权利要求
1.急倾斜极薄矿体采矿支护方法,其特征在于:矿体采用上向水平分层充填法进行回采,所述急倾斜极薄矿体采矿支护方法采用整体地压控制和采场作业面维护的联合支护工艺,包括如下步骤:
S1、采场作业面的维护包括采场顶板支护作业和采场上盘支护作业:
S11、在采场上向回采预设高度的一个分层过程中,所述采场顶板支护作业采用锚杆、锚索和钢带三者联合支护工艺;
S12、在步骤S11所述采场顶板支护作业完成后,在支护的顶板下进行所述采场上盘支护作业;所述采场上盘支护作业采用双筋条和锚杆联合支护工艺;
S2、所述采场顶板和所述采场上盘支护作业完成后,施工人员在支护体下进行出矿作业;出完矿后,削下盘废石,进行充填作业;当削下的废石不能充填到预设高度时,用外来废石进行补充;或者,当削下的废石不能充填到所述预设高度时,在下盘开硐室取废石进行充填;然后平整工作面,铺设胶垫,进行下一个循环的上向回采作业,保证所述施工人员始终在所述支护体下作业;
S3、整体地压控制工艺:在所述上向回采作业时,沿上向回采方向,每隔5~10m浇筑一条水平混凝土支柱;同时,沿回采作业面方向,每隔10~20m浇筑一条垂直混凝土支柱。
2.根据权利要求1所述的急倾斜极薄矿体采矿支护方法,其特征在于:在步骤S3中,所述水平混凝土支柱的浇筑厚度大于等于500mm,所述垂直混凝土支柱的浇筑尺寸为采幅×0.5~0.8m。
3.根据权利要求1所述的急倾斜极薄矿体采矿支护方法,其特征在于:在步骤S11中,所述分层的预设高度为1.0~1.5m;在所述锚杆、锚索和钢带三者联合支护工艺中,采幅小于1.4m时,采用锚杆、锚索和1m长的钢带联合进行顶板支护;
或者,采幅大于等于1.4m小于2m时,采用锚杆、锚索和1.5m长的钢带联合进行顶板支护;
或者,采幅大于2m时,采用锚杆、锚索和2m长的钢带联合进行顶板支护;
其中,锚杆的间距为1.0m,排距为1.0m;所述锚索的间距为2.0m,排距为1.0mm。
4.根据权利要求1所述的急倾斜极薄矿体采矿支护方法,其特征在于:在步骤S2中,所述采场作业面的维护还包括采场下盘破帮后局部破碎处的支护作业,所述支护作业采用锚杆和双筋条联合进行支护。
5.根据权利要求3所述的急倾斜极薄矿体采矿支护方法,其特征在于:在步骤S11中,所述采场顶板的矿体特别破碎时,或者所述采场顶板的矿体节理裂隙特别发育时,采用锚杆、钢带和金属网三者联合进行所述顶板支护,用以提高其自稳能力。
6.根据权利要求1、3-5中的任一权利要求所述的急倾斜极薄矿体采矿支护方法,其特征在于:所述锚杆的直径为20~30mm,长度为1.5~2.4m;所述锚杆为树脂锚杆、注浆锚杆、管缝式锚杆中的一种或多种组合。
7.根据权利要求3所述的急倾斜极薄矿体采矿支护方法,其特征在于:在步骤S11中,所述锚索采用直径为22~28mm、长度为7~12m的钢绞线或焊接螺纹钢。
8.根据权利要求3所述的急倾斜极薄矿体采矿支护方法,其特征在于:所述钢带沿着垂直矿体走向,采用“之”或“一”进行布置;所述钢带采用宽度150mm厚度为2mm的钢板根据预定间距冲孔并冲压成“W”形。
9.根据权利要求1或4所述的急倾斜极薄矿体采矿支护方法,其特征在于:所述双筋条的长度为2~3m,采用10mm圆钢和厚度为5~10mm的钢板加工而成,两根所述圆钢的间距为5cm;两条双筋条之间的间距为30~50cm;安装时,两个所述双筋条的搭接长度为10~15cm。
