CN109958454A - 回采巷道底鼓控制系统及其控制方法 - Google Patents

回采巷道底鼓控制系统及其控制方法 Download PDF

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CN109958454A CN201910330556.XA CN201910330556A CN109958454A CN 109958454 A CN109958454 A CN 109958454A CN 201910330556 A CN201910330556 A CN 201910330556A CN 109958454 A CN109958454 A CN 109958454A
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韩小光
神文龙
陈恒光
张晋兵
王子林
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    • E21D11/152Laggings made of grids or nettings
    • EFIXED CONSTRUCTIONS
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    • E21DSHAFTS; TUNNELS; GALLERIES; LARGE UNDERGROUND CHAMBERS
    • E21D15/00Props; Chocks, e.g. made of flexible containers filled with backfilling material

Abstract

回采巷道底鼓控制系统,所述回采巷道的横断面为矩形,回采巷道的左侧和右侧分别为采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮,其特征在于:回采巷道的顶板、采煤侧破裂煤帮、煤柱侧破裂煤帮设置有强力支护装置;采煤侧破裂煤帮、煤柱侧破裂煤帮设置有可施加高预紧力同时能够注浆的注浆锚索加固装置;回采巷道的顶板和底板之间设置有顶底联控装置。本发明还公开了回采巷道底鼓控制系统的控制方法。本发明通过对采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的强化支护既提高了采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的承载能力又减弱了向底板传递的压力,削弱了底鼓的动力来源;本发明简单易行、成本较低、安全可靠,对减小回采巷道底鼓效果显著。

Description

回采巷道底鼓控制系统及其控制方法
技术领域
本发明属于矿山岩层加固技术领域,具体涉及一种回采巷道底鼓控制系统及其控制方法。
背景技术
在煤矿巷道围岩控制工程中,煤层巷道尤其是受到采动影响的回采巷道,其围岩控制问题一直是影响煤矿安全生产的难题。由于回采巷道两帮为软弱煤体,再加上受到较高的超前支承压力的影响,巷道围岩变形破坏极为严重,其中底鼓控制难度更大。当前,对于回采巷道底鼓控制,主要采用加固法和卸压法两种技术方案:加固法包括反底拱、底板锚杆支护、锚索支护、注浆加固等,卸压法则主要包括钻孔卸压、爆破卸压以及底板开槽卸压等。虽然这两种技术方案,对巷道底鼓控制取得了一些效果,但针对回采巷道而言,却存在如下问题:底板加固法存在施工难度大、成本高、锚固效果差的问题;卸压法虽然降低底板应力,但同时加剧了底板破碎,如若不对底板采取加固措施,则会进一步加剧底鼓。
发明内容
本发明为了解决现有技术中的不足之处,提供一种回采巷道底鼓控制系统及其控制方法,旨在通过“加强对破裂煤帮的支护而减弱向底板的压力传递、破裂煤帮的适度变形与压力释放、注浆锚索强化支护与滞后注浆、顶板和底板关联控制”,有效解决现有技术中存在的“施工难度大、成本高、锚固效果差、底板卸压却加剧底鼓”的技术难题,从而有效改善回采巷道底鼓控制效果。
为解决上述技术问题,本发明采用如下技术方案:回采巷道底鼓控制系统,所述回采巷道的横断面为矩形,回采巷道的左侧和右侧分别为采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮,回采巷道的顶板、采煤侧破裂煤帮、煤柱侧破裂煤帮设置有强力支护装置;采煤侧破裂煤帮、煤柱侧破裂煤帮设置有可施加高预紧力同时能够注浆的注浆锚索加固装置;回采巷道的顶板和底板之间设置有顶底联控装置。
强力支护装置包括高强锚杆、高强锚索、金属网和钢带,金属网铺设在采煤侧破裂煤帮、煤柱侧破裂煤帮和顶板的表面,钢带间隔设置在金属网的外侧面,高强锚杆和高强锚索穿过钢带及金属网锚固在采煤侧破裂煤帮、煤柱侧破裂煤帮和顶板内部,高强锚杆和高强锚索的外端部均通过锚固件与钢带锚固连接。
