大跨度切眼優化設計與工程實踐

時間:2022-06-10 11:45:06

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大跨度切眼優化設計與工程實踐

摘要:施工3209切眼,面臨巷道跨度大、煤層傾角大、過多條斷層等復雜條件。設計先掘導硐后擴刷,采取錨網索帶聯合支護,過斷層破碎區域注漿加固。為了保證5m高切眼支護穩定,在擴寬切眼時,采用雙排墩柱式支架補強支護。工程結束實測頂板下沉量不超過60mm,兩幫移近量不超過80mm,巷道圍巖沒有出現明顯離層和變形,工程實踐既安全可靠又成效顯著。

關鍵詞:大跨度切眼;墩柱式支架;優化設計

1工作面概況

金莊礦3209綜采工作面位于32采區東部,北面是采區集中巷,南面是臨礦邊界,西側為3207采空區,東側為F4∠70°H=0~60m斷層。主采3下煤層,厚度5.7~7.8m,平均7.3m,煤層賦存標高-500~-630m,煤層傾角約30°。煤層頂板多為中、細粒砂巖,局部為砂質泥巖、粉砂巖,底板為砂質泥巖、粉砂巖。該綜采工作面,面長120m,走向長度約600m。采用一次采全高綜采工藝,開采過程中主要受到水、火、頂板等災害威脅。要求切眼掘進高度不低于4.9m,正常寬度不小于10.6m,煤機窩處寬度不小于13m,長度15m。3209切眼中部分布著F1∠45°H=4.5m、F2∠60°H=3~6m、F3∠55°H=4m共3條落差較大的斷層。該區域巷道主要受到斷層構造影響,再加上掘進斷面寬度較大不利因素,施工過程中將面臨較大困難,所以應采取必要措施加以解決,3209綜采工作面平面示意圖如圖1所示

2設計與施工面臨問題原因分析

3209切眼設計與施工面臨復雜問題,究其原因主要有5個方面:(1)3209工作面是32采區最后一個綜采工作面,位于采區的最東端也是最低區域,煤層賦存標高-630m,水、火、頂板等災害治理難度較大。(2)該區域煤層賦存較厚,平均傾角30°,掘進施工和工作面安裝有難度。(3)根據三維物探結果分析,3209切眼掘進過程中需要過3條落差較大斷層,切眼斷面凈高×凈寬=4.8m×10.6m,給有效支護和安全施工帶來挑戰。(4)過斷層破碎帶時,可能出現高冒區,容易形成瓦斯或熱能集聚,不利于安全生產。(5)3209切眼跟煤層底板施工,掘進高度4.9m,煤層平均厚度7.3m,頂板有1~2.5m厚的頂煤需要控制。若錨桿支護不到位僅靠錨索支護,在應力作用下,頂板可能出現離層大面積垮落。對于大跨度切眼而言,這是潛在危險,如圖2所示。因此,在3209切眼的設計與施工過程中,在傳統的錨網索帶聯合支護基礎上,需要增加新的技術手段進行補強支護,期望達到“安全可靠、技術可行、經濟合理”之目的。

3優化設計與應對方案

3.1導硐支護設計

切眼分2次掘進,第1次掘進寬度5600mm,第2次掘進寬度4800mm,掘進順序為先掘南側導硐,再向工作面北側擴刷。導硐采用錨網索帶聯合支護方式。錨桿采用準22mm左旋無縱肋500#螺紋鋼錨桿,為保證錨桿錨入頂板硬巖,選用加長錨桿L=3m,錨桿間排距850mm×800mm,設計預緊力矩不低于300Nm。錨索采用準21.6mm的1×19股預應力鋼絞線,頂板錨索L=8m,每排布置3根,如圖3所示。為應對高側壁礦壓威脅,非刷幫側施工幫錨索L=5m,頂板和幫部錨索間排距均為1600mm×1600mm,安裝在2排頂錨桿中部,預緊力250kN。頂、幫配合W鋼帶15mm×150mm×5000mm,采用準6.5mm×100mm×100mm鋼筋網護頂,網片規格2900mm×900mm。

