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大佛寺矿回采巷道扩修段支护技术研究_张永涛.pdf

1、大佛寺矿回采巷道扩修段支护技术研究张永涛1,陈文1,刘家鹏1,杨飞1,吴志刚2(1.陕西彬长大佛寺矿业有限公司,陕西 彬长712046;2.中国矿业大学 煤炭资源与安全开采国家重点实验室,江苏 徐州221116)摘要:针对大佛寺矿近距离开采条件下40204工作面运输巷道扩修段支护技术的实际工程问题。对巷道围岩原支护失效原因进行具体分析,得出巷道失稳原因以及变形特征。然后提出扩修支护方案并加以运用,最后对巷道进行表面位移监测验证支护效果得出相应结论。关键词:近距离煤层;回采巷道;支护技术;矿压监测中图分类号:TD353文献标志码:A文章编号:1008 8725(2023)02 051 03Stu

2、dy on Support Technology of Extension Section of Mining Roadwayin Dafosi MineZHANG Yongtao1,CHEN Wen1,LIU Jiapeng1,YANG Fei1,WU Zhigang2(1.Shaanxi Binchang Dafosi Mining Co.,Ltd.,Binchang 712046,China;2.State Key Laboratory of Coal Resources andSafe Mining,China University of Mining and Technology,X

3、uzhou 221116,China)Abstract:Aiming at the practical engineering problems of the support technology of 40204 workingface transportation roadway extension section under the condition of Dafosi mine close mining.Thefailure reason of roadway surrounding rock original support is analyzed in detail,and th

4、e instabilityreason and deformation characteristics of roadway are obtained.Finally,the surface displacementmonitoring of the roadway is carried out to verify the support effect and the corresponding conclusionsare drawn.Key words:close distance coal seams;mining roadway;support technology;undergrou

5、nd pressuremonitoring第42卷第02期2023年02月煤炭技术Coal TechnologyVol.42 No.02Feb.2023doi:10.13301/ki.ct.2023.02.0120引言我国的煤炭资源分布广泛,煤层的赋存形式也多种多样,大部分以多层煤的形式存在。对于多层煤开采,当2层间距较大时,下部采煤受上部采煤影响较小。当层距较小时,上覆煤层开采后会留下采空区和煤柱,破碎顶板岩层通过煤柱向下传递压力。在原岩应力和采动应力的叠加作用下,下煤层采动巷道部分区域压力增大,巷道稳定性控制面临较大困难。因此,为了控制因上覆煤层煤柱应力作用下失稳的回采巷道,需研究新型的巷

6、道围岩控制方案。1巷道赋存条件及失稳特征(1)巷道赋存条件大佛寺矿矿井开采煤层为4煤和4上煤,其中4煤为主要可采煤层,4煤与4上煤层间距为0.843.55 m。而40204工作面位于4上煤已采工作面采空区及煤柱下方。工作面运输巷与4上煤已采工作面采空区外错42.5 m,层间距为1040 m。由于上覆煤层煤柱向下传递支撑压力的影响,巷道部分区域产生不同程度的破坏失稳。(2)巷道失稳特征40204工作面运输巷外段复用原40202工作面泄水巷。40202泄水巷已严重变形,煤柱侧巷帮出水严重,且两帮收敛量较大,达到600 mm,帮脚强烈内移,巷道帮部变形如图1所示。巷道底板为泥岩遇水软化膨胀,且现场支

7、护不合理,巷帮最上部锚索斜打至顶板,不仅无法控制巷道顶板端部的变形,也无法控制帮部肩窝处的变形。巷帮和顶板的接触位置是巷道围岩的应力集中区,若用1根锚索同时支护顶板和巷帮,不但起不到良好的支护效果,还会增加后期巷道修护成本。为有效控制40204工作面运输巷的围岩变形,需对40204工作面运输巷采取高强稳定型支护技术进行扩修。图140204运输巷帮部变形图315,掘前抽放管300抽放支管2225,排水管108,供风管108,供水管108,排水管风筒3 5004004001 0004 1005 80070051(3)巷道原支护方案40204工作面运输巷外段780 m原设计为矩形断面,如图2所示,巷

8、道宽度5.8 m,高度3.5 m。巷道顶板原采用金属螺纹钢锚杆配以钢带、钢筋网及锚索联合支护,顶板锚杆规格为20 mm2 300 mm,矩形布置,间排距700 mm800 mm;锚索采用18.9 mm7100mm钢绞线,矩形布置,间排距1400mm800mm。帮部采用12#菱形铁丝网、锚杆、锚索及桁架联合支护,帮部锚杆规格为18mm2000mm,间排距800mm800 mm;对应40202工作面停采线向里帮部加打2排锚索,锚索规格为18.9 mm3 500 mm钢绞线,间排距1 000 mm1 600 mm。图240204运输巷原设计支护断面图240204工作面运输巷外段扩修技术方案40204

9、工作面运输巷扩修段支护方案图如图3所示。对于40204工作面运输巷扩修段,在原有支护基础上,顶板采用21.8 mm7 100 mm锚索进行补强。在每4根锚索的中间位置沿钢带边缘补打1根锚索,1个断面需补打3根锚索,加强支护锚索间排距1 400 mm800 mm。考虑到两帮扩修影响,除此3根锚索外,在该补强锚索支护断面内,靠顶板两端各补打1根锚索,1个断面实际施工5根锚索。当两帮扩修后,顶板端头锚杆距帮超过450 mm后,应在锚杆支护断面内在顶角处补打1根锚杆,锚杆规格22mm2500 mm,并配合挂钢筋网。每根锚索使用1根msk23/35(里)和5根msz23/35树脂锚固剂,搭配300 mm

