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文档简介
E4401下顺槽掘进作业规程.........................................................3
第一章前言............................................................3
第一节概述.........................................................3
第二节编写依据.......................................................3
第二章地面位置及地质情况................................................3
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况...............................3
第二节煤(岩)层赋存特征............................................3
第三节地质构造...................................................5
第四节水文地质.....................................................5
第五节施工建议.........................................................6
第三章巷道布置及支护说明................................................6
第一节巷道布置.....................................................6
第二节顶板监测.....................................................7
第三节支护设计....................................................8
第四节支护工艺..................................................27
第四章施工工艺......................................................31
第一节施工方法..................................................31
第二节凿岩方式..................................................31
第三节装载与运输...............................................33
第五节管线及轨道敷设...............................................35
第六节设备及工具配备...............................................36
第五章生产系统.........................................................36
第一节通风......................................................36
第二节压风......................................................41
第三节瓦斯防治......................................................42
第四节综合防尘......................................................42
第五节防灭火........................................................44
第六节安全监控......................................................44
第七节供电......................................................45
第八节排水......................................................47
第九节运输......................................................47
第十节照明、通信和信号...............................................51
第六章劳动组织及主要技术经济指标......................................51
第一节劳动组织......................................................51
第二节作业循环......................................................53
第三节主要技术经济指标.............................................54
第七章安全质量管理.....................................................55
第一节工程质量验收要求.............................................55
第二节文明生产管理制度.............................................55
第三节煤质管理制度.................................................56
第四节机电设备管理要求.............................................56
第八章重大危险源及有害因素辨识表.......................................58
第九章安全技术措施.....................................................61
第一节一通三防....................................................61
第二节、开口管理安全措施...............................................62
第三节顶板管理.......................................................62
第四节防治水.....................................................63
第五节机电....................................................64
第六节运输....................................................70
第七节其他....................................................72
第十章灾害应急措施及避灾路线............................................74
第一节避灾原则.....................................................74
第二节矿工自救、互救的行动原则....................................75
E4401下顺槽掘进作业规程
第一章前言
第一节概述
E4401下顺槽工程总计工程量为637.9m,整体呈爬坡趋势由北向南逐渐增大,平均
坡度4。,采用锚网及锚索联合支护,在地质条件较差地段采用加套矿工钢支架加强支护。
按照生产接续计划安排,于2013年10月中旬开始对E4401F顺槽进行施工。
第二节编写依据
1、依据《E4401工作面设计说明书》;
2、依据《E4401工作面地质说明书》
3、依据潞新公司二矿4#煤层采掘工程平面图;
4、依据《煤矿安全质量标准化检查标准》和《煤矿安全规程》中有关规定编制本作
业规程。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地面为平缓之戈壁,地势北高南低,地表高程为+1064.3'1079.9m,坡度17.5%。,上
覆少量植被。东部靠近煤层露头,西部为东翼皮轨下山,北部为DF100、DF101正断层,南
部为未采实体煤。其顶底板岩性详见“E4401下顺槽综合柱状图”。
第二节煤(岩)层赋存特征
该工程所处4#煤层埋深为191m(北侧)-229m(南侧),平均煤厚5.7m。4#煤上部
及下部以半亮型煤为主,节理裂隙较发育,脆性强,中部以半暗型煤为主,富含丝炭质,韧性
较强。,煤层结构较简单煤层中夹有1~2层中灰煤,分别厚0.PO.4米,其中距煤层底板约
3.4-4.2米处有一层厚约0.18米的光亮型煤,其下0.4米有一层厚约0.2米的中灰煤,以
上标志层对掘进作业有较强的指导意义。本工作面煤层产状平均走向NE58°,与顺槽方位
的锐夹角为58°,倾向SE,倾角3.8°~4.9°,整个工作面煤层在走向及倾向上稍有起伏,
赋存较稳定。下顺槽总体呈4。爬坡趋势。
附表1:煤层顶底板情况
平均厚度
顶底板名称岩石名称岩性特征
(m)
砂砾岩,浅红色,厚状,以火山岩屑为主,砾径为
老顶砂砾岩3.28-174.5
0.5-9.5cm,磨圆度差,分选差。
深灰色,灰色至黑色泥岩、块状、致密、性脆、平
直接顶粉砂着4.7
行层理发育、含炭屑、泥质胶结,具滑动面。
伪顶炭质泥岩2.28深灰炭泥,随采随落,局部较破碎
灰白色,局部含砾,厚层状、致密、泥质钙质胶结,
直接底粉砂岩18.1
局部夹有炭泥
老底5#煤3.30黑色,块状、以亮煤为主,暗煤次之
根据2012年矿井瓦斯等级鉴定,矿井相对瓦斯涌出量为0.72n?/t,瓦斯绝对涌出量为
4.03m3/min,二氧化碳相对涌出量为0.76m3/t,二氧化碳绝对涌出量为4.28n?/min;因此
矿井为低瓦斯矿井。(具体情况见下表:
附表2:煤层参数特征表
指标数值备注
煤层厚度/m5.0〜625.7
煤层倾角/(°)最大坡度4.9°,平均坡度4。
煤层硬度/f1.7-3.0中硬煤
煤层层理中等发育
煤层节理中等发育
自然发火期/d3~6个月具有自燃性
煤层爆炸指数25.66%具有爆炸性
掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量0.15m3/min
低温//16〜22
地压无异常
附图1:E4401下顺槽综合柱状图
工作面综合柱状图
;1:200
厚度(m)
地层时代层
状咫极厚岩性
号
界系统组平均厚
砂砾岩,浅红色,厚状、火山岩
•0°•
屑为主,砾径以力0.5-9.5cm为
13.28-174.5主,磨圆度差、分选差。
粉砂岩,深灰色至灰黑色泥岩,
中2.25-5.9
8块状、致密、性脆、平行层理发
--4.7育、含炭屑、泥质胶结、具滑动
中-OQ
八00•OO深灰色炭质泥岩,随采随落,局
31.9-2.65
侏2.28部较破碎。
卜
道
侏
生罗4#煤,黑色,碎块状、参差状断
湾口、条带状结构、半亮-暗淡煤,
4.8-5.8以半亮型煤为主。结构简单,
罗4半坚硬。
组7
系
统1
界粉砂岩,灰白色,局部含砾、H
18.14-19.6层状、致密、泥质钙质胶结、软,
5
18.70局部夹有炭质泥岩。
—5#煤,黑色,块状、以亮燥为主、
63.05-3.37暗煤次之,半暗型,半坚硬。
■3.30
第三节地质构造
E4401工作面位于+830水平东翼下山采区,煤层产状平均走向NE58°,与顺槽方位的
锐夹角为58°,倾向SE,倾角3.8°~4.9°,平均4.4°。整个工作面煤层在走向及倾向
上稍有起伏,赋存较稳定。工作面内无大中型构造产出。
据已有的三维地震资料,工作面内没有落差5米以上的断层,另据已掘东翼+830皮带
打巷及东翼+830轨道大巷,E4401下顺槽在掘进过程中,可能将会揭露落差在0.5-1.0m
的小断层,预计对掘进影响不大,对今后工作面回采将产生一定影响。总体构造方面对掘
进生产影响不大。
节理:与其它区段类似,以南北方向的节理裂隙为主,发育程度中等。
附图2:E4401上、下顺槽地质平、剖面图
第四节水文地质
东翼采区的电法勘探正在进行,水文地质情况在掘进过程中严格执行据“有疑必探,
先探后掘”的原则,在掘进施工中若发现有异常水文地质情况,应立即停止作业,撤出人
员,上报地测科。为此在掘进的过程中,要密切注意顶板的含水情况,若出现顶板滴、淋
水和其他水文地质异常情况,应及时采取防治水措施,待隐患处理掉后再进行掘进工作。
第五节施工建议
1、据预想剖面开切眼区域在掘进的过程中,应做为安全重点,密切注意顶板的含水情
况,若出现顶板滴、淋水和其他水文地质异常情况,应及时采取防治水措施,查明水情后再
进行掘进工作。
2、掘进工作面的坡度问题:掘进工作面在掘进时应注意参照“E4401工作面上下顺槽
预想地质剖面图”,控制好掘进巷道的坡度,原则上不允许出现倒坡即下坡,如巷道起伏过
大,将进行考核。
3、上下顺槽在掘进过程中,要求每隔80.0米进行一次全煤厚钻探,并记录上报。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
开口位置在830轨道下山一段,一次转角45°平进12nl后以9°爬坡掘进40.57m
后到830皮带下山一段西帮上方边沿,煤皮留设厚度1m,穿830皮带下山前在穿过部
分架设工字钢支架加强支护,再平进53m从830皮带下山一段顶部和830回风下山一段
底部穿过后施工17.35m联络巷,联络巷施工完毕进入E4401下顺槽正巷,以4.5°下
坡施工55m与830皮带下山一段贯通。沿煤层顶板掘进。担负运料、行人及回风作用,
采用锚网及锚索联合支护,在地质条件较差地段采用加套矿工钢支架的方法。巷道内铺
设有供电、供水、排水、供风、注氮等管线。
附图3:巷道断面布置图
1
0
0
6
9
*
6
001
6
H
-00900900
-4
11300
F20*2000mmA3圆削]
电缆钩/z
Ik风派c
二
s。2
0
二6
1000.|
4200_
第二节顶板监测
•、观测对象
主要观测对象:整个E4401下顺槽巷道全程观测。
二、观测内容
主要内容:锚网巷道顶板离层量、巷道表面位移变化量、锚杆锚固力、预紧力检测,
支架变形量。
三、观测方法
1、顶板离层仪观测:
安设位置:每30m,在巷道中安设•组顶板离层指示仪,另外开口处,里、外交岔点
处、贯通处各安设一组顶板离层指示仪。(开口处顶板离层指示仪滞后工作面20m打设,
防止放炮崩坏)在巷道中部用锚杆钻机钻6m深的孔,安设顶板离层指示仪,深基点6m,
浅基点2.4m,直接读取锚固区内、外的离层值。
观测方法:安装顶板离层监测仪后,一周内由验收员或班组长观测(每小班观测1
次),第二周指定专人(验收员)每天观测一次,2周以后,顶板稳定后,由队技术员每周
观测1〜2次,并汇报队值班人员,作好记录。
注:当顶板离层指示仪在绿色区域为安全区;进入黄色区域,为警示区,每排顶锚
杆需增打一根,同时加密观测频度;进入红色区域,为危险区,必须增大锚杆、锚索支护
密度,必要时采取架设矿工钢的方式加强顶板控制。
2、表面位移观测
