超大采高綜采面開切眼錨網(wǎng)索聯(lián)合支護

考宏凱,蘇 剛,程晉孝

(淮南礦業(yè)集團潘集第一煤礦,安徽淮南 232082)

超大采高綜采面開切眼錨網(wǎng)索聯(lián)合支護

考宏凱,蘇 剛,程晉孝

(淮南礦業(yè)集團潘集第一煤礦,安徽淮南 232082)

AnchoredM esh and Rope Combined Supporting of Open-off Cut in Full-mechan izedM in ing with Extremely LargeM in ing Height

潘一礦針對 2141(3)超大采高綜采面開切眼斷面大、支護難的實際,在支護體系上大膽創(chuàng)新,采用“錨網(wǎng)索加挑棚和木垛聯(lián)合支護”,有效控制住了開切眼大跨度、大高度頂板及兩幫圍巖的變形,支護取得了成功。

超大采高;大斷面切眼;錨網(wǎng)索;挑棚

2141(3)綜采面為淮南礦業(yè)集團潘一礦的第一個超大采高工作面,根據(jù) ZY10800/30/65綜采支架的安裝需要,綜采面開切眼有效寬度要達 9m (煤機窩處最大寬度達 12m),平均高度 4.2m。對于這樣大跨度、大高度的開切眼其支護方式科學與否,將直接決定支護安全和綜采支架的安裝使用。因此,該礦在無類似支護借鑒的情況下,將錨網(wǎng)索支護的安全風險及地質條件進行仔細分析研究,最終確定采用“錨網(wǎng)索加挑棚和木垛聯(lián)合支護”,并取得了成功。為該礦及同行業(yè)類似地質條件下的錨網(wǎng)索支護提供了借鑒和參考。

1 地質概況

2141(3)切眼設計長度 180m,掘進范圍內13-1煤層賦存穩(wěn)定,傾角 5～13°,煤層厚度 0.2～6.5m,平均厚 5.5m。煤層偽頂為炭質泥巖,厚度 0～0.8m,平均 0.4m;直接頂為砂質泥巖,厚度 0～1.3m,平均 0.6m;基本頂為中細砂巖,厚度 5.2～6.8m,平均 6.0m。直接底為泥巖、砂質泥巖及 12煤,厚度 0.4～5.1m,平均 3.6m。切眼掘進前,地質部門預計揭露 4條正斷層,實見 6條,對掘進及支護影響較大的 f21413-5,f21413 -6斷層,落差均大于 3m。

2 支護方案論證

2.1 方案選取

根據(jù)切眼斷層分布及頂板巖性分析,該超大采高綜采面切眼的地質條件相對復雜,尤其是中下部90m范圍內連續(xù)分布的斷層群無疑從一定程度上破壞了頂板砂質泥巖的整體性,給支護方案的選取帶來了難度。

選用棚式支護對頂板巖層結構及整體性的要求相對較低,但對其支護棚的支撐強度有很高要求,尤其是大跨度、大高度棚式支護的穩(wěn)定性難以保證,該礦常用的 11號工字鋼、29U型鋼均不能保證切眼刷面后棚梁不發(fā)生墜腰、折斷現(xiàn)象,棚腿不發(fā)生扭彎、斷裂現(xiàn)象。一旦發(fā)生上述現(xiàn)象,棚式支護將失效或強度降低,不能保證其支護安全,同時,棚式支護給支架安裝帶來的替棚工作也相對復雜。因此,棚式支護不符合該切眼支護實際。

于是,在仔細分析了頂板巖性及上、下風巷圍巖應力分布情況后,參考其他普通大采高綜采面支架組裝硐室 (寬 ×高 =5000mm×6000mm)錨網(wǎng)索支護的經驗,決定采用“錨網(wǎng)索加挑棚和木垛聯(lián)合支護”。理由主要有 3個:一是該切眼 13-1煤層基本頂是厚層中細砂巖,能通過長錨索將錨固端錨入較穩(wěn)定的中細砂巖中,能實現(xiàn)頂板表層應力向深部轉移。二是在采用高強度、高剛度錨網(wǎng)索支護的基礎上通過走向挑棚、木垛的輔助支護,可以達到減小切眼跨度,提高錨網(wǎng)索支護安全性的目的,尤其是切眼中下部斷層群分布區(qū),連續(xù)的挑棚、木垛輔助支撐,將一定程度上改善頂板巖層結構的整體性。三是該礦在普通大采高綜采面煤巷掘進支架組裝硐室的錨網(wǎng)索支護有一定經驗,對 13-1煤層頂板、兩幫煤體開掘后的應力分布及礦壓顯現(xiàn)規(guī)律比較清楚,有利于調整支護對策。

2.2 主要支護參數(shù)

