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1、综放面沿空掘巷支护与矿压显现潞安局王庄矿 杨建立 牛红伟 宇黎亮摘要 文章对王庄矿4320综放面风巷煤柱尺寸、支护参数等问题进行了探讨,现场矿压观测结果表明,当煤柱尺寸为5m时,采用“锚—网—棚”联合支护方式能很好地控制巷道围岩变形,满足生产要求。关键词 综采 放顶煤 沿空掘巷1 生产地质条件虑应尽量减小煤柱尺寸,但同时也得考虑有利于采用锚网支护技术维护巷道。试验表明:4320面位于井田南翼,深200m,煤厚平留3m或5m煤柱巷道均处于应力降低区,但均710m,为一宽缓的小型向斜构造,平均倾由于受采空侧支承压力的作用,离煤壁2
2、～角1°。风巷与4318运巷间留5m煤柱,与排3m的煤体已破碎,在受本工作面回采动压瓦斯巷相距10m,全长1282m,工作面长影响时,煤柱必遭严重破坏,巷道难以维护,168m,巷道布置系统如图1所示。且巷道围岩破碎,难以采用锚杆支护,因此不宜选用。实验表明用5m煤柱护巷,围岩破碎程度较低,巷道容易维护;因此采用5m煤柱护巷。212 支护设计在煤巷支护设计中采用锚杆支护先进技术,因风巷断面大,顶帮均是煤体,且一侧采空,还要受回采动压影响,为使巷道保持稳定,采用“锚-网-棚”联合支护;为保证割煤安全,靠工作面帮采用竹锚杆支护;巷图1
3、4320综放面巷道布置示意图道顶和外帮铺设金属网;巷道支护材料主要#是Á16×1800mm的A3锚杆和11矿用工煤层顶板有一层伪顶,厚011m,为灰黑字钢;鉴于巷道的底板岩性较好,基本无底色泥岩;直接顶为317m厚的粉砂岩,灰黑、鼓现象,因此不采取加固措施。坚硬;老顶为8121m厚的中砂岩,浅灰色,厚213 支护参数的确定层状,坚硬,局部相变为细砂岩;直接底为#砂质泥岩,局部相变为细砂岩或粉砂岩;老根据3煤层综放面矿压显现规律和锚底为中砂岩。杆支护理论,确定支护参数为:棚距018m;顶锚杆间排距018m,帮锚杆间距016m,排2
4、 沿空掘巷支护设计与支护参数距018m,孔深1165m。为提高两帮的抗剪能力,将两帮的顶、底排锚杆穿入顶底板中。211风巷煤柱尺寸的确定“锚-网-棚”联合支护布置如图2所示。采用小煤柱护巷、从提高采区采出率考·8·1998.№4 矿山压力与顶板管理 为防止局部危岩片帮、冒顶,顶板和外帮挂金属网维护,顶、帮分开使用。网片间#搭接100mm,每隔300mm用16铅丝连好。靠工作面帮的竹锚杆规格为:1800×25×14mm,用水泥速凝药卷锚固。为增加帮的抗剪能力,顶排用金属锚杆。竹
5、锚杆的木托盘规格为250×250×30mm。3 矿压观测311 测站的布置及观测内容根据试验巷道的条件,布置了两个测站,图2 风巷“锚-网-棚”联合支护示意图1测站离切眼170m,2测站离切眼90m。测为确保锚固质量可靠,巷道顶、帮锚杆站布置见图1,观测内容和观测手段如表1均采用树脂药卷锚固。所示。根据树脂药卷与锚孔的粘结强度,锚固表1 矿压观测内容及工具长度L按下式进行计算:序号项 目内 容使用工具NL=顶底、两Ppd帮移近量式中 N设计所需锚固力,65kN;围岩表顶板下沉量、1KM-1型收敛仪底鼓量d锚固直径,42mm;面
6、位移上、下帮p药卷与孔壁的粘结强度,取移近量2210Nömm。巷道顶板内计算得锚杆锚固长度围岩深部1～3m处:L>250mm,取2内、外帮KM-1型深部位移计250mm。部位移煤体内部锚孔直径为42mm,故用Á35mm药卷,1～3m处锚杆受力MYJ-10锚杆测力计为保证锚固质量,锚固剂体积应不小于锚头3支架受力工字钢锚孔体积减锚头的钢筋体积。经计算得装药CH-10型压力盒支架受力长应不小于295mm,因此采用Á35×300mm掘、采及无的树脂药卷一卷即可。经井下拉拔试验表明,支架构采动影响阶4统计分析其锚固力能达到设计要求。件情
7、况段支架构件受损情况巷道顶板、两帮均为煤体,且断面大,受测试顶和两采动影响时,预计巷道变形较大。为了增大5围岩松帮煤体的声BA-Ê型围岩动范围松动测试仪锚杆体系的可延伸量,在煤壁与金属网之间波传播速度加半园柱形的木托盘,木托盘规格150×300mm。经实验室试验和现场观测木托盘可312 矿压观测分析压缩20～30mm,从而使锚杆体系整体可延31211 掘进期矿压分析伸量增大到50～70mm,大大增加了锚杆支(1)巷道表面位移如图3所示,分别为护对围岩变形的适应性。金属托盘采用圆形两个测站巷道表面收敛及变形速度曲线。铸铁托盘,直径
8、Á100mm,厚10mm。巷道表面位移观测结果表明:掘进影响矿山压力与顶板管理 1998.№4·9·(3)支架受力分析。测得工字钢棚腿受力均小于9kN,这说明工字钢支架对围岩提供的支护抗力较小,不能及时对围岩支护。锚杆受力情况在未受瓦斯巷掘进影响时三点受力分别为
