大倾角巷道（精选9篇）
大倾角巷道 篇1
0 引言
大倾角煤层掘进一直是金凤煤矿采掘接续难题, 随着矿井开采能力扩大, 采掘接续日显紧张。为了解决这一难题, 在掘进011804工作面切眼时, 将掘进方式更改为炮掘方式, 劳动组织由“三八”制改为“四六”制作业, 出渣方式采用刮板输送机转载, 铲车配合无轨胶轮车出渣, 并优化了支护设计, 011804工作面切眼单月掘进进尺达到了180 m。
1 地质条件
金凤煤矿011804工作面切眼长度为260 m, 煤层倾角在20°~32°之间, 18#煤普氏系数f为3, 平均厚度为3.92 m, 煤体较松散。011804工作面切眼直接顶为细粒砂岩, 厚约1.13 m, 浅灰色, 成分以长石为主, 分选性中等, 含炭屑, 夹黄铁矿结核含钙泥质胶结, 块状层理;18#煤老顶为粉砂岩, 厚约3.60 m, 灰色为主, 水平及缓波状层理, 夹泥岩及细砂岩薄层;18#煤直接底为粉砂岩, 厚约2.57 m, 深灰色, 水平及缓波状层理, 含炭化植物茎叶化石, 上部见豆状黄铁矿集合体, 中部夹泥岩薄层。
2 支护参数
011804工作面切眼为矩形断面, 巷道分1-1断面、2-2断面和3-3断面。1-1断面掘进宽度为9 700 mm, 掘进高度为3 200 mm, 掘进断面积为31.04 m2;2-2断面掘进宽度为7 900 mm, 掘进高度为3 200 mm, 掘进断面积为25.28 m2;3-3断面掘进宽度为10 300mm, 掘进高度为3 200 mm, 掘进断面积为32.96 m2。
2.1 顶板支护参数
011804工作面切眼顶部安装规格为Φ20 mm×2 200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 配以150 mm×150 mm×10 mm铁托板, 间排距为800 mm×800 mm, 矩形布置, 每根锚杆采用2节Z2370型树脂锚固剂, 锚固力不小于50 k N, 顶板铺设钢筋网, 网孔规格为150 mm×150 mm, 网与网之间用14#铅丝扣扣相连。在巷道顶板加打锚索, 锚索采用Φ17.8 mm×7 300 mm长绞索, 配以300 mm×300 mm×16 mm蝶形托板, 间排距为2 000 mm×2 400 mm, 矩形布置, 每根锚索采用4节Z2370型树脂药卷进行锚固, 锚固力不小于200k N。单体液压支柱采用型号为DW42-250/110XL悬浮式单体支柱, 初撑力不小于90 k N。
2.2 切眼两帮支护参数
帮部锚杆采用Φ20 mm×1 600 mm玻璃钢锚杆, 配套使用一块400 mm×200 mm×50 mm木托板和1块蝶形玻璃钢托盘, 木托板长边方向与巷道走向垂直, 间排距为800 mm×1 000 mm, 最上面1排距巷道顶板600 mm, 矩形布置, 每根锚杆采用1节Z2370和1节Z2335型树脂锚固剂锚固, 不挂网。
3 施工方法
011804工作面切眼严格按中线施工, 采用分次打眼、分次爆破的方法进行掘进。先在切眼北帮进行导硐, 导硐50.0 m后, 导硐和扩帮同时掘进, 扩帮比导硐滞后50.0 m。出渣方式采用人工将渣铲至刮板输送机上, 由刮板输送机转载至011804工作面回风巷内, 再由铲车配合无轨胶轮车出渣。
4 施工工艺及要求
根据设计画出轮廓线→定位打眼→瓦斯检查→装药→撤人、设置警戒→瓦斯检查→连线、爆破→瓦斯检查→敲帮问顶→临时支护→永久支护→出渣→文明生产。
4.1 钻眼
18#煤煤体较软, 钻眼选用手持式风动钻机, 钻眼速度可提高10%~20%, 掘进工效可提高10%~15%。
4.2 爆破工艺流程
瓦斯浓度检查→撤人→设置好警戒→连线→吹哨确定警戒区内无人, 再等5 s后→通电爆破→瓦斯浓度检查、爆破效果检查→收炮线。
根据现场施工经验, 一般采用爆破预留、风手镐刷大成形、控制装药量等方法防止巷道片帮。
4.3 巷道支护
4.3.1 临时支护
爆破完成后待工作面炮烟吹散, 瓦斯检查完毕后, 人员进入迎头先敲帮问顶, 敲帮问顶结束后进行临时支护。临时支护采用3根金属前探梁, 前探梁采用83 mm钢管加工而成, 长度4.5 m, 梁一端焊接Φ32mm圆钢, 长度400 mm, 以便插入安装孔, 吊环采用Φ16 mm钢筋制成, 每根前探梁能有效使用固定吊环卡子数量不少于2个。
装前探梁时, 先将前探梁2个吊环从后向前固定在最前端2排锚杆外露端头上, 然后将钢筋网置于前探梁上, 前探梁前端分别穿入安装孔, 操作时至少2人进行, 1人站在前端吊环位置扶着前探梁, 1人在前探梁后端头向前窜移前探梁直至前探梁到位 (前探梁插入安装孔深度不小于400 mm) 。
安装完毕后, 将前探梁与钢筋网间用规格为2 000mm×200 mm×100 mm的木背板背紧绞实接顶。
4.3.2 安装锚杆