10.根据权利要求9所述的急倾斜极薄矿体采矿支护方法,其特征在于:当所述双筋条中间的岩体较为破碎时,施加斜向双筋条和纵向双筋条。
说明书
技术领域
本发明涉及采矿支护技术领域,尤其涉及急倾斜极薄矿体采矿支护方法。
背景技术
极薄倾斜和急倾斜破碎矿体,矿岩界线明显,上盘围岩节理裂隙构造发育,呈块状、碎块状,局部隐形节理发育,且于矿体之间普遍存在土层,下盘节理裂隙发育不明显,属稳固岩层。目前,急倾斜薄矿脉由于矿体规模不大,开采降深快,开拓采准工作量大。目前在开采中主要面临的技术难点有:1)极薄急倾斜破碎矿体在采用削壁充填法开采时,采场空间狭小、深部地压强烈、配矿困难等问题,采用横撑及立支柱的支护方式,工人劳动强度大、作业环境恶劣,存在着劳动者工作强度大、贫化率较高、机械化程度低、采场综合生产能力较低、地压管理难等问题;2)由于上盘围岩节理裂隙发育,呈块状、碎块状,且与矿体之间存在土层,在回采过程中,削下的围岩对上盘支撑力不足,土层遇水成泥,进一步恶化顶板,极易在凿岩、敲毛等阶段出现冒顶片帮现象。
上述问题使得巷道顶板易变形产生下沉、片帮、底鼓等给巷道施工带来一定困难,致使巷道施工劳动强度大、掘进施工慢、支护费用较高。根据对急倾斜极薄矿体采场破坏形式及采矿方法的研究,急倾斜矿体采场变形破坏的最主要原因削下的废石充填体松散且粘结力非常小,颗粒间的连结主要靠摩檫力和微弱的粘结力,强度底,虽然被压实后能起一定的支撑作用,但是围岩移动和地表下沉的能力有限,不足以控制顶板的变形,随着开采的逐渐进行,破坏程度会急剧增加。
现有技术中,利用力学性能较好的胶结充填体进行采场空区充填用以维护围岩稳定和矿柱强度,以阻止围岩冒落,缓解地压显现;但是,与围岩相比,胶结充填体的抗压强度和弹性模量仍然很低,所以对围岩的限制和地压的控制作用仍然有限。
申请号为CN201611204905.6的发明专利公开了一种急倾斜回采巷道围岩稳定支护设施及支护工艺。该支护设施包括由锚杆、锚索、钢带、金属网形成的锚网支护及在巷道表面的喷浆封闭层。该发明提供的支护工艺由锚网安装及在巷道表面喷射混凝土。该技术针对重复采动影响沿空回采巷道,利用高强度锚杆、锚索,结合W型钢带、金属网,再结合巷道表面喷混凝土的非对称多介质耦合支护方式,能有效控制巷道变形。但是该方法的不足之处在于:只进行了采场作业面的支护,并不能完全解决地压显现的问题,即没有从根本上解决上盘岩体和顶板的变形问题,采场的安全仍然存在隐患且支护效率并没有得到很大程度上的提升。
申请号为CN201710147579.8的发明专利公开了一种深部动压软岩巷道U型钢复合支护结构及其施工方法。该支护结构包括锚杆、锚索、U型钢支架、均匀卸压层、反底拱和支撑立柱。锚杆和锚索首先打入围岩内部,随后架设U型钢支架,在U型钢支架和巷道围岩之间布置均匀卸压层,均匀卸压层包括聚酯纤维网、充填体和钢筋网。若巷道所处围岩较为破碎,可增加围岩注浆设备,若巷道出现底臌现象,可增加反底拱,若巷道拱顶和两帮的地压强烈并伴有较大变形,可增加支撑立柱。采用的支撑立柱为木制立柱或钢管混凝土立柱,结构为直立支柱、“Y”形立柱或“T”形立柱。但是该支撑立柱的结构设计使得采场作业空间受限,不便于施工人员的回采作业,且支护成本高,支护效率有限。
有鉴于此,需要从整体上对采场的地压进行控制,并且对采场作业面进行支护,以防止上盘岩体的大规模变形,提高支护效率,保证采场的回采安全。
发明内容
针对上述现有技术的不足,本发明的目的是提供一种急倾斜极薄矿体采矿支护方法。
