顶板支护方案

顶板支护方案（精选9篇）

顶板支护方案 篇1

与架棚支护相比, 锚杆支护煤巷冒顶事故具有突发性、大范围、隐蔽性强等特点, 许多事故无明显预兆, 一旦发生将造成极为严重的后果。已有的研究成果和工程经验表明, 离层是煤巷顶板破坏失稳的基本特征或直接原因[1], 因此对锚杆支护煤巷顶板离层情况进行实时监测, 及早发现顶板失稳破坏征兆并采取加固措施, 可以有效避免巷道冒顶事故发生;同时通过顶板离层动态观测结果分析判断锚网支护巷道围岩和支护系统的稳定性, 可以对锚网支护初始设计参数进行优化和完善, 以取得最佳的支护效果。

1 当前顶板离层监测方法及缺陷

当前煤矿锚杆支护巷道顶板离层监测的常规仪器是机械式深浅双基点顶板离层指示仪, 通过在顶板钻孔中布置两个测点:一个设置在锚杆端部位置, 另一个设置在比较稳定的深部岩层中, 在两个测点处安设固定器, 固定器与顶板岩层同步移动。将固定器用测量钢丝绳与设在顶板表面的测读装置连接, 就能测出锚固区内外和总的离层值[2], 该监测方法具有显示直观、测读方便等优点。

当前锚杆支护巷道顶板离层监测方法在现场应用中存在不足之处, 即测点深度设置方法单一、缺乏针对性, 无法对巷道顶板围岩条件、地质构造带、锚固体破坏程度等做到有效监测, 造成监测数据分析困难, 难以判别顶板离层原因和采取针对性补强加固措施, 因此需对当前顶板离层监测方法进行优化调整, 即制定巷道顶板离层方案时应综合考虑可能导致巷道离层和失稳的各项因素, 测点安装应具有针对性和目标性。

2 顶板离层监测方案优化

新的煤巷锚杆支护冒顶成因分类标准及方法把冒顶成因分成四大类, 即以稳定岩层和非稳定岩层厚度变化、顶板存在软弱夹层为主的岩层组合劣化型, 顶板出现断层等地质构造, 应力突变型和支护设计施工不良型。其中岩层组合劣化型占冒顶事故总数的66%, 是引起冒顶事故的主要原因[3], 也应当是顶板离层监测的重点。

2.1 顶板岩层厚度变化

非稳定岩层是指对顶板岩层变形破坏起控制作用的软岩 (煤) 及中硬岩层, 由于非稳定岩层变厚或非稳定岩层变薄, 造成锚杆 (索) 无法锚入稳定岩层中, 支护系统未能有效承载而发生整体冒落。对于顶板岩层变化区域, 顶板离层监测重点应为稳定与非稳定岩层结合面以及锚杆 (索) 锚固区整体离层情况, 测点位置应设置于岩层结合面和锚杆 (索) 锚固区上下边界处, 并适当增加观测频度。通过对比深、浅测点移动情况, 判断巷道顶板岩层和锚固区整体离层下沉情况, 及时采取增加锚杆 (索) 长度、架设防护棚等方式提升安全系数。

2.2 顶板软弱夹层

已有研究成果表明, 围岩应力达到2~3倍原岩应力时, 软弱夹层位于锚杆锚固区边缘时巷道最易失稳垮冒;软弱夹层位于锚杆锚固区外时, 软弱夹层离层明显, 应力持续增高时直接顶很快失稳垮冒[4]。因此, 制定顶板离层监测方案时, 除对锚杆 (索) 锚固区整体离层进行监测外, 还需对软弱夹层上下边缘设置测点进行监测。判断锚固区整体离层下沉和软弱夹层离层失稳情况, 及时采取增加锚杆 (索) 长度、补打锚杆 (索) 、减小锚杆 (索) 间排距、架设防护棚等补强加固措施。

2.3 地质构造带

巷道掘进至断层等地质构造带时, 由于围岩裂隙发育、松散破碎, 锚杆 (索) 锚固区产生裂隙, 锚固强度衰减, 进而导致锚固区整体稳定性的削弱或破坏, 出现锚固区内离层导致的冒顶事故;若围岩破碎范围较大, 锚固区因整体变形过大不能阻止向上的渐进破坏, 导致外层弱面离层, 持续发展将导致锚固区整体垮冒。因此地质构造带区域的巷道顶板离层监测应增加测点布置数量和观测频度, 在锚固区以内不同深度、断层面上下、锚固区外一定深度都应设置测点;因为工作原理相同, 可以使用多点位移计或多台顶板离层指示仪进行监测, 根据不同位置测点的监测结果综合分析离层位置及原因并采取针对性加固措施。

2.4 顶板锚固体破坏失稳

根据锚杆支护围岩强度强化理论分析, 顶板锚杆锚固范围的锚杆和围岩组成顶板锚固体, 顶板失稳主要是锚固体内锚杆拉断或滑脱造成顶板锚固体破坏, 顶板锚固体的破坏分为正应力破坏和剪应力破坏, 以及锚索对失稳锚固体作用力较小或锚索锚固岩层承载力不够而造成整体复合失稳[5]。顶板离层监测重点应为锚杆 (索) 锚固区内外离层破坏情况, 测点位置应设置于锚杆 (索) 锚固区上下边界各300mm处。通过对比深、浅测点移动情况, 分析判断顶板锚固区内外离层位置和原因, 及时采取相应的处理措施, 确保生产安全。

3 工程应用实例

杨河煤业公司31111运输巷采用锚梁网索支护, 其支护参数为:顶帮锚杆规格Φ20mm×2400mm, 顶板锚杆间排距750mm×700mm, 两帮锚杆间排距700mm×700mm, 锚杆用钢筋托梁连接;锚索规格Ф18.9mm×6200mm, 采用“303”布置形式, 即每施工两排锚杆时施工一排锚索, 每排3根, 间排距1700mm×1400mm。掘进至1100m位置时, 根据地质部门预报, 巷道向前将揭露一落差0~6.5m正断层, 断层影响区域30m左右, 揭露断层期间, 巷道围岩裂隙发育、松软破碎, 并伴随顶板淋水出现。为确保生产安全, 决定对该段巷道增设矿压监测站, 站内进行表面位移、顶板离层和锚杆 (索) 受力监测, 顶板离层监测设备为KWD-2多点位移计 (如图1) 。

因锚杆、锚索锚固深度分别为2.3m和5.9m, 且断层落差最大达到6.5m, 制定顶板离层监测方案时, 为实现对锚杆 (索) 锚固区和断层影响区域的准确监测, 测点深度分别定为2.2m、2.5m、5m、6m、7m, 同时加大观测频度, 每个生产班收集1~2次监测数据。

如图2所示, 顶板离层监测4天后, 顶板离层量即超过100mm, 且离层位置为巷道顶板6m~7m处, 位于锚索锚固位置上部, 可以判断为顶板锚固区的整体离层下沉。根据监测结果可知巷道顶板和支护系统处于非稳定状态, 主管业务部门立即发布顶板离层预警, 并对该段巷道采取减小锚杆 (索) 间排距、顶板补打Ф18.9mm×8200mm锚索补强加固、套工字钢防护棚等应对措施, 确保了巷道过断层期间的施工安全, 有效避免了顶板事故的发生。

4结论

(1) 通过对锚杆支护煤层巷道顶板离层的准确监测可以有效预防巷道各类顶板事故的发生, 同时为判断巷道围岩和支护系统的稳定性提供依据。

(2) 当前锚杆支护巷道顶板离层监测的不足之处即测点位置设置方式单一、缺乏针对性。

(3) 将锚杆支护巷道顶板离层方案制定与巷道顶板事故成因分类相结合, 从顶板岩层厚度变化、软弱夹层、地质构造带、顶板锚固体破坏失稳等方面阐述了顶板离层监测的优化调整方案。

摘要：基于对当前煤矿锚杆支护巷道顶板离层监测方案不足之处的分析, 结合锚杆支护煤层巷道顶板事故成因分类, 通过分析该类巷道不同冒顶事故类型, 对顶板离层监测方案提出优化调整建议, 以提高顶板离层监测的针对性和准确性, 为顶板离层失稳分析、巷道围岩稳定性判断和顶板离层处理加固方案制定提供依据。

关键词：煤巷,顶板离层监测,锚固体

参考文献

[1]鞠文君.锚杆支护巷道顶板离层机理与监测[J].煤炭学报, 2000, 25 (增刊1) :58-61.

[2]康红普, 等.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M]北京:煤炭工业出版社, 2007:191.

[3]贾明魁.锚杆支护煤巷冒顶成因分类新方法[J].煤炭学报, 2005, 30 (5) :568-570.

[4]张农, 等.煤巷顶板软弱夹层层位对锚杆支护结构稳定性影响[J].岩土力学, 2011, 32 (9) :2753-2758.

[5]勾攀峰, 等.深井巷道顶板锚固体破坏特征及稳定性分析[J].中国矿业大学学报, 2012, 41 (5) :712-718.

顶板支护方案 篇2

支护质量、顶板动态监测制度 二0一七年元月

第一章 总则

第1条 为认真落实“安全第一、预防为主、综合治理”的方针，切实加强顶板管理的各项基础工作，不断提高顶板管理水平，确保矿井安全生产，结合我矿顶板管理工作的实际情况，特制定本制度。

第2条 支护质量、顶板动态监测是井下顶板安全管理的主要组成部分。矿各部门、各相关专业管理机构、各级管理人员必须把此制度作为企业管理的基础工作来抓。

第二章 支护质量、顶板动态监测管理机构及职责

第3条

为进一步做好支护质量、顶板动态监测管理工作，矿成立专业领导小组，以矿长为组长，总工程师、分管生产（安全）的矿长为副组长，分管副总工程师以及生产技术科（地测）、通风科、机运队、调度指挥中心及采掘工程队单位负责人和工程技术人员为成员的支护质量、顶板动态监测专业领导小组。办公室设在生产技术科。

第4条 顶板管理专业领导小组成员在组长的领导下，负责研究制定支护质量、顶板动态监测管理制度，落实上级指示、指令；负责全矿的支护质量、顶板动态监测工作的协调；做好采掘工作面支护质量、顶板动态监测的管理；对各工程队的日常支护质量、顶板动态监测工作负责检查、监督、指导、考核，并向上级主管部门反馈信息。

第三章 责任分工

第5条 总工程师对支护质量、顶板动态监测负主要技术责任。

1、负责支护质量、顶板动态监测制度的制定及修订。

2、健全机构，配齐人员，落实岗位职责。

3、组织支护质量、顶板动态监测，及时分析观测资料。

4、组织开发和推广支护质量、顶板动态监测的新技术和新工艺。第6条 生产副矿长对采掘工作面支护质量、顶板动态监测工作负主要领导责任。

1、检查和督促支护质量、顶板动态监测工作的开展和规章制度的落实，及时对支护质量、顶板动态监测的分析结果做出决策和指令。

2、组织对监测出的隐患进行排除。

第7条 安全副矿长对支护质量、顶板动态监测工作负监督检查责任。

严格按《煤矿安全规程》、《煤矿工人安全技术操作规程》、《作业规程》和《兴隆县平安矿业有限矿支护质量、顶板动态监测制度》的要求，对工作开展情况进行监督检查，确保各项措施落实到现场。