安装锚杆顺序:巷道顶板锚杆由巷道中部向两侧, 由外向里施工;煤帮锚杆由外向里、由上向下逐根安设。
严格控制锚杆钻孔深度, 误差控制在0 mm~+50mm范围内, 锚杆钻孔要用钻杆来回抽动清眼, 确保树脂药卷充分发挥作用, 使锚杆具有足够锚固力。
Z2370型树脂药卷搅拌时间约为30 s±5 s, 此后停机, 但不能缩下钻机, 还应保持钻机较大的推力。
紧固螺母:停机40 s后再次启动锚杆机, 将锚杆螺母剪切销子扭断并上紧螺母 (螺母剪切销子的扭断力矩为0.4 N·m) , 托板与钢筋网紧贴岩面, 使锚杆具有50 k N以上初锚力, 保证锚杆拧紧扭矩达到100 N·m。
4.3.3 安装锚索
安装前, 先将树脂药卷放入眼孔后, 用锚索将药卷缓缓推入眼底, 将专用搅拌器尾部插入锚杆钻机, 并与锚索相连, 开启钻机, 一边推进, 一边搅拌药卷, 搅拌时间为30 s±5 s。停止搅拌后, 锚杆钻机保持推力状态2 min再放下钻机, 过15 min, 安装托板。
5 劳动组织保障
5.1 劳动作业组织
011804工作面切眼掘进过程中, 采用“四六”制作业, 三班掘进, 一班检修, 循环进尺为2.0 m, 每班1个循环, 每天3个正规循环, 日进尺为6.0 m, 正规循环率保持在90%以上。在011804工作面回风巷掘进过程中, 工人将渣装至刮板输送机上, 刮板输送机将渣转载至011804工作面回风巷内。每个正规循环作业中, 出渣工序占用时间最长, 成为制约提高掘进速度的关键环节, 为此, 每班锚网支护完毕后将刮板输送机延接至迎头, 保证下班掘进时不影响出渣速度。
5.2 保障措施
a) 每班必须按要求召开班前会, 准时在现场进行交接班;
b) 加强设备检修、保养、维护工作, 杜绝设备故障影响生产;
c) 加强运输环节管理, 缩短出渣时间;
d) 平行作业时要相互配合, 减少相互影响。
6 结语
011804工作面切眼快速掘进技术具体表现在以下几个方面:
a) 简化运输系统。工作面迎头采用人工配合刮板输送机出渣, 由刮板输送机将渣转载至011804工作面回风巷内, 再由铲车配合无轨胶轮车将渣运至地面;
b) 炮眼布置合适, 支护参数合理;
c) 劳动组织有保障。采用“四六”制作业, 工人每班工作时间比“三八”制作业减少了2 h, 在工作中精力较充沛。
煤矿大倾角皮带机应用问题研究 篇2
【关键词】煤矿机电；皮带机；驱动装置；制动装置
对于倾斜输送物料的带式输送机，其平均倾角大于4°时，当满载停车时会发生上运物料时带的逆转和下运物料时带的顺滑现象，从而引起物料的堆积、飞车等事故，所以应设置制动装置。制动器是用于机器或机构减速使其停止的装置，有时也能用作调节或限制机构的运行速度，它是保证机构或机器安全正常工作的重要部件。
1.驱动装置的选用
带式输送机的负载是一种典型的恒转矩负载，而且不可避免地要带负荷起动和制动（即满起动和停车）。电动机的起动特性与负载的起动要求不相适应在带式输送机上比较突出，一方面为了保证必要的起动力矩，电机起动时的电流要比额定运行时的电流大6～7倍，要保证电动机不因电流的冲击过热而烧坏，电网不因大电流使电压过分降低，这就要求电动机的起动要尽量快，即提高转子的加速度，使起动过程不超过3～5s。为了做到这一点，过去曾用加大电动机功率的方法，对于小型、短的带式输送机还可以。另一方面，输送带是一种粘性体，大型带式输送机在起动（制动）的不稳定阶段，驱动装置施加到输送带上的牵引力（制动力）及惯性力将以一定的波速在带内传播、叠加、反射，在输送带内引起多边的应力变化，若其瞬时峰值应力超过允许值，将会损伤输送带甚至使之破段，或使托辊、滚筒早期损坏，这要求有尽量小的起动（制动）加速度以降低起动（制动）时的冲击。现代带式输送机的起动加速度要求控制在0.1-0.3m/s2之间。大型带式输送机停车制动时在输送带上出现的应力变化有时甚至比起动时更剧烈。为了解决这一矛盾，缓解对电动机的冲击，常常使用液力偶合器、可控减速器、CST可控驱动系统。驱动装置是整个皮带输送机的动力来源，它由电动机、减速器、联轴器、逆止器、传动滚筒组成。驱动滚筒由一台或两台电机通过各自的联轴器、减速器、和链式联轴器传递转矩给传动滚筒。传动滚筒采用焊接结构，主轴承采用调心轴承，传动滚筒的机架与电机、减速器的机架均安装在固定大底座上面，电动机可安装在机头任一侧。
1.1电机的选用
电动机额定转速根据生产机械的要求而选定，一般情况下电动机的转速不低于500r/min，因为功率一定时，电动机的转速低，其尺寸愈大，价格愈贵，而效率较低。若电机的转速高，则极对数少，尺寸和重量小，价格也低。
1.2 CST可控驱动系统的选型
