特厚煤层大采高综放面沿空掘巷支护技术
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图片说明: ~5号煤层厚度为11.8~17.7m,平均14.8m;倾角为2~6°,平均3°,矿井相对瓦斯涌出量为2.21m3/t,绝对瓦斯涌出量为44.6m3/min。煤尘爆炸指数为37%,具有爆炸危险。煤层自然发火期为68d,自燃倾向性容易自燃。采用综采放顶煤一次采全高的采煤方法开采,放煤方式采用一刀一放双轮顺序放煤的方式。综放工作面采、装、运、支等作业工序全部机械化,作业工序为:割煤→移架→推前运输机→放顶煤→拉后运输机。8204试验工作面综合柱状如图1所示,煤层埋深为530m左右,由上覆岩层自重形成的垂直应力约为14MPa。图18204工作面柱状塔山矿原有区段煤柱宽38~45m,存在问题:采出率低;巷道位于应力增高区(承载区、弹性能聚集区),维护巷道所需支护强度高,具有弹性能突然释放造成的冲击危险性;超前支承压力影响区内矿压显现强烈(顶板下沉量大、底鼓严重、片帮、W钢带拉断、单体柱压爆等现象)。文献[10]得出塔山煤矿特厚煤层综放工作面侧向支承压力峰值区位于距煤壁35m左右,应力降低区为0~10m左右,采用6m煤柱时[10,14],巷道位于应力降低区内,较为合理。8204工作面长162m,工作面走向长度1100m。采用一进两回三巷布置,其中2204胶带巷、5204回风巷沿煤层底板掘进,8204高抽巷沿煤层顶板掘进。5204回风巷与下区段8206采空区间煤柱为6m。工作面布置见图2。图2工作面布置示意2沿空掘巷力学环境分析沿空掘巷所处的力学环境为:采空区边缘低应力状态;峰后煤体内存在破裂区和塑性区;回采期间受超前支承压力影响,自身强度低(峰后强度)。因而,巷道变形为塑性非线性大变形,变形的力学机制由应力扩容型变形力学机制和结构变形型变形力学机制组合成的复合型变形力学机制,支护采用锚网索耦合支护措施[11-13]
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图片说明: 度高,具有弹性能突然释放造成的冲击危险性;超前支承压力影响区内矿压显现强烈(顶板下沉量大、底鼓严重、片帮、W钢带拉断、单体柱压爆等现象)。文献[10]得出塔山煤矿特厚煤层综放工作面侧向支承压力峰值区位于距煤壁35m左右,应力降低区为0~10m左右,采用6m煤柱时[10,14],巷道位于应力降低区内,较为合理。8204工作面长162m,工作面走向长度1100m。采用一进两回三巷布置,其中2204胶带巷、5204回风巷沿煤层底板掘进,8204高抽巷沿煤层顶板掘进。5204回风巷与下区段8206采空区间煤柱为6m。工作面布置见图2。图2工作面布置示意2沿空掘巷力学环境分析沿空掘巷所处的力学环境为:采空区边缘低应力状态;峰后煤体内存在破裂区和塑性区;回采期间受超前支承压力影响,自身强度低(峰后强度)。因而,巷道变形为塑性非线性大变形,变形的力学机制由应力扩容型变形力学机制和结构变形型变形力学机制组合成的复合型变形力学机制,,支护采用锚网索耦合支护措施[11-13]。沿空掘巷掘进前和回采期间支承压力分布如图3所示[10]。3锚网索耦合支护设计3.1巷道支护参数5204巷为矩形断面,掘进断面尺寸5200mm×3600mm,净断面尺寸5000mm×3300mm。巷道采用锚杆+锚索+W钢带+锚索组合钢梁+金属网联合支护,如图4所示,具体支护设计过程见文献[14]。巷道顶板支护锚杆为左旋无纵筋螺纹钢锚杆(鐖22-M24-2500),每排7根加W钢带,中部锚杆垂直巷道表面安装,两侧锚杆与水平面夹角75°,锚杆排距800mm,间距800mm,锚杆直径22mm,长2500mm,杆尾螺纹为M24mm,锚杆托板为120mm×120mm×5mm高强度拱形托板。W钢带为BSH5000×250×4mm钢带托板(排距800mm);锚索排距1600mm,间距2000mm,直径22mm,长8300mm,均与顶板垂
【作者单位】: 煤炭科学研究总院开采研究分院;天地科技股份有限公司开采设计事业部;
【基金】:国家重点基础研究发展计划(973计划)(2014CB046302)
【分类号】:TD353
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本文编号:2514153
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