孤岛工作面集中应力治理的实践和探索

孤岛工作面集中应力治理的实践和探索第一章概述一、工作面概况郑煤集团米村煤矿井田面积13.4平方公里，现生产能力150万吨/年，主要开采山西组二叠系二1煤层。260071工作面位于-150水平26扩大区，东部邻26扩大区皮带巷、轨道巷，南部及西部为已回采的26071工作面，与26071工作面净煤柱2.0m，北部为已回采过的原260061综采工作面，净煤柱2.0m。该工作面走向长度840m，倾斜宽20-122m，面积7753㎡，工作面标高-123～－65.3m，掘进范围内煤层为二1煤，煤层最小厚度为0.8m,最大厚度为10.1m,平均厚度为4.8m,该工作面受南北西三处空区采动影响，形成了叠加集中应力，煤层受到较高的地应力作用，其完整性全部受到破坏，产生很多裂隙，矿山压力显现明显，原采用29#12㎡U型钢支架，变形量剧烈，巷道掘进后数天内已不能满足正常使用。二、项目背景孤岛工作面上、下付巷均为沿空掘进巷道，由于受空区采动影响，煤柱工作面处受压比原始应力高数倍、数十倍甚至更高的支撑压力，致使巷道破坏和收敛十分严重，对工作面正常掘进和回采影响极大，我们对沿空掘进巷道的矿山压力显现及支护工艺和综合治理措施进行了深入的研究和探索，总结出了一套较好的办法，为我矿今后煤柱工作面掘进巷道提供了技术保障。第二章关键技术及创新点我们重点对260071孤岛工作面掘进送巷进行压力治理，通过增强单位支护能力，提高围岩自身稳定性，完善支护结构的综合性高强稳定耦合支护技术对巷道压力进行治理，取得了较好的效果。本课题的关键技术及创新点：①260071上车场交岔点四个十头汇集处的支护方案选择；②优化29#12㎡U型钢设计支护，提高抗侧压能力；③皮带机头、变向处采用36#12.5㎡U型钢支护；④小棚距配合4道工字钢连锁对巷道进行加强支护；⑤提前进行煤体卸压；第三章技术路线及方案实施一、260071上车场交岔点汇集处的支护方案260071上车场利用原260061下车场，因上付巷工程量较大，我们在上付巷推行无极绳绞车机轨合一技术运输，无极绳绞车房设计在该上车场处，加260071上付巷十头及回风联眼十头（如图1），该交岔点处汇集四个十头，压力层层叠加，该处既要保证巷道使用断面，又要确保使用时间，因此支护难度非常大。1、暗抬门支护1)支护原理原煤巷支护形式主要采用29#12m2U型钢支护，巷道交岔点根据设计位置改变支护形式采用12#工字钢3.5*3.0m(梁*柱)，在靠支巷一侧架“一捻三”工字钢抬门棚，另一侧架工字钢戗棚，摘除支巷一侧的柱腿。巷道使用过程中出现以下问题：①支架稳定性差，工字钢梁柱弯曲变形，抬门棚梁翻、梁柱错口，巷道使用年限短，维修量大。②交岔点处有效断面小，影响矿井运输、通风、行人、排水、管线铺设，不利于安全生产。根据现有的支护形式，通过增大主巷工字钢长度，使抬门棚柱腿架在主巷工字钢梁的后身，靠梁齿外侧，紧贴煤壁抬门，提高支架抗侧压力，增大巷道的断面。1）工字钢规格：靠U型钢过渡棚工字钢的规格决定交叉点的断面，若一侧开口需摘柱腿的工字钢梁净裆等于过渡棚工字钢梁净裆长加上工字钢一侧的下扎宽度再加上工字钢的厚度，需摘柱腿一侧的梁齿与工字钢梁的夹角为85°，梁齿外加长450mm，两侧梁齿内侧加焊100×50×50mm(长×宽×高）的三角肋板。此交叉点过渡棚工字钢的规格为3.8×3.5m工字钢，需摘柱腿工字钢规格为4.6×3.5m。其特制工字钢结构如：图2图22）施工工艺在原260061下车场采用4.6×3.5m工字钢架8棚，采用4.0×3.5m工字钢“一捻五”抬门，靠4.6m工字钢架3棚3.8×3.5m工字钢，将中线、三角线捻正后，架2棚3.8×3.5m工字钢，向前变为4.6×3.5m工字钢架9棚，然后架6棚3.8×3.5m工字钢，面向施工方向左帮使齐，过渡棚与特制工字钢之间棚距必须达到0.6m，无极绳绞车房帮靠梁齿内侧采用4.5×3.5m工字钢“一捻三”抬门，下付巷开口帮采用4.5×3.5m工字钢“一捻五”抬门，回风联眼帮采用3.5m工字钢两根联锁，根据皮带铺设需要摘腿。