1024切眼支护设计说明书讲解.docx
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1024切眼支护设计说明书讲解
淮北矿业股份有限公司袁店一井煤矿
1024切眼支护设计说明书
编制单位:
编制:
审核:
技术科长:
掘进副总:
总工程师:
接到通知时间2014年6月10日
提交时间2014年6月25日
1024工作面切眼支护设计
1、工作面概况
1、1024工作面东为-470m水平大巷保护煤柱,南为DF14断层保护煤柱,西靠近F4断层保护煤柱与106采区相邻,北为1023工作面(已回采)。
2、施工工艺采取综掘机破煤掘进配合后运皮带运输方式。
综掘机型号:
三一EBZ200;皮带机型号:
DSJ100/75/2×55;采用单班正规循环作业,中班、夜班各2个正规循环,早班1个正规循环。
2、地质条件
1、煤层情况:
煤层赋存较稳定,煤层厚度4.0-4.6m,平均4.5m。
煤岩层倾角较缓3-10°,总体倾角7°左右。
煤层结构简单。
2、顶底板岩性:
顶板:
10煤层直接顶板主要为泥岩,厚度0.28~1.13m。
老顶一般以砂岩为主,厚度3.44~16.65m。
底板:
10煤层直接底板为粉砂岩,含炭质,厚0~1.3m左右。
老底为粉细砂岩,厚度1.1~14.02m,
3、断层:
本工作面地质构造简单,地层为单斜构造,地层走向104~180°,倾向NE,倾角3°~10°。
根据三维地震资料和1023机巷实际揭露情况掘进施工中受11条断层影响(见下表),其中DF14∠60°~65°H=5~20m断层与DF14-4∠60°~65°H=0~10m断层落差较大,预计派生小断层发育,对生产影响较大。
4、围岩类别:
10煤顶板属于Ⅲ类围岩,中等稳定,预计巷道顶板移近率为10%-20%,支护型式可选择刚性锚杆。
附:
煤岩层综合柱状图
三、锚杆支护设计原则和参数选择
1、锚杆支护设计原则
1024切眼老塘矩形断面掘进,净宽(腰线)×净高=4500×3200mm,刷大侧净宽(腰线)×净高=4000×3200mm。
针对袁店煤矿深部高地应力大变形巷道条件,充分发挥锚杆支护的作用,确定设计原则如下:
(1)、一次支护原则
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。
(2)、高预应力和预应力扩散原则
预应力是锚杆支护的关键因素,是区别锚杆支护是主动支护还是被动支护的参数,只有高预应力的锚杆才是真正的主动支护,才能充分发挥锚杆支护作用。
(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。
保证支护系统可靠,降低支护密度,减少单位面积锚杆数量,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,设计锚杆支护系统强度与刚度应大于临界值。
(5)、相互匹配原则
锚杆个构件,包括托盘、螺母、钢带等的参数与力学性能应互相匹配,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
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)、动态支护原则。
合理选取支护参数并在支护的同时进行监测工作,及时对数据进行分析处理,及时观察分析地质条件的变化,以保证地质条件变化时能选择经济合理的支护参数来控制围岩变形,保证巷道的稳定;
2、锚杆支护参数
(1)锚杆长度