CST可控驱动系统是一种专用于重载带式输送机的完善驱动系统。它是集减速、离合、调速、电控、冷却、运行监控、自诊段于一体的液体粘性调速器与行星传动相结合的传动装置。具有软起动、软停车、双向过载保护、无级调速、解决多点驱动功率平衡、降低电动机容量、减少电动机起动次数、延长使用寿命、效率高、节能等特点。CST可控驱动系统主要由CST驱动减速器、CST电液控制器、油-空气热交换器、油泵组件及冷却控制器组成。
1.3联轴器
联轴器是机械传动中常用的部件。它用来把两轴联接在一起，机器运转时两轴不能分离；只有在机器停车并将联接拆开后，两轴才能分离。联轴器所联接的两轴，由于制造及安装误差、承载后的变形以及温度变化的影响等，往往不能保证严格的对中，而是存在着某种程度的相对位移。这就要求设计联轴器时，要从结构上采取各种不同的措施，使之具有适应一定范围的相对位移的性能。根据对各种相对位移有无补偿能力（即能否在发生相对位移条件下保持联接的功能），联轴器可分为刚性联轴器（无补偿能力）和挠性联轴器（有补偿能力）两大类。挠性联轴器又可按是否具有弹性元件分文无弹性元件的挠性联轴器和有弹性元件的挠性联轴器两个类别，本次只介绍有弹性元件的挠性联轴器中的蛇簧联轴器。蛇形弹簧联轴器属于一种结构先进的金属弹性变刚度联轴器，它靠蛇形弹簧钢片嵌入两半联轴器的齿槽内来传递扭矩，其主要零件有：两个半联轴器、两半外罩，两个密封圈及蛇形弹簧片等。联轴器以蛇形弹簧片轴向嵌入两半联轴器的齿槽内来实现主动轴与从动轴的连接，运转时，是靠原动端齿面对簧片的轴向作用力带动从动端，从而来传递扭矩，这样避免了共振现象发生，且簧片在传递扭矩时所产生的弹性变形，使机械系统能获得较好的减振效果，其平均减振率达65%以上。蛇形弹簧片采用优质弹簧钢制造，经严格的加工、处理、具有良好的机械性能，从而使联轴器的使用寿命比非金属弹性元件联轴器大为增长。
2.制动装置
2.1逆止器
2.1.1带式逆止器
带式逆止器适用于倾角18°向上运输的带式输送机，当倾斜输送机停车时，在负载重力作用下，输送带逆转时将制动胶带带入滚筒与输送带之间，将滚筒楔住，输送带即被制动。带式逆止器结构简单、造价便宜。其缺点是制动时输送带要先逆转一段距离，造成机尾受载处堵塞溢料。头部滚筒直径越大，逆转距离就越长，因此对功率较大的输送机不宜采用。
2.1.2滚柱逆止器
滚柱逆止器也用于向上运输的带式输送机上，在输送机正常工作时，滚柱在切口的最宽处，不会妨碍星轮的运转；当输送机停车时，在负载重力的作用下，输送带带动星轮反转，滚柱处在固定圈与星轮切口的狭窄处，滚柱被楔住，输送带被制动。这种制动器制动迅速，平稳可靠，并且已系列化生产，可参考DTII型系列标准，按减速器选配。所许的扭矩一般不超过20kN·m，但因其是安装在减速器的输出轴上，故适用于输送机的驱动电机容量较小的场合，功率范围为10kW-55kW。
2.1.3 DSN型逆止器
DSN型逆止器是一种适用于低速轴的大型防逆转装置。与其他同等力矩逆止装置相同的具有重量轻、结构紧凑、传力可靠、解脱容易、安装方便、安装精度要求不高等要点。是大型提升运输设备上首选的安全保护装置。
2.2制动器
2.2.1液压推杆制动器
液压推杆制动器对于向上或向下输送的带式输送机均可使用，安装在高速轴上，动作迅速可靠，带式输送机一般都装配有此种制动器。
2.2.2盘型制动器
盘型制动器利用液压油通过油缸推动闸瓦沿轴向压向制动盘，使其产生磨擦而制动。每套制动器有四个油缸，由一套液压系统统一控制。这种制动器多用于大功率、长距离强力式带式输送机及钢绳牵引带式输送机，可安装在高速轴上。这种制动器的特点是制动力矩大，散热性能好，油压可以调整，在工作中制动力矩可无极调节。
2.2.3制动装置的选型
制动器的选型要考虑以下几点：
（1）机械运转状况。
计算轴上的负载转矩，并要有一定的安全储备。
（2）应充分注意制动器的任务。
根据各自不同的执行任务来选择，支持制动器的制动转矩，必须有足够储备，即保证一定的安全系数，对于全性有高度要求的机构需要装设双重制动器。
（3）制动器应能保证良好的散热功能。
防止对人身、机械及环境造成危害。
3.结语
在长运距、大倾角、高强度带式输送机的研究方面，国外己经取得了很多的成果。随着我国煤炭领域的逐步发展，大型及超大型煤矿和集团己成为发展趋势，采用大倾角带式输送机运输成为必然趋势，提高大倾角带式输送机设计水平势在行。
【参考文献】
大倾角煤层回采巷道快速掘进技术 篇3
影响巷道掘进速度的因素主要有地质构造因素、装置设备落后、施工工艺落后及施工现场管理落后等, 其中地质构造因素很难进行人为改造, 故提高煤巷掘进速度主要从三方面入手。该集团引进了高科技及先进技术来解决这一问题, 使巷道掘进效率显著提高, 掘进速度从原来的月近170m提高到250m以上比以前的掘进效率增加了47.1%。本文以某矿9#煤层94114工作面为例, 着重分析了提高采掘效率的方法、技术、工艺、组织管理、监测及后续运输的措施。该煤层工作面的地质环境为, 煤层的平均厚度为2m;直接顶为灰色页岩, 平均厚度为4.0m;老顶为泥质页岩, 平均厚度为4.0m;直接底为灰色粘土岩和泥岩, 平均厚度为4.0m;老底为白色砂页岩, 平均厚度为6m。