本发明实现上述发明目的,本发明提供了一种急倾斜极薄矿体采矿支护方法。矿体采用上向水平分层充填法进行回采,所述急倾斜极薄矿体采矿支护方法采用整体地压控制和采场作业面维护的联合支护工艺,包括如下步骤:
S1、采场作业面的维护包括采场顶板支护作业和采场上盘支护作业:
S11、在所述采场上向回采预设高度的一个分层过程中,所述采场顶板支护作业采用锚杆、锚索和钢带三者联合支护工艺;
S12、在步骤S11所述采场顶板支护作业完成后,在支护的顶板下进行所述采场上盘支护作业;所述采场上盘支护作业采用双筋条和锚杆联合支护工艺;
S2、所述采场顶板和所述采场上盘支护作业完成后,施工人员在支护体下进行出矿作业;出完矿后,削下盘废石,进行充填作业;当削下的废石不能充填到预设高度时,用外来废石进行补充;或者,当削下的废石不能充填到所述预设高度时,在下盘开硐室取废石进行充填;然后平整工作面,铺设胶垫,进行下一个循环的上向回采作业,保证所述施工人员始终在所述支护体下作业;
S3、整体地压控制工艺:在所述上向回采作业时,沿上向回采方向,每隔5~10m 浇筑一条水平混凝土支柱;同时,沿回采作业面方向,每隔10~20m浇筑一条垂直混凝土支柱。
优选的,在步骤S3中,所述水平混凝土支柱的浇筑厚度大于等于500mm,所述垂直混凝土支柱的浇筑尺寸为采幅×0.5~0.8m。
优选的,在步骤S11中,所述分层的预设高度为1.0~1.5m;在所述锚杆、锚索和钢带三者联合支护工艺中,采幅小于1.4m时,采用锚杆、锚索和1m长的钢带联合进行顶板支护;
或者,采幅大于等于1.4m小于2m时,采用锚杆、锚索和1.5m长的钢带联合进行顶板支护;
或者,采幅大于2m时,采用锚杆、锚索和2m长的钢带联合进行顶板支护;
其中,锚杆的间距为1.0m,排距为1.0m;所述锚索的间距为2.0m,排距为1.0mm。
优选的,在步骤S2中,所述采场作业面的维护还包括采场下盘破帮后局部破碎处的支护作业,所述支护作业采用锚杆和双筋条联合进行支护。
优选的,在步骤S11中,所述采场顶板的矿体特别破碎时,或者所述采场顶板的矿体节理裂隙特别发育时,采用锚杆、钢带和金属网三者联合进行所述顶板支护,用以提高其自稳能力。
优选的,所述锚杆的直径为20~30mm,长度为1.5~2.4m;所述锚杆为树脂锚杆、注浆锚杆、管缝式锚杆中的一种或多种组合。
优选的,在步骤S11中,所述锚索采用直径为22~28mm、长度为7~12m的钢绞线或焊接螺纹钢。
优选的,所述钢带沿着垂直矿体走向,采用“之”或“一”进行布置;所述钢带采用宽度150mm厚度为2mm的钢板根据预定间距冲孔并冲压成“W”形。
优选的,所述双筋条的长度为2~3m,采用10mm圆钢和厚度为5~10mm的钢板加工而成,两根所述圆钢的间距为5cm;两条双筋条按照30~50cm的间距采用所述钢板进行连接,单侧焊点大于等于5个;安装时,两个所述双筋条的搭接长度为10~15cm。
优选的,当所述双筋条中间的岩体较为破碎时,施加斜向双筋条和纵向双筋条。
与现有技术相比,本发明的有益效果在于:
本发明提供的急倾斜极薄矿体采矿支护方法,采用整体地压控制和采场作业面维护的联合支护工艺,具备支护效果显著提高,采场回采安全得到保障,且支护成本低的优点,这主要是由于:
