大斷面綜采切眼支護(hù)技術(shù)2004-12-17 |
汾西礦業(yè)集團(tuán)公司的煤系地層巖石多為泥巖、泥質(zhì)頁巖、砂巖、高嶺土泥巖,層理、節(jié)理較 發(fā)育,有的受水理作用大,陷落柱及小型斷層為井田主要構(gòu)造形式。近距離煤層開采受采動 影響大,新建礦井多為復(fù)合頂板,屬典型的軟巖礦區(qū)。經(jīng)過不斷探索,汾西礦業(yè)集團(tuán)公司在 軟巖礦區(qū)由煤巷小斷面錨桿支護(hù)技術(shù)發(fā)展到綜采切眼大斷面錨桿支護(hù)技術(shù)。2003年煤巷錨桿 支護(hù)巷道占總進(jìn)尺的52.46%,綜采切眼錨支率達(dá)到100%。 1 傳統(tǒng)的綜采切眼掘進(jìn)支護(hù)方法 傳統(tǒng)的綜采切眼采用梯形斷面,支護(hù)方式為木棚支護(hù),棚梁中部加打兩根金屬支柱加強(qiáng)支護(hù) , 棚距一般為0.6~0.8m,該支護(hù)方式掘進(jìn)速度慢,材料消耗大,配置人員多,勞動強(qiáng)度大, 人工費用高。架設(shè)大抬棚的笨重作業(yè),具有一定的危險性。且傳統(tǒng)的切眼支護(hù)方式制約安 裝工作,作業(yè)人員有效利用空間小,作業(yè)安全性不高,在切眼內(nèi)進(jìn)行“替柱 、回柱”和回“大梁、柱腿”等支架設(shè)備安裝時,存在較大的安全隱患。這種支護(hù)方式不能 對頂板及周圍的煤體進(jìn)行早期 管理,不能有效抑制頂板離層和冒頂現(xiàn)象的發(fā)生。 2 綜采切眼錨桿支護(hù)設(shè)計方法 針對圍巖具有復(fù)雜、多樣的特點,與科研院所合作,采用了現(xiàn)場調(diào)查和地質(zhì)力學(xué)評估、初始 設(shè)計、井下監(jiān)測和信息反饋、修正設(shè)計和日常監(jiān)測的動態(tài)信息設(shè)計方法。 現(xiàn)場調(diào)查內(nèi)容包括圍巖強(qiáng)度、圍巖結(jié)構(gòu)、地應(yīng)力及錨固性能測試等。在現(xiàn)場調(diào)查內(nèi)容的基礎(chǔ) 上進(jìn)行地質(zhì)力學(xué)評估和圍巖分類,為初始設(shè)計提供可靠的參數(shù)。初始設(shè)計采用數(shù)值計算和經(jīng) 驗相結(jié)合的方法進(jìn)行,根據(jù)圍巖參數(shù)和已有實測數(shù)據(jù)確定出比較合理的初始設(shè)計。將初始設(shè) 計實施于井下,并進(jìn)行詳細(xì)的圍巖位移和錨桿受力監(jiān)測,根據(jù)監(jiān)測結(jié)果驗證或修正初始設(shè)計 。正常施工后還要進(jìn)行日常監(jiān)測,以保證巷道安全。 3 雙柳礦208綜采工作面切眼錨桿支護(hù)實例 3.1 工作面切眼的基本情況 開采山西組3#、4#合并煤層,厚度3.41m,煤層傾角2~4°,直接頂為泥巖,厚度為1.2 6m, 極易破碎,其上為1.03m的粉砂巖,節(jié)理發(fā)育,之上為1.91m的泥巖,較破碎,再上為0.28m 的一層煤線,再上為2.38m的泥頁巖,非常破碎,之上是10.04m的砂巖;老底為K3砂巖,厚 度為9.0m。208工作面主體構(gòu)造為一單斜構(gòu)造,次生小向、背斜,構(gòu)造極為簡單,工作面地 層走向N0°,傾向約N270°,傾角3~4°。最大水平主應(yīng)力為6.31MPa,最小水平主應(yīng)力為3 . 76MPa;最大水平主應(yīng)力方向北偏西48.7°。巷道垂直主應(yīng)力9.06MPa。巷道斷面呈矩形,寬 6m,高2.8m,掘進(jìn)斷面積為16.82m2。采用綜掘機(jī)掘進(jìn)一次成巷。 3.2 巷道支護(hù) 巷道采用樹脂端錨錨固錨桿組合支護(hù)系統(tǒng),并進(jìn)行錨索補(bǔ)強(qiáng)和單體液壓支柱加強(qiáng)支護(hù)。 (1)頂板支護(hù)。永久支護(hù)形式:端錨錨桿規(guī)格號為16mm×1800mm,間排距800mm,矩形 布置 ;錨索規(guī)格15.24mm×6400mm,配套使用一支K2355、一支Z2355型樹脂錨固劑及4m長槽鋼托 梁, 排內(nèi)每兩根錨索配合槽鋼托梁結(jié)合成一個支護(hù)整體。槽鋼橫向布置,在巷道中心線兩側(cè)左右 對 稱支護(hù),托梁間距為2.4m,錨索間距為2.4m。