综放沿空巷道锚网支护实践.pdf

收稿日期2 0 0 5 - 0 5 - 2 0 作者简介陈渊 （1 9 7 4 -） ，男，工程师，1 9 9 7年毕业于中国矿业大学采矿工程系，现在东滩煤矿技术科工作。 综放沿空巷道锚网支护实践 陈渊 （兖州煤业股份有限公司 东滩煤矿，山东 兖州 2 7 3 5 1 2） 摘要论文系统地阐述了在采深6 0 0 7 0 0 m条件下，结合矿压观测及理论分析，确定留 设小煤柱护巷的合理尺寸及巷道支护参数设计的几个关键问题，在实际应用中效果显著，同时 也减少了由于设计引起的煤炭资源损失。 关键词小煤柱；沿空巷道；支护设计 中图分类号T D 3 5 3文献标识码B文章编号1 6 7 1 - 0 9 5 9（2 0 0 6） 0 1 - 0 0 3 7 - 0 3 东滩煤矿综放工作面在顺槽一侧留设煤柱护巷，因受 到上下区段开采引起的侧向支承压力影响，维护比较困难。 为保证维护状况良好，通常采用留设1 52 5 m大煤柱来保 证区段顺槽的稳定，不仅造成煤炭资源的巨大浪费，而且 护巷效果不佳。为此，结合沿空顺槽的实践经验和周密分 析，实施综放工作面顺槽沿空布置，大胆提出了留3 . 0 4 . 0 m小煤柱护巷以布置顺槽巷道的方案。为减少煤柱损 失，保证巷道具有良好的支护状况，在- 6 6 0水平四采区的 4 3 0 7综放孤岛工作面顺槽进行了小煤柱护巷技术研究试验。 1 巷道基本情况 4 3 0 7综放孤岛工作面顺槽位于东滩矿四采区第七区段， 因该面上下两个区段都已回采完毕，所以为“孤岛”综放 工作面。该面回采井田内3上层煤，煤厚4 . 9 5 . 3 m，平均 5 . 1 m，呈块状，以亮煤为主，内生裂隙发育。煤层倾角0 1 5 ≠，平均6 ≠，普氏系数fE1 . 2 1 . 8。该巷所处地带有 小断层，顶板裂隙发育，受轻微地质构造影响。直接顶为 灰色粉砂岩，厚2 . 6 59 . 8 2 m；老顶为灰白色中砂岩，厚 6 . 5 7 1 8 . 3 7 m；直接底为浅灰色粉砂岩，厚2 . 6 9 6 . 2 5 m。 2 采空区边缘的煤层矿压显现 工作面回采后，由于顶板冒落及上覆岩层运动，围岩 应力重新分布，在采空区倾斜方向上产生侧向支承力。根 据矿压显现规律和现场矿压观测，其支承力在煤层倾向上 方，沿煤层倾斜采空区侧翼煤体的矿压显现见图1。 2 . 1 采空区边缘煤体卸载区 采空区顶板冒落后，采场围岩应力重新调整，采空区 边缘煤体在高应力作用下变形和破坏，承载能力大大降低， 从而形成较原岩应力低的卸载区。根据3层煤支承压力和 煤层硬度及采高，确定其卸载区宽度为1 3 m。 Ⅰ卸载区；Ⅱ支承压力显现区；Ⅲ原岩应力区； Lm a x支承压力峰值位置 图1沿煤层倾斜采空区侧翼煤体的矿压显现 2 . 2 支承压力显现区 采空区边缘煤体遭破坏后失去承载能力，上覆岩层支 承压力向煤体深部转移，形成了沿倾斜方向上的支承压力 显现区，其影响范围一般1 03 0 m。支承压力的高峰值位 置按以下公式计算 Lm a xE1 7 . 0 1 5-0 . 4 7 5f0-0 . 1 6Rc-0 . 1 9 9α1 . 5 9 3M 1 . 7 * 1 0 - 3HE 1 4 （m） 。 式中 f0 煤层坚固系数，1 . 5； Rc 直接顶岩石单向抗压强度，4 0 M P a； H 开采深度，7 0 0 m； M 采高，2 . 8 m； α 煤层倾角，6 ≠。 2 . 3 原岩应力区 由图1看出，支承压力达到峰值后，随着远离煤体边 缘，支承压力影响逐渐减弱，最后转入原岩应力状态。 3 沿空巷道煤柱尺寸确定 为减少围岩移近尺寸，确保巷道稳定并减少煤炭损失， 煤柱宽度应尽可能小一些。但煤柱过窄，开巷后煤则易于 迅速变形而使锚杆安设在破碎围岩中，锚固力减弱、锚杆 73 2 0 0 6年第1期 煤炭工程施工技术 的支护作用降低。合理的煤柱宽度B应满足按图2计算的 宽度。 图2煤柱宽度计算图 ZEZ1Z2Z3E 1 . 6 1 . 5 （0 . 3 0 . 6）E 3 . 4 3 . 7 式中 Z 考虑锚杆作用后的煤柱尺寸，m； Z1 工作面开采后在实体煤侧中产生的塑性区宽 度，m； Z2 锚杆长度，取有效锚固长度1 . 