10、300 mm16 mm托盘。锚索张拉力须大于250 kN(35 MPa)。在新施工锚索张拉后,应对其周围原有的锚杆、锚索重新进行预紧或张拉,以充分发挥原有锚网支护的锚固作用。帮部采用注浆锚索、普通锚索、菱形网联合支护,煤柱侧帮部锚索规格为21.8 mm5 300 mm,工作面侧帮部锚索规格为21.8 mm3 500 mm,锚索间排距800 mm800 mm,每排5根,隔排的第2、第4根锚索采用注浆锚索进行深孔注浆,注浆锚索规格与同侧的普通锚索规格一致。每根锚索使用1根msk23/35(里)和3根msz23/35树脂锚固剂,搭配300 mm300 mm16 mm托盘。锚索张拉力须大于210 kN

11、(30 MPa)。(a)支护断面图(b)顶部补强支护展开图(c)帮部扩修支护展开图图340204工作面运输巷扩修段支护方案图3现场试验为验证新型支护方案的可靠性,当40204工作面回采时,在40204工作面运输巷扩修段停采线外通过十字布点法布置测点实时监测巷道围岩表面位移量。40204工作面运输巷扩修段巷道围岩相对移近量与回采工作面距离之间的关系如图4所示。由图4可知,当工作面推进到距测点322 m时,巷道围岩大佛寺矿回采巷道扩修段支护技术研究张永涛,等第42卷第02期Vol.42 No.02螺纹钢锚杆182 000锚索18.93 500108,供风管108,供水管108,排水管风筒315,掘

12、前抽放管2225,排水管2315,排水管3004005 8002008003 4003 5008008008001003008004507001 4001 4001 4008007007007007007007004501 2001 000锚杆202 300锚索18.97 100锚杆202 300锚索18.97 10021.87 1005 8002008003 4003 5008008008001008008008008001002001 3001 5001 4001 4001 3001 5002001 4001 4001 40080080045045070070070070070070070

13、01 4008001 4001 4008002001 5001 4001 4001 5002001 3008008008008008008001 3005 800顶部原锚索18.97 100顶部补强锚索21.87 100顶部原锚杆202 3001508008008008001508003 500新施工普通锚索21.85 30021.83 500或新施工注浆锚索21.85 30021.83 500或52开始产生明显变形,巷道两帮围岩相对移近量达到3 mm;巷道顶底板围岩相对移近量达到3 mm。这表明巷道围岩开始受到工作面采动影响。巷道两帮围岩相对移近速率也随着工作面的推进逐渐增大。从测点开始受到

14、采动影响直至工作面回采结束,即工作面推进到距测点150 m时,非工作面侧帮部围岩位移量为137 mm,工作面侧帮部围岩位移量为127 mm。这说明新型支护方案对帮部围岩变形起到了较好的控制作用。试验巷道顶底板也在测点受到采动影响后开始位移,其中,顶板最终下沉量为110 mm;底鼓量为87 mm。且巷道顶底板围岩相对移近量比巷道两帮围岩相对移近量小。在采用高强稳定型锚网支护技术方案扩修巷道后,试验巷道围岩位移整体得到了有效控制。图4巷道围岩表面位移变化曲线图4结语根据大佛寺矿回采巷道地质条件及近距离煤层开采条件下煤柱下方巷道围岩变形和原有支护的特点,应选用高强度高预应力锚杆对巷道进行支护。并在层

15、间距较小的部位采用高强度锚索对支护结构进行补偿支护,形成高强度稳定支撑方案。尽量避免扩修巷道再次修复影响生产。根据巷道围岩表面位移变化随测点距工作面距离变化曲线图可知,按照新型支护方案扩修巷道之后,巷道两帮围岩相对移近量为264 mm;巷道顶底板围岩相对移近量为197 mm。巷道围岩控制效果较好,达到预期要求。通过对支护薄弱部位及层间距较小的区段进行补强支护,一方面能保证围岩完整性,充分发挥围岩自身承载性能,材料性能充分利用;另一方面对不同层间距区域采取不同加强支护方案,保证回采巷道在回采期间的正常使用,实现安全高效开采。参考文献:1康健,孙广义,董长吉.极近距离薄煤层同采工作面覆岩移动规律研

16、究J.采矿与安全工程学报,2010,27(1):51-56.2史育龙.近距离下位煤层开采留巷强化支护技术研究J.煤炭工程,2019,51(S2):53-55.3于辉.近距离煤层开采覆岩结构运动及矿压显现规律研究D.北京:中国矿业大学(北京),2015.4彭高友,高明忠,吕有厂,等.深部近距离煤层群采动力学行为探索J.煤炭学报,2019,44(7):1971-1980.5计平,查文华,宋新龙.极近距离煤层联合开采矿压显现规律研究J.煤炭科学技术,2014,42(12):8-11,15.6许家林,朱卫兵,王晓振.基于关键层位置的导水裂隙带高度预计方法J.煤炭学报,2012,37(5):762-769.7康红普.煤矿预应力锚杆支护技术的发展与应用J.煤矿开采,2011,16(3):25-30,131.8孟庆彬,韩立军,张帆舸,等.深部高应力软岩巷道耦合支护效应研究及应用J.岩土力学,2017,38(5):1424-1435,1444.9何富连,邹喜正,瞿群迪,等.采动软岩巷道卸压工程的设计与实践J.矿山压力与顶板管理,2002(1):40-42,109.10张镇,康红普,王金华.煤巷锚杆-锚

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