摘要:东滩煤矿3311综放工作面轨道顺槽采用沿空巷道方式;为解决回采期间受动压影响巷道顶帮变形等不安全问题,运用注浆、施工29U型钢梁加固等方式加强巷道支护强度,减少巷道变形;3311综放工作面轨道顺槽新的支护方案实施后减少了回采期间巷修工作量,确保了工作面平稳回采和作业人员安全。
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随着矿井资源整合与开采的不断延伸,为了不造成资源浪费,在设计采煤工作面时经常存在沿空巷道,造成工作面沿空顺槽受压变形,影响工作面的正常回采[1-2]。东滩煤矿3311工作面轨道顺槽为沿空顺槽,为保证工作面回采安全,在大量现场调研及以往累计经验的基础上对工作面沿空顺槽支护方案及安全措施进行了探讨[3-4],以期提高矿井资源回收率,促进煤矿安全生产。
1、工程概况
东滩煤矿综放工作面3311轨道顺槽自3201运顺开门,设计长度为635 m,巷道采用梯形断面锚网带与锚索联合支护方式,巷道设计中净宽5 200 mm,净高4 000 mm。巷道开门后142 m开始沿空掘进,北邻1304工作面采空区,煤柱厚约4 m。3311综放工作面平面如图1所示。
图1 3311综放工作面平面
2、沿空巷道支护设计
2.1 掘进期间支护参数
3311轨顺采用锚网带、锚索联合支护,支护排距为900 mm。
(1)锚网带支护
顶板选用T型钢带支护,规格为4 800 mm×140 mm×12 mm(7孔,孔间距750 mm);顶锚杆选用MG500左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆,规格为φ22 mm×2 400 mm(设计预紧力矩≥300 N·m),间排距750 mm×900 mm。
帮部选用T型钢带支护,上部钢带规格为2 100 mm×140 mm×5 mm(3孔,孔间距850 mm),下部钢带规格为1 100 mm×140 mm×5 mm(2孔,孔间距850 mm);帮锚杆选用MG500左旋全螺纹锚杆,规格为φ20 mm×2 200 mm(中冲区域选用φ22 mm×2 200 mm左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆,设计预紧力矩≥300 N·m),间排距850 mm×900 mm。
(2)锚索加固
巷道顶板隔排施工29U型钢梁(钢梁长4400 mm),每根梁打注3根锚索,锚索间距为2 000 mm,规格为φ21.8 mm×8 000 mm钢绞线锚索,确保锚索锚入坚硬岩层不小于2 m,锚索预紧力不小于200 kN。
巷道两帮隔排施工锚索、安设T形钢带加强支护。其中,实体煤侧采用规格为φ21.8 mm×8 000 mm锚索,上部锚索布置在顶板向下500 mm位置,与水平呈10°~15°仰角打注,下部锚索布置在上部锚索向下1 900 mm位置,垂直煤壁打注;沿空侧上部锚索(φ21.8 mm×5 000 mm)布置在顶板向下500 mm位置,与水平呈25°~35°仰角打注,下部锚索(φ21.8 mm×3000 mm)布置在上部锚索向下1 900 mm位置,垂直煤壁打注。锚索预紧力不小于200 kN,安设T形钢带规格为2 300 mm×140 mm×12 mm。
3311轨道顺槽断面支护如图2所示。
图2 3311轨道顺槽断面支护
2.2 补强支护方案
巷道采帮采取补打锚索、安设29U型钢的方式进行加固;沿空帮采取打设注浆锚杆,压注MZM-70型无机注浆料的方式进行加固,具体方案如下:
(1)采帮加强支护方案
补强加固锚索与帮部原支护锚索间隔布置,锚索选用规格为φ21.8 mm×8 000 mm钢绞线锚索,锚索间排距为1 300 mm×1 600 mm (1 800 mm),第一根锚索打注在肩窝以下900 mm处,第2根锚索布置在第一根锚索向下1 300 mm处。
锚索打注后,安装1 700 mm长的29U型钢梁加强护表。每根锚索使用两根CKb2380型树脂锚固剂进行锚固,锚固力不小于240 kN,预紧力不小于200 kN,锚索外露150~250 mm。
3311轨道顺槽沿空采帮加固如图3所示。
图3 3311轨道顺槽采帮加固
(2)沿空帮加强支护方案
a.支护参数:注浆锚杆与帮部原支护锚索间隔布置,锚杆选用规格为φ25 mm×3 000 mm中空注浆锚杆,锚杆间排距为1 200 mm×1 600 mm(1 800 mm),第1根锚杆打注在顶板以下500 mm处,第2根、第3根依次根据设计间距向下布置。
每根注浆锚杆使用一根CKb2380型树脂锚固剂进行初步锚固,注浆锚杆安装一块200 mm×200 mm×10 mm蝶形托盘,锚杆外露50~100 mm。
