切眼大断面支护设计及顶板管理应用与分析_侯君朝.pdf

1工程概况 1301 工作面切眼位于玉溪井田东南部，二叠系 下统山西组， 南侧为 1301 工作面辅运、 胶带顺槽， 北 侧为 1301 工作面回风 1、 2、 3 巷， 东侧为 1301 工作面 联络巷， 西侧为未开采区域。工作面设计长度 200m， 设计断面为矩形，其中南北两端各 12m 巷道断面设 计掘宽 9500mm， 掘高 4000mm， 中间段 176m 断面设 计掘宽为 9000mm， 掘高为 4000mm。 1301 工作面切眼沿 3 号煤层顶板掘进，工作面 老顶为细粒砂岩， 厚度约 4.5m； 直接顶为泥岩， 厚度 约 1.1m； 老底为粉砂岩， 厚度约 3.0m。 2支护设计研究 2.1工程类比法 工程类比法是将围岩条件与同等条件下巷道成 功支护经验联系起来， 做出准确的支护设计[1][2]， 根据 巷道围岩条件及施工经验支护方案见表 1。 2.2矩形巷道框型锚固结构 工程实践以及有关的相似材料模拟实验研究表 明，当巷道采用普通锚固结构方式进行锚杆支护时， 如图 1 所示， 在顶板和两帮中形成的锚固结构是彼此 独立的， 二者的结合部 （巷道两个顶角范围 ） 是稳定性 控制的薄弱环节[3]。 表 1巷道顶板锚杆基本支护形式与主要参数选择 类别 围岩 状况 基本支护形式主要支护参数 Ⅰ 非常 稳定 整体砂岩、 石灰岩类岩层 不支护不支护 其它岩层 单体锚杆 端锚 杆体直径 ＞16mm 杆体长度 1.6～1.8m 间排距 0.8～1.2m 设计锚固力 ＞64～100KN Ⅱ稳定 顶板较完整 单体锚杆 顶板较破碎 锚杆网 端锚 杆体直径 16～18mm 杆体长度 1.6～2.0m 间排距 0.8～1.0m 设计锚固力 64～100KN Ⅲ 中等 稳定 顶板较完整 锚杆钢筋梁， 或桁架 顶板较破碎 锚杆W 钢带（或钢筋梁） 网， 或 增加锚索 桁架网， 或增加锚索 端锚 杆体直径 16～18mm 杆体长度 1.6～2.2m 间排距 0.6～1.0m 设计锚固力 64～80KN 全长锚固杆体直径 18～ 22mm 杆体长度 1.8～2.4m 间排距 0.6～1.0m Ⅳ 不稳 定 锚杆W 钢带 网， 或增加锚索 桁架网， 或增加锚索 全长锚固杆体直径 18～ 22mm 杆体长度 1.8～2.4m 间排距 0.6～1.0m Ⅴ 极不 稳定 1、 顶板较完整 锚杆金属可缩支架， 或增加锚索 2、 顶板较破碎 锚杆网金属可缩支架，或增锚 索 3、 底鼓严重 锚杆环形可缩支架 全长锚固杆体直径 18～ 24mm 杆体长度 2.0～2.6m 间排距 0.6～1.0m 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 切眼大断面支护设计及顶板管理应用与分析 侯 君 朝 （山西兰花科创玉溪煤矿有限责任公司 , 山西 晋城 048100 ） 摘要 本文主要针对玉溪煤矿 1301 工作面切眼实际情况， 通过以工程类比法为主， 辅以矩形巷道 框型锚固结构的分析， 采用锚网索 W钢带 钢筋梯子梁联合支护方式有效的控制了巷道围岩变形。 同时采取导硐法、 双排点柱、 复合顶板检测等措施， 大大提高了顶板管理水平， 保证了顶板管理安全， 为同类条件巷道施工提供了借鉴经验。 关键词 大断面 ； 联合支护 ； 导硐法 中图分类号 TD263文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 01- 0036- 03 Large-section support design and roof management application and analysis HOU Junchao （Shanxi Orchid Science and TechnologyYuxi Coal Mine Co., Ltd. , Jincheng 048100 ， China ） Abstract This paper is mainly aimed at the actual situation of cutting eyes on the 1301 working face of Yuxi Coal Mine， based on the engineering