3.2切眼擴寬支護設計

考慮到切眼高度約為5m,為了保證切眼支護穩定,在擴寬切眼施工時,采用墩柱式支架加強支護。支架型號為ZQ2500/27.5/58,支架高度2750~5800mm,初撐力1994kN(p=24MPa),工作阻力2500kN(p=30.08MPa),底板平均比壓2.88MPa,泵站壓力24MPa,液壓雙伸縮立柱數量2根,質量約3.3t,如圖4所示。支架安裝位置距離幫2500mm,2排墩柱之間預留5m運輸通道。掘進過程中,過斷層區域圍巖破碎,用中空注漿錨桿準25mm×3800mm注漿加固,錨桿間排距2400mm×2400mm。采用425#普通硅酸鹽水泥,漿液水灰比0.7∶1,最大注漿壓力2.5~3.5MPa。注漿可以封閉圍巖,加固破碎煤巖體,保證施工安全。3209切眼最大斷面擴刷至凈高×凈寬=4900mm×13000mm,采用錨網索帶聯合支護方式,配合雙排墩柱,支護強度應論證,如圖5所示。

3.3支護強度驗算

頂板支護從安全可靠角度出發,理論驗算時必須驗算切眼最大支護強度。當切眼擴刷至全寬時,頂板最大可能冒落高度下每米巷道的巖石重量W=Bhy=10.6(13.0)×5.0×25(1)=1325kN/m(1625kN/m)式中B———巷道寬度,B=10.6m或13.0m;h———頂板的最大可能冒落高度,結合3下煤層頂板實際情況,取h=5.0m;y———巖石容重,y=25kN/m3。為保證支護的有效性,理論驗算時暫時不考慮頂板錨桿及其他輔助支護,則單位巷道錨索的支護力P′=NPη/s=2800kN/m>1325(1625)kN/m(2)式中N———每排(控頂距0.8m)安裝的錨索數量,N=8;P———準21.6mm鋼絞線錨索的最大錨固力,P=350kN;η———錨索破斷力利用系數,η=0.8;s———排距,s=0.8m。掘進過程中若不考慮錨桿的懸吊力,全部頂板外載由錨索單獨承擔,錨索懸吊支護的安全系數n=P′/W=2800/1325(1625)=2.1(1.8)(3)經過上述驗算,3209工作面切眼頂板采用錨網索帶聯合支護,能夠滿足支護要求。同時,考慮到該區域為斷層破碎帶,所以在切眼內安裝雙排墩柱式支架ZQ2500/27.5/58加強支護,確保安全。

4效果檢驗

為了及時掌握巷道變形情況,3209切眼內布置表面位移測站觀測頂、底板和兩幫移近量。安裝頂板離層儀,并且采用十字交叉法進行巷道表面位移觀測。在頂、底板中部分別安裝測量基點C點和F點,在兩幫中部分別安裝測量基點D點和E點。其深基點A與錨索長度L=8m相同,位于堅硬穩定巖層。淺基點B深度為2~2.5m,處于頂板煤層中。。間隔30m設置1組,共3個檢測點,如圖6所示。觀測結果顯示,掘進工程完成1個月內3209切眼頂底移近量不超過60mm,兩幫移近量不超過80mm,巷道圍巖沒有出現明顯的離層和變形,如表1所示。

5結語

3209綜采工作面切眼采用錨網索帶聯合支護設計,選用先掘導硐后刷寬的施工工序。為保證斷層破碎帶支護的安全可靠性,對其頂板進行注漿加固,并且在切眼中部布置雙排墩柱式支架加強支護。圍巖移近量觀測結果顯示,沒有發現較大量的頂板離層現象。該項支護技術完全能夠滿足安全生產需要,工程實踐取得了較好的經濟和社會效益。

參考文獻:

[1]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(7):732-737.

[2]任建喜,黃劍斌,楊渴,等.深埋軟弱破碎煤巷圍巖變形破壞機理及支護對策[J].煤炭技術,2017,36(10):1-3.

[3]張東,蘇剛,程晉孝.深井大采高綜采工作面切眼聯合支護技術[J].煤炭學報,2010,35(11):1883-1887.

[4]郝登云,崔千里,何杰,等.錨桿錨索支護巷道層狀頂板變形特征及離層監測研究[J].煤炭學報,2017,42(S1):43-50.

作者:田學春 單位:棗莊市金莊生建煤礦