距 布置9 根；巷道东帮上部 2 ．4 m 控帮距 各布置1 根。 2 锚杆规格为咖2 0 m m x 2 5 0 0 m m 高强螺纹钢 钢锚杆及t h 2 0 m m x 2 5 0 0 m m 树脂锚杆，顶板每排布 置3 根，切眼东帮主支护每排布置5 根，与锚索同 排，辅助支护每2 ．4 m 布置2 根。切眼西帮从顶至 底每排布置5 根，与锚索同排，高强螺纹钢锚杆与 树脂锚杆间隔使用。 3 钢梁为1 2 号槽钢，顶板L 。 4 8 0 0 m m ，工2 4 4 0 0 r a m ；巷帮L 3 2 7 0 0 m m 。 4 巷帮钢带为Q 2 3 5 ，规格为1 9 0 0 m m 2 0 0 m m x 3 m m 横向布置 。 5 顶部托板 A 3 钢加工 ，规格1 4 0 m m 9 0 m m x l O m m ；帮部托板 旧2 9 U 型钢加工 规格 1 5 0 m m x l 2 0 m m 1 0 m m 。 6 金属网为1 0 号铁丝编制，规格根据巷道 断面确定。 7 锚固剂型号为Z 2 3 5 5 ，顶部锚杆每孔2 卷，帮部1 卷；锚索每孑L4 卷。 8 顶板锚索间排距9 0 0 m m ／8 0 0 m m x 8 0 0 m m ， 锚杆间排距4 5 0 0 m m ／4 0 0 0 m mx 8 0 0 m m 。 9 帮部主支护锚杆间排距9 0 0 m m 8 0 0 m m ， 辅助支护锚杆间排距1 2 0 0 m m x 2 4 0 0 m m 。 1 0 挑棚正常宽度 9 0 0 0 m m 布置5 道， 煤机窝处布置6 道。棚梁为1 1 号工字钢，长度 4 5 0 0 m m 。第1 道距切眼东帮2 8 0 0 m m ，其余4 道间 距8 5 0 m m 。 1 1 “一梁四柱”，每根挑棚梁上打4 根支 柱，中部支柱为 1 8 0 m m x 4 4 0 0 m m 圆木，其余3 根 为D W 4 5 单体液压支柱。 1 2 木垛采用优质道木，规格为长宽高 1 6 0 0 m m x 2 0 0 m m x 2 0 0 m m ，2 排，沿切眼居中位置 交错布置。正常段间距l O m ，应力集中区间距5 m 。 道木的层与层钉牢。 1 3 锚索锚固力≥2 0 0 k N ；顶锚杆锚固力≥ 1 0 0 k N ；巷帮锚杆锚固力≥6 0 k N ；树脂锚固剂粘结 强度， 4 M P a ；锚索安装预紧力≥1 0 0 k N ；锚杆安装 扭矩≥1 8 0 N m 。 2 ．3 支护强度验算 2 ．3 ．1 巷顶支护 从支护安全考虑，理论验算时要求验算切眼的 最大支护强度。则切眼验算全宽时，顶板可能的冒 落高度岩石重量 每米巷道 为 W B h y 1 1 2 5 1 5 0 0 k N 式中，B 是巷道宽度，B 9 ．0 1 2 ．0 m ；h 是顶 6 0 板的最大可能冒落高度，结合1 3 1 煤层顶板实 际，取5 ．0 m ；y 是岩石密度，y 2 5 k N ／m 3 。 为确保支护的完全可靠，理论验算时暂不考虑 顶板锚杆及挑棚和木垛的辅助支护力，则每米巷道 锚索的支护力为 J P N p r V s 3 1 5 0 k N 1 1 2 5 1 5 0 0 k N 式中，J 7 、，是每排 控顶距0 ．8 m 安装的锚索数 量，J 7 ＼， 9 ；P 是q b 2 2 m m 钢绞线锚索的最大锚固力， p 3 5 0 k N ；r ／是锚索破断力利用系数，叩 0 ．8 ；s 是排距，s 0 ．8 m 。 掘进初期，不考虑锚杆的悬吊力，全部顶板外 载由锚索单独承担，锚索悬吊支护的安全系数儿 ，l P ／W 3 1 5 0 ／1 1 2 5 2 ．8 ，3 1 5 0 ／1 5 0 0 2 ．1 。 经以上验算，超大采高综采面切眼顶部支护布 置9 根锚索、3 根锚杆配合1 2 号槽钢、l o 号铁丝 金属网联合支护，能满足支护要求。同时，为安全 起见，再沿切眼走向布置5 道挑棚和2 排木垛，形 成联合支护体系，完全能确保支护安全。 2 ．3 ．2 巷帮支护 巷道开挖后，围岩应力重新分布，巷道两帮一 定深度内的煤 岩 体形成松动区域，此区域内 的煤 岩 体相对破碎，易片落。巷帮锚杆支护 锚固端必须大于此区域，伸入松动区域外的稳定 区，否则支护将失效，导致片帮。 根据该矿1 3 1 煤层锚网索支护经验，两帮煤 体受围岩应力重新分布影响后的松动区域，主要位 于巷帮中上部，其中集中地点为1 ／2 巷高位置，其 发育深度最深处为t a n 4 5 0 x 1 ／2 巷高。根据推算， 该切眼两帮1 3 1 煤体松动区域发育最深的地点为 煤壁向里2 ．1 I T I 处。 因此，超大采高综采面切眼两帮支护的锚杆长 度必须大于2 ．