第8条 分管副总工程师协助总工程师做好分管范围内的支护质量、顶板动态监测工作，对分管范围内的支护质量、顶板动态监测工作负技术责任。

第9条 有关职能部门对支护质量、顶板动态监测工作负专业管理责任。

1、生产部是支护质量、顶板动态监测的主管部门，负责支护质量、顶板动态监测管理工作，要监督责任单位按规定开展支护质量、顶板动态监测工作，及时对观测资料进行分析并拿出分析意见。地质情况或生产条件发生变化时，要及时安排责任单位根据分析结果编写相应的加强顶板管理措施

2、地测部要及时查清采掘工作面地质构造变化情况，及时填图分析，提供地质资料，除每月至少要进行一次地质预报外，对可能或已出现的地质构造要及时通知相关单位，提出合理建议。对贯通巷道要及时下达预透通知单，协助生产部制定切实可行的顶板管理措施。

3、调度指挥中心要按时调度各类支护质量、顶板动态监测后分析出的顶板隐患处理情况及初采工作面和老面撤除的顶板管理措施落实情况，同时负责各生产工程队生产现场素描的收集。

4、通风科要严格按规程措施规定，认真检查支护质量、顶板动态监测措施的落实情况，严格把住安全检查关，不安全不准生产。对存在的问题隐患要督促有关部门进行整改，重大顶板隐患问题，要专门安排安监人员盯现场处理。组织对顶板事故的分析处理，提出防止顶板事故的措施。对工人进行关于支护质量、顶板动态监测所涉及的顶板管理及安全方面的培训学习。

5、机运工程、供应科要保证及时向采掘工作面供给合格的、足够数量的支护材料、设备机具和检测仪器。要求各支护材料及设备仪器必须有合格的煤安标志。

6、各生产、辅助工程队按照各单位卫生责任工程划分日常支护质量、顶板动态监测范围，严格执行好敲帮问顶制度，锚喷巷道出现顶板、巷帮开裂、爆皮、底鼓，锚梁网巷道出现锚杆、托牌、钢带变形、断裂，顶板下沉、底鼓，架棚巷道工字钢棚梁、棚腿弯曲变形严重等问题，必须立即以书面形式上报生产部，生产部根据实际情况制定加强支护方案，并组织安排实施。

第10条 工程队干部对现场支护质量、顶板动态监测工作负直接责任。

1、有采掘单位设立专门台账并安排专人对其进行监测并记录，并要求工程队每旬进行分析和处理并交由生产科审批签字。遇特殊情况应及时分析并采取相应措施。

2、对采掘工作面过断层、二合顶、老巷、冒落工程、压力集中工程，或遇托伪顶回采、大倾角、超高、处理悬顶、巷道新开门、大断面施工、巷道扩修、回撤及顶底板松软破碎等，要严格按规定进行支护质量、顶板动态监测。按规定编制专项措施，严格按措施加强顶板管理，对存在的问题隐患必须有工程队管理人员紧盯现场处理。

3、对初采面和老面回撤、采煤面上下两巷和端头、煤壁线、支架（柱）质量与支设质量、泵站压力、支架（柱）初撑力、二次注液、支护材料数量与质量、掘进贯通、交岔门口、临时支护等，都要作为支护质量、顶板动态监测的重点，按有关规定、要求和措施，抓好现场落实。

4、严格按支护质量、顶板动态观测规定进行操作，严格执行各标准制度，发现不合格的工程，要立即组织整改。

第11条 跟班技术员对现场支护质量、顶板动态监测负直接责任。

1、按照支护质量、顶板动态监测制度组织监测，任何情况下都不准篡改现场监测资料或遗漏监测。

2、按规定对支护质量、顶板动态监测出的主要环节、薄弱地点等，重点检查，发现问题及时整改。对威胁安全的隐患，一要立即汇报跟班管理人员并组织力量排除，二要及时向采工程汇报。

3、具体组织人员进行支护质量、顶板动态监测工作，落实制度和责任。

第12条 验收员、班组长负现场操作直接责任：

1、严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿工人安全技术操作规程》、《作业规程》和《兴隆县平安矿业有限矿支护质量、顶板动态监测制度》的要求及各项措施的规定，客观正规操作，按章作业。

2、严格按标准进行观测，客观填写各项监测记录，监测作业做好自主保安。

3、根据支护质量、顶板动态监测分析的结果，现场不具备安全生产条件，要向班长、跟班管理人员提出先排除隐患再施工的建议，严禁强行生产和施工。

4、有权利和义务拒绝违章指挥及违章作业。

第四章 支护质量、顶板动态监测工作制度

第13条 矿利用每月召开一次的顶板管理会议，总结交流支护质量、顶板动态监测工作的经验教训。矿每月组织一次支护质量、顶板动态监测工作的现场及内业资料检查。工程队每天对支护质量、顶板动态监测的结果进行分析，发现问题隐患及时处理并汇报相关科室部门，相关科室部门提出解决的方案进行处理。

第14条 采掘单位与地测、通防、掘进、调度、安监、机电、运输、生产等部门应相互协作、相互配合，有业务联系时，应通过协调会、上级领导协调或签审批意见等方式进行。

第15条 严格支护质量、顶板动态监测分析制度。采掘工作面因支护质量、顶板动态监测制度落实不到位造成顶板事故的，由生产副矿长、总工程师或安全副矿长组织分析。

第16条 建立健全汇报制度。对支护质量、顶板动态监测情况，现场监测人员必须按周期要向工程队汇报。工程队必须根据按周期向相关部室汇报。相关部室根据支护质量、顶板动态监测的分析结果及时向采工程反馈，需采取卧底、加强支护等措施的要及时安排到采工程。

第17条 采掘单位提供的支护质量、顶板动态监测资料等，必须由单位负责人及技术负责人严格把关。

第五章 支护质量顶板动态监测制度

第一节、一般规定

第18条 采掘工作面支护质量、顶板动态监测，由矿总工程师及各分管副矿长组织，各专业副总负责实施，技术业务部门主管。业务部门不定期抽查指导、总结分析，提出建议及改进意见。

第19条 矿压观测仪器仪表由分管领导负责安排购臵、维修和更新。第20条 采掘工作面必须开展矿压监测工作，新采工作面、新采煤层采煤工作面或地质条件有异常变化的采煤工作面必须开展矿压规律研究，由矿总工程师牵头，技术业务部门组织实施，必要时与部研部门合作，掌握矿压显现规律，有效指导安全生产。

第21条 矿压监测要纳入日常生产技术管理。采掘工程队按规定班班设观测人员，积极认真地开展监测工作；工程长全面负责，技术人员具体落实，切实做到面面实施监控，使监控工作走向部学化、规范化、制度化。建立健全全员、全过程、全方位的“三全”体系，确保监测工作落到实处。管理人员应亲自抽测、组织现场整改、严把质量关。

第22条 采掘单位开展工作面班评估工作，对支护质量、顶板动态监测情况、工程质量、顶板管理、规程落实、隐患整改等进行评估。

第23条 支护质量、顶板动态监测数据必须真实可靠，发现问题及时整改，排除隐患。工程队监测人员验测后填写原始记录表，上报采工程及技术业务部门，审阅后有采工程技术人员存档管理。

第24条 采掘单位建立支护材料基础台账，所有支护材料的规格型号、供货渠道、数量、合格证、MA 标志、检修日期记录要齐全。

由生产部材料管理员对相应归口管理材料建立相应台账并负责调配管理。

第25条 单体支柱入井前、采煤工作面结束或使用时间超8个月的支柱，必须逐根进行压力试验。

有生产部负责对单体支柱使用情况建立台账。

第26条 采煤工作面支护材料符合规定要求，支护材料（包括备用材料）、支护方式、支护质量、特殊条件下的加强支护方式以及控顶距必须与作业规程相符，并符合《煤矿安全规程》规定。

采煤工作面必须保持一定数量的备用支护材料，其数量、规格、存放地点和管理方法必须在作业规程中规定（其中：单体液压支柱、金属铰接顶梁和坑木各不少于20根）。采煤工作面严禁使用折损的坑木、损坏的金属顶梁和失效的单体液压支柱。采煤工作面不得使用木支柱、金属摩擦支柱、巷道式采煤等淘汰的设备、工艺。在同一采煤工作面中，不得使用不同类型和不同性能的支柱，综采工作面一般采用单面布臵。

第27条 单体液压支柱必须要棵棵穿柱鞋，保证其达到规定的初撑力。

第28条 采煤工作面采空工程悬顶面积不得超过作业规程规定。第29条 采掘生产过程中煤层赋存条件发生变化、出现地质构造等，采工程技术人员要及时向矿技术业务部门汇报处理。

第30条 坚持“初撑力第一”观点，思想上、组织上、措施上、技术上、装备上重视矿压监控，严格按规定执行。

第31条 采掘工作面所用支架、支柱要确保不漏液、不串液、不卸载。在用及备用的液压支柱完好，不漏液、不自动卸载，无外观缺损。

第32条 采掘工作面，必须存有一定数量的备用支护材料。单体支柱、铰接顶梁、工字钢、坑木、锚杆、钢筋网等材料的数量、规格、存放地点和管理方法必须在作业规程中规定。

第二节、支护质量规定

第33条 采掘工作面必须按作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业。对支护质量和顶板动态要严格按质量标准要求安排专人进行监测。工作面所有支架（支柱）必须架设牢固，迎山有力。

第34条 采煤工作面支架（支柱）初撑力达到规定要求：泵站压力≮30MPａ，乳化液浓度不低于3﹪-5﹪，液压支架初撑力不低于额定值的80﹪；缸径100mm的单体液压支柱，初撑力不低于90kN。支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角＜7°；相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2／3），支架不挤、不咬，架间空隙不超过规定（＜200mm）；工作面工程质量管理必须达到“三直一平”（“三直”是指煤壁直、溜子直、支架直，“一平”是指顶板平整，无明显台阶）。

第35条 严禁空顶作业。处理倒架、歪架、压架以及更换支架和拆修顶梁、支柱等大部件时，必须有安全措施。

第36条 坚持每小班一次对工作面及沿途的顶板情况和支护质量进行检查的制度，发现问题及时处理。若发现有顶板整体下沉、压力骤然增大，锚杆断裂、锚杆托盘崩出或锚索断裂，工字钢棚梁、棚腿弯曲变形严重、棚梁滚肩及其它异常情况时，应及时补打锚杆、锚索、架设抬棚或支设单体支柱加强支护。