2.1观测范围:E4401下顺槽已掘的所有巷道。
2.2布点原则:均匀布点与随机布点相结合。
均匀布点:每10〜30nl设置一个测点,设点时距迎头应不大于20m。
随机布点:巷道条件发生变化如围岩条件变化、支护形式或参数变化、遇构造带、
淋水段等特殊地段必须随机增设观测点或加大布点密度。
2.3测点设置方法:
巷道变形量观测采用倒“T字”布点法,在帮锚杆从下而上第三根锚杆端头顶端作为
测量基点。采用其他方法设点时,应具体说明其安设技术要求。顶底板移近量观测应选择
在巷中,两帮移近量应选择在两根锚杆头位置。
2.4观测频度
煤巷开挖二个月内(自迎头向后不小于300m),岩巷开挖2个月内(自迎头向后不小
于150m),每2天观测1次;之后每周观测1次。
3、预紧力抽检:
施工中,由专质质量验收员按不小于30%的工程量和不大于两天的时间间隔,用扭矩
扳手对支护锚杆螺母、U钢卡栏预紧力进行抽检,顶锚杆扭矩达到300N-m,帮锚杆达到
200N•m,卡栏扭矩不得小于150N.ni即为合格,否则该区域的锚杆、卡栏必须重新拧紧
或打设,同时做好抽检记录。
4、锚杆锚固力的抽检:
施工期间,要定期进行锚杆锚固力测试,每300根随机抽取3根锚杆进行非破坏性
拉拔检查,顶锚杆锚固力应大于105KN为合格,帮锚杆锚固力应大于73KN为合格,若发
现不合格,及时在其附近补打。
第三节支护设计
1锚杆支护设计方法介绍
现有的锚杆支护设计方法很多,如基于以往经验和围岩分类的经验设计法,基于某种
假说和解析计算的理论设计法,以现场监测数据为基础的监控设计法•大量实践经验证明,
单独采用任何一种方法都不符合巷道围岩复杂性和多变性的特点,因而达不到理想的设计
效果。只有采用包括试验点调查和地质力学评估、初始设计、井下监测和信息反馈、修正
设计和日常监测的动态信息设计方法,才是符合井下巷道围岩特性的科学的设计方法。其中
试验点调查包括围岩强度、围岩结构、地应力及锚固性能测试等内容,在此基础上进行地
质力学评估和围岩分类,为初始设计提供可靠的参数。初始设计采用数值计算和经验法相
结合的方法进行,根据围岩参数和已有实测数据确定出比较合理的初始设计。然后将初始
设计实施于井下,并进行详细的围岩位移和锚杆受力监测,根据监测结果验证或修正初始
设计。正常施工后还要进行II常监测,保证巷道安全。本设计包括试验点调查和地质力学
评估,锚杆支护初始设计,井下施工所需材料、设备和工艺,矿压监测和仪器等内容。
2试验点调查和地质力学评估
东翼回风下山与东翼回风大巷相通,东翼回风下山与828皮带大巷相接,位于东翼皮
带大巷的南侧,西邻DF90逆断层,整个工程巷道全长1654.4m。主要用于东翼下山采区各
工作面的回风工作,现已掘进900m多,支护方式为锚杆、锚索组合支护,顶板锚杆为<|)20mm
螺纹钢,两帮为M6mm圆钢,锚索直径为<(>18.9mm,锚杆间排距为800X800mm,锚索为
2000X3000mm,施工质量较差,支护效果差。该工程所处4#煤层埋深为230.7(北侧)〜
409.0m(南侧)。
4#煤层平均煤厚6.1叫两极厚5.8~7.0m,煤层结构较简单,距亮煤以下0.7m有一层
厚约0.2m的中灰煤。
东翼回风下山布置在未采区域,为实体巷道,沿4#煤层顶板掘进。东翼回风下山先于
830轨道下山(沿顶板)及830皮带下山(沿底板)掘进,巷间净煤柱宽度为25.8巾,有■
定动压影响但较小。
2.1地质构造
东翼回风下山所处煤岩层总体赋存较稳定,煤岩层总体为一南倾的单斜构造,巷道掘
进至623m位置时,将揭露三维地震勘探出的落差约为3.0m的小型逆断层,巷道掘进至
919.8m位置时,将揭露三维地震勘探出的落差约为4.0m的正断层。
在巷道地质条件变化附近时,应随时根据井下具体情况对支护设计进行调整,必要时
采取加固措施。
2.2水文地质情况
因煤层顶板为砂岩及泥岩组合,且煤层本身为一弱含水层,掘进后过一段时间会在巷
道内节理、裂隙发育地段出现巷道帮顶潮湿现象,局部巷道会有滴水现象,使工作面内局
部涌水量稍有增大,因是下山掘进,因此掘进时应每隔一定距离将排水管路、排水设施及
泵窝准备好,以便于及时排水。
1、在掘进过程中要提前做好排水准备工作,完善排水系统,排水管路随工作面及时延
接,防止因工作面积水而影响掘进工作。
2、掘进过程中必须严格执行“有掘必探”的探放水原则。
3、施工过程中要严格执行对地质构造的“先探后掘”的探测制度,在探测时发现有水
涌出时.,严禁拔出钻杆。
2.3地质力学测试结果
2.3.1地应力
2012年初对潞新二矿进行了四个测点的地应力测量,结果如表1所示。从量值上来划
分,潞新二矿应力场量值属于中等偏低应力值区域。距离东翼回风下山较近的后两个测点
在数值上为。H>。h>。V型,即最大水平主应力大于最小水平主应力大于垂直应力。根据
理论研究和数值模拟分析,在该类型应力场环境中,巷道最优的布置方向为巷道轴线方向
平行于最大主应力方向,最大水平主应力对巷道顶底板的影响作用大于对两帮的影响。距
离东翼回风下山最近的是第三测点,其最大水平主应力方向为N3L9°E,东翼回风下山
的布置方向为N2.5。E,与最大水平主应力之间的锐角为29.4°,受地应力的影响较大,
巷道顶板左侧破坏相对严重。附表3.
