联合支护技术在松散围岩巷道中的应用

《联合支护技术在松散围岩巷道中的应用》由会员上传分享，免费在线阅读，更多相关内容在工程资料-天天文库。

1、联合支护技术在松散围岩巷道中的应用李鹏王志文汾丙矿业集团新柳煤业公司032303摘要新柳煤业有限责任公司是一座具有50多年开采历史的特大型现代化矿井，井W范围内小窑、古窑分布较多，均存在不同程度的越界越层开釆。另外，随着矿井开采深度不断延伸，在回采下层煤过程中，造成回采巷道围岩松散破碎、结构疏松、自稳性差、矿压大且来压迅速。在三盘区1120工作面掘进过程中，我公司釆用锚杆、锚索、W钢带、网+25#U型钢棚联合支护形式，有效控制了巷道的强烈变形，提高了掘进速度和降低了后期维护成木，取得了良好的支护效果。关键词破碎围岩联合支护控制巷道变形1.工作面概况三盘区1120工作面所掘煤层均为太原

2、组llfr煤，煤层厚度4.6-4.8m,均厚4.7m,含四层以上夹矸，夹矸厚0.02-0.2m，煤层倾角l-8°,平均3°左右，属近水平煤层。工作面老顶为K2灰岩，厚度5.6m,致密、坚硬、抗压强度940kg/cm2。直接顶为页岩，厚度4.3m，深灰色、具层理，抗压强度389kg/cm2,无伪顶，直接底为高岭土泥岩，厚度3.0m,灰白、遇水变软膨胀，抗压强度147kg/cm20231120工作面位于三盘区南翼，总体呈背斜构造,该工作面左靠2318工作面，10#>11#煤己回采，右邻2322工作面，11#煤己回釆。该工作面上部10#煤已回采，前半部为太子里二坑9#煤破坏

3、区，中部为三河UI古窑及杏足沟旧矿9#煤破坏区，后半部为王才堡古窑9#煤破坏区。在巷道初期掘进过程，顶板、煤壁压力大，巷道变形严重，造成局部地段原锚杆支护失效。一个月内曾返工2次，进行扩帮、起底并补打锚杆棚维护。既增大了安全风险和掘进成木，又严重影响了巷道掘进速度。2.断面规格及联合支护参数2.1工作面顺槽断面规格铺杆支护浄断面：宽×高=4000mm×2850mm=11.4m2。联合支护净断面：（上宽+下宽）×高/2=（3500mm+4040mm）×2700mm/2=10.2m22.2联合支护参数顶锚杆采用O20mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆

4、，长度2200mm,间排距750×1000mm,每排6根，矩形布置，顶上两角锚杆钻眼方向与水平向成75度角钻进，其余锚杆垂直于顶板平面布置。W钢带由3mm的钢板制成，长度为3.95m。托饼采用Φ120mm,眼径为24mm的高强度托饼，每根锚杆配套一支MSK2337（上）和一支MSZ2355（下）型锚固剂。施工时贴顶铺设由12#铅丝织成l.l×9.4m的菱形网，两侧下垂2.6m，并用帮锚杆压牢。两帮采用Φ16mm×1.8m的圆钢锚杆，每排各打三根，呈矩形布置，间排距为1.0×1.0m,每根锚杆配套一支MSZ3537型锚固剂

5、和Φ110mm、眼径20mm的高强度托饼。锚索采用Φ17.8mm×6.3m的钢绞线，托盘为16×300×300mm的钢板，配套一支MSK2355（上）和两支MSZ2355（下）型锚固剂及相配套的锚具。每排施工两根，间排距为1.6×4.0m。U型棚选用U25型钢棚，棚梁长3.85m，梁头设计奋棚腿固定槽，棚腿长3040mo棚腿安设吋与垂线成6°角，柱窝深度100mm,棚距1000mm,相邻棚子之间用4根14#钢筋拉杆拉紧，每架棚子用18根1200×100×50mm的勾木盘帮勾顶。1.支护思路

6、及效果分析1120工作面受上部小窑破坏及四邻采动影响，围岩松散破碎、结构疏松，自稳性差、承载能力低，矿压大、来压迅速，传统的锚杆支护理论（悬吊理论、组合梁理论、加固拱理论等）对此不适合，因此，根据1120工作面的实际情况,以锚杆、锚索支护围岩强化理论为指导，采用锚杆、锚索，W钢带与U型钢棚联合支护的方法控制顶板。该种支护方式具有以下特点:A、釆用锚杆、锚索和W钢带支护,形成群锚效应控制恭道顶板，形成高强锚固体系，冇效减小巷道顶板压力洞吋利用锚索锚固深的特点，控制巷道围岩的深部位移，从而奋效地控制顶板严重下沉;B、U型钢棚自重小，支护操作方便，容易控制煤帮内移和顶板的不均匀下沉。主动支

7、护、被动支护相结合能有效减轻巷道压力和巷道变形。采用锚杆、锚索，W钢带与U型钢棚联合支护的方法施工吋，先进行锚杆、锚索，W钢带支护，在滞后工作面2-3m进行架棚支护，通过顶板、煤壁位移监测数据显示，冇效的将顶板下沉量和煤壁位移量控制在0-100mm和0-200mm,相对未采用联合支护前分别减少移近量100mm和150mm。1.结束语实践证明，这种锚杆、锚索、W钢带和U25型钢棚联合支护形式，具有操作方便、施工速度快、支护强度高、适应性强、整体稳定性好等优点