第37条 所有支护锚杆及锚索全部进行捆绑。具体要求如下：

1、捆绑铁丝规格不小于14#铁丝。

2、在锚杆丝杆或锚索锁具以下，铁丝缠绕不少于2圈。

3、铁丝与帮部或顶板菱形网联接网扣不少于1扣，铁丝与帮部双抗塑料网斜交，联接网扣不少于2扣。菱形网一个网扣为两个铁丝交汇点，塑料网一网扣为一个十字交叉点。

4、铁丝回头自拧不少于3圈。

5、必要时可在人行道侧顶帮上加挂防护网。

第38条 两巷内架设工字钢棚工程域，应将工字钢两端分别使用双股8#铁丝与巷道顶部金属网固定在一起，以防工字钢梁掉落伤人。

第39条 所使用单体支柱的采掘工作面必须对单体支柱严格进行班班二次补液，确保全部达到初撑力。

第40条 严格控制采高，采高控制在液压支架的有效支撑范围内，并保留不少于300mm的活柱伸缩量。

第41条 支柱初撑力，必须达到规定要求。对于松软底板，应采取防止支架钻底措施，确保顺利移架。

第42条 工作面的上下安全出口，其人行道宽度均不得小于0.7m，高度不低于1.8m；出口20m范围内，要采取带帽单体支柱加强支护，支护方式在作业规程中要明确规定，必须满足通风、行人、运料等安全生产要求。

第43条 上下安全出口的顶板必须接实背严，严禁空顶、空帮。替棚、移端头支架时按作业规程规定执行，必须先支后回或先支后移，有专人监护，严禁单人操作。

第44条 采煤工作面上、下端头支护，要使用端头支架或其它有效支护形式，其使用范围、支设方法、质量要求、安全措施等，必须在规程措施中明确规定。

第45条 采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内，必须超前加强支护。并根据矿压观测资料及现场实际，特殊情况下必须加大超前支护长度。支设单体柱阀方向要与巷道走向一致，同路支柱成一直线并棵棵拴防倒绳。正常支设单体支柱要垂直顶底板，倾斜巷道支设单体必须有3-5°迎山角，并支在实底上，间排距必须在作业规程中明确规定且偏差控制在+50mm以内。单体支柱规格必须适应巷道高度，当单体支柱活柱行程低于200mm时，必须用合适高度的单体支柱更换。支柱必须棵棵穿铁鞋，钻底量不应大于100mm。

第46条 当端头及顺槽受压力影响变形严重，致使宽度、高度达不到规定要求时，要编制措施及时进行扩帮卧底。根据现场实际情况需要改变顺槽超前支护及端头支护形式时必须提前编制专项安全技术措施。

第47条 随时检查单体液压支柱支护状况，及时处理歪斜、挤帮、不够行程的单体支柱。一旦出现死柱或不卸载现象，应采取卧底方法处理。处理前，首先要打好临时护身柱或替柱，拴好防倒绳，并检查顶帮安全情况，确认无问题，然后进行卧底，通过升降活柱或借助倒链将单体支柱回出。

第48条 掘进工作面迎头空顶、空帮距离的规定。

根据省、市、集团、矿业专家建议，结合我矿实际，对掘进工作面空顶、空帮距离规定如下：放炮前空顶距离不得大于200mm，空帮距离不得大于实际排距的一倍；放炮后空顶距离不得大于实际循环进尺加200mm；空帮距离不得大于实际循环进尺加实际排距的一倍。

当空顶、空帮距离超过规定时，顶板按实际排距或补打锚杆的方式进行支护，帮部按实际排距进行支护，支护工作完成前严禁继续向前掘进。

第49条 掘进工作面严禁空顶作业，严格执行敲帮问顶制度。在开始工作前及工作中，必须随时认真检查工作地点顶帮和支护情况，发现隐患时，必须及时进行处理。

第50条 掘进的工作面，必须使用临时支护。

第51条 要加强贯通巷道的支护质量、顶板动态监测及分析。对围岩破碎，顶板不好，压力较大的巷道，应缩小支架间距和最大临时控顶距，并加强临时支护。要提前排除被贯通巷道内的积水，瓦斯，提前支护台棚，防止贯通时倒棚冒顶。

第52条 锚喷、锚杆、锚梁、锚网、锚网梯及锚网梯加锚索等巷道支护，必须符合以下要求：

1、根据审批的采工程地质说明书和采工程设计说明书，在对设计巷道工程附近巷道变形和破坏情况进行调查的基础上，依据巷道围岩变形和控制原理，利用矿压观测资料和围岩稳定性分类成果，运用锚杆支护理论和巷道围岩松动圈测试数据，经综合分析研究，采用工程类比法、理论计算法和实测法等方法，作出该巷道锚杆支护设计。在作业规程或施工措施中要进行支护选型及强度校核计算并叙述计算过程和支护参数选取的根据。

2、锚网、锚索、锚杆杆体材料应采用作业规程规定的材料；锚杆杆体的屈服载荷符合作业规程要求，其锚杆托盘、螺母应选用配套的标准托盘、螺母，强度与杆体相匹配。

3、树脂锚杆锚固剂药卷符合MT146.1-95标准，根据设计锚固力的大小，可以作端锚、半锚或全锚。

4、锚喷支护时，喷射混凝土的质量及配比、速凝剂的掺入量、水灰比等，要严格按照有关设计要求执行，并在作业规程中明确规定。砂子和石子要用水洗干净。

5、锚喷、锚杆支护巷道要严格按作业规程的设计断面形状施工，坚持画线点眼，实行光面爆破，拉线喷浆。锚杆位臵、角度等符合作业规程规定，锚杆的间排距不超过设计的+100mm,孔深不小于锚杆体的有效长度，且不大于杆体有效长度30mm，角度应垂直煤层顶板或巷道周边，偏差不大于15°。喷体厚度超过200 mm时必须再补打锚杆、挂网后喷浆。

6、锚网支护巷道，两网片搭接长度不小于100mm，并按设计要求连网，网片要拉紧，并要与巷道周边岩石密贴，应将两网片搭接处压于锚杆托盘和钢筋梯之下。为便于网片搭接和连网，靠迎头的第一排锚杆可只铺网，不上钢筋梯，待下一片网铺上连好后，再上钢筋梯，并上紧托盘。

7、锚杆安装应使用锚杆钻机或风煤钻一次完成，锚杆螺母的拧紧力矩不小于150N〃m，使锚杆具有初锚力。锚杆托盘要紧贴岩面，有网梯时要压紧网梯不松动，锚杆尾部外露15-50mm。

8、严格执行敲帮问顶制度。打钻前、挂网前，要将危岩活石及时处理掉。必须在确保安全的条件下，方可作业。

9、购进的树脂药卷，必须是经过有关检测单位检验合格的产品，否则不准采购。失效的药卷严禁使用。

10、每安装300根锚杆或独立工程少于300根的，至少要选一组（3根）作锚固力检测，对重要工程要适当增加检测组数。要求检测的锚固力不小于设计值的90%为合格，如检测其中一根不合格，需再抽查一组（3根）,再达不到要求，由分管矿领导分析原因，采取措施处理。施工单位负责检测，并现场记录，建档备查。

11、施工现场必须至少保持有一个合格的扭矩扳手，对螺母扭矩进行检测，要求每班至少检查一组（3根）,由班组长负责检测，跟班验收员要班班抽查。

12、生产技术部要定期对锚喷巷道喷射混凝土的厚度进行检测，应用钻眼法测量，凡独立工程每50～100m、大型硐室每10～25m需检查1个点，每点至少检查3个检查孔，当全部检查孔的喷层厚度75%以上符合设计规定，其它检查孔厚度不影响安全使用，且最小厚度不小于设计值的50%，该检查点为合格。如达不到要求，要采取复喷处理。喷射混凝土强度要按规定进行检测，其检测数据要存档备查。

第53条 采用锚杆、锚喷支护的煤巷必须进行顶板离层监测。顶板离层仪安装距离应符合本制度规定，观测记录齐全、真实；记录牌板应标注安装日期、初始读数；当根据顶板离层仪显示数据顶板离层变化较大有冒顶危险时，要及时采取架棚或其它加强顶板支护的措施。

第54条 临时支护要符合以下要求：

1、新开门巷道支齐三架棚后，要采用前探梁作临时支护。前探梁可用圆形钢制作。每根前探梁的固定点不少于一个，采用吊环连接。巷道新开门时，如不具备使用前探梁的条件时，喷浆巷道采用初喷的方式进行临时支护，架棚巷道及锚网巷道采用打点柱或架棚的方式进行临时支护。

3、前探梁的长度不小于2m，前探距离要根据循环进度在作业规程中具体规定。前探梁的根数，当棚顶净宽在2.5m及以下时用两根，大于2.5m时前探梁间距不大于1.0m，均匀布臵。

4、前探梁上方用长度比巷道顶部荒宽小0.4m的木板梁（宽×厚=150×60mm）和小杆或板棚接顶，控制前探部分顶板。有条件时可将棚梁预放在前探梁上，接顶架牢。

5、炮掘迎头外10m内的支架，除了撑杆（拉杆）外，还要有其他有效的防倒措施。因放炮打倒打歪的棚，必须待吹散炮烟后，从外向里，在支架和前探梁掩护下，敲帮问顶，逐架扶正，背牢架实。

6、在移动、支设前探梁时，要从外向里，在支架掩护下操作，严禁空顶作业。

7、巷道坡度大于25°时，要制定临时支护特殊措施。

第55条

砌碹巷道，要尽可能采用锚喷做临时支护。在围岩松软、压力较大或巷道支架变形严重处砌碹，可根据现场情况，采取其它临时支护措施。

第56条

新开门口的位臵，要根据现场情况确定，应避开断层带、岩石破碎带、老巷、三叉口以及实体煤与老空的交界处。

第57条 架棚巷道新开门口必须使用抬棚，抬棚要同时托住开门口范围内及其两侧各不少于一架原棚梁。抬棚与棚梁、插梁间的空隙用木楔或木座要加紧、加牢，但不得重楔重座。

第58条 锚喷及锚杆支护巷道的开门口，要有加强支护的措施。跨度较大、压力较大的地点，如用锚索加固时要在措施中明确规定锚索的长度、数量及布臵方式。

第59条 两巷道立体交岔净岩帽小于6m时，要制订专门加强支护的措施。

第60条 对巷道门子口、交岔点，加强管理，落实好维修单位，严格执行挂牌管理制度。

第61条 断层带顶板、两帮松软时，应根据现场情况及时调小支护锚杆间排距，并适当加密支护锚索间排距。

第62条 煤岩交界处施工注意事项：

1、顶板煤层破碎时仅爆破掏槽眼，用风镐支刷帮的方式刷至巷道设计断面即可。

2、在放炮、割煤、排矸以后，必须及时进行围岩支护工作。

3、煤与岩石结合部顶板易冒处，采取超前锚杆支护，每排打φ18×1800mm（或φ20×2400mm）超前锚杆，间距300mm作为超前支护，锚杆与巷道顶板成40°～45°仰角。超前锚杆不合格或不起作用的锚杆必须重打。

