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大采高联合开采回采巷道锚杆支护技术研究 -全讯官网

发表时间:2018-09-28 16:58作者:武立文

  河东煤矿石炭系太原组含 9 # 和 10 # 两层特近距煤层。9 #煤平均采高 1.1m,10 # 煤平均采高 4.0m,由于 9 # 煤和 10 # 煤层间距 1.3m,分层难以开采,只采 10 # 煤,9 # 煤只好丢弃。针对 9 # 和 10 # 两层近距煤采用分层开采无法采出的现状,经论证采用大采高联合开采工艺,一次性将 9 # 和 10 # 两层煤全部回收,以提高煤炭回收率和增加矿井产量和经济效益。两层近距煤层共采,大采高工作面回采巷道设计断面超过 20m 2 ,与仅采 10# 煤,普通综采巷道断面相比,掘进面 积增加 70% 以上;巷道断面显著增大,明显增加了支护难度 。为此,解决特大断面煤巷支护技术难题,成为顺利实施大采高联合开采工艺的关键。

一、大采高工作面地质条件

  河东矿准备在 39(10)08 工作面进行大采高联合开采工艺试验,开采煤层为石炭系太原 9 # 和 10 # 煤。煤层呈层状结构,硬度大,中等强度,断口不平整,性脆。两层煤加夹层总厚度 6.3m,倾角为 3° -6°。9 # 煤和 10 # 煤间夹层厚为1.3m的深灰色页岩,9 # 煤之上是平均厚度为6.5m的k2灰岩,其致密坚硬、强度高。10 # 煤底板是 0.4m 的炭质页岩,之下为1.51m 的灰色中砂岩, (详见围岩综合柱状图 1 所示)。

二、选择巷道掘进方式

  大采高综采 39(10)08 工作面巷道掘进高度 4.1m,联合开采煤层总厚度 6.3m,巷道高度低于采高,掘进有 2 种方式可供选择:其一,沿 9# 煤层顶板掘进;其二,沿 10# 煤层底板掘进。通过对比 2 种方式利弊以确定掘进方式。


1.沿 9# 煤层顶板掘进

  如沿 9# 煤顶板掘巷,掘半煤岩,夹层厚度大,硬度高,则易破坏掘进机截齿;掘进出煤含矸率高,煤炭分选难度大;掘

进岩层耗时耗力,成巷功效低,影响掘进速度。

  如沿 9 # 煤顶板掘进,顶板 k 2 灰岩层受到黄铁矿的浸染,岩性发生了改变,则存在易风化离层的伪顶,且厚变化不一,

掘进存留伪顶难度大,不利于支护,且威胁巷道安全。厚夹层位于巷道上部,夹层纵向节理发育,掘进易片帮,不利于超高

巷帮的稳定。

2.沿 10# 煤层底板掘进

  若沿 10 # 煤底板掘进,10 # 煤平均厚度 4.00m,掘全煤,速度快,则顶板泥岩相对稳定,支护难度降低,全煤巷道掘进速度快,巷道稳定性好。在先期矿方试验过程中,沿 9# 煤层顶板掘进,但 k2 灰岩下方伪顶不稳定,易威胁安全生产。

3.选择掘进方式

  对比掘进速度,半煤岩巷道掘进受夹层影响明显,阻碍巷道快速掘进,比较巷道支护难易程度和煤帮稳定性等方面,沿10# 底板掘进更显优势。因此通过综合对比分析及现场实践,选择沿 10 # 煤层底板掘进。

三、巷道稳定性因素分析

  大采高试验巷道围岩稳定性与多种因素有关,结合试验巷道所处位置,以及地质状况,分析影响巷道稳定性因素,对指导大采高巷道参数设计非常重要。

1.试验工作面巷道侧煤柱尺寸大小

  试验大采高面巷道侧为正在回采 31005 工作面, (见图 2所示)。31005 工作面与试验大采高面间净煤柱 27.4m,回采期间煤柱能够保持稳定,有利于大采高巷道的稳定。


2.相邻工作面矿压显现规律

  相邻 31005 工作面正在回采,矿山压力显现强弱影响到巷道的稳定。31005 工作面回采与试验大采高工作面巷道掘进对穿,巷道受临近采空区动压影响显著,需要重点加强支护;且需要掌握 相邻工作面采场矿压规律,以便更好地指导试验巷道支护设计。