首先,对采场作业面的支护作业,按顶板、上盘围岩以及下盘围岩的各自特点采用专门的主动人工支护方法进行采场作业面的局部支护,防止冒落以及围岩变形,这主要在于:1)顶板支护作业采用锚杆、锚索和钢带三者联合支护工艺,将锚杆、锚索和钢带的支护作用结合起来,共同作用于顶板岩体,对岩体产生加固和补强作用,提高顶板岩体的自承能力,提高了岩体的强度与稳定性,支护效果显著提高,从根本上确保锚杆、锚索和钢带联合支护的可靠性。且本发明提供的锚杆、锚索和钢带三者联合支护工艺属于主动支护,能有效的克服较大的构造应力及围岩应力,保持围岩长期稳定。2)上盘支护作业采用双筋条和锚杆联合支护工艺,锚杆的作用是增强岩块的稳定性,加固围岩;双筋条的作用是进一步补强锚杆的加固作用,两者结合,将支护作用和加固作用结合起来,协同提高上盘岩石的自承能力和稳定性,支护效果显著提高,很大程度上节约了投资和劳力。
同时,采用整体地压控制法,在上向回采方向和回采作业面方向分别设计了预设间隔的水平混凝土支柱和垂直混凝土支柱,形成充填区域内横竖相间加固混凝土的强化力学结构,使得采场充填体的抗压强度和弹性模量得到了很大程度的提升,增加了围岩稳定性和矿柱强度,有效限制围岩移动和地表下沉,缓解地压显现,有效防止顶板变形。
本发明将采场充填区域内横竖相间加固混凝土结构设计的整体地压控制工艺,与采场局部作业面的支护工艺结合起来,对采场进行联合支护,确保采场矿房的整体稳定,同时采场充填体力学性能得到显著提升,同时又保障了采场作业面的局部稳定和补强加固,整体控制和局部支护两者相互协同,使得该联合支护对围岩的限制和地压的控制作用得到显著提升,并且严格控制采矿区域地压,同时还保证了采场的回采安全;相比于传统的支护方法,本发明取消了立柱及横撑,释放了采场作业空间,便于提高机械化程度,节约了支护成本。而且施工工艺简单,劳动强度小,减少了工作量,提高了施工人员回采作业的安全系数,同时节约了支护成本。
附图说明
图1为本发明提供的采场作业面维护的联合支护示意图。
图2为本发明提供的采场作业面维护的联合支护工艺中锚杆和锚索的排布示意图。
图3为本发明提供的整体地压控制工艺示意图。
附图标记:
1、锚索;2、顶板锚杆;3、钢带;4、上盘锚杆;5、双筋条;10、水平混凝土支柱;20、垂直混凝土支柱。
具体实施方式
以下将结合附图对本发明各实施例的技术方案进行清楚、完整的描述,显然,所描述的实施例仅仅是本发明的一部分实施例,而不是全部的实施例。基于本发明的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动的前提下所得到的所有其它实施例,都属于本发明所保护的范围。
本发明提供了一种急倾斜极薄矿体采矿支护方法。矿体采用上向水平分层充填法进行回采,所述急倾斜极薄矿体采矿支护方法采用整体地压控制和采场作业面维护的联合支护工艺,包括如下步骤:
S1、采场作业面的维护包括采场顶板支护作业和采场上盘支护作业:
S11、所述采场每上采预设高度为1.0~1.5m的一个分层,施工人员站在矿堆上进行所述采场顶板支护作业,所述采场顶板支护作业采用顶板锚杆2、锚索1和钢带2三者联合支护工艺;
S12、在步骤S11所述采场顶板支护作业完成后,在支护的顶板下进行所述采场上盘支护作业;所述采场上盘支护作业采用双筋条5和上盘锚杆4联合支护工艺;
S2、所述采场顶板和所述采场上盘支护作业完成后,施工人员在所述支护体下进行出矿作业;出完矿后,削下盘废石,进行充填作业;当削下的废石不能充填到预设高度时,用外来废石进行补充;或者,当削下的废石不能充填到所述预设高度时,在下盘开硐室取废石进行充填;然后平整工作面,铺设胶垫,进行下一个循环的上向回采作业,保证所述施工人员始终在所述支护体下作业;