第63条 巷道扩修、维护换棚时，必须严格执行以下规定：

1、独头掘进巷道必须撤出迎头工作人员，严禁与迎头施工平行作业。

2、施工前要将作业地点前后10m范围内的支架全部进行加固。

3、整修换棚严禁先回后支。修复更换一架棚子，要先支设点柱或使用前探梁控制顶板。当巷道倾角较大时，还必须加支趄柱、护身柱等。在控制好顶板确保安全的情况下，才能进行换棚作业。具体控制顶板方法，要根据现场实际情况，在施工措施中明确规定。

4、整棚只准一人操作，一人配合，并有专人监护，严禁在棚子两侧同时操作。每次只处理一架棚子。严禁用手拉葫芦等工具违章整棚。

5、为方便支棚、整棚和处理漏顶，每个掘进头应配有2～3棵内注式单体液压支柱。井下工具房必须备有扁钎、撞楔等专用工具材料。

第三节、支护质量、顶板动态监测的内容及附表

第64条 采煤工作面支护质量、顶板动态监测内容。

回采工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测、顺槽超前支护范围内围岩表面位移观测、巷道围岩表面位移观测、支护质量动态监测及工作面顺槽顶板离层观测。

一、工作面支架阻力观测

1、利用支架压力表，观测支架前、后立柱工作阻力的变化情况，压力表每架安装一组，观测支架的初撑力、工作阻力。

2、数据观测由当班验收员或跟班技术员负责，每班一次。验收员井下填支架压力记录表，经跟班副工程长签字，上井后交工程技术员整理，然后将原始记录及整理后的报表每月报生产部一次。

具体监测记录表格形式见附表。

二、超前支护范围内单体液压支柱阻力观测

分别超前支护范围内每班检查所有单体支柱的工作压力并各抽查记录5个单体支柱，超前支柱以外的单体支柱每班要进行检查，对不符合规定的单体液压支柱必须进行二次供液，确保全部达到初撑力。

具体监测记录表格形式见附表。

四、巷道围岩表面位移观测

在轨道顺槽、皮带顺槽分别每隔100m布臵有顶板离层仪，分别监测顶板情况，现场设记录牌板。要求每周有跟班技术员以上管理人员观察一次并记录。顶板离层总量累计达到100mm或一日离层量达到2mm时，说明顶板离层加剧，存在冒顶危险，必须立即采取支设单体带帽点柱或架设工字钢棚等措施进行维护顶板，并迅速汇报生产部、矿总工程师。

具体监测记录表格形式见附表。

五、支护质量动态监测

每月由生产部不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次，每旬利用验收时间对工作面的技术管理及工程质量检查一次，对存在的问题，由采煤采工程立即整改。

监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。

第65条 掘进工作面支护质量、顶板动态监测内容。

掘进工作面的矿压观测研究内容主要有：掘进巷道素描绘制、掘进迎头围岩特征监测、锚杆拉拔力及预紧力监测、巷道变形监测、锚喷巷道喷浆质量监测、支护质量动态监测及工作面顺槽顶板离层观测。

一、掘进巷道素描绘制的规定

1、所有掘进采工程在进行掘进施工期间均必须绘制巷道素描图。

2、巷道素描图相关技术规定：

（1）巷道素描图应为沿巷道掘进方位方向及巷道顶板中线的垂直剖面图，CAD制图，比例尺为1:2000，图中使用的图例、标注、标题栏等绘图标准应与矿生产用图标准一致。

（2）巷道素描图中的巷道高度、巷道坡度、煤岩厚度、导线点位臵应与实际一致。

（3）图中需对应力集中工程域、围岩破碎工程域、特殊支护工程域、淋水带、冲刷带等特殊工程域进行标注。

3、每月底将巷道素描图纸质版交由地测部核对人员签字后存档备查。

4、巷道素描图应由生产技术部技术员绘制，凡出现弄虚作假、与实际不符现象的，对责任人每次处罚100元。

5、巷道素描图在掘进期间由掘进采工程存档备查。掘进采工程更换工作地点时，巷道素描图应全部转交给交接单位。若巷道全部施工完毕，则巷道素描图转交如下：开拓、准备巷道转交至生产部；回采巷道转交至负责该工作面回采工作的采煤采工程。

6、地测部对巷道素描工作要不定期检查，要保证巷道素描的连续性和准确性，凡是出现弄虚作假的一律按严重“三违”处理，情节严重的由矿分析处理。

二、掘进迎头围岩特征监测的方法及管理

1、当掘进过程中围岩出现变化，出现地质构造或围岩破碎时，现场管理人员必须及时向地测部、生产部汇报，同时，现场采工程管理人员、安监员、矿值、带班人员均有权利和义务要求现场采取相应措施加强支护；

2、当天值班组长每天晚协调会前必须组织本组值带班人员审阅所有迎头的“围岩特征表”，根据特征表反映的情况向当天值班矿领导汇报并由值班矿领导审阅签字，由值班矿领导根据情况做出相应工作安排，之后值班组长在晚协调会上通知现场立即落实、执行。当天值、带班领导对当天的围岩特征表负责，凡因会审不认真，采取措施不准确、不及时，造成安全事故的，一律严肃追究相关人员的责任。

3、经值、带班领导会审的围岩特征表由生产部负责收集存档。对于巷道顶板围岩异常地段的特征表，在生产现场交接时应交予现场施工单位，以便于指导下一步的顶板管理等工作。

三、锚杆拉拔力及预紧力监测方式及规定

利用锚杆拉拔计和力矩扳手进行 ：

要求顶板用锚杆的拉拔力不小于7t（拉力计读数21Mpa），两帮用锚杆的拉拔力不小于5t（拉力计读数15Mpa）。用力矩扳手测锚杆预紧扭矩不小于150N〃m。锚索紧固力8-10t（拉力计读数24-30Mpa），所有锚索必须使用应力碗，否则视为不合格，每棵处罚100元。

检测工作由采工程技术员负责组织，每300棵锚杆抽查拉拔力一次，一次抽查为顶帮各三棵锚杆，检测结果填表按月上报生产技术部。

四、巷道变形监测

锚梁网支护的巷道每隔50m设一巷道变形监测站，有顶板离层仪的，与其设在同一断面。在巷道两帮中央相互对应位臵各打一深450mm的钻孔，钻孔内打入一顶面锯齐的木橛子，在其顶部钉一铁钉，第一个月每5天测一次，以后每旬测一次两铁钉之间的距离。编号与顶板离层仪相同，无顶板离层仪的按“巷道名称—顺序号”。

第66条 顶板离层仪的安装及监测

一、顶板离层仪的原理：

顶板离层仪是将顶板孔内多个固定装臵随岩层变化的值通过测量钢丝绳反映到设在顶板表面的测读数装臵上，通过顶板不同层位的位移差，判断出巷道顶板的稳定性和锚杆的支护效果。

二、顶板离层仪的结构：

顶板离层仪由孔内锚爪、测量钢丝、孔内盘（套管）和测读数装臵四部分组成；

1、孔内锚爪采用弹簧抓爪式结构，深部基点锚爪（长端）固定在稳定岩层内，浅部基点锚爪（短端）固定在锚杆端部位臵；

2、测量钢丝由柔软弹性小的多股细钢丝联接锚爪与测读数装臵；

3、测读数装臵由两个带有刻度标志的塑料横管组成；

4、孔内盘由塑料圆盘和塑料管组成，圆盘作用是导泄孔内水。当锚杆锚固范围内有离层时，顶板及基体向下移动，此时深部测尺（长端）及浅部测尺（短端）均可显示离层量；当锚杆锚固范围外有离层时，顶板与浅部锚爪相对位臵不变，一起向下移动，离层量由深部测尺（长端）指示；当锚杆锚固范围内外都有离层时，深部及浅部均有离层量指示，总离层量由深部测尺（长端）显示。

三、顶板离层仪的安装步骤

1、用锚杆机Φ27mm钻头打孔；

2、深部锚爪：用安装杆将深部锚爪推入孔中，直至孔底，抽出安装杆后，手拉一下钢丝绳，确认锚爪已卡住，深部锚爪应固定在顶板以上7-8m处；

浅部锚爪：用安装杆将浅部锚爪推至2.3m处，抽出安装杆后用手拉一下钢丝绳，确认锚爪已固定住；

3、钢丝绳应事先盘好，推入锚爪时逐圈展开，以防纠缠打结；

4、对准刻度：记下浅部、深部的初始读数，用绳卡卡死，并截去多余钢丝绳。

四、顶板离层仪的使用规定

1、根据我矿实际，需安装顶板离层仪的巷道类型主要为掘进巷道，其它类型巷道根据实际需要由生产部另行通知。

2、离层仪的领取、安装由采工程技术员负责。

3、巷道每隔50m安设一个顶板离层仪，巷道交岔点处需增设一个顶板离层仪。

4、对测点进行编号，号码组成为“巷道名称—顺序号”，如2511掘进—1。

5、浅部锚爪一定要准确定位，为此可提前在安装杆上做好标记；

6、安装后，两个刻度游标均应处于自由伸缩状态，不得有任何卡阻现象；

7、顶板离层仪安装必须及时，距迎头距离不得超过100m。

8、在锚杆巷道施工中，如发现某处顶板有较明显变化和顶板离层值较大时，及时停止巷道掘进，对该处采取补打锚索或架棚加强支护。

9、在安装后一周内要每天进行观测记录，之后需每一周观测记录一次。测读牌板与观测记录内容必须属实、一致。当长时间放假时，应在放假前一天测读一次；开工后由第一个班的跟班工程长测读一次，确认顶板离层情况无异常后方可开工。

第四节、支护质量、顶板动态监测管理规定

第67条 具体测量工作由技术员负责组织，验收员具体执行。每少一次处罚技术员、验收员各100元。观测数据由技术员汇总整理后按月报生产技术部，迟报、不汇报每次对责任人处罚100元。对不按规定安装设备和组织人员监测的责任人处罚100元/每次。

第68条 测压期间观测人员要明确所测数据的用途，注意所测数据的代表性、准确性和部学性。参与人员要密切配合，按观测计划规定工作，及时整理观测资料，掌握观测进度。

第69条 任何人不得漏检，每发现漏检一次处罚100元。伪造数据者，记“三违”一次。发现有损坏的仪器仪表必须及时汇报生产部，发现不汇报或人为损坏监测仪器的，每发现一次对责任人处罚100元并挂罚单位负责人100元。

第70条 观测数据必须保证真实、可靠，不得伪造数据,否则，一经发现记严重“三违”一次，造成严重后果的矿分析处理。

第71条 职能部室要积极配合，做好监督执行工作。由生产部、安全部负责现场监督，严格按本制度落实处罚。

第72条 对不按本规定要求工作的，对有关责任人及单位负责人进行处罚，因工作不力造成事故的，责任自负。

第73条 损坏的设施由生产部负责统计，造成的资金损失在当月生产材料费用考核中扣除并对相关责任人进行处罚。

第八章 附则

挤压再生顶板支护技术 篇3

该矿井开拓方式为上下山开拓, 现中、厚煤层已基本采完。一采区29#层即将全部采完, 采空区内有积水, 下部27#层煤, 工业储量273万吨, 可采储量为232万吨。如何在采空区下掘进, 形成再生顶板, 减少煤炭损失, 提高矿井服务年限是一个课题。

