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1、沿空掘进巷道支护技术应用效果分析掘进一区 陈彬摘要： 童亭矿由于井田内地质构造比较复杂，开采时间较长，矿区内出现孤岛工作面，两巷矿压显现明显，给回采带来了一定难度。通过采取沿空掘巷方式，取得了良好的效果。实践表明，采用锚、带、网+锚索联合支护，适当在地质构造地段加以套架U型棚支护，可以有效控制孤岛工作面沿空掘巷方式下施工巷道的矿压显现，为工作面的安全回采创造有利条件。关键词 沿空掘巷 锚带网索支护 矿压观测 应用效果分析前 言童亭矿井设计年生产能力为90万t，由于井田内地质构造比较复杂，开采时间较长，矿区内出现孤岛工作面，两巷矿压显现明显，给回采带来了一定难度。在进行回采巷道支护设计与施工时基
2、本根据经验或工程类比来选择支护形式和参数,存在巷道维护困难、煤炭资源采出率低、采掘接替紧张等问题。为了解决这些问题,以S1073沿空机巷为工程背景,开展沿空巷道变形机理及支护技术效果分析,该巷道锚带网索联合支护的成功应用对提高煤炭采出率、减少回采巷道支护费用,对矿区实现高产高效具有重要的意义及实际应用价值。1、工作面概况S1073工作面位于S107采区浅部，上部为已回采结束的S1071工作面，下部为已回采结束的S1077工作面，左至CF8-16070H=515m断层保护煤柱，右至S107集中巷保护煤柱。根据已施工的S1077风巷和S1071机巷及周边钻孔资料分析，该面内煤层结构简单。煤厚平均在
3、3.6米左右，黑色条痕，褐黑色，块状，半亮型煤，玻璃光泽。该面煤层倾角为516，平均9左右；DF8断层以南煤层倾角59，DF8以北1116。S1073沿空机巷埋深256335 m,走向长560 m,巷道沿S1077风巷掘进。S1073工作面为低P、低S、低灰分、高发热量肥煤及13焦煤，为合理开发利用煤炭资源，根据设计要求S1073机、风巷采用留设4m小煤柱沿空掘巷，提高回采率、增加经济效益。2、机巷支护参数设计S1073工作面机巷断面净宽4.0m、2.8m。在顶板稳定的情况下，采用锚、带、网+锚索联合支护；在顶板破碎或过断层时，采用架4626U型棚支护；在三岔门、过小断层等施工时，顶部锚索加密
4、以加强支护。 顶板稳定的情况下，顶部采用直径22-L2400mm高强锚杆，锚杆间排距为850800（mm），每根锚杆采用2卷Z2460型树脂锚固剂锚固；帮部采用20-L2000mm高强锚杆，每根锚杆用2卷Z2460型树脂锚固剂，高帮间排距为800800（mm），金属网采用8#铁丝编制的菱形金属网，规格为9003000（mm）或11003000（mm），用锚杆钢带压茬，搭接长度为不小于100mm，用10#铁丝双股联网，联网点距不大于200mm。顶板挂5孔3.8m长M4钢带，两帮挂4孔2.6m长M4钢带，底部锚杆距底板超过500mm要不打锚杆。锚索采用直径17.8mm、长7300mm的钢绞线，用3
5、卷Z2460型树脂锚固剂锚固，锚索间排距为13003200（mm），两排均匀布置在巷道中心线两侧各650mm的位置，锚索托板用钢板制作，尺寸分别为40040010（mm）每根锚索各使用一块。3、顶板异常地段补强支护方法：3.1、当发现后路变形较大，顶板离层下沉超警戒值时，或迎头顶板较差时，采用锚带网索梯形棚复合支护。梯形棚规格是梁长3.8m，腿长2.8m，棚距500mm，砼背板、金属网腰帮过顶。3.2、当迎头顶板破碎不可锚时，直接架29U4626U型棚，棚距500mm，砼背板、金属网腰帮过顶。3.3、绞车硐室三岔门、过小断层且顶板完整时，采用顶部锚索加密的方式加强支护，锚索的间排距缩小到130
6、01600（mm）。4、支护质量要求4.1、锚杆应垂直于煤、岩面，与煤、岩面的夹角不小于75。顶部两肩窝的两根锚杆应向两边倾15左右；帮部肩窝及底部锚杆应分别向上向下扎15左右。不能顺层打锚杆。4.2、锚杆托板应紧压钢带紧贴煤、岩面。顶板出现起伏时，钢带、网应弯曲紧贴岩面，不能在托板与岩面间填充矸石或半圆木等物料。帮部局部超挖或片帮时，也应贴帮安设锚杆，如需造型，需先贴帮安设锚杆并挂网、压钢带，再挂一层钢筋网进行造型；帮部超挖超过400mm时，应补打锚杆。4.3、顶板锚杆螺母拧紧力矩300N.m，煤帮锚杆螺母拧紧力矩200N.m，锚固力顶板80KN，煤帮60KN。每根锚索用1卷K2460，3卷
