回采巷道超前无反复支护技术研究.pdf
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1、146roadw023.5410):146-153移动扫码阅读WANG Qi,SONG Dejun,YAN Dianhua.Research on non-repeated advance support technology in mining146-153.王琦,宋德军,闫殿华.回采巷道超前无反复支护技术研究J.煤矿安全,2 0 2 3,54(10):SafetyinCoal MinesOct.20232023年10 月No.10Vo1.54第54卷第10 期煤发全D0I:10.13347/ki.mkaq.2023.10.019回采巷道超前无反复支护技术研究王琦1.2.3.4,宋德军军2.
2、3.4,闫殿华22,3,4(1.煤炭科学研究总院,北京10 0 0 13;2.煤矿采掘机械装备国家工程实验室,山西太原0 30 0 0 6;3.中国煤炭科工集团太原研究院,山西太原0 30 0 0 6;4.山西天地煤机装备有限公司,山西太原0 30 0 0 6)摘要:以王家岭矿12 30 2 回风巷为背景,通过现场调研、理论分析、工程实践等方法对巷道超前支护技术进行了研究。通过现场调研分析了巷道超前支护应解决的主要问题,提出了长距离支护与无反复支护的超前支护思路;通过理论分析确定超前集中应力峰值距工作面距离为8.2 2 m,超前采动影响区域长度为37.0 9m,结合以往现场实际监测结果,确定超
3、前支护长度不低于40 m,考虑锚杆(索)支护系统的支护作用,确定巷道超前支护强度不低于2 6 7.38 kPa。提出了“预先主动、一次承载、协同作业、整体支护”的长距离超前支护理念,研制了ZLQ3200/18/37型超前支护运载成套装备,介绍了支护装置的主要技术参数,并结合巷道实际开采地质条件,确定了巷道长距离超前支护方案。实践表明:超前长距离无反复支护技术应用效果良好,巷道围岩得到了较好的维护,可以满足巷道超前安全支护要求。关键词:回采巷道;长距离;超前支护;无反复支护;围岩控制;巷道支护中图分类号:TD353文献标志码:B文章编号:10 0 3-496 X(2023)10-0146-08R
4、esearch on non-repeated advance support technology in mining roadwayWANG Qil.2.34,SONG Dejun?n23-4,YANDianhua2,3,4.(1.China Coal Research Institute,Beijing 100013,China;2.National Engineering Laboratory for Coal Mining&ExcavationMachinery Equipment,Taiyuan 030006,China;3.China Coal Technology and En
5、gineering Group Taiyuan Research Institute,Taiyuan 030006,China;4.Shanxi Tiandi Coal Machinery Co.,Ltd.,Taiyuan 030006,China)Abstract:Taking No.12302 roadway of Wangjialing Mine as the research background,the advance support technology was re-searched by means of field investigation,theoretical anal
6、ysis and engineering practice.The main problems that should be solved ofthe advance support are analyzed by field investigation,and the advance support ideas of long-distance support and non-repeted sup-port was proposed.The distance from the peak of the advance concentrated stress to the working fa