2 挤压再生顶板的提出

进入2011内, 矿井接续紧张, 优劣煤层搭配也成了问题, 开采一采区27#层成为必然。27#层发热量为242873J/g, 生产灰分为24%, 煤层厚度为1.0~1.1米, 是正阳矿优质煤层。支护采用三种方案:一是锚杆+金属网+W钢带进行联合支护, 二是架棚, 三是单体柱配钢梁支护。

3 挤压再生顶板参数的确定

3.1 锚网带联合支护技术机理分析。

锚网带支护是在顶板暴露后及时安设锚网带, 锚杆围岩组成一个支护圈, 借助围岩支护围岩, 起到良好的加固作用。

(1) 锚网带作用:高强预应力的作用下, 对围岩挤压加固在内部形成一个厚度均匀可连续的压缩带, 使顶板形成一个刚性梁, 改善变形区围岩的力学性质, 提高围岩屈服后的强度。钢带使锚杆之间相互作用, 形成一个统一的支护结构, 增强锚杆之间的整体支护合力, 使载荷均匀布置, 扩大锚杆的支护范围, 减少锚杆之间巷道表面由于顶板弯曲下沉造成的拉伸破坏作用, 使巷道形成一个整体, 金属网有较大的强度和韧性, 能阻止破碎的岩体冒落, 对提高锚杆的支护起积极的作用。 (2) 刚性梁机理:由于预应力锚杆有足够的预应力, 使顶板形成一个刚性组合梁, 不但消除梁锚杆的滑移量, 而且统一围岩一定的压应力, 又能把软岩紧贴硬岩下, 并沿层面增加摩擦力, 最大限度减少软岩离层及顶板下沉和岩层破碎的进一步扩散, 在预应力刚性梁的作用下, 顶板垂直应力被分解移到巷道两侧煤体纵深, 巷道两侧煤体压力减少片帮现象的发生, 保持巷道的长期稳定性。

3.2 挤压再生顶板支护设计:

一采27#层上覆28#层厚度为1.3~2.1米的页岩夹煤线 (如断面支护图) 28#层上分层为29#采空区, 采空区内有积水, 27#层掘进时, 是沿27#层顶板岩石破底施工的, 采用1.3米长左旋螺纹预应力锚杆+金属网+W钢带进行联合支护, 锚杆采用全程锚固, 锚杆排距为0.6米, 纵距为0.8米, 呈矩形布置, 使28#层在锚杆的预应力作用下, 形成挤压再生顶板来支撑29#采空区冒落岩石。

3.3 挤压再生顶板支护参数的选择:

该顶板可视为简支架, 受均布载荷的梁, 其跨度B=2.4米, 经查1982年版《鸡西煤田煤岩坚固性手册》得:28#层煤得抗拉强度[δ]=46.9kg/m2, 容重r=2.26g/m2。

3.4 顶板压力计算:

(1) 根据材料力学公式, 计算该组合梁得每米可能承受得最大载荷q每米组合梁得抗弯截面模量为:

确定最大弯矩|M|max为:

经过分析, 该顶板最大弯矩发生在梁得中心, 其值为:

因此:

该巷道顶板组合梁线分布的最大载荷为:

因此该巷道顶板每米可能承受得最大载荷q为:

(2) 每米巷道上方29#顶板冒落对组合梁的压力为:

因此该巷道的组合梁可以承受上方29#采空区冒落带冒落的岩石, 可以满足支护要求。式中:B-巷道宽度;H-29#层煤厚度;M-29#层采高;m1-29#层顶板冒落高度。

3.5 护帮支护。

3.5.1 巷道侧压计算:

(1) 根据挡土墙理论, 自然平衡拱跨度之半:a1=a+c=1.4+0.48=1.88m式中:a-巷道掘进宽度之半, 1.4m;c-自然平衡拱跨度增大值, m;

h-巷道掘进煤层高度, 取1.6m;βd-两帮岩石内阻力角, 煤取56° (2) 自然平衡拱高度:

(3) 根据挡土墙理论, 计算巷道侧压为:

式中:h0-换算高度 γ-顶板岩石容重, 取2.5T/m3;γd-两帮岩石的容重, 煤1.6T/m3;

3.5.2 护帮支护计算:

(1) 护帮锚杆长度:l杆=K·c+l1+l2=2×0.48+0.35+0.1=1.41m

(2) 安全系数校核:a.若每1.5m在巷道煤壁侧布置三根护帮锚杆, 则锚杆提供的支承合力为: 。b.实际安全系数校核: , 即支撑合力是巷道侧压的3.9倍。

式中:l1-锚杆锚固长度m;l2-锚杆外露长度;K-安全系数;Q-锚杆锚固力;n-锚杆排数。

综合上述计算取护帮锚杆参数如下:锚杆采用1.6m长树脂锚杆配金属菱型网进行护帮, 护帮锚杆采用三花布置, 锚杆间排距为1.2×1.5m, 通过实践证明, 护帮支护对于有效支护顶板起着重要作用。

(3) 挤压再生顶板支护的应用效果。采用此种支护, 共施工800米巷道, 设了12个观测点, 经2个月观测, 根据测试数据可知, 无论顶板还是两帮位移基本稳定, 顶板没有离层, 只是遇构造处采用了木腿钢梁架棚支护。现已送出两个采煤工作面回采量为15万吨, 现有一个面正在回采。

(4) 掘进施工中注意几点事项。a.严格控制空顶距, 放炮后要及时支护。b.锚杆必须全程锚固、锚网要拉平拉紧连接要牢固, 钢带要接顶。c.巷道超挖要控制在150毫米以内, 遇构造时, 要及时采取架棚处理。

结束语

通过锚杆+金属网+W钢带联合支护技术, 形成挤压再生顶板的成功应用, 提高了煤炭回收率, 减少资源的浪费, 为今后的近距离煤层采空区开采下层支护提供了宝贵的经验, 为此技术推广奠定了基础。

摘要：介绍了采空区下巷道掘进挤压再生顶板支护技术的探索与研究, 获得了成功经验。

顶板支护方案 篇4

编 制 人：施工负责人：掘 进 区 长：生 产 矿 长：安 全 矿 长：机 电 矿 长：总 工 程 师：

编制日期：批准日期： 海 鹏

年 月年 月年 月 年 月 年 月 年 月年 月年 月

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肖

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11602机巷、回风巷掘进局部顶板破碎

专门支护安全技术措施

一、工作面概述

11602机巷及11602回风巷为一采区11602回采工作面的上、下顺槽，位于一采区轨道下山东翼，分别从1537轨道石门揭16#煤层、1588二石门揭16#煤层位置处开门，按方位角125°沿16#煤层掘进施工，巷道工程量合计为570m（机巷为200m，回风巷为370m）。根据地质资料分析，该掘进工作面地质构造简单，无大断层及褶曲，但为保证11602机巷、回风巷掘进在突遇局部地段顶板破碎时的支护安全及质量，特编制以下专门措施，以指导施工。

二、11602机、风巷原支护情况： 1、11602机巷掘进时采用锚网+梯子梁联合支护，在过局部顶板破碎地段时采用锚网+梯子梁+锚索支护，锚杆规格为Ф18×2200mm，梯子梁采用Φ14mm圆钢条制作，规格为50mm×2600mm（宽×长）。锚索规格为Ф17.8×6000mm。锚杆间距由原800×800mm缩小为700×700mm，锚索间排距为1000×2000mm,顶板锚杆数量每排不少于5根，锚索数量每排不少于3根。2、11602回风巷掘进原采用锚网+梯子梁联合支护，因巷道压力大原锚网支护无法支承顶板，现已将支护形式更改为工字钢支护，棚距为650±50mm。

三、11602机、风巷顶板破碎地段更换支架安全技术措施

1、若顶板局部破碎严重，锚网支护已不能有效支护顶板时必须立即采用工字钢棚支护，棚距0.65米。

2、在修理过程中，必须先用单体架修好顶梁，背好顶板，然后采用风镐（手镐）将两边棚腿及柱窝挖出，再架设工字钢腿子，严禁空顶下作业，每架工字钢必须打设4个撑筒。3、11602回风巷在更改支护时，必须先支好超前支护。超前支护采用3.3m长钢梁或1.0m铰接梁配（8-10根）内注式单体液压支柱进行抬棚支护。

4、工字钢支架顶、帮必须用矸石充填接实，严禁空帮空顶。

5、在架设工字钢支架过程中，班长、大工必须现场把关。

6、、施工中必须严格进行敲帮问顶工作，并责任到人，及时发现不安全隐患，及时找掉活石、浮矸，确认安全以后，其他人员才能进入工作面进行正常工作。

7、在更换支架地点前方5m，必须用单体配铰接梁加固。

8、架设棚腿时，棚腿要栽到实底上，如底板松软，必须穿木鞋（木鞋规格为：长×宽×厚=300×300×100mm的木垫墩）棚子架设正规有力，严禁架等劲棚，严禁淋肩、调斜。

软岩巷道顶板支护技术探析 篇5

目前, 我国工程学在煤矿软岩技术方面的理论已取得了显著发展。然而随着我国各地煤炭资源的大力开发, 煤炭开采深度加深, 使得大部分井下巷道的围岩呈现出膨胀性, 强流变性, 低强度性的特点, 这些处于越来越高地应力环境中的巷道无形中加大了巷道支护难题, 从而增加了开采作业的难度。因而, 研究应对高地应力软岩巷道的支护技术已迫在眉睫。

1 软岩巷道顶板支护的关键方面

(1) 支护点严重破坏和围岩变形。在掘进巷道之后, 围岩由于挤压存在较大的变形, 碰水膨胀的矿物质成分涵盖于岩石当中, 存在非常大的膨胀作用, 这会严重地破坏支护构造。 (2) 脱落的顶板碎块会伤及到人, 软岩的承压性能比较低, 爆破而形成的震波非常容易导致片帮和冒顶, 这样一来, 在进行支护的时候较为困难。 (3) 围岩的稳定性差, 难以进行支护施工, 这不利于通风、矿井运输、行人的安全性。

2 软岩巷道掘进矿压的显现

软岩底层存在于坡底煤矿当中, 顶板的作业存在比较大的困难。为了有效地控制软岩底层顶板支护, 应当有针对性地选用支护构造, 且根据矿井作用于位置的差异性, 检测支护构造以及试验墙抬梁、锚网、金属支架、直墙半圆拱等一系列的支护方式, 且探究其适用的范围。借助拱形棚和锚网的联合支护方式, 基本不会破坏巷道。其中, 煤矿软岩巷道的变形特点是:

(1) 变形出现破坏的情况, 速度非常之快, 较难进行预防, 会严重地危害矿井。 (2) 膨胀压力太大会严重地损坏底鼓。煤层顶底板的围岩构造是粉砂质和泥岩, 非常地容易出现膨胀移位的情况, 支护体上存在较大的膨胀力, 首先在底鼓出现, 之后造成墙拱的变形, 在最后的时候会对矿井构成破坏。 (3) 在巷道开始成为岗巷的情况下, 受到挤压和膨胀的软岩会出现变形的情况, 且并非迅速地出现, 而是在一段时间之后才开始变形, 在最后的时候会造成矿井的坍塌。 (4) 较难协调围岩与支架之间。在对巷道进行开挖的情况下, 围岩会受到挤压、流变、膨胀、松弛等的位移影响。为了避免围岩的变形, 需要确保支架的强度和柔性足够。为此, 难以探究适宜的支架进行进行完善。 (5) 如果矿井围岩失去稳定性, 那么巷道会受到非常严重的破坏, 倘若不可以实时地进行加固, 那么可能会报废。

3 软岩巷道顶板支护技术

3.1 顶板自承性能的提升

不管借助怎样的支护构造方式, 都应当尽量地借助光面爆破对巷道进行掘金, 借助的支护方式是锚喷, 进而最大程度地确保围岩的稳定性与完整性, 以及使围岩原岩应力的扰动以及上覆岩层的松弛压力降低, 有效地激发围岩的自承能力, 确保支护体与围岩一起进行承载。

3.2 尽可能地对流变进行控制, 确保稳定和长期的支护

在掘进软岩巷道的时候应当注意顶板的松软, 需要短掘短砌, 在掘金巷道之后, 迅速地实施永久支护, 这种情况下软岩由于流变膨胀会出现非常大的变形, 会导致刚性支护构造在缺少一定强度的情况而破坏。并且, 如此的支护构造禁止受到些许的变形, 如果出现开裂的情况, 那么会失去作用, 这就需要大面积地进行返修。针对软岩巷道来讲, 应当实时地进行支护, 从而对围岩进行封闭, 防止围岩的吸水风化而出现膨胀, 也非常有必要对扩大围岩流变的情况进行抑制。这种情况下, 借助临时性的锚喷支护是非常有效的措施, 再借助支护构造、围岩压力、巷道变形收敛的互相影响, 探究适宜软岩不禁止的临时性支护变形范围之内开展永久性支护的最为理想的时间。

3.3 注重协调支架强度、围岩的释压和让压

在多年的施工和生产实践之后, 能够明确的是, 在软岩巷道的施工过程中, 通过刚性支架构造对围岩的来压以及变形进行承受常常会失败, 以及需要重复地维修, 这会导致投资的浪费。只有借助初柔性后刚性的支护构造, 才可以缓和初掘巷道之后的围岩变形位移、构造, 以及对巷道掘砌空间的完整性进行维护, 不再需要重复地维修, 能够实现理想的经济效益。要想支护体、围岩的释压、围岩的让压确保一致性, 支护体的强度应当足够。并且, 能够确保围岩在相应的范围之内出现变形释压。立足于当今的支护构造类别而言, 应当应用以及推广新奥法施工技术, 锚喷技术是其关键的施工工艺技术。

3.4 应用以及推广采用新奥法施工技术

在以往的时候, 一般借助 “一锤定音”的设计方法进行施工, 针对破坏的巷道进行重复地维修, 依旧借助原设计支护的构造。事实证实, 传统的设计、施工、支护等技术较难有效地统一实际的要求, 难以跟岩石力学的特性的改变特点相符合, 需要实时地完善和创新设计、支护策略。从本质上来讲, 新奥法施工技术非常重视检测以及反馈信息, 而作为新奥法施工技术的一种工艺方式的锚喷支护可以对围岩的变形进行有效地控制, 重点是基于锚杆可以对岩体进行加固, 从而使岩体本身的承载性能增强。围岩紧贴喷层, 可以对围岩实时地封闭, 实现支护抗压力的提升, 确保围岩不再受到水的侵蚀以及风化的影响作用, 且可以对岩壁的凹凸位置以及裂缝进行充填。这样一来, 不但使围岩的抗压性能增强, 而具备较高的支护强度。

4 结语

总起来说, 巷道支护主要是控制围岩松动圈的扩大, 采取有效方法对巷道围岩进行加固或替换掉破碎围岩, 再造巷道围岩承载层, 改变围岩的应力状态。采用新奥法施工技术的一种工艺方式的锚喷支护可以对围岩的变形进行有效地控制, 重点是基于锚杆可以对岩体进行加固, 从而使岩体本身的承载性能增强, 减少围岩变形, 有效提高了软岩支护效果。

摘要：本文在归纳了现阶段煤矿软岩巷道支护方式的基础上, 结合当前软岩巷道的特点及问题, 针对煤矿软岩巷道高应力, 大变形的特点, 提出了一种相对实用的新奥法施工技术, 并对这种方式的优势作了简要的说明, 为煤矿软岩巷道的支护提供了可行性强的有效方式。

关键词：软岩巷道,顶板支护技术,探析

参考文献

[1]张树峰.浅谈软岩巷道监测技术[J].科技信息, 2010 (01) :101-102.

[2]王琦.矿井软岩巷道加固修复技术研究[J].科技信息, 2011 (09) :131-132.

[3]佟利.二次耦合支护技术在矿井软岩巷道中的应用[J].科技风, 2011 (22) :46-47.

[4]屠倩, 郝召玉.软岩巷道修复技术研究[J].中国科技信息, 2012 (11) :98-99.

再生胶结顶板巷道锚杆支护探讨 篇6

关键词：再生胶结顶板,树脂锚杆,水力膨胀锚杆

1 引言。

目前，国内煤巷锚杆支护在中硬以上、围岩稳定程度较高的I、II、III类回采巷道中已基本成熟[1,4,5]，但我国厚煤层储量非常丰富，下分层工作面较多，下分层工作面的上下两巷支护技术已严重制约该类工作面的生产效益，开展该类巷道支护技术研究，对提高矿井技术经济效益具有重要意义。

在再生胶结顶板条件下，煤巷围岩松软、破碎，受采动影响后巷道变形量大。若采用架棚支护，不能主动支护顶板，再生胶结顶板破碎，由承载体完全转变成为载荷体，而锚杆能对巷道通过加固围岩而改善围岩的受力状态[6,7]，将巷道围岩由载荷体部分变为承载体，而且预应力锚杆还对围岩起着主动支护作用，克服了巷道的早期离层现象，这种支护比普通锚杆支护有更强的支护能力和适应范围。根据煤层及再生顶板胶结情况，下分层巷道能够采用预应力锚杆锚索联合支护，对改善下分层巷道支护手段及质量有着十分重要的意义。

2 树脂锚杆对再生胶结顶板的适应条件

厚煤层开采时，在一定的顶板条件下人为注水，采空区垮落的矸石经过压实固结形成再生胶结顶板。再生顶板岩层岩性、结构，地质条件及生产技术条件不同，再生胶结顶板强度、厚度及上覆岩层性质差别很大[2]。根据对树脂锚杆锚固力及树脂锚杆与再生胶结顶板相互作用关系的分析研究，认为适于加长锚固树脂锚杆支护的巷道再生胶结顶板的条件如下：

(1) 再生胶结顶板厚度超过锚杆锚固长度； (2) 再生胶结顶板厚度小于锚杆锚固长度，其上部未胶结成再生顶板，但锚杆锚固在再生胶结顶板上部规则垮落带内； (3) 再生胶结顶板厚度小于锚杆锚固长度，其上部未胶结成再生顶板，但锚杆锚固在再生胶结顶板上部被压实的不规则垮落带内。

当锚杆锚固在再生胶结顶板上部未压实的不规则垮落带，即锚固在由不规则垮落带向规则垮落带过渡区域时，由于岩层层位之间存在空隙，大量树脂被挤进不规则垮落带和规则垮落带岩层的离层间隙内，降低了杆体与孔壁之间树脂的密实程度，不利于锚固剂的密实充填，锚杆锚固力不稳定且较小。

根据对树脂锚杆锚固力及树脂锚杆与再生胶结顶板相互作用关系的分析，通过计算上分层采过后直接顶板和基本顶岩层的位置，可以确定是否使用树脂锚杆：如果锚杆前锚固端接近直接顶板和基本顶岩层分界面，不宜使用树脂锚杆；如果锚杆前锚固端远离直接顶板和基本顶岩层分界面，可以使用树脂锚杆。

3 工程实例

3.1 工程地质条件。

试验巷道下分层煤层厚度为1.8m，煤层倾角12°～19°，平均17°。直接顶为1.2～4.0m厚的胶结层和砂页岩垮落岩块，基本顶为2.8m厚的砂岩，直接底为1.0m厚的砂页岩。上分层工作面已开采完毕11a，采高2.4～2.8m，平均采高2.6m，已压实。下分层巷道布置于临近煤柱的次高应力区[3], 下分层与上分层内错间距为4m,

3.2 锚杆支护参数。

在地质力学及巷道维护状况调查的基础上，依据对再生顶板胶结层厚度、胶结程度、松散矸石层厚度的测定和对现有的巷道支护进行评价及采用数值模拟，设计309工作面材料道支护方案及支护参数 (见图1) 。

巷道断面近似矩形，宽3000mm，中高2200mm。顶板锚杆为等强度螺纹钢树脂锚杆φ20L2000mm，每排6根，每根锚杆药卷为K2335、Z2350各1卷；两帮为钢筋树脂锚杆，φ16L1800mm，每根锚杆树脂药卷Z2335两卷，柳木托板400×200×50mm，外加铁托板150×150mm。锚杆间排距550×700mm。

锚索采用φ15L6000mm，间距3500mm，五花眼布置方式，锚索托梁长750mm，在托梁下垫150×150mm平托板，使用药卷K2360、Z2360各一卷，锚入基本顶800mm深。

顶、帮铺金属菱形网，巷帮使用φ12mm圆钢梯子梁，顶板采用"["形W钢带加直角加固托板。

4 再生胶结顶板锚杆支护围岩变形规律。

试验巷道矿压显现观测资料表明：下分层再生胶结顶板巷道锚杆支护条件下，掘进影响时间较长，无采掘影响稳定期围岩移近速度较大，但采动影响表现较缓和，在服务期间基本不需维修 (见图2、图3) 。其巷道围岩变形规律为：

(1) 巷道掘进影响时间较长，大约20d左右 (见图4) ，掘巷影响期间巷道围岩顶底板相对移近速度最大11mm/d，平均5mm/d，顶底板相对移近量100mm；两帮相对移近速度最大6mm/d，平均3mm/d，两帮相对移近60mm。

(2) 巷道无采掘影响相对稳定期内，围岩移近速度较大，底板相对移近速度平均达到2.0mm/d，两帮相对移近速度平均达到1.2mm/d (见图4) 。

(3) 回采工作面超前影响距离20m左右，剧烈影响范围10m (见图5) ；受采动影响期间巷道围岩顶底板相对移近速度最大33mm/d，平均17mm/d，顶底板相对移近量小于200mm；两帮相对移近速度最大13mm/d，平均7.5mm/d，两帮相对移近90mm。

结论

(1) 再生胶结顶板巷道采用等强度树脂锚杆支护，经济效益显著，与棚式支护比较，直接经济效益每米巷道可节省1200元。工作面回采期间，工作面端头支护和超前支护密度减小，支护工序简化；改善了工作面材料道的维护状况，促进工作面稳产高产；同时，巷道断面利用率高，安全得到有力的保障，明显减少巷道掘进的辅助运输工作量，加快巷道掘进速度，社会效益显著。

(2) 如果锚杆前锚固端接近直接顶板和基本顶岩层分界面，不宜使用树脂锚杆；如果锚杆前锚固端远离直接顶板和基本顶岩层分界面，可以使用树脂锚杆。因此，树脂锚杆在再生胶结顶板巷道具有较广阔的应用空间。

参考文献

[1]侯朝炯, 郭励生, 勾攀峰.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999.