7、Z2460锚固剂锚固，凝固1小时后，用张拉仪上紧，锚索预紧力100KN，锚固力200KN。4.4、正常情况下，锚索外露长度应控制在150350mm内，当锚索外露长度超过450mm时，必须重新补打。4.5、严格控制钻孔深度，锚杆端部必须推至孔底，外露长度1040mm。锚杆间排距误差不超过50mm。4.6、金属网之间须压茬联接，搭接长度为50150mm。锚、网、带+锚索联合支护每循环第一排网不能用锚杆压茬时，可插接，但不能将锚杆螺母及锚杆托板卸下再挂网压茬。金属网搭接处均用12以上的铁丝每200mm联网一道。4.7、锚索间排距误差不能超过100mm，在三岔门、大断面硐室、断层前后及顶板破碎带等处锚
8、索应适当加密。5、巷道矿压观测分析5.1、自巷道掘进开始，就随着巷道掘进建立完善的矿压监测系统，对巷道矿压显现情况进行监测。该巷道在掘进期间, 巷道围岩表面位移采用十字布点法观测,每隔3050m设一组布点，顶板最大下沉量为30mm,两帮最大移近量为80mm,其中小煤柱侧煤帮最大移近量为50mm。从以上数据可以看出,两帮移近量较大,并且采空区侧煤帮的移近量明显大于实体煤侧。顶板下沉量相对较小,并且在20天后即趋于稳定。5.2、从总的支护效果看,巷道支护状况良好,围岩的变形得到有效的控制。锚杆受力通过安设液压枕对锚杆受力进行监测。通过观测数据可以看出,顶板锚杆受力较大,且在离孔口0.91.2m处达
9、到最大,说明顶板在此处有离层破坏的趋势,这与顶板离层观测结果也是相符的。5.3、从整个巷道锚杆的受力情况来看,绝大部分锚杆受力在其屈服载荷以下,没有出现锚杆因受力过大而被拉断的现象,说明锚杆的设计选型是科学的,合理的。5.4、从分析结果来看，顶板离层量、巷道表面位移量及锚杆锚受力都在设计要求的范围之内,并有效地控制了顶板下沉和两帮位移,保证了巷道的安全状态,说明优化的支护参数是合理的、可靠的，但根据观测结果表明:巷道刚掘出期间,实体煤帮侧巷帮移近量较小,沿空侧巷道帮移近量较大,顶板下沉量较大,主要原因是由于巷道掘进后,沿空侧煤柱遭到破坏,煤体强度急剧降低,引起煤柱向巷道方向强烈位移,同时伴随着
10、顶板强烈下沉,支承压力向围岩内部转移;掘进后稳定期间随着大、小结构形成顶板下沉量和两帮移近量趋于稳定。随着时间的推移,锚索所受压力值增加,锚索及时有效地将下方围岩悬吊于巷道顶板稳定基岩中,对维护巷道顶板稳定起到一定作用。6、支护效果及经济效益分析6.1、采用锚带网索支护有效的控制了围岩的移近量,控制了巷道的变形,由于锚杆与岩体融为一体,增强了围岩的整体性,支护效果大大提高。6.2、根据监测表明掘进期间顶板下沉量为30 mm,两帮移近量为120 mm,20天后围岩趋于稳定,不需要加强修护。6.3、改进了施工工艺,优化了支护参数,有利于实现巷道掘进的快速高速。改变了掘进与支护作业不平衡状况,减少了
11、工人的劳动强度,提高了工时利用率,提高了单进。6.4、降低了原煤生产综合成本,提高了生产效率,采用锚带网索支护每米节约成本月200元,整条巷道节约成本11.2万元,收到了较好的经济效益。6.5、有利于安全生产，采用锚带网索支护后,保证了巷道的有效使用断面，为综采进架创造了条件，减少了巷道维修量。7、 结 论7.1、沿空掘巷锚杆支护参数的优化要先进行过程优化,从巷道的布置设计、支护参数设计及信息反馈等方面综合考虑,找到最佳的过程,再对最佳的过程中具体的支护参数运用科学的设计方法进行设计。同架棚支护形式相比，锚网支护具有良好的可缩性，更适用于沿空巷道等大变形巷道。7.2、采用锚网支护大大减少了金属
12、支架的搬运量，更为重要的是在工作面回采过程中，简化工作面上下端头的超前维护，有利于工作面的高效、快速推进及“双高”矿井建设。7.3、实践表明，采用经过优化的锚、网、带+锚索联合支护，可以有效控制孤岛工作面沿空掘巷方式下施工巷道的矿压显现，提高了支护效果，为工作面的安全回采创造有利条件，保证了巷道安全,而且节约了支护成本。参考文献：1中国矿业学院.井巷工程(修订本).北京:煤炭工业出版社, 1989, 251-2672宋振骐. 实用矿山压力控制.徐州：中国矿业大学出版社.19883钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制.徐州：中国矿业大学出版社.20034何满潮,袁和生,等.中国煤矿锚杆支护理论与实践M,北:科学出版社,2004.5赵先刚.锚注联合支护技术在高应力松软围岩巷道中的应用J,煤炭工程,2007(2):38-40.6李凝,杨玉华.软岩巷道支护技术调研J,煤炭工程,2003(8):43-47.