序埋深垂直主应力最大水平主最小水平主最大水平主
测站位置
号/m/MPa应力/MPa应力/MPa应力方向
1680皮带延伸下山3699.239.505.17N48.4°W
2E4205下顺槽3055.7213.337.07N47°W
3东扩830回风下山2345.8511.126.01N31.9°E
4N4303下顺槽1924.8010.005.39N27.7°E
2.3.2围岩强度
第三测点顶板以上0〜2.3m为泥质砂岩,2.3〜8.7m为砂质泥岩,8.7〜10m为砂岩,
巷帮为煤体,计算得4#煤体强度平均值为16.38MPa。
个
白
二15
〉S
S1O
5
0
012345678910
钻孔深度(in)
2.3.3围岩结构
通过全景式电子窥视仪观察孔壁不仅可以得到巷道顶板各岩层的岩性及厚度,还可以
清晰地看到各岩层的节理、裂隙、离层、破碎等结构。
现场窥视得到的第三测点顶板岩层柱状图如图4所示。矿方提供的地质资料显示,4#
煤层底板为5〜10m的砂岩层,再往下为5#煤层。
附表4:
岩性厚度向)累积厚度(m)岩性描述
砂质泥岩0.920.1灰-灰白色,岩层较完整性
煤0.419.2黑色,发亮,夹泥岩条带
砂质泥岩4.318.8夹煤线,岩层较为完整
煤0.514.5黑色,发亮
砂质泥岩314夹煤线,裂隙较为发育
砂岩2.311灰白色,中厚层状,夹少量砾岩,岩层较完整
灰白色,中厚层状,层状结构,夹煤线,横向裂
砂质泥岩6.48.7
隙发育,岩层完整性一般
灰-灰白色,泥质胶结,含植物化石,裂隙发育,
泥质砂岩2.32.3
夹煤线,横向裂隙较为发育,岩层完整性一般
3巷道支护形式和参数选择原则
3.1设计原则
3.1.1支护参数确定的原则
(1)•次支护原则。锚杆支护应尽量一次支护就能有效控制围岩变形,避免二次或多
次支护。一方面,这是矿井实现高效、安全生产的要求,为采矿服务的巷道和嗣室等工程,
需要保持长期稳定,不能经常维修;另一方面,这是锚杆支护本身的作用原理决定的。巷
道围岩一旦揭露立即进行锚杆支护效果最佳,而在已发生离层、破坏的围岩中安装锚杆,
支护效果会受到显著影响。
(2)高预应力和预应力扩散原则。预应力是锚杆支护中的关键因素,是区别锚杆支护
是被动支护还是主动支护的参数,只有高预应力的锚杆支护才是真正的主动支护,才能充
分发挥锚杆支护的作用。一方面,要采取有效措施给锚杆施加较大的预应力;另一方面,
通过托板、钢带等构件实现锚杆预应力的扩散,扩大预应力的作用范围,提高锚固体的整
体刚度与完整性。
(3)“三高一低”原则。即高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度原则。在提高锚
杆强度(如加大锚杆直径或提高杆体材料的强度)、刚度(提高锚杆预应力、加长或全长锚
固),保证支护系统可靠性的条件下,降低支护密度,减少单位面积上锚杆数量,提高掘进
速度。
(4)临界支护强度与刚度原则。锚杆支护系统存在临界支护强度与刚度,如果支护强
度与刚度低于临界值,巷道将长期处于不稳定状态,围岩变形与破坏得不到有效控制。因
此,设计锚杆支护系统的强度与刚度应大于临界值。
(5)相互匹配原则。锚杆各构件,包括托板、螺母、钢带等的参数与力学性能应相互
匹配,锚杆与锚索的参数与力学性能应相互匹配,以最大限度地发挥锚杆支护的整体支护
作用。