[2]赵和松.顶板再生机理及参数的研究, 煤炭科学技术[J].1992.3.

[3]杨建辉, 蔡美峰, 郭延华.下分层回采巷道微量内错布置技术研究[J].岩石软科学与工程学报, 2002.8.

[4]李德忠, 何重伦.三软回采巷道锚杆支护参数的选择[J].建井技术.2003.24 (1) :30～32, 29.

[5]柏建彪等.巷道顶板锚杆支护机理的极限载荷分析[J].矿山压力与顶板管理, 1999年, (3/4) :164～166.

[6]宋振骐, 蒋金泉.煤矿岩层控制的研究重点与方法, 岩石力学与工程学报[J].1996.6第15卷第二期.

顶板支护方案 篇7

2003年以来, 集团公司和矿追查的锚杆支护顶板事故共16起, 造成6人死亡、5人受伤。其中朱集东矿“2014.1.14”顶板事故, 造成2人死亡、4人受伤、21人被堵;潘二矿2011年“7·3”事故, 10人被堵;谢桥矿2006年“10·10”事故, 8人被堵。 (详见表一)

1 事故原因分析

16起锚杆支护顶板事故, 按事故发生时间分类:发生在掘进期间6起, 占37.5%;发生在使用期间6起, 占37.5%;发生在巷修期间4起, 占25%。按事故发生地点分类:发生在断层带、淋水带、破碎带7起, 占43.75%;发生在应力集中区6起, 占31.25%;发生在大断面、交叉点处3起, 占18.75%。

1.1 掘进期间冒顶事故

掘进期间冒顶事故6起, 主要剖析谢桥矿2006年“10.10”事故:

谢桥矿2006年“10·10”冒顶堵人事故, 该矿13116工作面切眼由下向上掘进78m时, 距迎头36m处发生冒顶, 冒顶区长8m。冒落段位于13118采后应力集中区、顶板裂隙发育, 淋水大 (实测水量5~6m3/h, 10月8日实测水量7m3/h) , 该地段本应该及时修正支护设计, 加强顶板管理, 但实际上, 矿擅自更改支护参数, 人为增大锚杆 (索) 间、排距, 降低了支护强度, 是导致事故的直接原因。

1.2 巷道服务期间冒顶

巷道使用期间发生的冒顶事故6起。有代表性的事故案例为新庄孜矿2007年“11.19”事故。

新庄孜矿2007年“11·19”冒顶事故, 52210综采工作面下出口向外47~56m段顶板突然垮落, 事故的直接原因是锚杆支护巷道在动压影响区内支护未加强。同时, 顶板离层监测不到位。

1.3 修复巷道期间冒顶

修复巷道期间发生的冒顶事故4起。

影响大的事故是朱集东矿2014年“1·14”冒顶事故, 事故巷道为1112 (1) 下顺槽, 修复后作为1122 (1) 上风巷。事故原因一是受采动影响, 顶板离层下沉, 产生裂隙, 原支护强度降低;二是巷道修复支护设计有缺陷, 修巷期间无临时支护;三是空顶作业;四是严重违反了独头巷道维修只准由外向里、单茬作业的规定, 现场安排多人、多茬、多工种、多工序平行作业, 造成埋压2人, 21人被堵。

1.4 过断层、淋水带、破碎带冒顶

过断层、淋水带、破碎带发生的冒顶事故7起, 典型的事故案例是:顾北矿南翼11-2回风斜巷迎头2010年8月22日发生一起冒顶事故, 事故的直接原因是巷道在F104-1断层影响带内, 受次生小断层影响, 顶板破碎, 顶板岩性发生变化时, 未及时采取针对性加固措施。且锚索设计为Φ22mm, 现场使用的是Φ17.8mm, 擅自更改支护材料。

1.5 应力集中区冒顶

应力集中区发生的冒顶事故6起, 典型的事故案例是:

潘三矿2009年5月20日, 西一采区1251 (3) 工作面轨顺回风联巷发生冒顶事故。事故原因一是冒落区周围有6条巷道, 造成事故地段应力集中;同时冒落区距收作线70米, 受工作面超前支承压力的影响, 应力相互叠加, 超出原锚杆 (索) 支护强度极限, 现场未及时采取补强措施。二是在拆除设备时, 使用原有支护锚杆 (索) 作为起吊生根点, 进一步导致顶板失稳。

1.6 大断面、交岔点处冒顶

大断面交岔点处发生的冒顶事故3起。具有代表性的是:

潘北矿1121 (3) 上风巷出煤联巷三岔门处2009年4月7日发生一起冒顶事故, 冒落面积约10m2。三岔门处巷道跨度大, 支护设计强度不够, 是导致这起事故的直接原因。

2 共性原因

1) 顶板探查工作不认真, 顶板岩性发生变化时, 地质工作没有及时地监测、预测到位, 做出安全预报。

2) 以总工程师为核心的技术保障体系没有真正发挥作用, 锚杆支护设计编制、会审不到位。

3) 以分管矿长为核心的管理保障体系工作不到位。突出表现在现场施工组织管理随意性大, 图省事, 对设计、规程、措施没有严格执行到位, 造成安全隐患甚至发生事故。

4) 安全监测及信息保障工作流于形式, 没有真正起到保障安全的作用。一是顶板离层及矿压监测不正常, 数据采集不及时, 没有做到正常分析, 相应采取针对加强支护措施。二是隐患排查不够认真, 断锚、断索、锚杆 (索) 失效、顶板离层等安全隐患没有及时发现或发现后不敏感, 没有采取针对性措施。三是对使用年限较长的锚杆支护巷道, 没有采取加强支护措施。

5) 现有的锚杆支护技术, 存在一定的局限性, 不能完全满足过断层带、淋水带、破碎带、大断面交岔点、应力集中区、风氧化带、强采动影响段等特殊地段的安全生产需要。现有的顶板离层及矿压监测仪器不能实现数据实时连续采集、分析。

6) 作风保障不力, 锚杆支护工作没有做到“严、细、实”。

没有认真吸取事故教训, 管技人员锚杆支护文件和锚杆支护原理不够, “兵头将尾”眼力头差, 工作不细, 甚至野蛮施工。

3 防范措施

1) 煤巷锚杆支护必须使用锚索, 做到“一巷道一支护设计”。

2) 健全三级地质保障体系, 充分发挥地质保障作用。加强顶板岩性探测, 每班利用锚索孔观察收集顶板岩性状况, 每隔50m全面探测一次顶板结构, 地质异常区加密探测, 探测深度不小于10m, 并根据矿压观测和岩性探测结果, 及时修改变更支护设计。

3) 加强锚杆支护技术管理, 健全以矿总工程师为核心的锚杆 (索) 支护技术保障体系。a.作业规程、措施必须依据锚杆支护设计进行编制, 杜绝设计、规程措施两张皮。b.地质条件发生变化时, 必须及时对锚杆支护设计进行修改、完善。支护设计由矿总工程师负责组织审批, 未经矿总工程师同意, 任何人不得擅自修改设计方案。c.采用沿空留巷技术原则上只准使用一次。d.采用锚杆支护的综采工作面切眼刷扩、拆除通道施工, 必须采用矿用11#工字钢平行于工作面煤壁架设挑棚加强支护, 切眼刷扩跨度小于7米的不少于3排、7米及以上的不少于4排。e.建立健全锚杆 (索) 支护效果后评价管理制度。

4) 加大锚杆支护科研攻关力度, 积极开展技术创新工作。

5) 强化锚杆支护现场管理, 完善锚杆 (索) 支护安全保障体系。a.严格按照设计、规程措施施工, 严禁随意变更支护参数和支护方式。b.掘进巷道遇顶板破碎带、淋水带、受采动影响时, 必须采用架棚或架棚注浆支护方式。c.交岔点、大断面峒室采用锚杆支护的必须使用锚索加注浆加强支护措施。d.已服务两年以上的煤巷锚杆支护巷道, 要建立巷道巡查档案, 安排专人每旬至少巡查一次, 对查出的顶板安全隐患及时汇报处理。e.锚网 (索) 支护的巷道修复前, 必须使用窥视镜等再次探明顶板结构, 确定顶板是否存在离层现象, 为巷修设计提供依据。正式施工前, 必须对开窝10m范围内进行加强支护, 方可进行作业。f.独头巷道维修必须由外向里单茬作业, 严禁人员进入维修地点以里。g.掘进 (修护) 工作面必须按规定设置临时支护和迎脸防护。h.拆除锚杆支护巷道内点柱、挑棚、套棚时, 必须在其周围加强支护后方可拆除。

6) 锚杆支护巷道顶板岩性、结构发生变化时, 必须立即停止作业, 汇报相关科室及领导, 采取针对性措施后, 方可复工。

7) 高度重视锚杆支护培训工作, 提高管技人员的前瞻性、“眼力头”。

8) 强化作风和纪律保障。各级管技人员要深入现场、强化巡查, 掌握锚杆支护巷道状况及迎头变化情况, 发现问题及时采取针对性措施。

浅析矿井顶板支护技术的实践应用 篇8

1 支护型钢的实践应用

在我国应用比较广泛的矿用支护型钢主要分为U型钢和工字钢两大类, 这种钢材的独特形状及其力学机械性能, 使其在矿井圆形、椭圆形、半圆形以及矩形巷道的支护中得到了广泛的应用。但是在实际的应用过程中, 巷道顶板对矿井支护钢具有非常高的要求, 包括支护钢的韧性、抗拉能力、抗压能力以及抗剪切能力等, 所以矿井巷道支护钢必须能够承受较大动载荷的冲击以及疲劳磨损等;另外, 在矿井巷道形成后以及以后的使用过程中, 由于各种原因会使得矿井巷道在两个方向上产生较大的位移, 主要包括矿层地质构造的变化、掘进切面的变化等原因, 这就对矿井支护架本身的承载能力提出了更高的要求;与此同时, 矿用支护型钢材的抗弯截面模量也必须达到相关规定的标准, 同时还要结合煤矿的实际情况, 使其能够满足矿井巷道支护整体滑移以及定位的要求等, 还应尽量加大矿井顶板支护模块之间的接触面积, 确保接触面的平整以保证均匀受力。所以, 在选择矿井支护所用的钢材时, 必须对其性能进行严格的测定, 只有符合相关要求的钢材才能够投入使用, 否则不得入井使用。

