深部开采复合顶板综采切眼支护技术研究.pdf

2 0 1 2年 第 1 1卷 第 2 2期 深部开采复合顶板综采切眼支护技术研究 口 刘 鹏 【 内容摘要】 针对徐州矿区煤矿涉及深部开采的矿井逐年增多， 机械化水平逐年提高， 大功率 、 大工作阻力综合机械化装备的运 用范围逐渐扩大， 本文讲述了运用冒落拱计算理论和复合性顶板受压离层的破坏规律， 分析了深部开采大跨度切 眼巷道在复合层状项板条件下的破坏范围， 综合利用锚杆的加固作用和锚索的悬吊作用， 加上合理的锚杆、 锚索分 布， 控制了围岩破碎失稳 ， 阻止了复合性顶板 离层断裂， 取得 了显著的支护效果， 保证了施工安全， 节约了材料成 本。 【 关键词】 复合顶板； 冒落拱计算； 锚杆锚索组合支护； 导硐施工； 支护效果 【 作者简介】 刘鹏 1 9 8 4 ． 3 一 ， 徐州矿务集团姹城煤矿源兴项 目 部副总经理 徐州矿务集团坨城煤矿 9 2 0 1 3工作面为小湖系综合机 械化采煤的首采面。落煤选用 MG一1 8 0 ／ 4 3 5一W 型双滚筒 割煤机， 控顶选用 Z Y 4 0 0 0 ／ 1 3 ／ 2 8 B型液压支架。切眼巷道宽 度和高度必须满足综采支架的运输和安装， 且要求围岩控制 稳定， 断面利用率高。 一 、生产 地质条件及 岩石力学性质 该面属 9 煤层， 平均埋藏深度 8 3 9 m， 煤层平均厚度 2 ． 2 m， 煤层倾角平均2 9 。 ， 煤质松软， 受压流变易坍塌。 该面范围内9 煤直接顶为泥岩、 泥页岩， 泥岩平均厚度 为 1 ． 8 8 m， 节理发育， 块状易碎冒； 泥页岩平均厚度为 1 ． 5 m， 层节理发育， 松软易碎冒； 泥页岩之上为不可采 7 煤， 平均厚 度 0 ． 7 m； 7 煤直接顶为砂泥岩 ， 平均厚度为6 ． 2 m， 块状易碎； 9 煤底板为砂泥岩， 块状结构。该面9 煤顶板定性为Ⅳ类复 合性顶板。煤层及顶底板岩石力学性质见表 1 。 表 1 煤层及顶底板岩石 力学性质 容重 单轴抗压 普氏硬 岩性 厚度 m k N ／ m 强度 MP a 度系数 砂泥岩 6 ． 2 2 6 ． 5 4 1 4 ． 1 7煤 0 ． 7 1 4 ． 4 1 7 1 ． 7 泥 页岩 1 ． 5 2 3 ． 8 2 3 2 ． 3 泥岩 1 ． 8 8 2 5 ． 6 3 6 3 ． 6 9煤 2 1 4 ． 4 1 7 1 ． 7 砂泥岩 2 ． 6 1 2 7 ． 8 4 2 ． 9 4 ． 3 二 、 支护设计 一 切眼断面形状的选择。9 2 1 0 3工作面沿走 向推进 ， 切眼巷道沿倾 向布置， 跟顶板掘进。切眼巷道采用矩形断 面， 掘进宽度 5 ． 8 m， 掘进高度 2 ． 6 m， 长度 1 2 0 m， 巷道倾角 2 9。 。 二 支护形式的确定。巷道开挖以后， 一般情况下如不 加控制 支护 使其任意变形、 松动和跨落， 最后将会看到巷 道上方形成一个相对稳定 的拱形空间， 该拱形空间轮廓叫 1 0 2 “ 自然平衡拱” 。因此， 为确保支护形式合理有效， 首先对切 眼顶板潜在的冒落范围进行分析计算。 1 ． 巷道帮煤破碎深度 C 。 c 4 s 詈 式中 H 一切眼巷道高度 2 ． 6 m， 巷道破底 0 ． 6 m， 计算时 取 H 2 m； ‘ P 一煤体内摩擦角， 由f 唔‘P 1 ． 7得 ‘P 5 9 ． 5 。 ； B 一切眼巷道倾角， B 2 9 。 ； c 2 ． 1g 4 5 。 一 0 ．6 2 3 m 。 2 ． 潜在的冒落拱高度 b 。 b 吉 a c 式中 a 一巷道半跨度， 取 a 2 ． 9 m； K 一顶板岩石完整性系数 ， K 0 ． 6 ； f _顶板普氏硬度系数， f 3 ． 6 ； 则 b 2 9 m6 2 3 6 3 m。 由计算分析可见， 顶板潜在冒落拱范围虽没有超过直接 顶岩层厚度， 但对于大跨度巷道而且顶板为非匀质的复合型 岩层， 应考顶板在水平应力和重力作用下弯曲下沉， 在复合 顶中产生离层 ， 导致潜在冒落拱范围扩大； 另一方面， 如果再 考虑锚固点应伸到冒落拱外 0 ． 5 m以上， 则锚杆的锚固点落 在软岩中， 这将使锚固力下降。所以常规锚杆不论按悬 吊理 论作用布置还是按加固作用布置都难以奏效， 必须在常规锚 杆支护的基础上采取加固措施。经分析 该综采面切眼采用 锚、 网、 梁作为基本支护， 以树脂药卷锚固小孔径预应力锚索 为加固补强措施的复合支护方式。其 中， 锚杆以加固作用为 主， 旨在使其长度范围内的顶板形成 “ 似整体结构” 的组合 梁； 锚索以悬吊作用为主， 旨在把潜在的冒落范围内的顶板 悬吊在上部较稳定的岩层上， 防止其发生垮落。 