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技术文章
 
 

浅埋煤层大断面巷道快速支护技术研究

2016-6-8 点击次数：[882]
 
    红柳林煤矿是一个现代化矿井，产量达12Mt /a，矿井开采5 － 2 煤，地质资料缺乏，邻近矿区没有相似条件可参考。建井期间巷道支护强度较大，导致投产后掘进速度慢，支护成本高，影响正常的采掘接替。5－ 2 煤埋深相对较浅，在120m － 200m，生产过程中顺槽变形较小，巷道支护改革势在必行。
    1· 试验巷道基本条件
    试验巷道选在15203 工作面胶运顺槽，15203 工作面采用神东陕北矿区普遍采用的两进一回的通风方式，工作面一侧为回风顺槽，另一侧为胶运和辅运两条顺槽，采用连采机掘进，净煤柱为20m。工作面回采后，辅运顺槽留下作为下一工作面回风巷。沿5 － 2 煤底板掘进，煤层结构简单，厚度6． 50m － 7． 60m。煤层顶板以细砂岩为主，厚度1． 6m － 55m，底板为细砂岩，局部为泥岩，厚度0． 65m － 14． 75m。
    为了更好地了解煤层和顶板的岩层强度和完整性，采用钻孔窥视仪对顶板岩层结构进行了窥视，采用钻孔触探法对煤层和顶板岩层强度进行了测试。图1为其中一个钻孔0 － 5． 4m 岩层结构，0 － 2． 2m为煤层，颜色较黑，往上为细砂岩，岩层结构完整，几乎未见节理裂隙。测得煤层平均单轴抗压强度为25． 46MPa，顶板砂岩平均单轴抗压强度为54． 81MPa。
                  
    2 ·原有支护及评价
    15203 工作面胶运顺槽断面为宽6． 1m × 高4． 2m，采用锚网支护。顶锚杆采用20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2． 6m，帮锚杆煤柱侧为18# 左旋无纵筋螺纹钢筋，长度1800mm，工作面侧为18mm 玻璃钢锚杆，长度为1800mm，均为单体锚杆，塑料网护表。顶板为5 根锚杆，两帮均为3 根锚杆，排距均为1m。锚杆预紧扭矩较低，托板与螺母直接接触，缺乏球垫和减摩垫圈，采用锚杆台车施工顶锚杆。原有锚杆支护设计存在的不足和改进的方向如下。
    ( 1) 顶锚杆长度可以优化。已掘巷道几乎没有变形，顶板离层很小，而顶锚杆长度为2． 6m，锚杆台车需要更换一次钻杆，不利于提高掘进速度，顶锚杆长度有优化空间。
    ( 2) 托板结构不合理。锚杆托板孔无法放入调心球垫和减摩垫圈。调心球垫主要作用是当锚杆角度与岩面不垂直时，保证锚杆只受拉而不受弯; 减摩垫圈的作用是降低螺母和球垫之间的摩擦系数，提高锚杆预紧扭矩和预拉力之间的转换系数。
    ( 3) 锚杆预紧扭矩偏小。顶板锚杆为120N·m，帮为60N·m，无法在锚杆安装时即施加较大预拉力，充分调动围岩自身承载能力，实现锚杆的主动支护。
    ( 4) 帮部最靠顶板锚杆距顶为400mm，辅运顺槽在留巷时有片帮现象，需减小帮锚杆与顶板间距离。
    ( 5) 锚杆间排距可以优化。从上一工作面15202回风巷来看，支护效果较好，巷道几乎没有表面位移，仅局部有小碎块掉落。
    3· 高预应力支护理念和支护设计优化
    3． 1 高预应力支护理念
    煤矿巷道支护经历了木棚支护、砌碹支护、型钢棚支护和锚杆支护等阶段，2000 年以后全国煤炭行业普遍推广使用锚杆支护［1 － 2］。随着锚杆支护技术的发展，特别是大量复杂困难巷道的出现，广大技术人员对锚杆支护的本质有了更深的认识，主要有以下几点。
    ( 1) 锚杆支护的本质［3］是支护和围岩共同组成锚固体，保持浅部围岩的完整，通过锚索与深部稳定围岩共同形成承载结构。
    ( 2) 从锚杆支护的作用原理［4］出发，不仅重视锚杆的强度，提高单根锚杆的破断力，而且更重视支护系统的刚度，特别是锚杆预应力。巷道围岩一旦揭露立即进行锚杆支护，并施加足够的预应力，控制围岩的早期离层，保持巷道表面围岩的完整，减少其强度弱化。
    ( 3) 提高单根锚杆的强度，通过提高锚杆预应力，破碎条件下加强护表构件等措施提高支护系统整体刚度。可以适当放大间排距，实现支护的低密度，提高掘进速度［5 － 6］。
    3． 2 设计依据
    ( 1) 埋深较浅，地应力数值较小，辅运顺槽经受本工作面回采后留巷期间也几乎没有表面位移，可见现有支护完全能够满足要求。
    ( 2) 煤层平均单轴抗压强度为25． 46MPa，顶板砂岩平均单轴抗压强度为54． 81MPa，煤层和岩层强度均较高，且岩层结构完整，非常有利于巷道支护。
    ( 3) 虽然顺槽断面较大，但巷道成型很好，截割痕迹大部分清晰可见，顶板离层和两帮移近量很小，未见锚杆锚索破断现象。
    ( 4) 锚杆强度保持不变，改变托板结构，增加调心球垫和减摩垫圈，使锚杆受力状态更合理，提高预紧扭矩和预应力之间的转换系数。
    ( 5) 减小锚杆长度，实现只用一根钻杆即完成锚杆孔施工。提高锚杆预紧扭矩，放大锚杆间排距，降低支护成本，提高掘进速度。
    3． 3 顶板支护
    锚杆杆体采用Φ20mm 左旋无纵筋螺纹钢，屈服强度为335MPa，长度为2200mm。采用拱形高强度托板，托板规格为130mm × 130mm × 10mm，有配套调心球垫和减摩垫圈。树脂加长锚固，锚固长度为1100mm。单体锚杆组合塑料网。顶板锚杆间距不变，排距为1200mm。锚杆预紧扭矩不得小于250N·m。
    3． 4 巷帮支护
    煤柱侧为Φ18mm 左旋无纵筋螺纹钢筋，屈服强度为335MPa，长度1800mm，采用拱形高强度托板，托板规格为130mm × 130mm × 10mm，有配套的调心球垫和减摩垫圈。锚杆预紧扭矩不小于250N·m。工作面侧为Φ18mm 玻璃钢锚杆，长度为1800mm，均为单体锚杆，采用塑料网作为护表构件，靠近顶板锚杆距顶板200mm。两帮布置3 根锚杆，排距均为1200mm。
    锚杆支护布置如图2 所示。
               