5 m； Z3 考虑煤层厚度较大而需增加的煤柱稳定宽度， 按 （Z 1Z2）* （1 02 0） 计算，故Z 3E 0 . 3 1 0 . 6 2 m，取Z3E 0 . 3 0 . 6 m。 Z1E m A 2 t gψ0 l n K γ H C0 t g ψ0 C0 t g ψ0 Pz └ L ┐ ┘ A E1 . 6 m 式中 m 煤层采厚，2 . 8 m； A 侧压系数，取泊松比μE0 . 2 6，则AEμ／ （1 -μ）E 0 . 3 5； ψ0 煤层界面的内摩擦角，3 0 ≠ ； C0 煤层界面的粘结力，2 . 4 M P a； K 应力集中系数，取2； γ 岩层平均容重，2 5 k N／m 3； H 巷道埋深，7 0 0 m； Pz 支架对煤帮的支护阻力，采空侧为0。 以上计算分析可知，数值模拟计算出的煤柱宽度B≥ Z，也就是说锚杆的锚固段安设在稳定的煤体中，数值计算 出的煤柱尺寸满足锚杆支护的要求。 合理布置工作面顺槽巷道，必须将该巷道布置在低压 区。根据支承压力沿煤层倾斜的显现规律，将工作面顺槽 布置在与采空区相邻的煤体边缘比布置在原岩应力低的卸 载带内合理。后者虽然巷道受压小，有利于维护，但由于 一侧为采空区，巷道施工有一定困难，另外还要考虑采空 区积水、瓦斯及松塌漏风等因素，有一定的局限性。 根据以上理论分析和计算，结合现场矿压观测参数综 合考虑，确定工作面顺槽最小合理煤柱尺寸为3 . 5 m，即设 计两区段巷道中心线距离为7 . 5 m。这样不仅避开了支承压 力峰值区，还使围岩变形量小、便于维护、易于施工和巷 道保持稳定，满足现场安全管理的需要，而且降低了区段 煤柱损失，实现了真正意义上的小煤柱护巷，提高了煤炭 回收率；同时有利于预防煤炭自燃发火，具有良好的技术 经济效益。 4 沿空巷道支护设计 4 . 1 围岩松动圈测试 实测3上煤采前静态松动圈，采动影响期间的最大松动 圈 （综放顺槽） L p d E1 . 81 . 9 m。根据围岩松动圈分类表， 采前的上煤层松动圈属Ⅲ类一般围岩，采动影响期间为V 类一般不稳定围岩。根据松动圈支护理论采动巷道支护设 计思路，该顺槽以采动影响之前的静态松动圈L p o E1 . 0 1 . 1 m为依据进行支护设计。 4 . 2 锚杆支护参数设计 1）巷道断面设计。根据工作面回采工艺和设备布置要 求，预留出巷道变形，以保证帮顶在最终变形后能满足运 输、通风、行人等安全生产需要，考虑到梯形断面可以减 少顶煤的跨度，确定巷道断面为梯形，中净宽4 . 2 m、净高 3 . 0 m、净断面1 3 . 4 m 2。 2）锚杆类型选择。根据综放顺槽锚杆支护实践表明， 工作面一侧的金属锚杆在工作面回采时可方便地取出，对 采煤工艺无影响，因此不必使用其它锚杆。在顺槽中全部 使用树脂药卷金属锚杆，采用Ф 2 0 m m或Ф 2 2 m m的左旋无 纵筋螺纹钢锚杆，为保证煤层中锚固的可靠性，锚杆有效 锚固长度不小于1 . 0 m。巷顶中部布置一排锚索补强支护， 锚索采用Ф 1 5 . 2 4 m m的钢绞线制成，锚入稳定岩层不小于 1 . 0 m，采用树脂锚固剂。 3）锚杆及锚索支护参数。按采动影响前的静态松动圈 L p o E 1 . 0 1 . 1 m进行设计，则锚杆长度LEL p o L1L2 （L p o 取1 . 1 m；L 1为锚杆有效锚固长度，取1 . 0 m；L2为锚 杆外露长度，取0 . 1 m） ，代入参数值后，LE1 . 11 . 0 0 . 1 E 2 . 2 m。取LE 2 . 2 m，锚杆间排距为7 0 0 m m* 8 0 0 m m， 两帮8 5 0 m m*8 0 0 m m。巷顶中部布置一排锚索补强支护， 锚索采用Ф 1 5 . 2 4 m m的钢绞线制成，锚入稳定岩层不小于 1 . 0 m，采用树脂锚固剂，锚网支护顺槽断面图，见图3。 图3锚网支护顺槽断面图 4）金属网、钢带。金属网选用1 0 铁丝编织的规格为 4 4 0 0 * 9 5 0的菱形网，防止煤块掉落。巷道顶部采用“M” 型钢带，长度为3 8 0 0 m m。 5）矿压观测。