所述注浆锚索加固装置包括采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮均打设的高预紧力注浆锚索及通过注浆锚索进行注浆的煤帮浆液固结体,注浆锚索穿过钢带及金属网锚固在采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮,注浆锚索的外端部通过锚固件与钢带锚固连接。
顶底联控装置包括设置在底板上的若干根底梁,每根底梁均沿左右方向水平设置,所有的底梁均沿回采巷道的长度方向均匀间隔布置,每根底梁上均匀间隔设置有若干个铁鞋,底梁与铁鞋采用一体铸造而成,每个铁鞋上均垂直设置有一根单体支柱,单体支柱的上端水平设置有用于支撑顶板的顶梁。
相邻两根底梁之间通过下连接梁连接为一体,相邻两根顶梁之间通过上连接梁连接为一体,下连接梁与底梁之间、上连接梁与顶梁之间均通过螺栓或楔式连接为一体,上连接梁和下连接梁沿着巷道走向均呈迈步式布置。
回采巷道底鼓控制系统的控制方法,包括以下步骤,
(1)开展回采巷道的生产地质条件调研和岩石力学测试,获取煤层的赋存特征、地应力分布特征、围岩结构及其力学参数,包括煤层、顶板及底板的力学参数,综合考虑生产需要、回采巷道稳定性以及经济费用因素,合理设计回采巷道的断面形状及尺寸:回采巷道断面为矩形,宽度为D米,高度为Z米;
(2)采用理论分析和数值模拟相耦合的研究方法,分析顶板、采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的支护参数对底板稳定性的影响,研究确定顶板、采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的强化支护参数; 煤柱侧破裂煤帮与采空区相隔一定距离;
(3)基于回采巷道的断面形状及尺寸,采用掘进机掘进回采巷道,并依据回采巷道的强化支护参数,及时对顶板、采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮铺设金属网、钢带,采用高强锚杆、高强锚索进行主动强化支护;通过对顶板、采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的主动强化支护,显著提高顶板、采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的承载能力,进而减轻向底板传递的压力,确保掘进期间回采巷道底板的稳定性;
(4)滞后回采巷道掘进与主动强化支护20~40天,待采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮发生适度变形、压力释放而且煤帮裂隙扩展至一定程度时,在采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮均打设注浆锚索并施加高预紧力,然后利用注浆锚索对采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮进行注浆加固,强化采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的承载能力,减小回采期间超前支承压力影响范围内顶板、采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮向底板传递的压力,进而减弱回采期间回采巷道的底鼓;
(5)在距离超前采煤工作面50~80m的回采巷道内,采用顶底联控装置,进一步控制回采期间的巷道底鼓;通过顶底联控装置的单体支柱注液施加支撑力而实现对顶板下沉及底鼓的联合控制;
(6)采煤工作面在回采期间,在超前采煤工作面1~2m,及时拆除采煤侧破裂煤帮内的高强锚杆和注浆锚索,避免采煤机切割煤壁时缠进采煤机的滚筒或产生火花而引起瓦斯爆炸的安全隐患;
(7)在回采巷道掘进和回采期间,甚至整个支护控制过程中,加强对回采巷道变形量的监测监控,以便及时修正技术参数;加强对底鼓控制施工质量的监测监控,确保安全可靠。
采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮为裂隙较发育的破裂煤体,采用树脂锚固剂锚固时,高强锚杆、高强锚索的锚固力要大于80kN。
步骤(3)的具体施工过程为:采用“高强锚杆、高强锚索、金属网和钢带”联合支护方式,对顶板、采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮进行高预紧力主动强化支护,其施工步骤为:打锚杆孔、锚索孔,铺设金属网和钢带,安装高强锚杆、高强锚索并施加高预紧力,高强锚杆的预紧扭矩应达到200~500N.m,高强锚索的预紧力应达到50~100kN;高强锚杆和高强锚索具有较大的延伸率,在施加较大支护阻力的同时能够适应破裂煤帮200~300mm的变形量;采用金属网铺设在顶板采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的表面,将钢带压在金属网上面并将高强锚杆和高强锚索连接起来,起到护表和均衡高强锚杆和高强锚索受力的作用。