7、ce was 8.22 m,and the length ofthe area affected by the advance mining was 37.09 m through theoretical analysis.Combined with the actual monitoring results of theprevious site,the length of the advance support was determined to be no less than 40 m.Considering the support effect of the bolt(cable)su
8、pport system,the advance support strength was determined to be no less than 267.38 kPa.This way,the long-distance ad-vance support concepts of“pre-active support,one-time bearing,cooperative operatation,and overall support was proposed,thetype of ZLQ3200/18/37 advance support and transportation equi
9、pment was developed,the main technical parameters of the supportdevice were introduced,and the long-distance advance support scheme was determined combined with the actual mining geological收稿日期:2 0 2 2-0 7-2 9责任编辑:朱蕾基金项目:山西省基础研究计划资助项目(2 0 2 10 30 2 12 448 8);天地科技股份有限公司科技创新创业专项资助项目(2 0 2 0-2-TD-ZD001
10、,2022-2TD-ZD014)作者简介:王琦(198 9一),男,山西晋中人,助理研究员,博士研究生,主要从事巷道支护技术与装备方面的研究工作。E-mail:147SafetyinCoalMinesOct.20232023年10 月煤防发全No.10Vol.54第10 期第54卷conditions.Practice shows that the application of long-distance and non-repeated advance support technology is effective,the entrysurrounding rock has been wel
11、l maintained,which can meet the requirements of safety advance support for mining entry.Key words:mining entry;long distance;advance support;non-repeated support;surrounding rock control;roadway support回采巷道是长壁综采工作面安全通风和辅助运输的重要通道,其围岩的有效维护对工作面安全、高效生产具有重要意义-1。受采动影响,在工作面前方一定范围内巷道围岩破坏变形速度增大,特别是当围岩稳定性较差时进
12、入工作面附近巷道会大幅度变形,在一定程度上影响了工作面的安全生产。因此,为减小采动过程中超前集中应力对巷道破坏,需要对回采巷道进行超前加强支护。目前综采工作面回采巷道主要通过不同类型的超前支护装备进行加强支护,超前支护装备有单体液压支柱和不同类型的超前支护支架:单体液压支柱超前支护往往通过人工作业,由于存在劳动强度大、支护效率低、初始支护强度不均匀、具有一定安全隐患等局限,已难以满足工作面安全高效开采超前支护要求;目前许多综采工作面采用超前支架进行加强支护,主要包括整体式超前支架组、分体式超前支架组及单元支架等4-5。针对不同的开采地质条件,许多学者对回采巷道超前支护问题进行了大量的研究。王国
13、法等6 在分析工作面回采巷道超前采动应力影响范围和分布规律的基础上提出了“低初撑力、高工作阻力”的超前支护设计原理,形成了超前支护装备和巷道围岩耦合支护系统;曹连民等7 、郭文彬等8 曾明胜9、闫殿华等10 根据工作面回采巷道实际开采条件和超前支护需要解决的关键问题,设计了相应的迈步分体式超前支架组,并分别用于工程实践;李明忠等11 针对8.2 m超大采高工作面大断面巷道的实际地质条件和支护难点,设计了智能化迈步自移式超前支架组,并用于现场实践;张坤等12 分析了超前液压支架组与巷道锚杆(索)耦合支护力学特性,超前支架组-锚固非等强支护策略,并通过相似模拟实验进行验证性研究;徐亚军等13-14