掘进期间，进行了锚杆锚固力拉拔、松 动圈和围岩变形及托盘受力观测。观测表明锚杆锚固可靠。 实测松动圈数值与预测值相同， 掘进期间观测2个月的围 83 施工技术煤炭工程 2 0 0 6年第1期 收稿日期2 0 0 5 - 0 4 - 1 1 作者简介张辉 （1 9 7 9 -） ，男，河南睢县人，2 0 0 0年毕业于郑州经济管理干部学院矿建专业，现于平顶山煤业集团 高庄煤矿从事技术管理工作。 太原群煤系地层中巷道掘进光爆技术的实践 张辉，陈三伟 （平顶山煤业集团 高庄煤矿，河南 平顶山 4 6 7 0 4 5） 摘要在太原群煤系地层复杂条件下使用光面爆破技术，解决了岩巷工程质量差、施工 进度慢、复喷维修量大等问题。根据巷道所处的层位岩性采用不同的装药量，达到光爆效果， 巷道荒断面成型好，保证了工程质量与进度，并可节省喷料、锚杆、锚网、人力、电力、维修 等投入，经济效益较好。 关键词光面爆破技术；煤系地层；巷道 中图分类号T D 2 3 5 . 3 7 4文献标识码B文章编号1 6 7 1 - 0 9 5 9（2 0 0 6） 0 1 - 0 0 3 9 - 0 2 0 引言 光面爆破技术是近几十年发展成熟起来的一项新型爆 破技术，已被广泛应用到煤炭、冶金、铁道等系统的巷道 及硐室施工中。光面爆破的基本出发点是控制爆破的破坏 作用，使爆破的破坏作用集中于需要崩落的岩石上，尽量 减轻对于不需要崩落的那侧岩体的破坏作用。其方法是沿 巷道的顶板和侧帮最终开挖面布置加密炮眼 （即光面眼） ， 并装直径比眼径小得多的药包或部分不装药，以及同时起 爆等措施，使得爆破时沿着光面眼的连接线破裂成规整的 暴露面 （光面） 。光面爆破的关键就在于控制爆破产生的裂 隙大小及其发展。 光面爆破效果标准①开挖轮廓成形规则，岩面平整； ②岩面上留下的半眼痕率坚硬岩石为8 5 ，中硬岩石为 7 0 ，软岩和破碎岩石为 5 0 ；③爆破后岩面无松动、 无危石，以及无明显的爆破裂隙。 在现场施工中，同一巷道往往会穿越不同岩性的地层。 岩石坚固性大的岩层中，光爆参数易于控制和掌握，爆破 效果好，巷道周边容易形成承载结构良好的原生自然拱； 在岩石坚固性小的软岩或节理发育、构造带破碎带、弱面 等地质条件差的情况下，光爆效果差，这是因为爆破产生 的地震波将沿原生构造面优先发展而导致眼帮不均衡断裂， 使巷道周边产生锯齿状或围岩沿弱面和裂隙垮塌。因此， 应根据巷道所在层位的岩性，采用不同的装药量，达到良 好的光爆效果。 1 光面爆破施工方法 该光面爆破施工是在高庄煤矿下山改造采区轨道风巷 （2 3 9 m） 和胶带运输机巷 （1 9 1 m） 进行的，巷道宽3 . 2 m，高 3 . 0 m，断面面积1 0 . 2 m 2。这两条巷道主要布置在石炭系太 原群煤系地层中，穿层岩性为灰岩、砂质泥岩、泥岩、煤 层，见图1 “““““““““““““““““““““““““““““““““““““““““““““““ 。 岩变形量4 0 6 0 m m，说明在该围岩条件下“支护围岩”处 于稳定状态，满足顺槽在采动之前的使用要求。采动影响 期间，超前工作面2 0 3 0 m架设单体柱加强支护，观测到 变形量增加值为1 0 0 m m，比同等条件下矿工钢对棚支护的 变形量小5 0 8 0 m m。 5 结语 1）采用钢带锚网支护和锚索补强加固技术，使巷道表 现出良好的力学特性，有效地控制了巷道围岩的变形。据 观测，巷道顶板最大移动量为2 0 3 m m，两帮最大移动量为 4 9 9 m m，保证了巷道在整个服务期间的正常使用。 2）综合考虑小煤柱尺寸与支护强度之间的关系，为达 到最佳平衡点，留设3 . 0 4 . 0 m煤柱是合适的。 3）综放沿空巷道在采动影响时，采空区悬露顶板以巷 道实体煤侧巷帮为支点转动，导致沿空巷道两帮及顶板位 移量增大。所以，如何提高小煤柱支撑能力，增强上覆岩 层支点的稳定性是保证巷道稳定的关键。 4）与传统的金属棚支护相比，采用锚杆和锚索联合支 护可大幅度降低支护成本，改善采煤工作面端头的作业环 境，简化作业工序，提高掘进速度，其经济效益显著。 （责任编辑马光辉） 93 2 0 0 6年第1期 煤炭工程施工技术