(6)可操作性原则。提供的锚杆支护设计应具有可操作性,有利于井下施工管理和掘
进速度的提高。
(7)在保证巷道支护效果和安全程度,技术上可行、施工上可操作的条件下,做到经
济合理,有利于降低巷道支护综合成本。
3.1.2支护参数确定的依据
临近工作面类似巷道现有支护状况和地质条件;
地质资料以及地质力学测试数据;
数值模拟计算结果;
现有科技成果和工程实践经验。
3.2锚杆支护参数选取
①锚杆预应力
预应力是锚杆支护系统的决定性参数。预应力过低,导致锚杆支护产生的应力值小,形成
的压应力区范围小,有效压应力区孤立分布,不能连成整体。在高预应力下,锚杆支护产
生的应力场应力值大,形成的压应力区范围广,有效压应力区几乎覆盖了整个顶板,形成
有机的整体,锚杆的主动支护作用得到充分发挥。
预应力选择原则是:使锚固区不产生明显离层和拉应力区。比较合理的锚杆预应力取
值范围应达到杆体屈服强度的30-50%,锚杆直径越大,强度越高,则锚杆预应力越大。
锚杆预应力与螺母拧紧力矩、接触面形式、螺纹升角、螺距、螺纹加工精度、减摩垫片性
能等因素有关。高预应力支护系统对锚杆结构、加工工艺与精度提出更高的要求。
锚杆预应力及预应力的扩散起着决定性作用(图6)。根据巷道条件确定合理的预应力,
并使预应力实现有效扩散是支护设计的关键。单根锚杆预应力的作用范围是很有限的,必
须通过托板、钢带和金属网等构件将锚杆预应力扩散到离锚杆更远的围岩中。特别是对于
巷道表面,即使施加很小的支护力,也会明显抑制围岩的变形与破坏,保持顶板的完整。
护表构件在预应力支护系统中发挥重要作用。
②锚杆长度
随着锚杆长度增加,有效压应力区范围与厚度增加,锚杆作用范围扩大。但锚杆长度
中上部分的压应力减小;两锚杆之间中部围岩的压应力减小。在预应力一定的条件下,锚
杆越长,预应力的作用越不明显,主动支护性越差。因此,锚杆越长,施加的预应力应越
大。反过来,通过提高预应力,可适当减小锚杆长度。锚杆长度分别为1.6〜2.6m的应力
分布如图5所示。
SZZ(Pa)
I5000
1
)预应力2000
a20kN5000
-1000O
-20000
30000
-40000
-50000
.60000
•70000
(b)预应■方100kN
附图6:预应力形成的应力场分布
锚杆长度1.6m的应力场分布锚杆长度2.0m的应力场分布
锚杆长度2.4m的应力场分布锚杆长度2.6m的应力场分布
③锚杆密度
在一定预应力下,单根锚杆周围形成了类似锥形的压应力分布区域,压应力在锚杆尾部附
近最大,锚固起始处附近次之,锚杆自由段中部较小,锚杆端部处于近零应力和较小的拉
应力状态。锚杆间距过大,单根锚杆形成的锥形压应力区域彼此是独立的,不能形成整体
支护结构。随着锚杆间距缩小,单根锚杆形成的锥形压应力区逐渐靠近、相互叠加,连成
一体,形成整体支护结构,当锚杆增加到一定程度,再增加支护密度,对有效压应力区扩
大、锚杆预应力的扩散作用变得不明显。
通过提高锚杆的预应力,可增加锚杆的间排距,明显降低锚杆支护密度。不同锚杆间距的
支护应力场,附图7:
4根锚杆(间距1.4m)的支护应力场5根锚杆(间距1.0m)的支护应力场
6根锚杆(间距0.8m)的支护应力场8根锚杆(间距0.6m)的支护应力场
④锚杆角度
顶板角锚杆的角度对应力场分布有显著影响。垂直布置时,角锚杆与中部锚杆形