14、 研究了超前支架自适应支护理论,分析了具有螺旋式推进器行走部的单元式超前支架自适应移架方式,解决了单元式超前支架与巷道顶板及锚护系统的协同匹配难题;高喜才等15 针对复合顶板薄及中厚煤层工作面巷道超前支护存在的问题,开发了1种由端头支架和超前支架组成的轻型自移式超前支护系统,并进行了现场应用;李飞16 针对鄂尔多斯冲击矿压巷道实际条件,对抗冲击大阻力巷道超前支架进行选型研究,并用于现场实践。上述研究推动了回采巷道超前支护技术的进步,对超前采动影响区内回采巷道合理有效的维护具有重要意义。为此,在上述研究的基础上,以中煤华晋王家岭煤矿12 30 2 综放工作面回风巷为研究背景,针对巷道实际开采条件
15、和超前支护要求,提出了1种新型长距离超前支护技术,并用于工程实践。1工程概况1.1开采地质条件中煤华晋王家岭煤矿12 30 2 工作面所采的2#煤层平均埋深为30 0 m,平均厚度为6.2 8 m,煤层结构简单,含1 2 层夹研,单轴抗压强度为7.0 97.59MPa;工作面采用综放工艺回采,其中采3.0 m,放3.2 8 m,垮落法处理顶板。工作面顶板以砂质泥岩为主,单轴抗压强度为2 5.12 34.2 4MPa;工作面底板为泥岩,单轴抗压强度为2 0.6 3 2 6.2 7 MPa。工作面煤层及顶底板特征如图1。顶底板厚度/m柱状岩性特征岩层灰黑色,厚层状,细粒结构,细砂岩5.85钙质胶结
16、,层面含暗色矿物,均匀层理砂质灰色,钙质胶结,坡状层理,5.90泥岩坚硬,含少量暗色矿物结构简单,半暗-半亮型煤,2煤6.28一般含1 2 层炭质泥岩夹研深灰色,泥质结构,含丰富泥岩5.60植物叶茎化石图112 30 2 回风巷岩层地质柱状图Fig.1Roof and floor histogram of 12302 roadway12302回风巷设计为矩形断面,巷道掘进宽度为5.2 m,净宽度为5.0 m,掘进高度为3.55mm,净高为3.3m,沿底掘进,护巷煤柱宽度为6 m。巷道采用锚杆、锚索、金属网及钢带联合支护:顶板使用g22mm2200mm型左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆,间排距为10 0
17、 0 mm900mm,顶板两端锚杆与竖向方向夹角为15,其余垂直于顶板布置,148SafetyinCoal Mines2023年10 月Oct.2023第54卷No.10Vol.54煤砺发全第10 期预紧力不低于10 0 kN;顶板锚索采用21.6mmx6250mm的高强度钢绞线,间距为2 0 0 0 mm,排距为18 0 0 mm,预紧力不低于2 0 0 kN。巷道两帮采用g20mm2000mm型左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆,间排距为90 0 mm900mm,帮部最上方与最下方锚杆与水平方向夹角为15,其余垂直于顶板布置。底板进行混凝土硬化处理,铺底厚度为150mm,混凝土强度等级为C30。1.
18、2巷道超前支护现状相邻以往工作面生产实践表明,回风巷超前采动范围较长,巷道在工作面前方约40 m处巷道开始出现较大的变形,为满足工作面长距离超前支护要求,工作面采用迈步分体式超前支架组与单体液压支护进行超期支护:其中超前支架组支护长度为2 0 m,随着工作面推进,超前支架组交替迈步向前移架;超前支架组前方采用单体液压支柱支护,每排布置2 根单体支护,间距为2.6 m,立柱距帮部距离均为1.2 m,支护长度为2 0 m。实际生产过程中超前支护范围内巷道顶板最大下沉量为6 7 0 mm,煤柱帮最大变形量为98 0 mm,煤壁帮最大变形量为42 0 mm,底板最大变形量为6 5mm;局部区域锚杆失效
19、,实际支护效果不理想。分析其原因,一方面由于在工作面前方2 0 40 m范围内单体立柱支护密度较小,超前支护强度不足,不能较好的减缓超前采动对锚杆(索)支护系统的影响,导致锚杆(索)支护系统受到一定的破坏,顶板离层发育,帮部岩体受顶板上覆岩层的运移影响而发生一定的扩容变形,进人工作面前方020m范围内超前支架组支护区域时巷道已受超前采动影响而发生一定程度的变形;另一方面,单体液压支柱通过人工打设,为避免单体液压支柱对局部破碎顶板的进一步破坏,在实际支护过程中施加的初始支护强度往往较小,造成整体支护强度不均匀,不利于顶板的维护2巷道超前支护思路2.1需解决的主要问题根据相邻工作面超前支护实践与现