步骤(4)的具体施工过程为:首先,采用钻孔窥视仪现场测试采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的破裂区深度,并通过室内试验测试采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的物理力学特征及其与注浆材料的粘结特征和渗透特征,据此初步确定注浆锚索的长度、间排距布置参数,以及注浆材料及其配比、注浆压力、注浆工艺注浆参数;在初步确定注浆锚索布置参数和注浆参数的基础上,开展注浆锚索的注浆试验,并采用钻孔窥视仪监测浆液的扩散情况及其与破裂煤体的固结状态,据此对注浆锚索布置参数和注浆参数进行优化,将优化后的参数作为最终的注浆设计方案;
采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮采用注浆锚索加强支护,注浆锚索的规格为直径22mm、长度4300mm的中空注浆锚索,在两排高强锚杆的中间打设两根注浆锚索,高强锚杆的间排距为800×800mm,注浆锚索的间排距为1600×1600mm,即每隔两排高强锚杆打设一排注浆锚索;注浆锚索的孔底采用树脂锚固剂锚固,每根注浆锚索使用1支CK2340、1支Z2360树脂锚固剂,待锚固剂锚固稳定后,通过张拉机具施加高预紧力,不小于100kN;注浆锚索对破裂煤帮的加固深度在4000mm以上,注浆锚索的承载能力在300 kN以上,注浆锚索的加固深度、承载能力、预紧力远大于普通锚杆;
步骤(4)施工过程中,滞后回采巷道掘进与强化支护20~40天,待回采巷道的采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的变形量达到30~60mm后,开始对注浆锚索进行注浆,注浆材料为超细水泥,水泥强度在42.5MPa以上,水灰比根据渗透性试验确定,浆液中掺加减水剂或ACZ-1水泥添加剂以改善浆液的渗透性,对单孔进行注浆时,浆液浓度由稀渐浓,注浆结束时水灰比浓度应能满足封孔要求;破裂煤帮注浆压力应控制在7MPa以内,回采巷道变形量较大、煤帮裂隙密集发育时,注浆压力应控制在3 MPa以内,煤帮裂隙不发育、注浆量小时,可适当提高注浆压力,注浆压力可根据实际注浆效果进行调整;注浆锚索采用止浆塞和棉纱封孔,棉纱缠绕于注浆锚索的索体,封孔长度不小于500mm;注浆过程中观察浆液吸入情况,待吸浆量明显减少或巷道表面出现冒浆时,停止注浆。
步骤(5)施工过程中,顶底联控装置沿着巷道走向或者垂直于巷道走向布置,每根顶梁和底梁之间设置连接两根或三根单体支柱,单体支柱的间距M根据生产需要调整;相邻两根底梁之间的排距K根据生产需要进行调整。
采用上述技术方案,本发明具有以下有益效果:本发明通过对采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的强化支护既提高了采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的承载能力又减弱了向底板传递的压力,削弱了底鼓的动力来源;回采巷道掘进与支护后,滞后20~40天在对注浆锚索进行注浆加固,给予了破裂煤帮发生适度变形和压力释放的时间,既减弱了向底板传递的压力,又为改善煤帮注浆效果提供了条件;通过注浆锚索既加大了对破裂煤帮的支护深度,充分调动了深部煤体的承载能力,同时利用注浆锚索对破裂煤帮进行滞后注浆加固,进一步强化了破裂煤帮的承载能力,减小了超前支承压力影响范围内顶板及破裂煤帮向底板传递的压力,进而有效减弱回采期间回采巷道的底鼓;通过采用顶底联控装置,对顶板下沉及底鼓进行联合控制,进一步控制回采期间的巷道底鼓。总之,本发明简单易行、成本较低、安全可靠,对减小回采巷道底鼓效果显著。
附图说明
图1为本发明回采巷道底鼓控制布置的断面图;
图2为顶板支护布置俯视图;
图3为破裂煤帮支护布置侧视图;
图4为本发明回采巷道中顶底联控装置断面布置图;
图5为沿回采巷道走向的顶底联控装置顶板的俯视布置图;
图6为沿回采巷道走向的顶底联控装置底板的俯视布置图。
图中,1为回采巷道,2为煤层,3为顶板,4为底板,5为采煤侧破裂煤帮,6为煤柱侧破裂煤帮,7为煤柱,8为采空区,9为高强锚杆,10为高强锚索,11为金属网,12为钢带,13为注浆锚索,14为顶底联控装置,15为顶梁,16为单体支柱,17为铁鞋,18为底梁;19为上连接梁;20为下连接梁;D为回采巷道宽度,Z为回采巷道高度,M为单体支柱的间距,K为顶底联控装置的底梁之间的排距。