成的有效压应力区相互连接与叠加,在顶板形成厚度较大、分布比较均匀的压应力区,
覆盖了锚固区的大多数面积,锚杆预应力扩散与叠加效果最好。随着角锚杆角度增加,
角锚杆形成的有效压应力区与中部锚杆形成的有效压应力区逐步分离,叠加区域越来
越小。当顶板角锚杆角度达到15°,两个压应力区明显分离。继续加大角锚杆角度,
角锚杆与中部锚杆的压应力区分开的更远,成为彼此独立的支护单元。因此,在近水
平煤层巷道中,顶板角锚杆最好垂直布置。如考虑施工需要一定的角度,最大角度不
应超过10°。
(a)垂直布置(b)与垂线夹角10°(c)与垂线夹角30°
附图8:不同锚杆角度的应力场分布
⑤锚索的作用
锚索的作用主要有两方面:一是将锚杆支护形成的次生承载结构与深部围岩相
连,提高次生承载结构的稳定性,同时调动深部围岩的承载能力,使更大范围内的岩
体共同承载;二是锚索施加较大预紧力,提供有效压应力(附图9a),与锚杆形成的
压应力区形成骨架网络结构(附图9b),保持围岩完整性,减小围岩强度降低。
(a)锚索支护(b)锚杆与锚索支护
3.3数值模拟计算
结合东扩区下山组采掘条件及地质力学测试结果,建立数值计算模型。进行了五
个方案的模拟计算,分别为:
方案一:顶板锚杆间距800,两帮锚杆800;锚杆排距800,锚索排距1600
方案二:顶板锚杆间距800,两帮锚杆1100;锚杆排距900,锚索排距1800
方案三:顶板锚杆间距900,两帮锚杆1100;锚杆排距900,锚索排距三00
方案四:顶板锚杆间距1100,两帮锚杆1100;锚杆排距1000,锚索排距2000
方案五:无支护
计算结果如下表所示(附表5):
方顶底板最大位移(mm)两帮最大位移(mm)
案顶板底板相对差值/%左帮右帮相对差值/%
一42.630.673.2035.334.669.90
二47.932.780.610.141.542.383.819.9
三51.433.584.91643.342.986.223.3
四62.635.698.234.147.849.497.239
五82.147.2129.376.660.159.7119.871.4
从表中可以看出,当锚杆间排距较小时,控制变形有定的效果,间排距变大时,
变形随之变大;但锚杆间排距过小会导致支护成本增加、掘进速度变慢,因此应取合
理的支护密度,使得支护经济合理,而变形量又在可控范围内。结合表中变形量数据,
选择方案三作为最佳方案。F图为方案三的模拟结果(附图10)。
(a)垂直应力分布(h)
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(C)水平位移分布(d)垂直位移分布
BlockSuu
WConMngme
unmtpottVHUS*
(e)塑性破坏区分布(f)锚杆、锚索布置
4.1巷道支护断面设计
E4401工作面与东翼回风下山相邻,地质条件相似,所以E4401回采工作面采用与东翼回
风下山支护设计相同的方案是可取的。
结合E4401下顺槽的生产使用要求、运输设备尺寸以及围岩变形预留量,巷道断面设计如
下:正巷断面呈矩形,掘进宽4.2m,高3.1m,掘进断面积为13.02m2;车场断面呈矩形,
掘进宽4.6m,高3.1m,掘进断面积为14.26m2;机头雨室断面呈矩形,掘进宽5.8m,高
3.5m,掘进断面积为20.3m?;均沿4#煤层底板掘进。
4.2支护设计方案