2 提高掘进速度措施
2.1 光爆锚喷支护技术
光面爆破可以合理利用爆破炸药能量, 这种技术开采的井巷整齐规则, 符合断面要求, 而且能保证围岩的承受能力与稳定性。光面爆破为锚喷支护奠定了基础, 光爆与锚喷的完美结合形成了光爆锚喷技术。在实际生产实践中, 取得了良好的效果由于木材支架、金属支架、钢筋混凝土支架等在不同时期和地质情况下发挥了支护作用, 但效果并不是很理想。这些材质的支架靠支架本身强度被动承受压力, 不能发挥自承能力。锚喷支护以主动防御的支护方法, 通过将锚杆锚入围岩内, 改变了围岩的力学状态, 即可以在巷道内形成稳定且完整的岩石带, 利用围岩与锚杆的共同作用, 达到巷道稳定的目的。
在锚喷支护作业过程中, 锚杆直径大多为18mm, 锚杆长度为1.7~2.2m, 锚固剂通常使用CK-Z2370树脂锚固剂。安装时锚杆螺纹进入顶板或煤帮的距离约为10~15mm, 锚杆布置形式多采用梅花形, 大断面岩巷的喷浆厚度一般为120~150mm。钻锚杆孔前, 按照设计要求点好钻孔位置, 标记清楚, 利用锚杆钻机拧螺母的初始扭矩介于150N·m与200N·m之间, 下一班工人进行工作时, 对上一班的锚杆螺母进行二次锚固, 扭矩介于250N·m与300N·m之间。
优化支护工艺。改变岩层开掘工作面的作业方式, 使每班均完成开掘、喷浆、锚固的作业过程, 巷道基本成型, 并且定期复喷保证牢固。变更后, 支护的施工工艺为:首先与上一个班组进行交接班, 对设备、支护环境等进行安全检查, 画出已形成的巷道内轮廓线;然后根据具体的轮廓特征确定钻眼的位置, 最后进行钻眼、放炮、排烟、初喷等一系列施工活动。
根据该煤矿工作面的具体情况, 顶板设置直径20mm、长度2 000mm的20Mn Si左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆7根, 排间距为720mm×800mm, 中间5根垂直于顶板, 顶板肩窝位置的锚杆与水平方向的夹角为75°。
2.2 中深孔爆破技术
爆破时, 布设爆破孔的原则为:抓两头、带中间。遵循这个原则, 提高炮眼利用率及进尺施工效果。在岩巷条件下实施爆破时, 采取风钻方法, 每个掘进头保证5~6台风钻, 钻眼深度保持2~2.2m左右。施工过程中, 注意下列施工要点:一是, 施工人员严格执行生产责任制;二是, 钻孔前确认中腰线位置, 找准周边轮廓和眼位;三是, 钻眼尽量保持为一个水平线, 分布整齐, 保证爆破后各工作面整齐且垂直;四是, 根据岩石硬度及时调整爆破时用药量, 尤其是爆破眼内的装药量, 提高爆破工作的效率;五是, 爆破前制定合理的施工工序和施工方案, 考虑可能出现的问题, 争取完成一次理想的爆破。
在煤巷条件下实施爆破时, 因循环进度和炮眼深度限制提高掘进速度并不是很容易。为了兼顾施工安全和掘进速度, 必须确定头炮眼深度。优化施工爆破参数, 炮眼之间的距离约为300~350mm, 利用激光指向仪确定炮眼的具体位置, 在钻孔之前需要先画出巷道的轮廓线, 提高总体光爆质量。
3 提高掘进速度需注意的问题
(1) 锚杆设计参数合理, 不能过于追求速度, 而减少锚杆布置数量与长度, 否则将对导致锚杆密度过小, 起不到理想的支护效果, 影响施工或采煤的正常使用, 甚至将会致使巷道破坏, 给巷道施工及后期采煤都会造成很大影响。因此, 应结合实际情况, 努力提高施工技术及工艺水平来加快掘进速度, 不能盲目的为了追求速度而放弃质量。
(2) 随着煤巷的推进, 岩层中竖向应力会逐渐增加, 然而掘进速度的增加, 煤巷围岩破坏区面积会减小, 变形时间缩短, 相应的围岩体的位移也有所减小。但当掘进速度超过某一定值, 则会产生这样一种情况, 岩层应力没及时得到释放, 造成顶板内应力集中, 能量聚集, 则有可能产生冲击地压、崩塌、岩爆等灾难性事, 给安全生产带来很大的隐患。因此, 并不是掘进速度越快越好, 它存在一个最佳掘进速度, 当实际掘进速度小于最佳掘进速度时, 则可以安全生产;当实际掘进速度大于最佳掘进速度时, 则将会危及安全生产。在生产实践中适当提高工作面的推进速度, 不仅可以保证生产安全, 还可以提高一定的效益。
4 结论
掘进速度并不是越快越好, 它存在一个最佳掘进速度。另外, 本文给出了在断层破碎带与坚硬岩石两种地层中巷道快速掘进的技术方案, 为其他类似工程提供了宝贵的经验。
摘要：本文结合工程实例, 阐述了某煤矿大倾角煤层巷道提高掘进速度的措施, 分析了煤巷快速掘进需要注意的事项, 指出来存在一个最佳掘进速度, 可以达到最优的施工效率。
关键词：大倾角,煤层,支护技术
参考文献
大倾角巷道 篇4
【关键词】三软；大倾角；炮采；管理