具体实施方式
如图1-图6所示,本发明的回采巷道底鼓控制系统,所述回采巷道1的横断面为矩形,回采巷道1的左侧和右侧分别为采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6,回采巷道的顶板、采煤侧破裂煤帮5、煤柱侧破裂煤帮6设置有强力支护装置;采煤侧破裂煤帮5、煤柱侧破裂煤帮6设置有可施加高预紧力同时能够注浆的注浆锚索加固装置;回采巷道的顶板和底板之间设置有顶底联控装置14。
强力支护装置包括高强锚杆9、高强锚索10、金属网11和钢带12,金属网11铺设在采煤侧破裂煤帮5、煤柱侧破裂煤帮6和顶板3的表面,钢带12间隔设置在金属网11的外侧面,高强锚杆9和高强锚索10穿过钢带12及金属网11锚固在采煤侧破裂煤帮5、煤柱侧破裂煤帮6和顶板3内部,高强锚杆9和高强锚索10的外端部均通过锚固件与钢带12锚固连接。
所述注浆锚索加固装置包括采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6均打设的高预紧力注浆锚索13及通过注浆锚索13进行注浆的煤帮浆液固结体,注浆锚索13穿过钢带12及金属网11锚固在采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6,注浆锚索13的外端部通过锚固件与钢带12锚固连接。
顶底联控装置14包括设置在底板4上的若干根底梁18,每根底梁18均沿左右方向水平设置,所有的底梁18均沿回采巷道1的长度方向均匀间隔布置,每根底梁18上均匀间隔设置有若干个铁鞋17,底梁18与铁鞋17采用一体铸造而成,每个铁鞋17上均垂直设置有一根单体支柱16,单体支柱16的上端水平设置有用于支撑顶板3的顶梁15。
相邻两根底梁18之间通过下连接梁20连接为一体,相邻两根顶梁15之间通过上连接梁19连接为一体,下连接梁20与底梁18之间、上连接梁19与顶梁15之间均通过螺栓或楔式连接为一体,上连接梁19和下连接梁20沿着巷道走向均呈迈步式布置。上连接梁19和下连接梁20起到避免单体支柱16产生倾斜,并使回采巷道1内的顶底联控装置14连接为一个整体,提高支护和防底鼓效果。
回采巷道底鼓控制系统的控制方法,包括以下步骤,
(1)开展回采巷道1的生产地质条件调研和岩石力学测试,获取煤层的赋存特征、地应力分布特征、围岩结构及其力学参数,包括煤层、顶板3及底板4的力学参数,综合考虑生产需要、回采巷道1稳定性以及经济费用因素,合理设计回采巷道1的断面形状及尺寸:回采巷道1断面为矩形,宽度为D米,高度为Z米;
(2)采用理论分析和数值模拟相耦合的研究方法,分析顶板3、采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6的支护参数对底板4稳定性的影响,研究确定顶板3、采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6的强化支护参数; 煤柱侧破裂煤帮6与采空区相隔一定距离;
(3)基于回采巷道1的断面形状及尺寸,采用掘进机掘进回采巷道1,并依据回采巷道1的强化支护参数,及时对顶板3、采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6铺设金属网11、钢带12,采用高强锚杆9、高强锚索10进行主动强化支护;通过对顶板3、采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6的主动强化支护,显著提高顶板3、采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6的承载能力,进而减轻向底板4传递的压力,确保掘进期间回采巷道1底板4的稳定性;
(4)滞后回采巷道1掘进与主动强化支护20~40天,待采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6发生适度变形、压力释放而且煤帮裂隙扩展至一定程度时,在采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6均打设注浆锚索13并施加高预紧力,然后利用注浆锚索13对采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6进行注浆加固,强化采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6的承载能力,减小回采期间超前支承压力影响范围内顶板3、采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6向底板4传递的压力,进而减弱回采期间回采巷道1的底鼓;