通过理论分析、数值模拟计算及L1掘巷道的支护情况,确定E4401下顺槽及车场、机头硒
室采用锚杆锚索组合支护方案。
4.2.1正巷
1、顶板支护:
锚杆形式和规格:杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋,钢材为335#锚杆专用钢,长度2.4m。
锚固方式:树脂加长锚固,采用两支树脂锚固剂,一支规格为MSK2335,另一支规格为
MSZ2360,钻孔直径为28mm,锚固长度为1300mmo设计锚固力不低于105kNo
钢筋托梁规格:采用①12mm的钢筋焊接而成,宽度80mm,长度3800mm。
托板:采用拱型高强度托板,钢材强度不低于Q235,配合调心球垫和减阻尼龙垫圈。锚杆
托板尺寸要求不小于120X120mm,高度不低于36mln,厚度不小于8mm。
网片规格:采用金属网护顶,网孔规格50X50mm,网片规格4600X1100mm,网片搭接100mm,
双边逐孔联接。
锚杆布置:锚杆排距1000mm,每排5根锚杆,间距900mm。
锚杆角度:全部垂直顶板煤岩面打设。
锚杆扭矩:利用风动扳手拧紧螺母,拧紧力矩应达到300N.m,但禁止超过450N.m»
锚索形式和规格:锚索材料为中18.9iwi、7股高强度低松弛预应力钢绞线,长度6300mm,
钻孔直径28mln,采用•支MSK2335和两支MSZ2360树脂锚固剂锚固,锚固长度为1920mm。
锚索托板:采用高强度拱形可调心托板及配套锁具,锚索托板尺寸要求不小于300X300mm,
高度不低于56mm,厚度不小于12mm。
锚索布置:锚索为每两排两根布置,排距2000mm,间距1400mm。
锚索角度:垂直顶板煤岩面打设。
锚索预紧力:考虑到预紧力的损失,锚索张拉要达到250kN。
2、两帮支护:
锚杆形式和规格:杆体为20#圆钢,钢号为Q235,长度2.0m。
锚固方式:树脂端部锚固,采用一支树脂锚固剂,规格为MSZ2360,钻孔直径为28mm,
锚固长度为820mm。设计锚固力不低于73kN。
钢筋托梁规格:采用①8mm的钢筋焊接而成,宽度50mm,长度2400mm。
托板:采用拱型高强度托板,钢材强度不低于Q235,配合调心球垫和减阻尼龙垫圈。锚杆
托板尺寸要求不小于100x100mm,高度不低于32mln,厚度不小于6mm。
网片规格:采用金属网护帮,网孔规格50X50mm,网片规格2600X1100mm,网片搭接100mm,
双边逐孔联接。
锚杆布置:锚杆排距1000mm,每排3根锚杆,间距1100mm。
锚杆角度:全部垂直巷帮煤岩面打设。
锚杆扭矩:利用风动扳手拧紧螺母,拧紧力矩应达到200N.m,但禁止超过350N.m。
巷道支护布置如图1卜1所示。
4.2.2车场
1、顶板支护:
锚杆形式和规格:杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋,钢材为335#锚杆专用钢,长度2.4m。
锚固方式:树脂加长锚固,采用两支树脂锚固剂,一支规格为MSK2335,另一支规格
为MSZ2360,钻孔直径为28mm,锚固长度为1300mm。设计锚固力不低于105kN»
钢筋托梁规格:采用①12mm的钢筋焊接而成,宽
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