锚杆长度应保证锚固区内形成一个稳定的承载结构,具有足够的承载能力,不至于出现明显的离层、结构面滑动和裂隙张开等扩容变形,导致围岩松散、垮落。
锚杆长度的选择应与锚杆预应力、直径、强度相匹配,形成有效的支护系统,实现良好的支护效果。
锚杆长度的选择应满足井下施工的要求。
帮锚杆长度L锚杆用下式表示:
L锚杆=(L1+L2)/sina+L3
式中:
L1为锚杆有效长度;
L2为锚杆锚固段长度,取1000mm;
a为锚杆与岩面夹角,取75°;
L3为锚杆外露长度,取100mm。
锚杆有效长度的确定L1:
①当直接顶需要悬吊而它们的范围易于划定时,L1应大于或等于它们的厚度。
直接顶平均厚度为800mm,L1取1000mm。
②当巷道围岩存在松动破碎带时,L1应大于巷道围岩松动破碎区高度h;h=L/2f
L为巷道跨度,取4500mm;f为围岩坚硬系数,取3,h=750mm;L1取1000mm。
L1取最大值,即L1取1000mm
经计算,L锚杆=2174mm,帮锚杆取2400mm,顶锚杆取2800mm。
(2)锚杆直径
锚杆直径和钻孔直径之差应控制在4~10mm之间,尤其以6~8mm为最佳。
锚杆直径对巷道围岩有明显的影响,随着锚杆直径增大,围岩变形量逐渐减小,对变形量较大的巷道这种影响更为明显。
对于围岩破碎、应力较大的巷道,应选用直径大的锚杆;相反对于顶板比较完整、变形量较小的巷道宜选用直径较小的锚杆。
G=KrL1D2
式中:
G为锚杆悬吊岩石重量,t/根;
k为安全系数,取2.5;
r为软弱岩层密度,取28KN/m3;
L1为锚杆有效长度,取2200mm;
D为锚杆间距,取850mm;
经计算,G=9.86t/根,超过规定锚固力8t/根。
屈服强度计算:
根据公式:
P1=πd2δ1/4
式中:
P1为锚杆屈服强度,t/根;
d为锚杆直径,取20mm;
δ1为20锰硅螺纹钢屈服强度,取34kg/mm2;
经计算,P1=10.676t/根,实际现场不应大于锚杆屈服强度的90%,即9.61t/根,因G=9.86>9.61t/根,所以直径为20mm锰硅螺纹钢锚杆不符合要求。
抗拉强度计算:
根据公式:
P2=πd2δ2/4
式中:
P2为锚杆抗拉强度,t/根;
d为锚杆直径,取20mm;
δ2为20锰硅螺纹钢抗拉强度,取52kg/mm2;
经计算,P2=16.328t/根
锚杆悬吊岩石重量小于锚杆的屈服强度和抗拉强度,锚杆直径选择合理。
(3)锚杆间距
根据悬吊理论,锚杆的锚固力应不小于锚杆悬吊范围内危岩的重量。
D=[Q/(k×h×r)]1/2
=1.07m
式中:
Q为锚固力,取80KN;
r为软弱岩层密度,取28KN/m3;
k为安全系数,取2.5;
h为软弱岩层厚度,取1000mm;
根据经验公式:
D<L/2
D<2400/2=1200mm
考虑到所使用M型钢带的规格,锚杆间距均取800mm。
(4)钻孔
钻孔直径的选取主要考虑与锚杆直径的配合及钻孔效率。
孔径差越大,锚固剂环形厚度越大,锚固剂长度越小。
过大的孔径差会引起以下问题:
①锚杆不能有效搅拌锚固剂,导致锚固剂搅拌不均匀,反应不充分,严重影响锚固力。
②锚固剂环形厚度过大,不利于锚固力的提高,当环形厚度在3~4mm时,粘结力最强,锚杆锚固力最大,随着环形厚度的增大,锚固力反而显著降低。
③在锚固剂长度相同的情况下,孔径差越大,锚固长度越小。
④钻孔直径过大,会导致钻孔钻进速度慢、时间长,影响支护速度。
(5)锚固长度
锚固长度主要分为端部锚固、加长锚固和全长锚固。
端部锚固:
锚杆长度小于500mm或小于钻孔长度的1/4;
全长锚固:
锚杆锚杆长度不小于钻孔长度的90%;
加长锚固:
锚杆锚杆长度介于端锚和全长锚固之间。
袁店煤矿巷道施工中每根锚杆均采用2支Z2550型树脂锚固剂,锚固长度均在1000mm左右。
3、掘进支护方案
(1)、煤壁侧半巷:
顶板支护采用Φ20×2800mm金属锚杆配合钢带及10#菱形铁丝网支护,锚杆间排距800×800mm;帮部采用全螺纹玻璃钢锚杆配合皮带梁及矿用高强护帮塑网支护,间排距800×800mm。
巷道顶板布置两根Φ17.8×8300mm锚索,配合钢带替换左数第二、四根锚杆使用。
(2)、挑棚加固
挑棚沿切眼中心线偏左550mm、偏右250mm、距煤壁侧150mm、距老唐侧150mm布置4排单体挑棚。
挑棚采用绞接梁作梁,一梁一柱连续布置,柱采用DWX45/110单体,单体间排距800×1000mm。
煤机安装硐室门口打一排单体,排距1000mm。
单体紧跟综掘机打设,滞后不得超过20m。
(3)、支护材料及规格
①、切眼顶板锚杆规格:
Φ20×2800mm等强树脂锚杆,左帮全螺纹玻璃钢锚杆规格:
Φ20×2400mm,圆形托盘Φ120mm,每根锚杆用1根Z2550树脂锚固剂。
②、M刚带规格:
3400×180mm,垂直巷道顶底板布置。
③、网片规格:
巷道顶部采用10#铁丝网,帮部采用高强护帮塑网,网片压茬100mm,每隔200mm用14#铁丝双股绑扎牢固。
④、锚索配合钢带支护,锚索规格:
YMS17.8×8300mm型,托盘200×200×10mm,锁具配套,每根锚索使用1根K2550及2根Z2550树脂锚固剂。
4、异常地段支护方案
(1)在断层破碎带附近及遇到顶板淋水等地质构造情况,使用U29型钢梯形棚支护参数
采用U29型钢梯形棚支架,搭接长度500mm,每个搭接处使用2副卡缆,压力较大地段使用3副卡缆;棚距750mm,棚腿扎角78°;采用带挂钩钢筋网笆配合竹笆片及铁背板腰帮过顶,壁后采用半圆木或编织袋装煤矸与帮顶接实,U型棚架设时棚与棚之间使用连接板与下限位卡缆相连接。
5、矿压观测
(1)锚杆支护巷道均要开展顶板岩性探查和支护效果监测工作,并按规定配齐、设置各类监测仪器(表)和工具。
所有锚杆(索)必须实行编号管理,责任到人,以便于事故追查和责任追究。
顶板岩性探查手段:
通过锚杆眼钻进速度和排粉情况判定。
探查内容:
岩性变化、煤线及含水情况。
无锚索支护巷道,每10m打一探查孔,探查孔深度不小于设计锚杆长度的1.5倍。
监测内容:
初锚扭矩、锚拔力、锚杆受力、顶板离层和围岩变形参数。
监测器具:
扭矩扳手、锚杆拉力计、锚杆测力计(液压枕)、顶板离层指示仪、测尺或测杆等。
(2)建立健全监测制度,认真落实班组自检、区队日检、矿井抽检制度。
(3)班组自检内容要求:
初锚扭矩、锚固剂用量、顶板探查孔眼深及岩性等。
班长负责安排业务熟悉人员对当班安装的锚杆逐根检测,不足的必须及时加扭,确保符合要求。
(4)区队日检内容要求:
初锚扭矩、锚拔力、锚杆测力计(液压枕)、顶板离层和围岩变形量等。
区长负责指定业务熟悉人员对当天施工的锚杆进行抽测,初锚扭矩抽测不少于30%,锚拔力抽测一组(顶1根、两帮各1根),技术员负责组织每日对煤锚巷道已有锚杆测力计(液压枕)、顶板离层指示仪及围岩变形量进行观测。
(5)矿井抽检内容要求:
初锚扭矩、锚拔力、锚杆测力计(液压枕)、顶板离层和围岩变形量等。
技术科监测组负责对全矿当月施工的所有煤锚巷道的监测工作,每30m抽测初锚扭矩3排、锚拔力1组(顶1根、两帮各1根)。
观测煤锚巷道已有锚杆测力计(液压枕)、顶板离层指示仪、围岩变形量情况。