頂錨桿為每排8根。錨索滯后工作面距離不大 于2.4m 。 。2)加強(qiáng)支護(hù)。采用π型鋼棚加強(qiáng)支護(hù),梁長3.6m,棚腿采用DZ-35型單體液壓支柱,棚 距1.6m,π型鋼棚垂直巷中心線左右對稱布置,π型鋼棚下單體支柱距巷中心線為左右 各1.5m。架π型鋼棚滯后工作面不超過10m。 。3)巷幫支護(hù)。右?guī)筒捎缅^桿一網(wǎng)一木托板進(jìn)行支護(hù),幫錨桿規(guī)格為16mm×1600mm,間 距9 00mm,排距800mm,矩形布置。左幫采用貼幫戴帽點柱進(jìn)行支護(hù),支柱采用DZ-35單體液壓支 柱,柱帽采用木托板,戴帽點柱間距1m,并用構(gòu)木盤幫。 3.3 支護(hù)效果 綜合監(jiān)測結(jié)果見表1。 表1 綜合監(jiān)測結(jié)果(略) 從綜合監(jiān)測數(shù)據(jù)結(jié)果可以看出,采用錨桿支護(hù)后再進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù),切眼內(nèi)礦山壓力無明顯顯 現(xiàn),圍巖變形量不大,頂板變形量最大不超過3mm。在頂板支護(hù)后基本處于穩(wěn)定狀態(tài),兩幫 由于有錨網(wǎng)支護(hù),且配有支柱及構(gòu)木盤幫,也不存在片幫現(xiàn)象,支護(hù)很成功,較傳統(tǒng)支護(hù)在 頂板控制方面具有很大的優(yōu)越性。 4 綜采切眼錨桿支護(hù)的優(yōu)越性 4.1 安全方面 。1) 綜采切眼的有效空間增大,減少了棚式支護(hù)對安裝作業(yè)的制約,安裝作業(yè)空間增大, 作業(yè)的安全性大為提高。 。2) 切眼內(nèi)支架設(shè)備安裝過程沒有了“替柱、回柱”及回“大梁、柱腿”等環(huán)節(jié)。不 安全隱患減少,安裝速度加快。 。3) 錨桿支護(hù)下的整個空間比被動支護(hù)下的空間安全,采用錨桿支護(hù),能及時對圍巖進(jìn)行 控制,并充分利用頂板的自承能力,抑制頂板離層,防止冒頂事故的發(fā)生。 。4) 錨桿安裝工藝與架設(shè)木棚相比,具有小巧靈的特點,避免了架設(shè)笨重大抬棚及其作業(yè) 的危險性。 4.2 技術(shù)方面 。1) 綜采切眼內(nèi)采用錨桿支護(hù),簡化了設(shè)備安裝工藝和準(zhǔn)備工作,縮短了工作面的安裝時 間,為高產(chǎn)高效奠定了基礎(chǔ)。 。2) 在相同的條件下,錨桿支護(hù)斷面比木棚支護(hù)需用斷面小,對綜采切眼的通風(fēng)、運輸和 安裝、掘進(jìn)設(shè)計相應(yīng)縮小參數(shù),使設(shè)計本身更趨合理。切眼跨度、高度的縮小,減小了工作 量和資金的投入,且安全系數(shù)增加。 4.3 經(jīng)濟(jì)方面 按150m長度一個綜采切眼計算。材料投入:錨桿支護(hù)比木棚支護(hù)少投入材料費387元/m;用 工投入:錨桿支護(hù)比木棚支護(hù)少用工6.31個/m,每個工按25元計,合計節(jié)省用工費157.75元/ m;掘進(jìn)速度:一般情況下,錨桿支護(hù)與架棚支護(hù)掘進(jìn)快3~5天的時間,平均4天。 安裝速度:以切割巷150m為例,共需安裝支架100架,在錨桿支護(hù)條件下,需17天,而 在抬棚支護(hù)下需25天,兩者比較因切眼支護(hù)形式的改變,綜采支架安裝工期縮短8天。 汾礦集團(tuán)公司現(xiàn)有6個綜采隊,按年安裝15個綜采面計算(切眼長度按150m)與采用抬棚支 護(hù) 相比,綜采切眼錨桿支護(hù)的經(jīng)濟(jì)效益為:支護(hù)材料及用工節(jié)約122.6萬元,節(jié)約工時180天; 以日產(chǎn)2500t煤計,可生產(chǎn)原煤45萬t,實現(xiàn)利潤4880.25萬元,年總經(jīng)濟(jì)效益達(dá)5002.85萬元 。 綜上所述,大斷面綜采切眼用錨桿支護(hù)替代木抬棚支護(hù)優(yōu)越性明顯。技術(shù)上先進(jìn),經(jīng)濟(jì)上合 理,施工速度加快,采面的準(zhǔn)備時間縮短,便于設(shè)備安裝,工人的勞動強(qiáng)度大大減輕。巷道 施工安全可靠,成本降低,具有較高的經(jīng)濟(jì)效益。 來源:中國煤炭 |
編 輯:蘭天 |