四、试验巷道支护设计

试验巷道为大采高工作面材料巷,掘进断面宽 5.2m,高4.1m,掘进面积 21.32m 2 。根据以上分析,提出材料巷采用主动高预应力锚杆(索)支护技术,具体设计方案如下:

  顶板布置 6 根 φ20-m22-2200 高强度锚杆,采用型号bhw3-280-4700 的 w 钢带护顶,配合菱形金属网护顶帮,锚杆间排距 900×1000mm,设计顶锚杆预紧力矩 300n·m,采用风动扳手预紧。顶板再辅助 2 根 φ17.8-1×7-4300 锚索加强支护,间排距 2500×2000mm,设计锚索预紧力 200kn。

  两帮布置 4 根 φ20-m22-2200 高强锚杆加强煤帮支护,配合厚度 3mm,宽度 280mm,长度 400mm 的 w 钢护板,使用与顶板相同菱形金属网互帮,锚杆间排距 1000×1000mm。帮锚杆预紧力矩也设计为 300n·m(大采高材料巷支护设计如图 3 所示)。

五、支护效果分析

大采高材料巷支护试验期间,观测了巷道顶板离层和表面位移变化(监测数据结果见图 4 和图 5 所示)。从图 4 和图 5 观察到,采用高主动预紧力锚杆(索)支护

技术,试验巷道在掘进后顶板离层和巷道表面位移控制在安全生产许可范围之内,在距离掘进面 75m 后巷道围岩变形趋于稳定。从监测数据看,掘进期间试验巷道两帮最大移近量 176mm,顶底板最大位移 122mm,受到临近工作面采动影响,试验巷道围岩变形以两帮为主,主要特征表现为向巷内挤入,经过采取补打锚索加强煤柱帮支护后,变形得到了控制,没有再发生大的移近。

  截止到目前为止,试验巷道已经经过大约 9 个多月时间的掘出,巷道没有再出现大的变形,围岩保持了长期的稳定,等待大采高工作面回采。

绳头捞出道心,同时绞车司机要控制好转速或停车,以免发生人生事故。综上所述,φ2m 绞车机械自动摘钩和自动捞绳装置成为我矿首选并试验成功。自其使用以来运行效果好,它不仅可以自动摘钩,而且还可以自动捞绳,填补了国内在短距离车场实现自动摘钩、自动捞绳的空白 。该自动摘钩装的不足之处:由于绞车的钢丝绳的牵引方向和轨道的方向相同,当自动捞绳机构(弹簧)变形,未及时采取有效措施时,绞车钢丝绳头就会掉到轨道道心上,常阻碍4 辆载重矿车的安全运行,矿车易下道。为此要按照装置的以下各项特性予以安全防范:

(1)摘钩装置有较高的机械强度,能承担几吨的重量;

(2)绳子跑道有较高的承载重能力;

(3)巷道顶板、侧面巷梆预埋藏构件及岩石强度足够;

(4)承拉工字型钢不变形、弯曲;

(5)捞绳索的弹簧不变形,弯曲量在弹力范围内;

(6)捞绳索的助拉链条或弹簧要有足够的强度,滑轮及

弹簧容易损坏,要勤检查维护。


五、结 语

  研制成的自动摘钩、自动捞绳装置在几个月内圆满完成了预定目标:

1.两米月均运量达 18000 车;

2.未出现因自动摘钩、自动捞绳装置安装运行导致的轻伤及以上事故;

3.未出现影响运输提矸停产以上的设备、设施事故。



六、结 论

1.针对大采高联合开采特点,分析了 2 种掘进方式的利弊,确定大采高试验巷道选择沿 10# 煤层底板掘进方式。

2.分析了试验工作面巷道支护影响因素,主要受到临近工作面回采动压影响,相邻采空区留设 27m 煤柱保护了

试验巷道的安全,掌握回采工作面矿压规律可指导巷道支护设计。

3.采用高主动预应力锚杆(索)支护技术,解决了特大断面煤巷支护难题,为后续大采高工作面巷道支护奠定了基础。

4.试验巷道矿压监测结果表明,主动给锚杆(索)施加高预紧力是支护的关键,必须在锚杆安装后及时将预紧力施加到位。




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