近距离多煤层采动影响下的沿空掘进支护技术.pdf

能源技术与管理
2015年第40卷第3期
Energy Technology and Management
Vol 40 No.3
doi:10.39695.n.1672-9943.2015-,03.025
R三宮多嫘层动影响下的沿空掘进支技术
刘兆鑫
(安徽理工大学能源与安全学院,安徽准南232000
[摘要]为解决近距离多煤层采动影响下的沿空掘进巷道变形严重问题,在现场调查分析
的基础上,运用各种观測设备、器材对巷道帮顶基础信息进行测试,并深入分析巷
道围岩破坏特征和变形破坏机理,研究近距离多煤层采动影响下的沿空煤锚支护
技术。通过不断改进支护技术,采用多种支护方法,确定最佳距离、多煤层采动影响
下的沿空掘进巷道最佳支护技术。
[关键词]」近距离;多煤层采动;沿空掘进;支护技术
[中图分类号]TD823.81[文献标识码]B[文章编号]1672-9943(2015)030066-02
0引言
合顶板,层理和裂隙都较发育,稳定性差,易产生
离层破坏,支承压力集中,巷道支护难度较大。
任楼煤矿采煤工作面多为近距离多煤层联合
布置,工作面之间上下压茬关系较复杂,上部煤层2沿空掘进技术
回采结束后,下部煤层回采巷道沿空掘进时要经
沿空掘进的基本方式是在工作面之间留设
历上下煤层开采引起的两次动压影响,沿空巷道3~5m的窄煤桂,目的是防止工作面与相邻采空
围岩变形要比单一媒层回采巷道变形严重,一般区通透漏风而引起采空区的自然发火,同时也兼
支护手段难以控制巷道围岩变形。通过近距离、多顾了工作面矿山压力的影响。沿空掘进主要有以
媒层釆动影响下的沿空掘进支护技术研究2,为下几个优点:①由于沿空留巷留煤柱较小,大大提
任楼煤矿沿空掘进巷道煤锚支护提供依据。
高了煤炭回采率;②回采巷道由于受采动影响,巷
1工程概况
道受压变形严重,维护困难,使劳动条件恶化,生
产也不安全,而沿空掘进巷道处于卸压保护范围
259工作面为72煤层的一个工作面,位于任采用沿空掘进技术后,矿井的巷道维护状况都有
楼矿井中五采区三阶段。本工作面上限标高不同程度的改善;③由于沿空掘进大大降低了煤
430~-640m,下限标高-525~-680m,西南至矿炭损失,故在很大程度上消除了自然发火的根源,
界保护煤柱线,东至F断层上盘保护煤柱线。工并且瓦斯涌出也明显降低,保证了安全生产3-
作面走向长1563m;倾斜宽平均201m,斜面积
约32611m2。本采面上覆5、52主(可)采煤层,
3支护方案
下伏73、82主(可)采煤层均未开采,上临72煤层3.1一次支护设计
7257工作面已回采结束。
采用锚带网索支护,顶部采用22x2400mm
工作面靠近F5逆断层为7、73煤层合并区,左旋无纵筋等强螺纹锚杆,每眼用1卷K2880树
往西为分又区。7ュ、フ煤层间距0.2~12.8m,平均脂锚固剂,错杆错固力不小于100kN,螺母扭矩
5.7m,整体趋势是由东向西逐渐增厚。本工作面不小于200N?m;帮部采用小20x2600m右旋
72煤层整体趋势东厚西薄,煤厚在1.0-3.3m之全螺纹锚杆,每眼用1卷K2380树脂锚固剂,锚
间,平均2.3m,煤层赋存稳定,结构简单,条痕黑杆锚固力不小于60kN,螺母扭矩不小于150N·m;
色一褐黑色,弱玻璃光泽玻璃光泽、沥青光泽,锚杆间排距800mm×700mm,钢带采用GDM170