2 伸缩性支架的实践应用

目前我国煤矿应用最为广泛的伸缩性支架一般为金属支架, 这种支架与其他材料的支架相比, 其最大的优势就是承载能力比较强, 而且这种承载能力又主要表现在实际承载能力和极限承载能力这两种承载能力上。在实际的矿井巷道支护中, 由于矿井巷道内部的具体构造以及矿层的地质活动等原因, 经常会使巷道顶板支护中的某个部位出现应力集中的现象, 而此时, 如果巷道支架模块的弹性不能满足要求, 就会造成巷道支护局部出现承载力过大, 严重时则会出现支护板件垮塌、顶板冒落的事故发生, 所以在选择巷道支架时, 应该选择伸缩性能比较好的、能够满足矿井实际情况的支护支架, 这样可以有效的吸收局部地区或者是整个顶板支护的应变力, 此时才能体现出的承载能力支架的实际承载能力。而在极限工作情况时, 比如巨大的载荷作用或者瞬时冲击而使支架体现出来的承载能力则是支架的极限承载能力, 而在实际的支护过程中, 这种现场经常发生, 发生的后果就是造成支护支架的塑性变形, 一般情况下, 支护支架的极限承载能力要大于其实际承载能力, 但是二者的相差并不是很大, 如果支护支架体现出了极限承载能力, 则会对支架材料造成严重的疲劳磨损, 同时也就降低了支架的使用效率及寿命。所以, 在实际的支护过程中以及支护完毕后, 应该采取相应的措施, 避免支护支架发生极限承载的现象, 如果发生了则要及时的更换支护材料, 防止长期的使用使其过度疲劳受损, 最终发生悲惨的事故。

3 锚杆支护的实践应用

锚杆支护技术是目前世界上应用最为广泛, 而且效果最好的支护技术, 这种技术能够有效地改善矿井巷道的支护效果, 并且支护成本较低、工作强度较小, 施工也比较方便。在锚杆支护技术的实际应用中, 主要是考虑锚杆、锚索和围岩之间相互作用的关系, 其中锚杆要分为两种, 即非张力锚村和张力锚杆, 并且这两种锚杆还有更详细的分类, 但是在我国大部分煤矿, 都不对其进行区分, 这严重影响了顶板锚杆的支护效果。对煤矿巷道的顶板进行支护, 主要是为了构建出一个安全的合成梁, 而在锚杆支护体系中, 锚杆起到的是抗拉和抗剪的作用;而托板起到的是传递转岩载荷给锚杆施加预紧力的作用;锚固剂起到的是连接的作用, 即让锚杆体与孔壁结为一体;钢带主要是起到实现锚杆预紧力和工作阻力的扩散、支护巷道表面改善围岩应力状态以及均衡锚杆受力提高整体支护能力的作用;锚网主要是起到维护锚杆间围岩防止松动滑落外, 同时还提供一定的支撑能力以及对深部围岩起到一定的支护作用。只有对锚杆支护体系的组成部分有深刻的认识, 才能够在实际的支护过程中更好的应用。通过实验发现, 在锚杆支护中, 锚杆越长则梁的深降量越大, 稳定性越差;而锚杆越短则梁的沉降量越小, 稳定性越强;如果锚杆的长度相同, 则载荷或预张力越大, 梁的沉降越小, 稳定性越强。

4 预设煤柱的实践应用

预设煤柱是我国传统采煤作业工艺中, 应用较多的一种巷道支护技术, 该技术已经具有较长的历史, 其优势在矿井通风和排水方面体现的更为突出。预设煤柱主要是由于矿井巷道本身的功能决定的, 巷道的主要功能包括三种, 即坑道支撑保护、人员行进通道以及煤炭运输通道, 另外还包括一些矿井内的通风、瓦斯抽采及管理等等, 为了使巷道上方的运输层与巷道下方的通风层能够保持一定的距离, 一般都会在巷道顶板支护的铺设处预先留有一定宽度的煤柱, 即预设煤柱。预设煤柱能够有效的避免巷道上方的运输层与巷道下方的通风层发生直接的应力传递, 这也就确保了巷道的稳定性。但是预设煤柱存在着十分明显的弊端, 最为明显的就是煤资源的浪费, 因为煤柱要承受一定的负荷, 所以煤柱不能够开采, 这就造成了煤炭资源的严重浪费;另外, 煤柱由于各种原因很容易遭到破坏, 需要煤矿投入巨大的资金对其进行保养和维护;如果预设煤柱的位置设计的不合理, 则会造成煤柱局部受力过载, 很有可能发生冒顶的事故。所以在采用预设煤柱进行巷道支护时, 必须结合煤矿的实际情况, 包括质地构造、巷道的使用情况等合理的设计预设煤柱。

5 结语

矿井顶板支护技术是煤矿生产技术中的重要组成部分, 煤矿是高危行业, 而矿井顶板事故又是煤矿的高发事故, 为了防止顶板事故的发生, 我们必须熟练的掌握矿井顶板支护技术的实践应用, 在实际工作中消除安全隐患, 从而为煤矿工人提供一个安全的工作环境。

参考文献

煤矿顺槽顶板钢带支护机理分析 篇9

巷道在设计时采用的钢带被普遍认为是抑制顶板冒落承受拉应力的, 当顶板离层下沉后, 钢带由于两端在锚索的约束作用下能够起到抑制顶板下沉, 所以就认为钢带在巷道支护中是承受拉应力的[1]。

但是现场发现部分矩形巷道顶板及帮部围岩在钢带支护一段时间后, 部分锚索之间的钢带由于鼓起而脱离开岩体, 如图1所示。从脱离岩体并且鼓起的钢带可以看出钢带是受压而不是受拉[2,3]。

钢带脱离围岩体后就失去了设计时的支护作用, 导致钢带在支护中失去了原有的支护效果。针对此种现象, 本文将结合新柏矿的煤层地质情况分析导致钢带变形的原因。

1 围岩变形的结构力学分析方法

锚杆支护理论当中有一种岩梁说[4]。将巷道顶板看作是一个岩梁。利用锚杆 (索) 加固岩梁既能够提供围岩顶板的稳定性。锚网支护系统中的钢带就是为了增加巷道这个体系能力的重要构件[5]。

在上述顶板加固作用中可以分析, 对于煤矿顺槽巷道顶板表面的钢带在岩梁系统中能够起到限制两根锚杆间距而达到增加岩梁最薄弱抗拉能力。也就是说, 钢带在这个系统中是受拉构件。

2 围岩变形规律分析

在现场经验中我们可以清楚地知道围岩的变性规律如图4所示。巷道断面尺寸从表面看是鼓起变长, 但是实际检测显示断面尺寸是变短的。

按照现场实际变形情况分析, 钢带的受力应该是以受压为主。如图5所示。

3 顺槽巷道顶板钢带变形分析

从常规的结构力学分析, 煤矿顺槽顶板钢带是受拉构件, 这个受拉构件需要较高的抗拉强度才能满足。从现场实践中分析又会发现煤矿顺槽顶板钢带的最终受力为受压。现场钢带使用过程中的实际变形情况也说明的这一点, 如图6所示。

这是由于巷道表面收敛变形后巷道的横断面面积小, 由于顶部和帮部的岩体表现凸出, 所以被人们普遍认为顶板下沉导致钢带变长受拉, 但经过实际测量后顶板及帮部横向长度变短。巷道顶板及帮部宽度从表面看是变长, 实际却是缩短。所以巷道顶板及帮部的岩体是受压 (箭头为围岩应力) , 钢带端部在锚索的制约下同样受到挤压。

4 钢带力学行为分析

煤矿顺槽顶板钢带一般由两个相距600~1 000mm的锚杆固定。当两根锚杆之间固定位置移动之后使得钢带上产生压应力, 如图7所示。

具体就是确定导致钢带失稳应力的变形量, 通过给定的变形才使得钢带受力失稳, 在钢带没有失稳之前的初始阶段为弹性变形阶段, 弹性范围之内的变形与应力路径无关[6]。

通过利用钢带失稳极限应力计算围岩应变, 然后利用midas模拟围岩是否达到失稳条件。

细长压杆失稳-欧拉公式 (2)

式中, E为弹性模量;I为截面主惯性矩;μ为长度系数 (两端固定, μ=0.5) ;l为压杆相当长度 (相当长度等于两个弯矩零点之间的长度) 。

导致钢带失稳所需要顶板围岩变形量为:

式中:ΔL为导致钢带变形的围岩容许变形值。

即当顶板固定钢带两端锚索之间挤压变形量ε≥ε岩体时, 钢带即将失稳变形, 现在通过数值模拟巷道顶板围岩变形量。

经过数值模拟得出如图8所示结果。

通过数值计算得出巷道顶板下表面部分位置横向水平收到挤压变形量为0.31 m>0.010 35 m (钢带失稳围岩变形量) , 所以顶板部分钢带容易被压弯导致失稳。

钢带失稳之后在钢带两个固定端之间既产生弯曲作用点, 如图9所示。

钢带在顶板横向水平挤压应力作用下产生力矩, 使得钢带更加容易被压弯鼓起。

5防止钢带变形措施

当钢带出现变形并脱离岩体之后几乎失去支护作用, 所以针对此种情况为了进一步改进巷道的支护措施, 提出以下建议。

5.1 微拱形巷道

在巷道顶板条件合适情况下可以采用微拱形巷道断面形式, 钢带在受到挤压过程中不会向下拱起, 钢带即使受弯也是向上紧贴顶部岩层同样会起到防止顶部岩层防止钢带脱离岩体, 如图10所示。

5.2 大托盘支护

采用大托盘支护代替钢带支护, 由于托盘之间存在让压区, 在围岩变形后不会导致钢带的变形, 从而能够使得钢带不会失去支护效果。

6 总结

由于煤矿支护问题一直是煤矿开采问题的重点, 煤矿巷道稳定支护历来都存在问题重重, 通过发现巷道部分钢带脱离围岩, 将其进一步总结分析得出以上结果, 可对煤矿巷道支护技术的发展提供参考。

参考文献

[1] 惠兴田, 韦正范, 苏培莉, 等.自稳隐形拱的研究与应用.矿业安全与保护, 2006;33 (6) :38—40

[2] 王博.大变形巷道锚网索支护研究与应用.西安:西安科技大学, 2010

[3] 杨文君, 李学文.浅谈锚网索支护方式及支护效果分折.煤矿现代化, 2008; (2) :15—16

[4] 于忠久, 赵同彬.围岩松动圈理论及其在巷道支护中的应用.煤炭技术, 2004;23 (8) :53—54

[5] 侯朝炯, 勾攀峰.巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究.岩石力学与工程学报, 2000;19 (3) :342—345