b.注浆参数:注浆材料选用MZM-70型无机注浆材料。
注浆料配比:MZM-70型注浆材料设计水灰比为1:2.5~3,施工时,为兼顾注浆效果和浆液流动性,选取水灰比为1:2.5进行拌和,使用ZBQ-8/7型矿用气动注浆泵泵送,MZM-70型注浆料初凝时间为3~4 h,终凝时间为5~6 h。封孔要求:中空注浆锚杆锚注后,依次安装专用止浆塞(若止浆塞周围存在空隙,则使用包装布塞紧)、托盘、螺帽,并将螺帽预紧到位;注浆压力:注浆压力不小于8 MPa。
3311轨道顺槽沿空帮加固如图4所示。
图4 3311轨道顺槽沿空帮加固
3、矿压观测分析
3.1 测站布置情况
为验证3311综放工作面轨顺回采期间补强支护效果,2024年3月在轨顺超前工作面200 m范围内均匀布设了5组围岩变形观测站,分别位于24#、32#、36#、40#、44#收尺点,测站间距40 m。3311轨顺围岩变形观测站布置如图5所示。
图5 3311轨顺围岩变形观测站布置
3.2 围岩变形分析
通过观测数据分析,1#、2#测站围岩累计移近量较大,3#测站围岩累计移近量较小,4#、5#测站数据无变化。
(1)1#测站围岩移近量分析
由表1、图6分析:巷道变形在距离工作面煤壁40 m范围内较为剧烈,围岩累计移近量较大,沿空帮累计移近量747 mm,采帮累计移近量474 mm,顶板累计下沉量323 mm,底鼓量126 mm。
表1 围岩累计变形量统计(1#测站)
图6 3311轨顺受采动影响围岩变形曲线(1#测站)
(2)2#测站围岩移近量分析
由表2、图7分析:巷道变形在距离工作面煤壁80 m范围内较为明显,围岩累计移近量相对较大,沿空帮累计移近量403 mm,采帮累计移近量143 mm,顶板累计下沉量62 mm,底鼓量135 mm。
图7 3311轨顺受采动影响围岩变形曲线(2#测站)
表2 围岩累计变形量统计表(2#测站)
(3)3#测站围岩移近量分析
由表3、图8分析:巷道变形在距离工作面煤壁120 m处开始显现,围岩累计移近量较小,沿空帮累计移近量267 mm,采帮累计移近量6 mm,顶板累计下沉量76 mm,底鼓量20 mm。
表3 围岩累计变形量统计表(3#测站)
图8 3311轨顺受采动影响围岩变形曲线(3#测站)
综上所述,3311轨顺超前应力影响范围约为120 m,距煤壁80 m以内为影响较为明显区域,距煤壁40 m以内为影响高峰区域。受已采相邻工作面残余压力及本工作面回采期间支承压力的叠加影响,轨顺受采动影响两帮变化明显,尤其沿空帮移近量较大。
(4)对比分析
沿空顺槽受邻近采空区残余支撑压力及本工作面回采超前支撑压力的叠加影响,矿压显现剧烈,巷道变形破坏异常严重,对工作面回采影响巨大;通过对3311轨顺现场实测数据与矿井其他类似条件巷道矿压历史数据对比分析,进一步验证了补强支护的优越性。
表4 沿空顺槽回采期间围岩累计移近量对比
图9 沿空顺槽回采期间围岩累计移近量对比
通过表4、图9分析可知,3311轨顺两帮采取补强支护措施后,围岩移近量大幅度减少,未采取补强支护措施的沿空顺槽采帮及沿空帮移近量平均约为补强支护后的2.4倍和2.1倍;说明补强支护提高了帮部围岩的整体性、稳定性及支护强度,支护效果明显。
4、结语
东滩煤矿3311综放工作面轨道顺槽两帮采取补强支护后,两帮及顶底移进量均不同程度地减小,未采取补强支护措施的沿空顺槽采帮及沿空帮移近量平均为补强支护后的2.4倍和2.1倍;29U钢梁具有较强的抗变形能力和护表能力,搭配锚索使用,可减小巷道围岩变形;使用注浆锚杆提高了破碎煤岩体胶结强度,强化了小煤柱完整性,增大了锚杆与孔壁摩擦力,提高了锚杆支护强度。
参考文献:
[1]王建.矿井沿空巷道支护方式及支护参数优化探析[J].西部探矿工程,2024,36(3):149-152.
[2]刘勋,张玲,刘云强,等.孤岛工作面沿空巷道合理支护参数研究[J].新疆钢铁,2024(1):95-97.
[3]冯冉.东滩煤矿3308综放工作面沿空巷道治理及支护技术研究[J].煤矿现代化,2024,33(1):1-4,9.
[4]周晋杰,孙克文,高永飞.沿空巷道掘进支护技术的实践应用[J].内蒙古煤炭经济,2023(23):118-120.
文章来源:王涛.东滩煤矿3311工作面沿空顺槽支护技术实践[J].江西煤炭科技,2024,(04):32-35.
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2025-07-07我要评论
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