细中条带状结构,粉状、碎块状及似层状构造,煤型钢带。顶部及沿空帮网为金属编织网,煤壁帮为
以半亮煤为主。煤层属于Ⅱ类自燃煤层
塑料网。锚索采用17.8×6200mm钢绞线,间排
72煤层7259工作面风巷沿72煤层7157工作距为1.2mx1.4m,矩形布置,每排3根,每眼用2
而采空区掘进,净煤柱5m,顶板为十分典型的复卷K2380树脂锚固剂,锚索预紧力为100kN
2015年6月
Jun.,2015
刘兆鑫近距离多煤层釆动影响下的沿空拥进支护技术
3.2加固措施
观测巷道围岩松动的发育特征和发育范围,每
1)沿空帮加固措施。①沿空帮离顶板1.5m100m布置1个测站,为销杆(索)支护参数的合
处,与水平方向45°夹角施工1排ψ17.8mmx×理确定提供参考。
6200mm锚索,排距0O.7m,底板以上1m位置按
2)围岩地压观测。使用液压枕观测巷道帮
45°采用W钢带配合d20×2600mm右旋螺纹顶锚杆受力情况,每200m布置1个测站,两帮及
钢锚杆加固,排距0.7m,滯后迎头不超过35m,顶板各布置1个,分析围岩应力分布,并在风巷取
布置方式如图1(a)所示。②为控制巷道底鼓,垂直50m距离采用钢筋轧花网对上帮进行支护,钢筋
巷道施工卸压槽,卸压槽规格宽ⅹ高ⅹ长=0.6m×网规格1.8m×0.7m,原钢塑网继续使用,观察其
0.5mx4,2m,间距20m,人行道侧卸压槽使用不围岩变化情况。
低于10mm厚钢板加工的护板封口,钢板宽度不
3)巷道顶底板移近量观测。采用测枪、测杆
低于1.2m,防止人员跌人卸压槽。③顶板破碎时,或顶板动态仪检测,每50m布置1个围岩移近量
对顶板先喷浆,然后按间排距1.2mx2.1m施工监测站,观测巷道围岩稳定状况。
注浆锚杄,对顶板进行注浆加固。(④加固锚索、锚
4)巷道顶板离层仪观测。采用顶板离层指
杆施工完毕后对沿空帮进行喷浆,喷浆厚度不小示仪,每30m布置安装1个顶板离层指示仪,观
测顶板稳定状况,顶板下沉明显时,及时采取加固
(2)煤壁帮加固措施。在煤壁帮第Ω根锚杆措施,修改完普支护设计。
位置处,每2排锚杆中间与水平方向向上45°夹
支护效果
角,采用20x2600mm右旋全螺纹锚杆进行加
固,排距0.7m;煤壁帮第3根锚杅以下0.2m处,
采用煤巷锚网代替工字钢棚支护提高了巷道
每2排锚杆中间与水平方向向下45°夹角,顺巷支护效果,保证巷道安全,且节约支护成本,与传
采用W钢带配合20x2600m右旋全螺纹错统金属工字钢相比,可节约材料费280元/m,759
杆进行加固,排距0.7m,每眼用1巻K2380树脂风巷总长1300m,节约资金364万元。减轻工人
锚固剂,铺杆错固力不小于60kN,螺母扭矩不小劳动强度,提高单进水平并消除复杂困难、危险的
于150N·m:钢带采用CDw170型钢帯。布置方掘后修护工作,简化综采工作面端头支护,省掉替
式如图1(b)所示。
棚工序,为回、综采安装创造条件。7259风巷前期
锚索
施工时未采取加固措施,巷道两帮均存在变形,煤
锚索
壁帮最大变形量达550mm,沿空帮最大变形量为
400mm,且巷道持续变形。优化支护参数、采取加
固措施后,巷道后路变形量维持稳定,新掘进巷道
基本无变形,巷道支护效果良好。
参考文献]
固销
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