[精品]深部野青巷道支护初步研究

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1、深部野青巷道支护初步研究深部野青巷道支护初步研究一.概述：随着我矿矿井开采深度的逐步增加，矿井地压进一步增大，野青煤层巷道的支护变得越来越困难。在我矿已开采的七个深部野青工作面中都出现同一种状况，即掘进工作未完成以前，后路支护就出现了问题，巷道底鼓，两帮大量移近，顶板下沉开裂，甚至发生冒顶。巷道断面不能满足安全生产的需要。在掘进的过程中要返修巷道，给生产地区衔接和生产安全造成严重的影响’同时也大大增加了掘进成本，影响掘进进度，给矿井稳产造成负面影响。针对这种情况，我们对以前的支护方法进行了分析总结，找出支护失败的原因，同

2、时针对矿井开采深度逐步增加的现状，找出更加合理的支护方法，保证巷道服务年限和施工安全。二.以前支护失败原因的分析1•顶板锚索密度小，悬吊力不足，不能平衡矿压。以前采用一排或两排锚索支护，锚索间排距2血一两个月以后就出现顶板开裂，两帮煤岩随同锚杆一同外移，底鼓，个别索具脱落。因顶板支撑力不足,将矿压传递给两帮，两帮煤被压碎，进一步增加了悬顶面积，增大了矿压。最后导致顶板开裂，底鼓，冒顶。2•巷道上帮尤其煤帮锚杆长度不足，煤帮不能起到支护作用，造成巷道实际支承跨度增加，矿压增加。锚杆长度不足，锚杆锚固部位不能深入稳定部位，锚

3、杆随煤帮一同外移，巷帮失去支护作用。造成巷道进一步变形。3•锚杆、锚索的初次锚固力不足对锚杆、锚索的初锚力认识不到，锚杆、锚索的初次锚固力不足，主动支护变成了被动支护，巷道来压变形后才达到设计锚固力，此时矿压已经因巷道变形大大增加，原设计的支护参数已不能抵抗新的矿压强度，支护失败。一.改进后的支护方法1•根据矿压计算，巷道服务时间，合理增加锚索密度。2•根据巷帮移近观测，在巷道上帮加长锚杆长度。3•严格规定锚索、锚杆的初锚力。二.锚杆支护设计煤层情况及顶底板岩性8463工作面地面标高为+135.8-+144.8,井下标高

4、为-620〜-695m。工作面煤层为石炭系太原组4号煤（野青煤），厚度1.1米，煤层结构简单，局部含少量夹石或结核。工作面煤层顶底板岩性表工作面巷道断面及支护设计煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶页岩3.2深灰色，断口呈贝壳状，无层理。直接顶石灰岩0.9-1.3浅灰色，底部深灰，质地坚硬。伪顶直接底中粒砂岩4.8浅灰色，含石英、长石等，中间常2m煤线，有时相变为粉砂岩。老底细粒粉砂岩3.0深灰色，呈层状含白云母薄片。（一）断面设计1•本工作面沿4#煤层顶板布置，摸直接顶掘进，巷道断面为斜矩形，巷道设计

5、净断面.宽*中净高=3.3m*2.Im.（二）锚杆、锚索支护设计1.帮锚杆长度两帮潜在松区宽度1）砂岩帮潜在松区宽度L1Ll=htg（45°一①/2）式中：h岩石帮掘进高度，h=1.5m①---似内摩擦角，砂岩取①=60。L]=l・5xtg（45°-60°/2）=0.4m取帮锚杆长度L=匚+L2+L3L2锚固长度，取1・0mL3---外露长度，取0・2mL=L】+L2+L3=0.4m+l.0m+0.2m=1.6m2）煤帮潜在松区宽度L2=L+LFLV=htg（45°-Q/2）式中：h——煤帮掘进高度，h=1.2m①---

6、似内摩擦角，煤取①=40。Li=l・2xtg(45°-40°/2)=0.6m取上帮煤帮锚杆长度L2=L+LT=1.6m+0.6m=2.2m2•帮锚杆设计锚固力巷道上帮侧压Pzh=sxrh式中：Pzh—巷道侧压kN/m2sx—压力系数，取0.5丫一岩石密度，取24kN/m3H---顶板卸压高度，H=8mPzh=SxTH=0.5x24kN/m3x8m=96kN/m2帮锚杆设计锚固力Pm=96KN/m2x0.8mx3.5m/3=89.6kN3.帮锚杆材质通过计算，选用20SiMn左旋无纵筋螺纹钢钢锚杆，杆体直径①=18mm,屈

7、服强度o=375MPa,屈服载荷95kN,>89.6kN满足要求。4.帮锚杆间排距巷道煤帮中布置两排锚杆，在岩石帮中布置一排锚杆，煤帮上帮采用长2.2m锚杆，岩帮及煤帮下帮采用长1.8ni锚杆，均配以100mmx100mmx6mmA3钢托板，1700mm*70mm梯子梁，用直径16mm普通A3圆钢焊接。间距0.7m,排距0・7m。5•锚固剂锚固剂采用Z2335树脂锚固剂两卷。1)校核煤帮锚杆锚固力卩锚=兀①孑JoL锚K式中：①孔一锚杆孔径，①孔=28mm=0.028mo---锚固剂与煤孔壁之间的粘结强度o煤=1・45MP

8、aL锚---树脂锚固剂长度L锚=0.7mK-一药卷长度充填系数K=1.4P锚=3.14x0.028x1.45x106x0.7x1.4=125KN>95kN满足要求2)校核岩帮锚杆锚固力卩锚=兀①孔oL锚K式中：①孔一锚杆孔径，①孔=28mm=0.028mo—-锚固剂与岩孔壁之间的粘结强度。岩=3MPaL锚---树脂锚