analogy supplemented by the analysis of rectangular roadway frame Anchorage structure,the deation of roadway surrounding rock is effectively controlled by means of joint support of anchor cable W steel belt reinforced ladder beam.At the same time, measures such as guide 、 double rowpoint column and composite roof detection are adopted， it has greatly improved the management level ofthe roofand ensured the safetyofthe roofmanagement.It provides reference experience for similar conditions roadwayconstruction. Key words Large section； Joint support； Guide 36 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 为加强顶板和两帮结合部支护强度， 采用框形锚 固结构， 如图 2 所示， 从机理上看， 顶、 帮靠近顶角处 的锚杆在安装时各自向外侧和上方偏转适当角度后， 在锚杆预紧力的作用下， 顶角范围内的围岩受横向挤 压作用使它们成为锚固结构的一部分， 从而使顶板锚 固结构和两帮锚固结构联结为一个整体[4]。框形整体 锚固结构可将顶板和两帮锚固结构联结为一个整体， 克服了普通锚固结构围岩控制的不足， 同时还注重巷 道底角围岩的控制，对玉溪煤矿 1301 工作面切眼围 岩控制具有良好的适应性。 图 1普通锚固结构围岩控制薄弱环节 图 2框形整体锚固结构围岩控制机理示意图 2.3支护方式选择 玉溪煤矿 1301 工作面切眼埋深在 550m 左右， 巷道围岩属于Ⅳ类不稳定围岩。针对玉溪煤矿 1301 工作面切眼地质及生产技术条件，确定采用锚网索 W钢带 钢筋梯子梁联合支护方式。 3支护方案 3.1支护材料 1 ） 巷道顶板及非采帮锚杆采用 Φ22mm 2400mm 高强度螺纹钢锚杆，每根锚杆选用 K2335、 Z2360 锚固剂各一支， 配套使用 15015010mm 的 托盘。 2 ）采帮支护锚杆采用玻璃钢树脂锚杆，规格采 用 Φ22mm2000mm，锚固剂选用一支 Z2360 树脂 药卷，锚固长度 763mm，使用玻璃钢配套托盘和 250150500mm的木托盘。 3 ）顶板及非采帮网片为 10 号铁丝编织的网孔 规格为 5050mm的金属菱形网。 4 ） 采帮铺设矿用阻燃塑料网，规格型号 PP180MS， 带宽不小于 14.5mm， 带厚不小于 0.9mm。 5 ） 锚索采用 Φ21.8mm～8300mm 高强度低松弛 高预应力钢绞线，每根锚索选用 1 支 K2335、 2 支 Z2360 锚 固 剂 ， W 护 板 托 盘 规 格 为 300 280 14mm。 6 ） 钢筋梯子梁采用 φ14mm 圆钢制作，宽度 80m。 7 ） 顶板 W钢带厚 2.5mm， 宽 280mm。 3.2支护参数 支护参数具体详见表 2 和图 3。 表 21301 工作面切眼支护参数表 图 31301 工作面切眼支护断面图 4顶板管理措施 4.1导硐法施工 切眼断面为矩形，其中南北两端各 12m 巷道断 面设计掘宽 9.5m， 掘高 4m， 中间段 176m断面设计掘 1301 工作面切眼顶板锚杆、 锚索支护参数表 名称参数名称参数 锚杆长度2.4m锚杆直径22mm 锚杆间距0.9m锚杆排距0.9m 锚杆锚固力150kN锚杆预紧扭矩200N m 锚杆根数10～11 根锚杆锚固长度1208mm 锚索直径21.8mm锚索长度8.3m 锚索间距1.5m锚索排距1.8m 锚索锚固长度1971mm锚索张拉预紧力300kN 支护方案锚杆＋锚索＋金属网W 钢带钢筋梯子梁 1301 工作面切眼巷帮锚杆支护参数表 名称参数名称参数 锚杆长度 非采帮 2.4m 采帮 2.0m 锚杆预紧扭矩 螺纹钢锚杆 150N m 玻璃钢锚杆 40N m 锚杆直径22mm锚杆间距0.9m 锚杆排距0.9m锚杆根数5 锚固长度 螺纹钢锚杆 1208mm 玻璃钢锚杆 763mm 锚杆锚固力 螺纹钢锚杆 150KN 玻璃钢锚杆 50KN 支护方案锚杆＋网＋钢筋梯子梁木托盘 37 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 宽为 9m， 掘高为 4m。 