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1035工作面风巷沿空掘巷围岩控制技术

2019-11-01

山东煤炭科技 2019年10期
关键词:风巷煤柱锚索

黄 胜

(淮北矿业股份有限公司袁店一井煤矿,安徽 淮北 23500)

1 工程概况

1035 工作面南靠1037工作面(未回采),北与1033工作面(已回采)相邻,西至aF12断层,东接103采区大巷。工作面地质构造复杂,地层为单斜构造,地层走向NWW,倾向NEE,倾角4°~8°。根据三维地震资料显示,掘进施工中受3条断层影响,aF14 ∠68~70°,H=15~30m断层;NF114 ∠50~60° ,H=0~5m断层;aF12∠50~60°,H=0~7m,断层落差较大,派生小断层发育,对生产影响较大。

顶板砂岩裂隙水是工作面直接充水水源,主要通过断层或裂隙以滴水、淋水的形式向工作面排泄,由于砂岩富水性相对较弱,不会给正常的施工带来水害威胁。

1035 风巷走向长度810m,埋深-625.4~-739.8m,煤层倾角4~8°,平均倾角6°。煤层平均厚度4.1m,煤层结构较简单,赋存较稳定,煤层顶、底板以砂质泥岩为主。1035风巷采用综掘施工工艺,后路采用皮带运输及单轨吊辅助运输系统。煤岩层地质柱状图如图1所示。

图1 煤岩层地质柱状图

2 沿空掘巷窄煤柱合理宽度确定

如图2所示,煤柱宽度在2.5m以下情况下,煤柱呈完全破坏状态;煤柱宽度在3~5m范围变化区间内,煤柱仍呈整体塑性状态,失稳范围随煤柱宽度增加而增加,此时通过合理支护手段维护煤柱稳定,可以获得良好支护效果;煤柱宽度在5m以上时,剪滑区域仍贯穿煤柱整体;煤柱宽度达8m时,受高支承压力影响,煤柱剪塑性区范围增大。通过以上综合分析,最终确定将1035风巷窄煤柱宽度设计为5m。

图2 不同宽度小煤柱巷道围岩塑性区分布

3 1035风巷支护方案及参数

3.1 支护方案及支护参数

由于1035风巷留窄煤柱沿空掘进,提出采用锚带网+锚索+喷浆联合支护方案。

(1)支护断面。矩形断面,净宽×净高=5000×3400mm。

(2)顶板支护。巷道顶板采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆+M型钢带+10#镀锌菱形铁丝网+锚索梁联合支护,锚杆规格为Φ22×2600mm,每根锚杆使用两节Z2550型中速树脂药卷锚固;锚杆间距900mm,排距800mm;巷道顶部M型钢带的规格为4800×180×4mm,M托盘规格为150×150×10mm,巷道顶部采用10#铁丝网;当顶板破碎时,锚杆排距缩小到700mm。

顶板锚索采用“2-0-2”形式,锚索规格为Ф17.8×6300mm,间排距1500mm×1700mm,托盘规格:300mm×300mm×14mm;顶板破碎时,锚索布置方式改为“212” 形式;每根锚索使用一节K2550和两节Z2550树脂药卷,预紧力120kN。

(3)帮部支护。煤壁侧巷帮采用锚杆+M型钢带+1×50m矿用高强护帮塑网支护,网片压茬100mm,每隔200mm用12#铁丝双股绑扎牢固;沿空侧巷帮采用锚杆+M型钢带+Φ6冷拔钢筋网+塑网支护,钢筋网网格间距150×150mm,弯钩连接,逢钩必挂;锚杆规格为Φ22×2600mm,间距900mm,排距800mm;帮部两肩窝与最下部锚杆与帮部法线夹角为15°。

(4)喷浆。为防止采空区瓦斯沿煤柱外渗,对沿空侧巷帮及靠近巷帮顶板进行喷浆封闭,喷厚100mm,砼强度C20。

3.2 支护状况分析

由于1035风巷断面较大,施工现场沿空侧巷帮煤体松软、片落,帮部的支护强度不够、承载力降低,造成帮部向巷道内挤入,底鼓及顶板下沉明显,围岩控制难度大,给安全生产造成巨大威胁。

提高窄煤柱的稳定性是控制沿空巷道围岩的关键,要保持窄煤柱稳定就必须提高煤柱的承载能力。

3.3 支护方案及支护参数的调整

为提高窄煤柱稳定性及承载能力,控制围岩变形,有效减少巷道变形量,提高巷道围岩稳定性,及时对支护方案及支护参数进行了调整。

在原有支护方案的基础上增加了锚索梁支护及窄煤柱注浆加固措施。沿空侧巷道顶板距左帮600mm位置布置一排锚索梁补强加固,采用废旧U29型钢加工梁及托盘,梁长1800mm,眼距1600mm,托盘长200mm,锚索梁滞后迎头不超过10m。

沿空侧巷帮喷浆后采用中空螺纹注浆锚杆对巷帮注水泥浆。注浆锚杆选用Φ25mm钢管加工,注浆锚杆长2500mm;杆体上顺序钻有Φ6mm注浆孔,间排距1600mm;采用快干水泥封孔,注浆压力1.5MPa,稳压时间3~5min。注浆水泥采用P.O42.5普通硅酸盐水泥,注浆锚杆采取“2121”布置,注浆滞后迎头不大于30m。沿空段支护断面图如图3所示,沿空小煤柱注浆锚杆布置图如图4所示。

图3 沿空段支护断面图

图4 沿空小煤柱注浆锚杆布置图

4 巷道矿压观测及效果分析

随巷道掘进每隔50m距离设置一组矿压观测点,对1035风巷进行表面位移观测。观测结果显示,改进后的支护方案效果比较明显。支护方案调整后,窄煤柱承载力得到有效加强,煤柱管理难度明显降低,基本杜绝了片落现象的发生,巷道围岩位移量明显减小,巷道变形得到了有效控制,如图5、图6所示。

5 结语

合理确定沿空掘巷窄煤柱宽度并采取针对性改进支护方案,加强窄煤柱支护、承载能力,有效控制巷道变形,实现了大断面沿空掘巷的整体稳定,保证了施工进度与施工安全,取得了良好的技术经济效益。

图5 巷道矿压观测点1表面位移量

图6 巷道矿压观测点2表面位移量

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