3）为增加支架的整体稳定性，抬门梁腿各安装三道（450×500×10mm)铁夹板。2、锚索加固1)加固机理为保证交叉点使用效果，增强十头抗压能力，对整个十头进行锚索喷浆，锚杆在层状顶板中具有将“叠合梁”转化为“组合梁”的功能，软弱围岩中锚杆的“压缩拱”功能等。锚杆的锚固作用体现为径向和切向锚固力的作用。径向锚固力与普通框式支护所提供的支护力类似，都是对围岩施加围压，将围岩由单向、双向受力状态转化为双向、三向受力状态，提高围岩的稳定性。围岩体的变形大多是从岩体中的弱面开始的，在围压的作用下，围岩沿着弱面滑动或张开，最终导致巷道断面的收缩，由于锚杆杆体贯穿弱面，它限制围岩沿弱面的滑动和张开，这种限制力称为切向锚固力。切向锚固力改善了弱面的力学性质，从而改善了围岩的力学性质。因此锚杆是兼有支护与加固两种作用的较完美的支护形式。利用锚索将被动支护悬吊在基本顶上，通过对锚索增加要求的预应力，提高主动支护效果，但锚索预应力在平面上的影响范围是有限的，通过安装托梁，不但减小了锚索的密度，而且能有效的控制破碎顶板和高地应力情况下的巷道变形，锚索采用Ø15.2×6000mm1860级低松弛钢绞线，端部锚固采用两根CK2390树脂药卷，预应力不低于120kn，锚固力不低于180kn，托梁采用12#工字钢，长2.6m，锚索孔距托梁两端300mm。2）锚索的施工采用MQT-85型风动钻机靠两边第一棚工字钢梁内侧距帮1m垂直巷道轴线打眼,钻孔末端保证钻进直接顶2m,锚索孔吹洗干净,然后按托梁锚索孔设计距离打另一个眼,安装时,保证工字钢托梁锚索孔外侧各担着一对工字钢,锚索头外钢绞线余120mm,预防锚索头失效,可重新锚索。2、优化12㎡29#U型钢支护方案260071上付巷掘进原巷道采用12㎡29#U型钢支护，巷高3.0m,下净宽4.2m,梁腿搭接350mm,两帮各用2个卡缆，5道拉杆连锁加固，棚距0.6m,塑料网、椽子背帮顶。掘进数天，两帮变形量剧烈，支架变形严重，巷道断面严重变小，不能满足正常需要。1）支护形式的确定根据地质生产条件以及外部环境，影响260071工作面正常掘进的地质因素主要包括以下几个方面：1、受回采动压影响比较明显，巷道收缩剧烈；2、煤底板等高线形态、钻孔资料及附近已得地质资料总体分析，260071工作面地质构造条件相对较复杂、断裂、褶皱构造发育，且局部煤底板起伏变化明显，对正常掘进造成影响。结合以上分析，采用加大帮扎角度的新U型钢可缩性支架支护。对U型钢进行优化：如图316991133110R2=2500R1=2000387400164127238533277OOO44383150L梁＝39452）U型钢支护参数确定①支架初始断面尺寸的确定支架初始断面尺寸的确定方法,一般是根据巷道用途(通风、运输、行人、设备布置等)先设定一个基本矩形断面,再加上预留支架可缩面积得出支架初始矩形断面。②确定搭接长度C搭接长度C有两种方法来确定，一是按支架初始净断面积S净选取，如表2-1；二是按支架跨度来确定。搭接长度主要是为保持支架稳定性而设计的，而影响其稳定性的参数是支架跨度及构件的长短，因此，可用支架初始净宽B为参变量来选定搭接长度C，如表2-2所示。表2-1由净面积确定C值2/mS净＜1010～15＞15mmC/400450500表2-2由跨度B确定C值B/m＜33～3.94～5＞5C/mm370400450500③确定拱顶圆心角α1拱顶圆心角是影响支架承载能力和保证支架可缩性的重要参数之一。拱顶圆心角的选定应根据巷道围岩的特性来确定，若巷道顶板压力P1与侧帮压力P2之比较大，拱顶圆心角选大些；反之，则选小些。拱顶圆心角的取值范围应在90～140°之间。④确定顶拱曲率半径R1及侧拱曲率半径R2为使支架具有较好的承载能力和良好的可缩性能，R1应满足:N=R2/R1=1.0～1.4，其中，当顶板压力P1与侧帮压力P2相等时，取N=1.0支架承载能力最好,即在承受均压时的半圆拱。