(5)在距离超前采煤工作面50~80m的回采巷道1内,采用顶底联控装置14,进一步控制回采期间的巷道底鼓;通过顶底联控装置14的单体支柱16注液施加支撑力而实现对顶板3下沉及底鼓的联合控制;
(6)采煤工作面在回采期间,在超前采煤工作面1~2m,及时拆除采煤侧破裂煤帮5内的高强锚杆9和注浆锚索13,避免采煤机切割煤壁时缠进采煤机的滚筒或产生火花而引起瓦斯爆炸的安全隐患;
(7)在回采巷道1掘进和回采期间,甚至整个支护控制过程中,加强对回采巷道1变形量的监测监控,以便及时修正技术参数;加强对底鼓控制施工质量的监测监控,确保安全可靠。
采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6为裂隙较发育的破裂煤体,采用树脂锚固剂锚固时,高强锚杆9、高强锚索10的锚固力要大于80kN。
步骤(3)的具体施工过程为:采用“高强锚杆9、高强锚索10、金属网11和钢带12”联合支护方式,对顶板3、采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6进行高预紧力主动强化支护,其施工步骤为:打锚杆孔、锚索孔,铺设金属网11和钢带12,安装高强锚杆9、高强锚索10并施加高预紧力,高强锚杆9的预紧扭矩应达到200~500N.m,高强锚索10的预紧力应达到50~100kN;高强锚杆9和高强锚索10具有较大的延伸率,在施加较大支护阻力的同时能够适应破裂煤帮200~300mm的变形量;采用金属网11铺设在顶板3采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6的表面,将钢带12压在金属网11上面并将高强锚杆9和高强锚索10连接起来,起到护表和均衡高强锚杆9和高强锚索10受力的作用。
步骤(4)的具体施工过程为:首先,采用钻孔窥视仪现场测试采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6的破裂区深度,并通过室内试验测试采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6的物理力学特征及其与注浆材料的粘结特征和渗透特征,据此初步确定注浆锚索13的长度、间排距布置参数,以及注浆材料及其配比、注浆压力、注浆工艺注浆参数;在初步确定注浆锚索13布置参数和注浆参数的基础上,开展注浆锚索13的注浆试验,并采用钻孔窥视仪监测浆液的扩散情况及其与破裂煤体的固结状态,据此对注浆锚索13布置参数和注浆参数进行优化,将优化后的参数作为最终的注浆设计方案;
采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6采用注浆锚索13加强支护,注浆锚索13的规格为直径22mm、长度4300mm的中空注浆锚索13,在两排高强锚杆9的中间打设两根注浆锚索13,高强锚杆9的间排距为800×800mm,注浆锚索13的间排距为1600×1600mm,即每隔两排高强锚杆9打设一排注浆锚索13;注浆锚索13的孔底采用树脂锚固剂锚固,每根注浆锚索13使用1支CK2340、1支Z2360树脂锚固剂,待锚固剂锚固稳定后,通过张拉机具施加高预紧力,不小于100kN;注浆锚索13对破裂煤帮的加固深度在4000mm以上,注浆锚索13的承载能力在300kN以上,注浆锚索13的加固深度、承载能力、预紧力远大于普通锚杆;
步骤(4)施工过程中,滞后回采巷道1掘进与强化支护20~40天,待回采巷道1的采煤侧破裂煤帮5和煤柱侧破裂煤帮6的变形量达到30~60mm后,开始对注浆锚索13进行注浆,注浆材料为超细水泥,水泥强度在42.5MPa以上,水灰比根据渗透性试验确定,浆液中掺加减水剂或ACZ-1水泥添加剂以改善浆液的渗透性,对单孔进行注浆时,浆液浓度由稀渐浓,注浆结束时水灰比浓度应能满足封孔要求;破裂煤帮注浆压力应控制在7MPa以内,回采巷道1变形量较大、煤帮裂隙密集发育时,注浆压力应控制在3 MPa以内,煤帮裂隙不发育、注浆量小时,可适当提高注浆压力,注浆压力可根据实际注浆效果进行调整;注浆锚索13采用止浆塞和棉纱封孔,棉纱缠绕于注浆锚索13的索体,封孔长度不小于500mm;注浆过程中观察浆液吸入情况,待吸浆量明显减少或巷道表面出现冒浆时,停止注浆。
步骤(5)施工过程中,顶底联控装置14沿着巷道走向或者垂直于巷道走向布置,每根顶梁15和底梁18之间设置连接两根或三根单体支柱16,单体支柱16的间距M根据生产需要调整;相邻两根底梁18之间的排距K根据生产需要进行调整。
本实施例并非对本发明的形状、材料、结构等作任何形式上的限制,凡是依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰,均属于本发明技术方案的保护范围。