20、场监测结果,认为工作面在超前支护过程中仍存在如下问题需进一步解决。1)超前支护方式。相邻工作面以往生产实践表明,在工作面前方约40 m处的未支护区域内巷道开始发生较大变形,巷道超前支护长度为40 m,在工作面前方2 0 40 m范围内采用单体立柱支护,该范围内单体立柱支护密度较小,实际支护效果较差,进人工作面前方2 0 m范围后巷道已发生较大幅度的破坏变形,超前支护对围岩的维护效果不佳,需改变该范围内的超前支护方式,使巷道在未发生较大幅度变形之前得到有效支护,从而减小超前采动影响对巷道围岩的破坏速度。2)支护装置与围岩适应性。超前支护作为1种临时加强支护方式,与巷道锚杆支护系统共同维护超前剧烈
21、采动影响区内巷道围岩的稳定,在实际支护过程中支护装置与围岩应具有良好的适应性,应避免对巷道顶板及锚杆支护系统的破坏,在工作面前方2 0 40 m范围内单体立柱支护过程中不能保证有均匀的初始支护强度,进人工作面前方2 0 m范围内超前支架组在反复“承载-卸载”移架过程中对巷道顶板及锚杆支护系统造成一定的破坏,支护装置与巷道围岩的适应性问题需进一步解决。3)巷道围岩变形问题。该矿采用窄煤柱护巷,护巷煤柱为基于沿空掘巷上覆岩层空间分布特征与掘巷工艺,成巷后在工作面超前采动影响下,巷道容易发生较大幅度的破坏变形,超前支护装备应具有合理的结构,以减缓巷道围岩破坏变形速度。2.2超前支护思路根据12 30
22、 2 回风巷超前支护应解决的主要问题,提出了长距离超前支护与无反复支护的超前支护思路,具体如下:1)长距离超前支护。回采巷道未受工作面超前采动影响时围岩可以保持相对稳定的状态,在超前采动影响下巷道顶板岩层会发生一定的破坏变形,顶板离层逐渐发育,对锚杆(索)支护系统造成一定的破坏,通过长距离超前支护,即对巷道前方受采动影响较小的区域进行长距离加强支护可以减小超前采动影响下巷道顶板上覆岩层的回转变形速度,抑制顶板离层发育,减小上覆岩层回转过程中对巷道两帮带来的破坏,保持超前支护范围内巷道围岩的整体稳定。2)无反复支护。巷道在工作面前方2 0 40 m范围内已发生一定的变形破坏,在超前支护过程中支护
23、装备的反复“承载一卸载”在一定程度上会加剧对巷道顶板的破坏,实际支护效果并不理想通过改变移架方式实现无反复支护,从而避免支护装置对巷道顶板及锚杆支护系统的反复承载破坏,减小巷道围岩破坏变形速度。149SafetyinCoal MinesOct.20232023年10 月煤矿发全No.10Vol.54第10 期第54卷3超前支护技术3.1超前支护范围工作面自切眼处开始,随着持续推进上覆岩层会经历直接顶初次破断垮落、基本顶初次破断垮落和基本顶周期性破断垮落等过程,工作面上覆岩层应力会随着上覆岩层破断运移发生动态变化,并在工作面前方一定范围内形成超前应力集中区,逐步达到1种相对平衡的状态,在工作面前
24、方会形成塑性区、弹性应力增高区和原岩应力区。根据极限平衡理论17-18 ,在工作面前方集中应力峰值位置距工作面的距离X。可按照式(1)计算:m,1+sin kpgHXoln(1)21-sin N式中:m为煤层采高;为煤岩层间的摩擦系数;为煤体内摩擦角;k为超前应力集中系数;p为上覆岩层密度;N。为煤体残余承载强度;H为埋深。工作面前方弹性区域内距工作面X处煤体所受垂直应力,可按式(2)计算:,=kpgHeu(o-x)(2)式中:入为测压系数。在弹性应力增高区与原岩应力区的交界处,有o=pgH,代人式(3),有:mX=Xo+lnk(3)2u根据相邻工作面实际监测数据,结合煤岩体物理力学参数测试结
25、果,u=0.24,=2 8.7 4,k=2.2,p=2.5m,=0.33,考虑工作面顶煤回收率的影响,有 m=5.8 m。将各参数代人,得X=8.22m,X=37.0 9m。结合相邻工作面超前支护实践,回风巷道在工作面前方40 m处开始出现较大幅度变形,结合目前工作面超前支护长度,综合分析,确定超前支护长度不低于40 m3.2超前支护强度超前支护的主要作用是支护装置协助巷道锚杆(索)支护系统,与锚杆(索)支护共同维护巷道围岩稳定,在确定超前支护强度时,要充分考虑锚杆及锚索对巷道围岩的支护作用。12302回风巷道上覆顶煤厚度为2.7 3m,顶煤上部为厚5.9m的砂质泥岩,可将其视为直接顶,直接顶
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