(6)认真填写监测记录,监测数据(初锚扭矩、锚拔力、锚杆受力、顶板离层、围岩变形)齐全、真实、可靠,严禁弄虚作假。
小班自检必须有当班班长或区队跟班干部签字,区队日检必须有区队长签字,矿井抽检必须由抽检人员签字。
顶板探查情况及监测发现的问题应记录清楚。
初锚扭矩、锚拔力合格率100%,不符合要求的要分析原因,采取措施(如补打锚杆、二次紧固、架棚补强支护等)及时处理,以达到规定要求。
(7)区队技术员每天将班组自检、区队日检资料收集整理后,报矿技术科,由掘进副总组织技术科对所有监测资料的收集、整理、存档,监测数据的分析处理及信息反馈,支护效果评判,修改完善或改变支护设计,制定切实可行的技术安全措施等,并经矿总工程师批准后执行。
(8)锚拔力测试必须有安全措施。
锚拔力测试一般不作破坏性试验,当拉拔加载至设计锚拔力的90%时即为合格。
拉拔过的锚杆要有明显标记,不得重复拉拔,测试锚杆应立即紧固。
(9)锚杆测力计(液压枕)、顶板离层指示仪、围岩变形量观测点的设置应根据巷道围岩条件、巷道断面、矿压大小等因素确定。
一般30~50m设一组测点,软岩巷道、顶板破碎地带、高地应力等地段必须加密测点,掘进初期和回采影响期间应加强监测。
(10)顶板离层监测及两帮、顶底板移近量观测
1)顶板离层指示仪在巷道中心及顶部两条M4型钢带中间安装。
2)顶板离层指示仪在钻孔中安装要求如下:
①顶部点深度不低于9米;
②中部点深度不低于3米;
③底部与钻孔下端相连;
④钻孔施工严格执行掘进作业规程规定。
3)施工单位负责监测,定期向矿安全技术部门汇报顶板离层情况和两帮移近量,并挂牌留名,记录每日深、浅部离层情况,发现顶板离层量超过120毫米时,必须及时组织撤人,并汇报调度室。
(11)锚杆锚固力监测
1)安装拉力计时,其作用线应与锚杆同心。
2)匀速加载、缓慢拉拔至设计吨位即停止,一般不作破坏性实验。
3)拉力计应固定牢靠,并有安全保护措施。
4)拉力计参数的换算:
F=S·PF为锚固力S为活塞面积P为压力表压强示值
1MPa≈0.345t。
5)锚杆初锚力矩的设计规定:
①顶部锚杆初锚力矩煤巷顶板不低于300N·m,.
②帮部锚杆初锚力矩不低于200N·m.
6)锚杆锚固力的设计规定:
①顶部锚杆锚固力煤巷顶板不低于80KN;岩巷不低于80KN。
②帮部锚杆锚固力不低于60KN。
③锚索锚固力不低于200KN。
7)树脂锚杆应在安装28天后测定,若在施工半小时后测定,应将测定值乘以1.3的系数。
若锚固力达不到设计要求,应及时查找原因进行改正,直至符合设计要求。
8)将测定的数值挂牌留名,并做好原始记录。
9)顶板下沉量范围数值安全≤30mm、警示≤60mm、危险≥60mm
10)通过围岩与支护的总变形量和变形速度,得出支护稳定性评价,无动压影响或其他特殊因素影响的情况下,围岩变形速度应日趋平缓,即达到稳定支护。
巷道水平收敛量速度小于0.15mm/d、垂直收敛速度小于0.10mm/d时视为稳定支护,当巷道围岩收敛速度大于0.2mm/d,且延续时间较长时,应采取补强支护措施。
2、成巷维护
(1)施工单位必须建立严格的成巷维护管理制度,每班有专人负责后路观察,发现异常情况及时处理,严格执行安全确认制度,具体由队长负责。
(2)施工单位必须对在籍巷道进行维护。
(3)按照巷道原断面规格、支护设计对巷道变形进行整改维护。
(4)维护巷道时,必须保护好作业地点的管线、设备、设施等,以免被损坏而影响生产。
附图:
1、1024切眼断面
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