S3、整体地压控制工艺:在上向回采作业时,沿上向回采方向,每隔5~10m浇筑一条水平混凝土支柱10;同时,沿回采作业面方向,每隔10~20m浇筑一条垂直混凝土支柱20。
进一步地,在步骤S3中,所述水平混凝土支柱10的浇筑厚度大于等于500mm,所述垂直混凝土支柱20的浇筑尺寸为采幅×0.5~0.8m。
进一步地,在步骤S11所述顶板锚杆2、锚索1和钢带3三者联合支护工艺中,采幅小于1.4m时,采用顶板锚杆2、锚索1和1m长的钢带3联合进行顶板支护;
或者,采幅大于等于1.4m小于2m时,采用顶板锚杆2、锚索1和1.5m长的钢带3 联合进行顶板支护;
或者,采幅大于2m时,采用顶板锚杆2、锚索1和2m长的钢带3联合进行顶板支护;
其中,顶板锚杆2的间距为1.0m,排距为1.0m;所述锚索1的间距为2.0m,排距为1.0mm。
进一步地,在步骤S2中,所述采场作业面的维护还包括采场下盘破帮后局部破碎处的支护作业,所述支护作业采用锚杆和双筋条联合进行支护。
进一步地,在步骤S11中,所述采场顶板的矿体特别破碎时,或者所述采场顶板的矿体节理裂隙特别发育时,采用锚杆2、钢带3和金属网三者联合进行所述顶板支护,用以提高其自稳能力。
进一步地,所述锚杆的直径为20~30mm,长度为1.5~2.4m;所述锚杆为树脂锚杆、注浆锚杆、管缝式锚杆中的一种或多种组合。
进一步地,在步骤S11中,所述锚索1采用直径为22~28mm、长度为7~12m的钢绞线或焊接螺纹钢。
进一步地,所述钢带3沿着垂直矿体走向,采用“之”或“一”进行布置;所述钢带3采用宽度150mm厚度为2mm的钢板根据预定间距冲孔并冲压成“W”形。
进一步地,所述双筋条5的长度为2~3m,采用10mm圆钢和厚度为5~10mm的钢板加工而成,两根所述圆钢的间距为5cm;两条双筋条按照30~50cm的间距采用所述钢板进行连接,单侧焊点大于等于5个;安装时,两个所述双筋条的搭接长度为10~15cm。
进一步地,当所述双筋条5中间的岩体较为破碎时,施加斜向双筋条和纵向双筋条。
下面通过具体的实施例对本发明做进一步的详细描述。
实施例1
矿体采用上向水平分层充填法进行回采,急倾斜极薄矿体采矿支护方法采用整体地压控制和采场作业面维护的联合支护工艺,包括如下步骤:
S1、采场作业面的维护包括采场顶板支护作业和采场上盘支护作业(如图1所示):
S11、所述采场每上采预设高度为1.2m的一个分层,施工人员站在矿堆上进行所述采场顶板支护作业,所述采场顶板支护作业采用锚杆、锚索和钢带三者联合支护工艺;
采幅小于1.4m,采用锚杆、锚索和1m长的钢带联合进行顶板支护;其中,锚杆的间距为1.0m,排距为1.0m;所述锚索的间距为2.0m,排距为1.0mm(如图2所示)。
作为本方案的进一步优选,顶板锚杆采用树脂锚杆,直径为22mm、长度2.4m,配尺寸为130mm×130mm×10mm的锚杆托盘,所述锚杆施工时垂直于顶板岩面,所述托盘垂直于所述注浆锚杆杆体。
锚索采用直径为22mm、长度为7m的钢绞线或焊接螺纹钢,配尺寸为 150mm×150mm×16mm的锚索托盘。
钢带沿着垂直矿体走向,采用宽度150mm厚度为2mm的钢板根据预定间距冲孔并冲压成“W”形。
作为本方案的进一步优选,在步骤S21中,当所述采场顶板的矿体特别破碎时,或者,当所述采场顶板的矿体节理裂隙特别发育时,采用锚杆、钢带和金属网三者联合进行所述顶板支护,用以提高其自稳能力;