0.前言
在顶软、底软、煤软的“三软”条件下，底板倾角大于30°的炮采工作面在生产管理和安全管理上难度很大。首先是煤矸的自留性强，冲击力大，易于发生飞块伤人、冲倒支架、老塘串矸、堵住下出口等事故。其次是煤层顶板正压力小，下滑力较大，支架稳定性差，易造成倒棚冒顶。另外工人的操作、行人、运料也十分不便。
1.概况
T314工作面靠近童台向斜的轴部，面长90m平均煤厚3.8m，煤体普氏硬度系数0.82，煤层底板倾角平均39°，煤层直接顶为厚1.93m的泥岩，老顶为粉砂岩一砂质泥岩，厚4.25m，直接底为厚6.35m的泥岩，顶公层采高2.0m。为防止煤壁片帮和减少底板倾角，要作面真倾斜布置，真倾角8°左右，采用走向长臂后退式回采，全部垮落法管理采空区，工作面放炮落煤，搪瓷溜子自溜运输，此面属典型的“三软”大倾角炮采工作面。
2.支护原则
支护参数和支护形式满足“护”、“稳”、“控”三个方面的要求：
（1）护：顶板管理上采取“支”、“护”相结合，以“护”为主的措施，最大限度的消除片、抽、漏、冒顶事故。
（2）稳：使支架有足够的稳定性，支护系统保持必要的刚度，支柱具有良好的增阻性能，杜绝推垮型冒顶事故的发生。
（3）控：控制支柱钻底量，控制顶板离层和底板下滑，使顶底板处于良好的被去撑状态。
3.管理方法
3.1煤壁顶板管理
（1）要作面开采前三峒不准放炮，全部手镐落煤，初次放顶期间只放震动炮，正常生产情况下要控制打眼角度，炮眼底部距煤层顶板≥400mm装药量≤0.425kg/眼，以并减少放炮对顶板的震动，保持顶板的完整性。
（2）根据工作面顶板、支护、地质构造等情况，综合确定一次启爆长度，但一次放炮最大长度不得超过5m。
（3）放炮后根据顶板条件及时维护顶板，由上向下挂梁，支设临时点柱，在每茬的最下一棚临时点柱处用竹笆板从底向上设置护身板，护身板从底向上排严，防止煤矸下滑伤人。
（4）放炮后及时扶正被炮崩歪支架。
（5）加强煤壁管理，发现煤壁有片帮迹象要及时超前管理，确保煤壁顶板完好，杜约掉顶事故的发生。
3.2老塘侧顶板管理
（1）从煤壁顶板开始铺网，另外回柱时挂单层大笆，笆、网结合防止老塘窜矸。
（2）回出的支柱要全部带压打在未排支柱的棚档中间，实现全承载。以增加工作面支柱的整体支撑力和防止老塘矸石窜人工作面。
（3）拉茬时打好打茬柱，采用荆条大笆配合竹笆板设置拉茬笆。
（4）回柱时打好拉茬最上一棚用竹笆板挡严设置护身板，防止上茬滚落矸石伤人。
3.3工作面支护
（1）工作面基本支架使用2.5m单体支柱和1.0m金属铰接顶梁，采用中定位走向直线棚“四、五”排管理，棚距500±500mm。
（2）工作面正常回采时在最后两排支柱中间加打两排顺山挑棚（半圆木作梁、2.2m单体作腿，一梁三柱）加强支护。挑棚要打成直线，排列严密，上下挑棚梁间用钯钉钉成整体，上、中两根挑棚腿垂直顶底板支设，最下一根挑棚腿向上保持5°的迎山角，以增加挑棚抗顶板下滑的能力。
（3）工作面采用孔径40mm的圆形塑料网，长800mm、?40mm塘材棍过顶，要求每棚不少于5根板皮塘材棍，并且要过均匀。
（4）支高支柱前要先在底板上挖出深度不少于200mm的腿窝，铺设孔径40mm的圆形塑料后，方可在腿窝里的底网上栽设支柱，以减少升柱时柱根和底煤下滑。
（5）为方便行人和防止底煤松软下滑，沿工作面推进方向每两棵支柱之间用塘柴捆或半圆木设置脚手板。
（6）单体支柱必须棵棵穿?300mm的塑料鞋，要求初撑力在装面和初放期间≥90kN/棵，正常生产期间≥70kN/棵。
3.4上下出口管理
（1）下出口倾斜长3.5m，超前工作面2.0m，采用2.2m单体支柱和1.0m限位梁，一梁一柱走向直线棚进行管理，过顶、护底要求同工作面支护。
（2）上出口倾斜长2.5m，超前工作面1.0m，支护要求同下出口一样。
（3）加强风、机巷与工作面交界处底煤管理，底网要铺严，防止底煤松散，塌落。
（4）工作在放炮时，确保机巷车不能停止运转，防止放炮落下的煤堵塞下出口。
3.5溜煤首的管理
（1）移溜子时，按从下向上的顺序逐块移设，上块溜子压在下块溜子上，接口卡紧，两侧用煤填实，并且每块溜子都要用细铁丝在单体支柱上，防止溜子在煤的带动下整体下滑。
（2）只有在每块闸煤板都闸死，溜子道里填满煤后，方可在煤壁侧进行采煤，挂梁等操作。
（3）放煤时要集中、统一，放煤时严禁有人在溜子道、煤壁侧工作。
3.6安全设施与安全管理
（1）“三板一绳”：①闸煤板：长度1.4m，宽度≥400mm，从煤壁向老塘沿走向设置，每20m设一块，以缓冲下滑煤块的冲击力和控制放煤时的煤量。②护身板：采煤时每茬的最下一棚在煤壁侧支设一棵临时支柱，用长竹笆板从底到顶挡严，以防煤矸下滑碰伤下茬作业人员。老塘侧回柱时在本茬最上一棚设置护身板（从底至上排严），防止上茬滚落矸石碰伤下茬作业人员。③脚手板：采用半圆木或塘材捆沿工作面走向设置，以利于行人和有效护住底煤。④防倒绳：要求全部支柱都要用麻绳系在张紧上下端头的钢丝绳上，实现有效防倒。