三、 锚、 网、 梁、 索支护参数 一 计算顶板锚杆间排距 D。 l ndns a l Sc i e nc e Tr i hune D , ／ Q ／ k b Y 『 _ 丽 0． 8 3m 式 中 Q一 为锚杆锚 固力 ， 取 6 0 k N； K 一为安全系数， 取 2 ； b一 冒落拱高度， 取 1 ． 7 m； y 一为岩石密度 ， 取 2 5 ． 6 k N ／ m 。 根据以上计算 D≤0 ． 8 3 m， 并参照 煤巷锚杆支护技术规 范， 顶板锚杆问排距取 0 ． 7 5 m X 0 ． 7 5 m， 顶板锚杆每排取 8 根 。 锚杆长度确定 锚杆锚固点应伸到冒落拱外 0 ． 5 m 上， 并考虑锚杆托盘厚度 3 5 ra m镙母厚度 2 5 m m锚杆外 露长度 4 0 mm钢带及网厚度 3 0 mm ， 即t 0 ． 1 3 m。则锚 杆长度 Lb t 0 ． 5 m 1 ． 7 1 m 0 ． 1 3 m 0 ． 5 m 2 ． 3 3 m。 取锚杆长度为 2 ． 4 m。 锚杆直径的确定 根据设计锚固力 ≥6 0 k N 取直径为 2 0 mm的左旋无纵筋镙纹钢锚杆 。煤 帮选用 3 0 mm 2 0 0 0木 锚杆， 间排距同顶板。 钢筋梁 采用圆钢焊接而成。 金属菱形 网 网孔 5 0 m m 5 0 m m。 二 锚 索补强加固参数。切眼跨度大， 为防止锚固层整 体切落， 设计采用小孔径预应力锚索补强加 固， 以悬吊作用 为主， 由锚索承担冒落拱的全部岩石重量。 根据 9 2 1 0 3切眼复合顶板岩性条件 ， 锚索采用直径为 1 5 ． 2 4 m m的标准钢绞线 ， 有效长度取 5米， 3块树脂药卷锚 固， 其破断力 2 6 t ， 预紧力大于 1 0 0 k N。每排布置 4根锚索， 间排距为 1 ． 1 m1 ． 5 m。 锚索支护强度验算。当巷道倾角在 1 0 。 N， 验算结果说明锚索间排距设计是合理的。 三 附 9 2 1 0 3切眼锚杆锚索支护断面。见图l 。 四 、 施工工艺 9 2 1 0 3切眼施工采用导硐施工方法。导硐巷道宽度为 3 ． 4 m， 高度2 ． 6 m。按切眼整体设计方案的间排距和位置布置 锚杆及锚索， 以保证刷巷后锚杆锚索排列的整齐性。待刷煤 I n d u s t r i a l S c i e n c e Tr i b u n e 2 0 1 2年 第 1 1卷 第 2 2期 帮侧肩窝锚杆暂时不安装用单体代替并腰严防止片帮， 同时 钢筋梁在肩角处留茬搭接。刷大时替换单体搭接钢筋梁锚 杆锚固， 同时将替下来的单体支护在切眼中间位置， 补足初 撑力 ， 成排 上线 。 图 1 9 2 1 0 3切 眼锚杆锚 索支护断面 在导硐和刷大施工中， 应滞后工作面 1 O米打帮锚杆和 施工顶部锚索， 以利于平行作业。施工眼孔及锚杆锚索安装 采用大功率风动锚杆机， 施工中应严格按支护设计控制锚杆 锚索安装角度， 实现设计意图。 五 、 切 眼围岩控制效果分析 一 切 眼 围岩 变形量 。由于切 眼 的形 成分 导硐施 工 和 刷大施工两个阶段， 在断面刷宽及导硐掘进期间围岩的变形 有明显的不 同。变形观测结果见表 2 。 表 2切眼锚网索支护围岩表面位移 9 21 0 3 顶底板移近量 m m 两帮移近量 1T i m 切 眼 最 大 平均 最大 平均 导硐期 6 3 4 2 1 5 0 1 3 0 刷宽期 1 7 1 8 1 3 0 0 二 支护控制效果分析。由表 2分析可见， 切眼导硐施 工期的表面变形量明显小于切眼刷大期。导硐期的顶底板 最大移近量 6 3 m m， 而刷大期的顶底板移近量为 1 7 1 ra m； 导硐 期两帮的最大移近量 1 5 0 ra m， 而刷大期两帮的最大移近量为 3 0 0 ra m， 刷大期的围岩变形量约是导硐期的 2～2 ． 5倍； 而从 观测数据中也可以看出， 两帮的平均移近量大于顶底板的平 均移近量， 这和上文通过计算帮煤破碎深度较大的结果是一 致的。综采支架安装的关键点最大变形量和最大变形位置， 因此， 从满足生产要求来看 ， 切眼围岩的最大变形量是容许 的， 也为安全提供了可靠的数据支持。总体结论 ， 综采大距 度复合顶板条件下的锚网索综合支护， 围岩控制效果显著。 六 、 结语 9 2 1 0 3切眼巷道采用锚网加锚索支护技术有效地控制了 复合顶板的下沉冒落， 保持了综采切眼围岩的稳定。与以往 切眼巷道采用架棚加支柱联合支护方式相 比， 不仅改善了切 眼的维护状况 ， 控制了顶板变形破坏 ， 而且减轻了劳动强度， 扩大了综采设备的安装空间， 降低了切眼的支护成本。锚 网、 锚索联合支护技术为大跨度综采综放切眼的支护提供了 一 条新 的技术途 径。 1 0 3