S12、在步骤S11所述采场顶板支护作业完成后,在支护的顶板下进行所述采场上盘支护作业;所述采场上盘支护作业采用双筋条和锚杆联合支护工艺;
作为本方案的进一步优选,上盘锚杆选用直径为22mm,长度为2.0m的管缝式锚杆按网度1.0m×2.0m进行方型布置。
双筋条的长度为2m,采用10mm圆钢和厚度为10mm的钢板加工而成,两根所述圆钢的间距为5cm;两条双筋条按照40cm的间距采用所述钢板进行连接,单侧焊点为7个;安装时,两个所述双筋条的搭接长度为15cm。
S2、所述采场顶板和所述采场上盘支护作业完成后,形成支护体;施工人员在所述支护体下进行出矿作业;出完矿后,削下盘废石,进行充填作业;当削下的废石不能充填到预设高度时,用外来废石进行补充;然后平整工作面,铺设胶垫,进行下一个循环的所述上向回采作业,保证所述施工人员始终在所述支护体下作业。
作为本方案的进一步优选,所述采场作业面的维护还包括采场下盘破帮后局部破碎处的支护作业,所述支护作业采用锚杆和双筋条联合进行支护。
S3、整体地压控制工艺:在进行上向回采作业时,沿上向回采方向,每隔5m浇筑一条水平混凝土支柱,所述水平混凝土支柱的浇筑厚度为800mm;同时,沿回采作业面方向,每隔10m浇筑一条垂直混凝土支柱,所述垂直混凝土支柱的浇筑尺寸为采幅×0.8m(如图3所示)。
实施例2
矿体采用上向水平分层充填法进行回采,急倾斜极薄矿体采矿支护方法采用整体地压控制和采场作业面维护的联合支护工艺,包括如下步骤:
S1、采场作业面的维护包括采场顶板支护作业和采场上盘支护作业:
S11、所述采场每上采预设高度为1.2m的一个分层,施工人员站在矿堆上进行所述采场顶板支护作业,所述采场顶板支护作业采用锚杆、锚索和钢带三者联合支护工艺;
采幅大于等于1.4m小于2m,采用锚杆、锚索和1.5m长的钢带联合进行顶板支护;其中,锚杆的间距为1.0m,排距为1.0m;所述锚索的间距为2.0m,排距为1.0mm。
作为本方案的进一步优选,顶板锚杆采用注浆锚杆,注浆锚杆的直径为20mm、长度2.0m,配尺寸为130mm×130mm×10mm的锚杆托盘,所述锚杆施工时垂直于顶板岩面,所述托盘垂直于所述注浆锚杆杆体。
注浆浆液选用奥士德。
锚索采用直径为28mm、长度为10m的钢绞线或焊接螺纹钢,配尺寸为 200mm×200mm×16mm的锚索托盘。
钢带沿着垂直矿体走向,采用宽度150mm厚度为2mm的钢板根据预定间距冲孔并冲压成“W”形。
作为本方案的进一步优选,在步骤S21中,当所述采场顶板的矿体特别破碎时,或者,当所述采场顶板的矿体节理裂隙特别发育时,采用锚杆、钢带和金属网三者联合进行所述顶板支护,用以提高其自稳能力;
S12、在步骤S11所述采场顶板支护作业完成后,在支护的顶板下进行所述采场上盘支护作业;所述采场上盘支护作业采用双筋条和锚杆联合支护工艺;
作为本方案的进一步优选,上盘锚杆采用管缝式锚杆,选用直径为28mm,长度为2.4m的管缝式锚杆按网度1.0m×2.0m进行方型布置。
双筋条的长度为3m,采用10mm圆钢和厚度为10mm的钢板加工而成,两根所述圆钢的间距为5cm;两条双筋条按照50cm的间距采用所述钢板进行连接,单侧焊点为6个;安装时,两个所述双筋条的搭接长度为10cm。