Claims (10)

1.回采巷道底鼓控制系统,所述回采巷道的横断面为矩形,回采巷道的左侧和右侧分别为采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮,其特征在于:回采巷道的顶板、采煤侧破裂煤帮、煤柱侧破裂煤帮设置有强力支护装置;采煤侧破裂煤帮、煤柱侧破裂煤帮设置有可施加高预紧力同时能够注浆的注浆锚索加固装置;回采巷道的顶板和底板之间设置有顶底联控装置。
2.根据权利要求1所述的回采巷道底鼓控制系统,其特征在于:强力支护装置包括高强锚杆、高强锚索、金属网和钢带,金属网铺设在采煤侧破裂煤帮、煤柱侧破裂煤帮和顶板的表面,钢带间隔设置在金属网的外侧面,高强锚杆和高强锚索穿过钢带及金属网锚固在采煤侧破裂煤帮、煤柱侧破裂煤帮和顶板内部,高强锚杆和高强锚索的外端部均通过锚固件与钢带锚固连接。
3.根据权利要求2所述的回采巷道底鼓控制系统,其特征在于:所述注浆锚索加固装置包括采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮均打设的高预紧力注浆锚索及通过注浆锚索进行注浆的煤帮浆液固结体,注浆锚索穿过钢带及金属网锚固在采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮,注浆锚索的外端部通过锚固件与钢带锚固连接。
4.根据权利要求3所述的回采巷道底鼓控制系统,其特征在于:顶底联控装置包括设置在底板上的若干根底梁,每根底梁均沿左右方向水平设置,所有的底梁均沿回采巷道的长度方向均匀间隔布置,每根底梁上均匀间隔设置有若干个铁鞋,底梁与铁鞋采用一体铸造而成,每个铁鞋上均垂直设置有一根单体支柱,单体支柱的上端水平设置有用于支撑顶板的顶梁。
5.根据权利要求4所述的回采巷道底鼓控制系统,其特征在于:相邻两根底梁之间通过下连接梁连接为一体,相邻两根顶梁之间通过上连接梁连接为一体,下连接梁与底梁之间、上连接梁与顶梁之间均通过螺栓或楔式连接为一体,上连接梁和下连接梁沿着巷道走向均呈迈步式布置。
6.根据权利要求5所述的回采巷道底鼓控制系统的控制方法,其特征在于:包括以下步骤,
(1)开展回采巷道的生产地质条件调研和岩石力学测试,获取煤层的赋存特征、地应力分布特征、围岩结构及其力学参数,包括煤层、顶板及底板的力学参数,综合考虑生产需要、回采巷道稳定性以及经济费用因素,合理设计回采巷道的断面形状及尺寸:回采巷道断面为矩形,宽度为D米,高度为Z米;
(2)采用理论分析和数值模拟相耦合的研究方法,分析顶板、采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的支护参数对底板稳定性的影响,研究确定顶板、采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的强化支护参数; 煤柱侧破裂煤帮与采空区相隔一定距离;
(3)基于回采巷道的断面形状及尺寸,采用掘进机掘进回采巷道,并依据回采巷道的强化支护参数,及时对顶板、采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮铺设金属网、钢带,采用高强锚杆、高强锚索进行主动强化支护;通过对顶板、采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的主动强化支护,显著提高顶板、采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的承载能力,进而减轻向底板传递的压力,确保掘进期间回采巷道底板的稳定性;
(4)滞后回采巷道掘进与主动强化支护20~40天,待采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮发生适度变形、压力释放而且煤帮裂隙扩展至一定程度时,在采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮均打设注浆锚索并施加高预紧力,然后利用注浆锚索对采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮进行注浆加固,强化采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的承载能力,减小回采期间超前支承压力影响范围内顶板、采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮向底板传递的压力,进而减弱回采期间回采巷道的底鼓;
(5)在距离超前采煤工作面50~80m的回采巷道内,采用顶底联控装置,进一步控制回采期间的巷道底鼓;通过顶底联控装置的单体支柱注液施加支撑力而实现对顶板下沉及底鼓的联合控制;