（2）为便于掌握支柱与顶、底板的角度，初期回采支柱支设时工作人员要配备拐尺，保证支柱的迎山角度在3-5°，不得过大。
（3）强化煤帮管理，遇构造、顶板破碎、片帮时及时超前管理，避免发生煤壁掉顶事故。
（4）强化矿压监测，不合格棚及时进行整改和三次补液，确保支柱初撑力符合要求。
（5）单体支柱入井前必须棵棵试压检测，不合格支柱严禁入井使用。
（6）实行工程质量现场交接班制度、班班验收工程质量，不合格处及时整改。
4.操作技术
4.1采煤操作
（1）采煤前要备好材料，观察好后路及周围环境，由上向下挂梁、支设支柱，正常情况下挂双梁后，必须支一柱，顶板破碎或来压时要随时挂梁随时支设单体支柱。
（2）采煤时上下茬要互相关心，采煤时，下茬不设好护身板，上茬不准干活。
（3）注液枪管路从人行道顶板敷设，严禁设在溜子道。
（4）采煤时铰接顶梁的连接圆销要打紧，严禁脱销。工作面的水平销配齐，为防止因倾角过大铰接顶梁梁头向下调斜，使用时水平销要从下向上打紧。
（5）采高控制在2.0m，严禁超高回采，严禁丢顶煤。
4.2回柱操作
（1）打好拉茬柱，清理好后路，不合格支柱补液整改，排除不安全隐患后，方可进行回柱操作。
（2）回收支柱梁子前，必须要先拴牢拉紧后，放可回收，以防铁料窜下伤人。
（3）回柱时如遇到顶板来压，要立即停止作业，待压力稳定后方可继续回柱工作。
（4）回柱时不准和打眼、装药等工序平行作业。
（5）回柱时溜子道要扒满、闸死、蹬实。防止从溜子道溅出的煤块伤人。
5.结语
大倾角巷道 篇5
某煤矿目前已进入深部开采, 矿山压力大, 所采煤层属于大埋深大倾角“三软”煤层, 顶底板较软易碎, 工作面回采巷道存在围岩变形大、支护效果差的问题, 且随着采深的加大愈加严重, 极大地威胁着矿井的安全生产。本文结合该矿具体地质及开采技术条件, 分析回采巷道围岩变形机理, 对支护参数进行优化设计, 通过数值模拟对比分析, 得出合理的巷道支护形式与支护参数, 保障大倾角三软煤层的安全开采。
1 巷道概况
2119工作面位于南一下山采区上部, 平均倾斜长约55m, 平均倾角26°, 斜面积约25000m3, 平均煤厚1.3m, 储量约4.3万t, 回采巷道设计主要跟2煤平巷掘进, 巷道总工程量约1350m。巷道设计断面为梯形断面, 宽3.4m, 低帮高1.5m, 高帮3.2m。
2煤顶板岩性变化大, 施工范围内1、2煤间距平均7.5m, 顶板岩性有页岩、砂页岩、细砂岩。直接顶板为页岩, 为浅灰黑色, 含粉细砂岩质, 摩氏硬度3, 断口平坦, 性脆较致密, 局部含植物化石, 厚度平均4.0m。老顶多为灰色砂页岩, 平均4.5m, 摩氏硬度3-5, 当1煤与2煤层间距增大时, 顶板出现细砂岩, 灰色, 以石英、长石为主, 钙质胶结, 摩氏硬度大于5。2煤直接底板灰色-灰黑色泥岩;老底多为砂质页岩或细砂岩, 以石英、长石为主, 钙质胶结, 摩氏硬度3-5。根据2煤顶板岩性特征, 结合采掘中顶板管理的实际情况, 2煤顶底板类型, 定为Ⅲ类。
2 巷道围岩变形机理分析
三软煤巷变形破坏演化规律可以大致分为以下三个阶段[8,9,10,11]:
(1) 围岩原生裂隙发育阶段。这个阶段巷道已经掘出并被及时的支护, 围岩基本维持完好, 只有少量肉眼难以察觉到的变形, 如图2 (a) 所示。这个阶段是支护的最佳时期, 只要支护参数合理, 可以很好地控制巷道的变形破坏。
(2) 围岩新生裂隙产生阶段。这个阶段的巷道出现了较大的变形, 但锚杆、锚网及锚索均未出现破坏, 只是出现了一定程度的拉伸变形, 由于新的裂隙的产生, 加上原生裂隙, 围岩已经出现了一定程度的破坏, 这个破坏主要是由于几种应力作用和岩石风化、剥蚀造成的, 如图2 (b) 。
(3) 围岩破碎阶段。这个时候的巷道, 变形量进一步加大, 巷道围岩受到风化、剥蚀, 有的岩石已经变成石粉, 力学属性大幅度下降, 锚杆出现拉断失效的情况, 只有锚索起到一定的锚固作用, 但时间一久, 也会出现破裂。整个巷道围岩将以破坏的区域整体失稳, 整个支护体系都出现了失效, 随时可能出现冒顶、片帮等强烈的矿压显现, 如图2 (c) 。
巷道围岩变形破坏演化曲线如图3所示。
经过对巷道围岩演化规律的分析, 得出原支护条件下巷道破坏的主要原因有:因锚杆的预应力不够和托盘的抗剪切强度不够, 当其受大的压力和剪切力时, 锚杆形成的锥形压缩体会被挤出, 并伴随有锚杆的托盘拉断的现象;锚索也因长度不够, 没有锚固到坚固的岩层里, 不能发挥应有的锚固作用;顶板为Ⅲ类顶板, 强度低, 裂隙发育, 为典型的软岩顶板;支护结构与参数不合理等。
3 三软煤巷支护参数分析
3.1 模拟方案