S2、所述采场顶板和所述采场上盘支护作业完成后,形成支护体;施工人员在所述支护体下进行出矿作业;出完矿后,削下盘废石,进行充填作业;当削下的废石不能充填到预设高度时,用外来废石进行补充;然后平整工作面,铺设胶垫,进行下一个循环的所述上向回采作业,保证所述施工人员始终在所述支护体下作业。
S3、整体地压控制工艺:在进行上向回采作业时,沿上向回采方向,每隔10m浇筑一条水平混凝土支柱,所述水平混凝土支柱的浇筑厚度大于等于500mm;同时,沿回采作业面方向,每隔20m浇筑一条垂直混凝土支柱,所述垂直混凝土支柱的浇筑尺寸为采幅×0.5m。
实施例3
矿体采用上向水平分层充填法进行回采,急倾斜极薄矿体采矿支护方法采用整体地压控制和采场作业面维护的联合支护工艺,包括如下步骤:
S1、采场作业面的维护包括采场顶板支护作业和采场上盘支护作业:
S11、所述采场每上采预设高度为1.2m的一个分层,施工人员站在矿堆上进行所述采场顶板支护作业,所述采场顶板支护作业采用锚杆、锚索和钢带三者联合支护工艺;
采幅大于2m,采用锚杆、锚索和2m长的钢带联合进行顶板支护;其中,锚杆的间距为1.0m,排距为1.0m;所述锚索的间距为2.0m,排距为1.0mm。
作为本方案的进一步优选,在步骤S21中,当所述采场顶板的矿体特别破碎时,或者,当所述采场顶板的矿体节理裂隙特别发育时,采用锚杆、钢带和金属网三者联合进行所述顶板支护,用以提高其自稳能力;
S12、在步骤S11所述采场顶板支护作业完成后,在支护的顶板下进行所述采场上盘支护作业;所述采场上盘支护作业采用双筋条和锚杆联合支护工艺。
双筋条的长度为3m,采用10mm圆钢和厚度为10mm的钢板加工而成,两根所述圆钢的间距为5cm;两条双筋条按照50cm的间距采用所述钢板进行连接,单侧焊点为6个;安装时,两个所述双筋条的搭接长度为10cm。
S2、所述采场顶板和所述采场上盘支护作业完成后,形成支护体;施工人员在所述支护体下进行出矿作业;出完矿后,削下盘废石,进行充填作业;当削下的废石不能充填到预设高度时,用外来废石进行补充;然后平整工作面,铺设胶垫,进行下一个循环的所述上向回采作业,保证所述施工人员始终在所述支护体下作业。
S3、整体地压控制工艺:在进行上向回采作业时,沿上向回采方向,每隔10m浇筑一条水平混凝土支柱,所述水平混凝土支柱的浇筑厚度大于等于500mm;同时,沿回采作业面方向,每隔20m浇筑一条垂直混凝土支柱,所述垂直混凝土支柱的浇筑尺寸为采幅×0.6m。
综上所述,本发明提供了一种急倾斜极薄矿体采矿支护方法。矿体采用上向水平分层充填法进行回采,所述急倾斜极薄矿体采矿支护方法采用整体地压控制和采场作业面维护的联合支护工艺。采用锚杆、锚索和钢带三者联合支护工艺进行顶板支护作业;采用双筋条和锚杆联合支护工艺进行上盘支护作业;采场作业面维护完成后,进行出矿作业和下盘废石充填作业,进行下一个循环的上向回采作业,保证所述施工人员始终在支护体下作业。并在回采过程中,沿上向回采方向和采作业面方向,分别浇筑预设间隔的水平混凝土支柱和垂直混凝土支柱,完成整体地压控制。本发明采用整体-局部双控制的支护方法,提高了支护效率,同时还保证了采场的回采安全。
最后应说明的是:以上实施例仅用以说明本发明的技术方案,而非对其限制;尽管参照前述实施例对本发明进行了详细的说明,本领域的普通技术人员应当理解:其依然可以对前述实施例所记载的技术方案进行修改,或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换;而这些修改或者替换,并不使相应技术方案的本质脱离本发明实施例技术方案。