(6)采煤工作面在回采期间,在超前采煤工作面1~2m,及时拆除采煤侧破裂煤帮内的高强锚杆和注浆锚索,避免采煤机切割煤壁时缠进采煤机的滚筒或产生火花而引起瓦斯爆炸的安全隐患;
(7)在回采巷道掘进和回采期间,甚至整个支护控制过程中,加强对回采巷道变形量的监测监控,以便及时修正技术参数;加强对底鼓控制施工质量的监测监控,确保安全可靠。
7.根据权利要求6所述的回采巷道底鼓控制系统的控制方法,其特征在于:采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮为裂隙较发育的破裂煤体,采用树脂锚固剂锚固时,高强锚杆、高强锚索的锚固力要大于80kN。
8.根据权利要求6所述的回采巷道底鼓控制系统的控制方法,其特征在于:步骤(3)的具体施工过程为:采用“高强锚杆、高强锚索、金属网和钢带”联合支护方式,对顶板、采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮进行高预紧力主动强化支护,其施工步骤为:打锚杆孔、锚索孔,铺设金属网和钢带,安装高强锚杆、高强锚索并施加高预紧力,高强锚杆的预紧扭矩应达到200~500N.m,高强锚索的预紧力应达到50~100kN;高强锚杆和高强锚索具有较大的延伸率,在施加较大支护阻力的同时能够适应破裂煤帮200~300mm的变形量;采用金属网铺设在顶板采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的表面,将钢带压在金属网上面并将高强锚杆和高强锚索连接起来,起到护表和均衡高强锚杆和高强锚索受力的作用。
9.根据权利要求6所述的回采巷道底鼓控制系统的控制方法,其特征在于:步骤(4)的具体施工过程为:首先,采用钻孔窥视仪现场测试采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的破裂区深度,并通过室内试验测试采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的物理力学特征及其与注浆材料的粘结特征和渗透特征,据此初步确定注浆锚索的长度、间排距布置参数,以及注浆材料及其配比、注浆压力、注浆工艺注浆参数;在初步确定注浆锚索布置参数和注浆参数的基础上,开展注浆锚索的注浆试验,并采用钻孔窥视仪监测浆液的扩散情况及其与破裂煤体的固结状态,据此对注浆锚索布置参数和注浆参数进行优化,将优化后的参数作为最终的注浆设计方案;
采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮采用注浆锚索加强支护,注浆锚索的规格为直径22mm、长度4300mm的中空注浆锚索,在两排高强锚杆的中间打设两根注浆锚索,高强锚杆的间排距为800×800mm,注浆锚索的间排距为1600×1600mm,即每隔两排高强锚杆打设一排注浆锚索;注浆锚索的孔底采用树脂锚固剂锚固,每根注浆锚索使用1支CK2340、1支Z2360树脂锚固剂,待锚固剂锚固稳定后,通过张拉机具施加高预紧力,不小于100kN;注浆锚索对破裂煤帮的加固深度在4000mm以上,注浆锚索的承载能力在300 kN以上,注浆锚索的加固深度、承载能力、预紧力远大于普通锚杆;
步骤(4)施工过程中,滞后回采巷道掘进与强化支护20~40天,待回采巷道的采煤侧破裂煤帮和煤柱侧破裂煤帮的变形量达到30~60mm后,开始对注浆锚索进行注浆,注浆材料为超细水泥,水泥强度在42.5MPa以上,水灰比根据渗透性试验确定,浆液中掺加减水剂或ACZ-1水泥添加剂以改善浆液的渗透性,对单孔进行注浆时,浆液浓度由稀渐浓,注浆结束时水灰比浓度应能满足封孔要求;破裂煤帮注浆压力应控制在7MPa以内,回采巷道变形量较大、煤帮裂隙密集发育时,注浆压力应控制在3 MPa以内,煤帮裂隙不发育、注浆量小时,可适当提高注浆压力,注浆压力可根据实际注浆效果进行调整;注浆锚索采用止浆塞和棉纱封孔,棉纱缠绕于注浆锚索的索体,封孔长度不小于500mm;注浆过程中观察浆液吸入情况,待吸浆量明显减少或巷道表面出现冒浆时,停止注浆。
10.根据权利要求6所述的回采巷道底鼓控制系统的控制方法,其特征在于:步骤(5)施工过程中,顶底联控装置沿着巷道走向或者垂直于巷道走向布置,每根顶梁和底梁之间设置连接两根或三根单体支柱,单体支柱的间距M根据生产需要调整;相邻两根底梁之间的排距K根据生产需要进行调整。
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CN110617068A (zh) * 2019-09-23 2019-12-27 六盘水师范学院 一种煤矿回采巷道设计施工方法

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