由以上四点现场实际操作，确定参数为：弧形顶梁曲率半径R1=2000mm,弧长L梁=3945mm；两柱腿上端曲率半径R2=2500mm，柱腿直线部分为1133mm,弧形部分为1699mm；顶梁与柱腿的搭接长度C=400mm；拱顶圆心角α1=110°。3)优化前后对比优化前后，对U型钢进行为期一个月的观察，并设置帮顶位移监测点，进行矿压观测，如表2-3、2-4，观测结果表明，优化前巷道顶帮变形量较大，优化后顶帮变形量明显变小，掘进期间成巷后的前60d水平变形量较大，最大为180mm，巷道垂直变形量较小，自巷道成巷后，顶底板位移量最大为70mm，均属于正常变形量。优化前上下付巷帮顶位移量监测表2-3时间（天）顶底板移近量两帮收殓量100.030.06200.070.1300.110.17400.150.23500.170.31600.230.38优化后上下付巷帮顶位移量监测表2-4时间（天）顶底板移近量两帮收殓量100.010.02200.020.05300.020.07400.030.12500.050.15600.070.183、皮带机头、变向处采用36#12.5㎡U型钢支护260071上、下付巷铺设SJ-650/44型皮带，皮带机头所占巷道空间较大，工作面掘进期间实行机轨合一，运料与运煤同步进行，根据铺设设备的尺寸和用途，运料和行人需要，确定皮带机头及变向处断面。皮带运输机、无极绳索车设备最宽1.1m，索车与皮带机身的间距不小于0.3m，行人帮间距不小于0.8m，非行人帮宽间距不小于0.3m，考虑巷道支架变形（400mm）确定皮带机头处采用12.5㎡U型钢支护，净高3.2m，净宽4.6m。4、小棚距配合4道工字钢连锁对巷道进行加强支护采用优化后的U型钢，效果明显，但受三向叠加压力影响，经对顶底板位移监测点分析，棚子还是有所变形，为强化U型钢整体稳定性，将原0.6m棚距改为小棚距0.4m，帮顶采用4道2.6m工字钢连锁，即:U型钢腿尖向下1.5—1.6m处,腿尖向上0.2—0.3m处，工字钢之间搭接为0.3m，经对顶底板监测点分析，巷道联合支护后，顶帮变形量变化较小，最大为40mm，巷道垂直变形量最大为110mm。帮顶位移量监测表2-4时间（天）顶底板移近量两帮收殓量100.010.02200.020.05300.020.07400.030.09500.030.1600.040.115、提前进行煤体卸压掘进工作面压力集中点在掘进前方5—6m,通过提前打钻孔，让压力向前运动，减少工作面压力集中的问题，钻孔数4个，钻孔水平间距0.8m，垂直间距1.0m，在每班施工前进行，采用气动式钻机配合1.0m麻花钻杆进行打眼卸压。第四章技术经济效益一、社会效益①260071交叉点处采用暗抬门支护方式，在现有的支护形式的基础上增大了巷道断面，更有利于矿井的运输、通风、行人。②目前，煤矿随着开采深度的增加，受水害影响越来越大，巷道工字钢交岔点矿井发生水灾时，经常发生冒顶、塌落甚至堵人等事故，利用暗抬门支护技术能有效提高巷道交岔点综合抗灾能力，具有较强的实用性。③合理的支护形式及其参数的设计，结合过硬的工艺实施技术和强有力的安全管理制度，能有效地减少巷道冒顶、片帮事故的发生。④科学选择金属可缩性支架的参数,可以充分发挥支架的承载能力、减少维修费用、增加支架的使用次数。⑤合理设计U型钢可缩性支架的结构,合理使用和维护支架,通过联锁加固，提高支架的整体稳定性，对矿井安全生产有重要意义。⑥提前将工作面压力集中区进行转移，缓解了直接对支架的承载能力，提高支架的使用效率。⑦随着各矿井向深部开采的发展，矿山压力显现更加剧烈，我矿孤岛孤岛工作面集中应力综合治理的成功，为今后矿井井巷支护提出了新的途径、新的概念、新的思路、新的办法。为煤矿长远发展奠定了基础，必将取得显著的社会效益。二、经济效益分析260071上下付巷单纯采用29#12㎡棚子支护时，在工作面贯通后