根据巷道断面及生产条件， 采用 导硐法施工[5]， 9.5m宽断面先掘 5m， 后刷 4.5m； 9m 宽 断面先掘 4.5m， 后刷 4.5m。 4.2双排点柱 为保证施工安全， 刷扩期间打设双排点柱， 排距 1.8m， 矩形布置。第一组木点柱距离巷道采帮 1.5m， 滞后工作面不能超过 25m， 第二组木点柱距离巷道非 采帮 3m，超前工作面 20m。木点柱直径不小于 250mm， 长 4.3～4.5m， 穿鞋戴帽。木鞋及木帽规格为 42023050mm。 5支护效果分析 通过顶板离层仪、 锚索压力表和巷道围岩移进量 进行监测， 根据施工完成后 3 个月的观测情况， 锚索 压力表无明显变化，顶板离层仪最大值为 15mm， 巷 道围岩变形量控制在 25mm 以内， 且逐步稳定， 支护 效果良好， 变形量情况如图 4。 图 4巷道变形情况 6结论 玉溪煤矿 1301 工作面切眼埋深在 550m 左右， 巷道断面在 36m2～38m2， 通过以工程类比法为主， 辅 以矩形巷道框型锚固结构的分析， 采用锚网索 W钢 带 钢筋梯子梁联合支护方式有效的控制了巷道围 岩变形。 针对大断面、 高地应力的特点， 施工中采用导 硐法、 双排点柱、 复合顶板检测等措施， 大大提高了顶 板管理水平， 保证了顶板管理安全， 为同类条件巷道 施工提供了借鉴经验。 参考文献 [1] 武腾飞. 受采动顶板回采巷道围岩稳定性分析及控制技 术研究[D].安徽理工大学,2015. [2] 马鑫民,杨仁树,王茂源等.基于工程类比煤巷支护智能预 测系统与应用[J].中国矿业,2016,25 （02） 85- 90. [3] 李宏斌,贺瑞彬,王德雪.软岩大巷断面形式选择及支护参 数研究[J].中国煤炭,2016,42 （04） 53- 5685. [4] 杨双锁.煤矿回采巷道围岩控制理论探讨[J].煤炭学报, 2010,35 （11） 1842- 1853. [5] 孙建俊. 开切眼极易离合复合顶板锚杆支护施工工艺[J]. 煤矿现代化,2017 （02） 33- 35. 作者简介 侯君朝 （1987.06-） ， 男， 山西省晋城市阳城县人， 毕业于 河北工程大学矿业工程专业， 本科。现就职于山西兰花科创 玉溪煤矿有限责任公司从事矿井生产管理工作， 工程师。 （收稿日期 2019- 2- 21） （上接第 35 页 ） 抽采、高位钻孔瓦斯抽采及采空区埋管抽放瓦斯的 综合治理措施后， 工作面瓦斯浓度可以实现明显降 低， 浓度基本处于 0.4以下， 瓦斯抽采治理效果明 显， 基本解决了工作面回采过程中上隅角、 采空区、 回风流中瓦斯含量较高的问题， 实现了工作面安全 高效回采及矿井安全。 参考文献 [1] 何磊,杨胜强,孙祺,程涛,黄瑞玲.Y 型通风下采空区瓦斯 运移规律及治理研究[J].中国安全生产科学技术,2011,7 （02） 50- 54. [2] 煤矿瓦斯抽放技术发展的 50 年[J].煤矿安全,2003 （S1） 5- 9. [3] 煤矿瓦斯抽放技术发展的 50 年[J].煤矿安全,2003 （S1） 5- 9. [4] 陈磊,袁和勇,薛韦一,闫金鹏.高位钻孔与采空区埋管瓦 斯抽放技术对比研究[J].中国安全生产科学技术,2013,9 （10） 98- 102. [5] 单广军,秦金辉.采空区埋管抽采瓦斯治理效果研究[J].中 州煤炭,2014 （01） 45- 47. 作者简介 翟国华 （1989.02-） ， 男， 汉族， ， 山西吕梁人， 大专，2012 年 6 月毕业于阳泉职业技术学院矿井通风与安全专业， 现就 职于霍州煤电集团吕梁山煤电有限公司通风处，助理工程 师。 （收稿日期 2019- 4- 11） 38 ChaoXing