(1)錨索規(guī)格為 <18mm×6200mm,頂板每排(0.8m控頂距)布置 9根;巷道東幫上部 (2.4m控幫距)各布置 1根。

(2)錨桿規(guī)格為 <20mm×2500mm高強螺紋鋼鋼錨桿及 <20mm×2500mm樹脂錨桿,頂板每排布置 3根,切眼東幫主支護每排布置 5根,與錨索同排,輔助支護每 2.4m布置 2根。切眼西幫從頂至底每排布置 5根,與錨索同排,高強螺紋鋼錨桿與樹脂錨桿間隔使用。

(3)鋼梁為 12號槽鋼,頂板L1=4800mm,L2=4400mm;巷幫L3=2700mm。

(4)巷幫鋼帶為 Q235,規(guī)格為 1900mm × 200mm×3mm(橫向布置)。

(5)頂部托板 (A3鋼加工),規(guī)格 140mm× 90mm×10mm;幫部托板 (舊 29U型鋼加工)規(guī)格150mm×120mm×10mm。

(6)金屬網(wǎng)為 10號鐵絲編制,規(guī)格根據(jù)巷道斷面確定。

(7)錨固劑型號為 Z2355,頂部錨桿每孔 2卷,幫部 1卷;錨索每孔 4卷。

(8)頂板錨索間排距 900mm/800mm × 800mm,錨桿間排距 4500mm/4000mm×800mm。

(9)幫部主支護錨桿間排距 900mm×800mm,輔助支護錨桿間排距 1200mm×2400mm。

(10)挑棚:正常寬度 (9000mm)布置 5道,煤機窩處布置 6道。棚梁為 11號工字鋼,長度4500mm。第 1道距切眼東幫 2800mm,其余 4道間距850mm。

(11)“一梁四柱”,每根挑棚梁上打 4根支柱,中部支柱為 <180mm×4400mm圓木,其余 3根為DW45單體液壓支柱。

(12)木垛采用優(yōu)質道木,規(guī)格為長 ×寬 ×高=1600mm×200mm×200mm,2排,沿切眼居中位置交錯布置。正常段間距 10m,應力集中區(qū)間距5m。道木的層與層釘牢。

(13)錨索錨固力≥200kN;頂錨桿錨固力≥100kN;巷幫錨桿錨固力≥60kN;樹脂錨固劑粘結強度≥4MPa;錨索安裝預緊力≥100kN;錨桿安裝扭矩≥180N·m。

2.3 支護強度驗算

2.3.1 巷頂支護

從支護安全考慮,理論驗算時要求驗算切眼的最大支護強度。則切眼驗算全寬時,頂板可能的冒落高度巖石重量 (每米巷道)為:

式中,B是巷道寬度,B=9.0(12.0)m;h是頂板的最大可能冒落高度,結合 13-1煤層頂板實際,取 5.0m;γ是巖石密度,γ=25kN/m3。

為確保支護的完全可靠,理論驗算時暫不考慮頂板錨桿及挑棚和木垛的輔助支護力,則每米巷道錨索的支護力為:

式中,N是每排 (控頂距 0.8m)安裝的錨索數(shù)量,N=9;p是 <22mm鋼絞線錨索的最大錨固力, p=350kN;η是錨索破斷力利用系數(shù),η=0.8;s是排距,s=0.8m。

掘進初期,不考慮錨桿的懸吊力,全部頂板外載由錨索單獨承擔,錨索懸吊支護的安全系數(shù) n:

經以上驗算,超大采高綜采面切眼頂部支護布置 9根錨索、3根錨桿配合 12號槽鋼、10號鐵絲金屬網(wǎng)聯(lián)合支護,能滿足支護要求。同時,為安全起見,再沿切眼走向布置 5道挑棚和 2排木垛,形成聯(lián)合支護體系,完全能確保支護安全。

2.3.2 巷幫支護

巷道開挖后,圍巖應力重新分布,巷道兩幫一定深度內的煤 (巖)體形成松動區(qū)域,此區(qū)域內的煤 (巖)體相對破碎,易片落。巷幫錨桿支護錨固端必須大于此區(qū)域,伸入松動區(qū)域外的穩(wěn)定區(qū),否則支護將失效,導致片幫。

根據(jù)該礦 13-1煤層錨網(wǎng)索支護經驗,兩幫煤體受圍巖應力重新分布影響后的松動區(qū)域,主要位于巷幫中上部,其中集中地點為 1/2巷高位置,其發(fā)育深度最深處為 tan45°×1/2巷高。根據(jù)推算,該切眼兩幫 13-1煤體松動區(qū)域發(fā)育最深的地點為煤壁向里2.1m處。