巷道断面初始设计为梯形断面 (断面一) , 如图4 (a) 所示, 考虑到高帮的尖角处易形成应力集中, 变形严重, 设计将其改为微圆拱断面 (断面二) , 如图4 (b) 所示。
基于巷道的具体条件及软岩巷道控制原则[12,13,14,15], 共模拟了3种支护方案。根据巷道围岩较软易碎及压力较大等条件, 通过加大锚杆直径和长度、提高锚杆锚索锚固长度及缩小间排距等方面来提高支护强度, 加强高帮上部的局部支护, 提高整体支护效果, 具体参数如下。
支护方案一:采用左旋无纵筋等强锚杆 (下同) , 帮锚杆4根, Φ16mm, L=1.8m;顶锚杆6根 (断面一中包含右帮上部锚杆) , Φ18mm, L=2.2m, 锚固长度800mm, 间排距800mm×800mm;锚索1根, Φ15.24mm, L=7m, 锚固长度1000mm, 间距1600mm。
支护方案二:帮锚杆4根, Φ18mm, L=2.0m;顶锚杆6根, Φ18mm, L=2.4m, 锚固长度1200mm, 间排距800mm×800mm;锚索2根, Φ15.24mm, L=7m, 锚固长度1500mm, 间排距1600mm。
支护方案三:帮锚杆5根, Φ18mm, L=1.8m;顶锚杆7根 (断面二中为6根) , Φ18mm, L=2.2m, 锚固长度1200mm, 间排距700mm×700mm;锚索1根, Φ15.24mm, L=7m, 锚固长度1500mm, 间距1400mm。
数值模拟计算时分别考虑了以上3种支护方案对两种断面的支护, 共分6个模拟方案, 见表1。
3.2 模型建立
采用UDEC3.0模拟不同断面及不同支护方式下的巷道围岩变形情况。模型宽×高=60m×40m, 如图5所示, 上边界载荷按550m采深模拟, 底边界固定, 左右边界水平方向固定。巷道支护效果以围岩变形量, 即顶板下沉量、底鼓量、右帮位移及左帮位移为衡量指标。数值计算过程为:原岩应力计算→巷道开挖→巷道支护→UDEC计算→结果输出。
3.3 模拟结果
图6是巷道支护方式与围岩变形量关系曲线, 从图上可以看出, 当选择方案六 (断面二支护方式三) 时巷道围岩变形较小, 支护效果较好, 因此选定其为最终支护方案。
4 工程实践
4.1 支护方案
2119工作面回采巷道采用锚网梁索联合支护方案, 支护参数如图7所示。
顶锚杆选用6根Φ18mm×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 帮锚杆选用5根Φ18mm×1800mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 锚杆间排距为700mm×700mm, 每根锚杆三卷Z2350锚固剂;锚索:钢绞线, 规格为Φ15.24mm×7000mm, 间距1400mm, 每根锚索五卷Z2350锚固剂;锚网采用12#铁丝编制菱形金属网;钢筋梯子梁采用12#圆钢焊接加工。
4.2 观测方案
新方案开始施工30m后设置第一个测站, 隔20m后再设1个测站, 共设2个, 每个测站3个测面。
采用“十字测量法”观测, 在每个测面的顶、底板和两帮的中部各布置1个测点。采用测杆、测枪、钢尺等进行量测, 主要观测内容包括顶底板相对移近量、两帮的相对移近量和底鼓量。在2周内每天观测1次, 2~4个星期每周观测2~3次, 然后每周观测1次, 变形稳定后每月观测2次。
4.3 实测结果分析
2119工作面材料道从开始掘进采用原支护共掘进巷道80m, 后来采用优化后的支护参数。为检验方案的实施效果, 在2119工作面材料道布置测点 (40m) , 采用“十字”测量法进行观测顶底板相对移近量、两帮的相对移近量及底鼓量。
采用优化参数后, 巷道在掘出5~20天左右围岩变形强烈, 30天左右围岩变形趋于稳定, 两帮相对最大移近量为600mm, 平均在400mm;顶底板相对移近量为200mm~400mm, 平均在300mm;底板底鼓量为100mm~200mm, 平均在150mm。其中某一测点的围岩变化情况见图8, 围岩控制效果见图9。
由观测结果可知, 支护参数优化后围岩变形量和变形速度均有明显减小, 巷道围岩控制效果明显改善, 变形量减少50%以上。
5 结论
(1) 通过分析三软煤层巷道的变形规律、破坏机理及力学机制, 指出了原支护条件下巷道变形破坏的主要原因:围岩条件差, 支护强度不足, 锚索长度不够, 支护结构与参数不合理。
(2) 基于2119工作面地质条件, 结合软岩巷道控制的原则, 设计了不同的支护方案, 通过数值模拟, 对比分析了不同支护参数对围岩的控制效果, 确定了2119工作面回采巷道合理支护参数。
(3) 现场实测结果表明, 采用优化参数后, 巷道两帮移近量平均400 mm、顶底板相对移近量平均300mm、底板底鼓量平均150mm, 变形量较原支护条件下减少了50%以上, 巷道围岩控制效果明显改善。