    4· 现场试验和矿压观测
    高预应力支护设计在15203 胶运试验以后，对巷道矿压进行了监测。监测数据表明，优化后的支护有效地控制住了巷道的变形，减小了锚杆间排距，加快了掘进速度，保证了巷道安全。
    4． 1 顶板离层
    图3 为其中一个顶板离层仪的监测数据。
                
    顶板浅部离层量为9mm，深部离层量为8mm，总离层量为17mm，浅部离层占总离层量的53%。浅部和深部离层数值均小于10mm，顶板离层得到较好的控制。
    4． 2 巷道表面位移
    采用十字布点法监测巷道的表面位移，图4 为15203 表面位移监测曲线。巷道围岩非常稳定，表面位移量非常小。巷道由掘进完成到巷道稳定，巷道两帮移近量仅为10mm。巷道顶板下沉量仅为18mm。
               
    5 ·技术经济效益分析
    对锚杆支护参数进行了优化，通过提高预紧力，锚杆长度缩短为2200mm，钻孔用2200mm 的钻杆一次完成，省掉了换钻杆的工序，排距增大到1200mm。在巷道掘进过程中显示出巨大的优越性，巷道围岩变形量非常小，顶板和两帮煤体基本保持完整。支护速度由原来的每个班支护13 排－ 15 排( 13m － 15m) 增加到每个班支护20 排( 24m) ，支护速度提高了60% 以上; 双巷掘进速度由原来每月1100m 提高至每月1395m，其中最高达到了1726m，掘进速度提高了26． 8%。
    15203 工作面胶运顺槽原支护形式每米巷道支护材料费用为592． 84元，而采用高强度锚杆支护形式每米巷道支护材料费用为508． 04 元。与原支护形式相比，高强度锚杆支护每米支护材料费用降低了14． 3%。
    6· 结论
    ( 1) 对15203 工作面胶带顺槽采用地质力学原位快速测试系统进行原位煤岩体强度测试和围岩结构观察，5 － 2 煤和顶板砂岩强度较高，顶板岩层结构完整。结合以往工程经验，可以对15203 工作面胶带顺槽支护设计进行优化。
    ( 2) 分析现有支护存在的问题和不足，结合高预应力支护理念，对原有支护进行优化。在提高锚杆刚度，保证支护系统可靠性的条件下，优化顶板锚杆长度和施工工艺，加大排距，降低支护密度，减少单位面积上锚杆数量，提高掘进速度。
    ( 3) 井下试验证明，高预应力锚杆支护系统支护效果非常理想，巷道顶板和两帮煤体保持完整，变形量非常小。巷道两帮移近量仅10mm，顶板下沉量仅18mm。支护速度提高60%以上，掘进速度提高了26．8%。每米巷道支护材料费用比原来降低14%左右。
 
 
 
 
 
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