因此,超大采高綜采面切眼兩幫支護的錨桿長度必須大于 2.1m,結合防止幫部煤體松動變形必須要求的錨桿錨固力,經綜合分析,確定錨桿長度為 2500mm,內錨端長度為 400mm。同時,為確保巷幫支護完全可靠,決定在巷幫主支護的基礎上,在其中上部施工補強錨索配合鋼梁、錨桿輔助支護,從而通過錨索將巷幫松動區(qū)和穩(wěn)定區(qū)的 13-1煤體與煤層頂板緊密聯(lián)系,形成幫、頂聯(lián)合支護體系,完全控制和支護兩幫 13-1煤體。

切眼支護方案見圖 1。

3 施工工藝

為更好地控制頂板及兩幫,整個切眼分 2次掘進。初次掘進寬度 5000mm,高度 3200mm;第 2次掘進寬度 4000(7000)mm,高度以短距離“正臺階”推進。

圖 1 切眼錨網(wǎng)索加挑棚和木垛聯(lián)合支護設計方案

初次掘進施工工藝:①安全檢查 (頂板、瓦斯、工程質量、探頭位置等)→ ②綜掘機切割(初次切割高度 3.2m)→③敲幫問頂,除掉活矸并找平頂板 →④掛頂部金屬網(wǎng),并聯(lián)網(wǎng) →⑤用挑梁器上頂部槽鋼梁,然后采用 DWB35-30/100單體液壓支柱進行臨時支護 →⑥打頂部錨 (桿)索眼 →⑦安裝頂部錨 (桿)索 →⑧刷幫,鋪巷幫金屬網(wǎng)、鋼帶、槽鋼,打幫部主支護的上部 3排錨桿及輔支護的錨桿、錨索,主支護鋼帶沿橫向鋪設,輔支護槽鋼沿縱向鋪設 → ⑨掘進貫通后,掀、拆出貨設備 →⑩后退綜掘機至切眼下口 →自下向上鏟底 (達 4.2m高)、打幫部主支護的下部 2排錨桿 →再次掀、拆出貨設備以及后退綜掘機 →?拉線施工第 1,2,3道挑棚 (“一梁四柱”)和第 1排木垛。

第 2次掘進施工工藝:①～⑧道工序與初次掘進相同,第⑨道工序開始為:每向前推進 30m后,退綜掘機鏟底至 4.2m高→⑩打幫部主支護的下部2排錨桿→拉線施工第 4,5道挑棚 (“一梁四柱”)和第 2排木垛。

4 經驗及建議

由于超大采高綜采面切眼跨度大、高度高,超過該礦有史以來所有綜采面的寬度和高度,無成熟的支護借鑒經驗。因此,該礦在探索其支護方式時,將“一梁四柱”中居中位置的一柱改為<180mm×4400mm木點柱 (原來該礦使用的 “一梁四柱”全部為單體),其他“三柱”為DW45單體液壓支柱。通過實踐表明,“一柱” (木點柱)對于該超大斷面切眼大面積頂板來壓時起到了至關重要的強支撐作用,其受力超過了同梁上的其他“三柱”單體液壓支柱。

分析認為,導致以上現(xiàn)象的原因主要有: DW45單體液壓支柱與巷道頂、底板接觸面積小,尤其是底板,雖然在支柱底端穿了鐵鞋,但受力仍然不均勻,頂板壓力大時,支柱容易插入底板,對頂板支護呈“讓勁”狀態(tài);由于 DW45單體液壓支柱自身密封原因,部分支柱存在卸壓,尤其是頂板壓力大時,卸壓現(xiàn)象更嚴重,且不容易被肉眼看見。因此,實踐證明超大斷面切眼的挑棚支護要堅持單體液壓支柱和木點柱配合使用,該超大斷面切眼支護“一梁四柱”中布置 1根木點柱,雖然支護效果較好,但從受力結構上分析,“一梁四柱”上的頂梁分布不夠平衡,建議今后“一梁四柱”改為“兩柱”單體液壓支柱,“兩柱”木點柱,且間隔均勻布置。

5 結論

超大采高綜采面切眼采取的“錨網(wǎng)索加挑棚和木垛聯(lián)合支護技術”,支護設計科學合理,施工質量可靠,有效地控制了大跨度、大高度切眼頂板及兩幫的變形,從切眼初次掘進到工作面綜采設備安裝結束,頂板及兩幫均未出現(xiàn)離層、片幫、掉渣現(xiàn)象。錨網(wǎng)索加挑棚和木垛聯(lián)合支護技術完全滿足了安全生產的需要,實現(xiàn)了理論與實踐的有機結合,支護取得了成功。

[責任編輯:王興庫]

TD353.6

B

1006-6225(2010)05-0059-03

2010-07-01

考宏凱 (1957-),男,安徽鳳臺人,工程師,現(xiàn)任安徽淮南礦業(yè)集團潘一礦副礦長。