1 m ，结合防止帮部煤体松动变形必 须要求的锚杆锚固力，经综合分析，确定锚杆长度 为2 5 0 0 m m ，内锚端长度为4 0 0 m m 。同时，为确保 巷帮支护完全可靠，决定在巷帮主支护的基础上， 在其中上部施工补强锚索配合钢梁、锚杆辅助支 护，从而通过锚索将巷帮松动区和稳定区的1 3 一l 煤体与煤层顶板紧密联系，形成帮、顶联合支护体 系，完全控制和支护两帮1 3 1 煤体。 切眼支护方案见图1 。 3 施工工艺 为更好地控制顶板及两帮，整个切眼分2 次掘 进。初次掘进宽度5 0 0 0 r a m ，高度3 2 0 0 m m ；第2 次掘进宽度4 0 0 0 7 0 0 0 m m ，高度以短距离“正 万方数据 考宏凯等超大采高综采面开切眼锚网索联合支护2 0 1 0 年第5 期 ●’ ／ 妇唑 支姗 盥“一 4 7 差蓁 ／第l 捧木垛 ，第3 a 嘲栅 一，第2 司I 搞棚 ，，第1 遥挑棚 姣鞋 第2 | 翱曲k I ；d 啪瑚 第硝鳓啪 量蚕 、6 徽害 舢 a z l f l o a 切眼断面 一，一 嘞切眼西帮支护 c 切眼东帮支护 1 锚累 2 2 m m x 6 2 0 0 m m ；2 - - 高强厦锚杆咖2 0 m m x 2 5 0 0 m ； 3 一树脂锚杆 6 2 0 m m x 2 5 0 0 m m ；4 一1 2 号槽钢梁；5 m 金属网； 6 一Q 2 3 5 钢带；7 - - 咖i 6 m m 钢筋梯子梁 图1切眼锚网索加挑棚和木垛联合支护设计方案 台阶”推进。 初次掘进施工工艺①安全检查 顶板、瓦 斯、工程质量、探头位置等 _ ②综掘机切割 初次切割高度3 ．2 m _ ③敲帮问顶，除掉活矸 并找平顶板一④挂顶部金属网，并联网_ ⑤用 挑梁器上顶部槽钢梁，然后采用D W B 3 5 3 0 ／l o o 单体液压支柱进行临时支护_ ⑥打顶部锚 杆 索眼_ ⑦安装顶部锚 杆 索_ ⑧刷帮，铺巷 帮金属网、钢带、槽钢，打帮部主支护的上部3 排 锚杆及辅支护的锚杆、锚索，主支护钢带沿横向铺 设，辅支护槽钢沿纵向铺设一⑨掘进贯通后， 掀、拆出货设备- ⑩后退综掘机至切眼下口_ ⑥自下向上铲底 达4 ．2 m 高 、打帮部主支护的 下部2 排锚杆． ⑥再次掀、拆出货设备以及后退 综掘机一⑩拉线施工第l ，2 ，3 道挑棚 “一梁四 柱” 和第l 排木垛。 第2 次掘进施工工艺①一⑧道工序与初次掘 进相同，第⑨道工序开始为每向前推进3 0 m 后， 退综掘机铲底至4 ．2 m 高一⑩打帮部主支护的下部 ◆- “◆- ●◆t _ ‘◆■H ◆m ●_ u 2 排锚杆一⑩拉线施工第4 ，5 道挑棚 “一梁四 柱” 和第2 排木垛。 4 经验及建议 由于超大采高综采面切眼跨度大、高度高，超 过该矿有史以来所有综采面的宽度和高度，无成熟 的支护借鉴经验。因此，该矿在探索其支护方式 时，将“一梁四柱”中居中位置的一柱改为 西1 8 0 m m x 4 4 0 0 m m 木点柱 原来该矿使用的“一 梁四柱”全部为单体 ，其他“三柱”为D W 4 5 单 体液压支柱。通过实践表明，“一柱” 木点柱 对于该超大断面切眼大面积顶板来压时起到了至关 重要的强支撑作用，其受力超过了同梁上的其他 “三柱”单体液压支柱。 分析认为，导致以上现象的原因主要有 D W 4 5 单体液压支柱与巷道顶、底板接触面积小， 尤其是底板，虽然在支柱底端穿了铁鞋，但受力仍 然不均匀，顶板压力大时，支柱容易插入底板，对 顶板支护呈“让劲”状态；由于D W 4 5 单体液压 支柱自身密封原因，部分支柱存在卸压，尤其是顶 板压力大时，卸压现象更严重，且不容易被肉眼看 见。因此，实践证明超大断面切眼的挑棚支护要坚 持单体液压支柱和木点柱配合使用，该超大断面切 眼支护“一梁四柱”中布置l 根木点柱，虽然支 护效果较好，但从受力结构上分析，“一梁四柱” 上的顶梁分布不够平衡，建议今后“一梁四柱” 改为“两柱”单体液压支柱，“两柱”木点柱，且 间隔均匀布置。 5 结论 超大采高综采面切眼采取的“锚网索加挑棚 和木垛联合支护技术”，支护设计科学合理，施工 质量可靠，有效地控制了大跨度、大高度切眼顶板 及两帮的变形，从切眼初次掘进到工作面综采设备 安装结束，顶板及两帮均未出现离层、片帮、掉渣 现象。锚网索加挑棚和木垛联合支护技术完全满足 了安全生产的需要，实现了理论与实践的有机结 合，支护取得了成功。 [ 责任编辑王兴库] 迥订阅欢迥赙褊欢趔熏登广告 0 1 0 8 4 2 6 2 7 2 8 传真 0 1 0 8 4 2 6 2 7 2 8 } ● 电子信箱M K K C c h i n a j o u r n a l ．n e t ．c n ； ； _ ◆Ⅲ_ p ◆．，◆．十◆I _ ◆_ - 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