摘要：回采巷道支护技术是煤矿安全高效开采需要解决的关键问题之一, 本文针对某煤矿三软煤层具体地质和开采技术条件, 采用理论分析、数值模拟、现场实测等方法, 对2119工作面回采巷道支护参数进行了系统分析, 提出了合理的支护方案:锚杆选用左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 顶锚杆Φ18mm×2200mm, 帮锚杆Φ18mm×1800mm, 间排距700mm×700mm;锚索为钢绞线, 规格Φ15.24mm×7000 mm, 间距1400mm。通过工业性试验及现场围岩变形实测, 巷道围岩变形量较原支护方案降低50%以上, 取得了良好的效果。
大倾角巷道 篇6
铁喇矿区昊源煤矿隶属于徐矿集团新疆塔城铁煤能源有限公司,矿井为近距离煤层群赋存,各主采煤层多含夹矸层,倾角大(局部超过40°)且富含水,煤质较硬。
1 工程地质概况
昊源煤矿904回采工作面采用走向长壁综合机械化采煤法开采B9煤层,自由垮落法管理顶板。B9煤层位于中侏罗统西山窑组,煤层结构较简单,赋存较稳定,煤厚1.2～2.1 m,平均1.73 m;上距B10煤层0.11～29.11 m,下距B8煤层15.66～32.95 m;904工作面范围内B9煤层倾角为8～25°,平均15°;属于典型的含水煤层,原煤水分较高,平均达11.06%。
904运输平巷设计施工长度705 m,巷道埋深约300 m。B9煤层地质综合柱状图如图1所示,顶、底板岩石物理力学实验结果见表1。显然,B9煤层顶、底板以泥岩为主,炭质泥岩次之,局部为泥质粉砂岩、细砂岩。与普通泥质砂岩、泥岩相比,顶、底板岩石比重多在2.61～2.78 t/m3之间,抗压强度多低于40 MPa,均与普通泥质砂岩、泥岩相当;但顶、底板岩石抗拉强度一般小于1.5 MPa,抗剪强度小于6.3 MPa,均低于普通泥质岩石;同时,顶、底板岩石孔隙率和吸水率偏高。因而B9煤层顶、底板稳定性较差。(如图1表1)
2 高强预应力锚杆支护技术
随埋深、应力环境、采动影响等条件的恶化,巷道围岩支护所需支护强度不断提高,致使我国锚杆支护曾经历了“单独强调杆体强度”的发展阶段,并按照锚杆杆体的屈服强度σs将锚杆分为普通锚杆(σs<340 MPa)、高强锚杆(340 MPa≤σs<600 MPa)和超高强锚杆(σs≥600 MPa)[2]。相关研究表明[3],煤层巷道开挖后在其顶板通常会形成1～2 m厚的松动层(顶板煤岩互层),其负荷约为20～40 kN/m2,这一负荷远大于普通锚杆支护的初始锚固力(预应力),而远小于锚杆杆体的区服强度。低预应力支护,抑或无预应力支护只能在围岩产生较大的变形后,才能对围岩变形破坏形成“低效”约束。单独强调杆体强度而忽视预应力提高的锚杆支护技术未能在工程应用中取得较好的支护效果[4]。
高强预应力锚杆支护就是在施工、安装过程中,及时给锚杆或其它支护构件以很高的张拉力,并传递到围岩深部。其技术优势在于:(1)给巷道围岩以主动的压应力,及时改变巷道围岩为三向应力状态,使围岩在变形初期即受到锚杆支护的有效约束作用,大大降低围岩的初始变形量;(2)消除顶板中部的拉应力区,使得顶板锚固区以内的岩层加固形成类似刚性的板并处于三向受压状态,阻止水平应力作用下的顶板剪切、拉伸破坏,消除或减缓锚固区内弱面离层现象;(3)使垂直压力均化到巷道两侧纵深范围,减缓两帮围岩的应力集中程度,缓和片帮现象,变被动支护条件下的“先护帮,后控顶”为主动支护条件下的“先控顶,后护帮”。
在高强预应力锚杆支护的基础上,结合现场锚杆支护失效案例分析,从系统角度进一步提出了“三高”锚杆支护技术,即高预应力、高刚度、高强度的锚杆支护[5]。高刚度强调提高与锚杆支护相配套的金属网、托盘和钢带等构件的抗变形能力,通过支护构件较小变形量即可“换来”支护阻力的快速的增高,达到高增阻的工作状态。高强度强调提高锚杆杆体、配套扭矩螺母、专用碟形托盘等构件的强度,以适应动压、大变形等围岩破坏因素,达到“高阻让压”的工作状态,有效限制围岩变形。
3 具体支护方案
3.1 初期支护实践
昊源煤矿曾对煤层巷道进行过锚杆支护工程实践,实际支护效果表明,对此类煤巷软弱破碎顶板采用普通锚杆支护(圆钢Φ16～18 mm,L1800～2000 mm)时,极易发生顶板垮冒事故,严重影响综掘设备的生产能力与安全施工,致使一线技术人员一度认为“锚杆支护在铁煤行不通”。目前,昊源煤矿对于此类近距离含水煤层群软弱围岩煤巷的支护普遍采用矿用工字钢支架被动支护,不仅支护成本高,回收支架工作量大,而且支护状况极差,安全隐患多,突发事故概率高,部分地段经多次修复仍无法满足生产需求,严重影响矿井的安全、高效、持续生产。而类似904运输平巷的回采巷道,作为设备、人员、材料、煤矸等出入工作面的咽喉,巷道的稳定对于工作面的安全生产具有重要意义。因此,很有必要对此类巷道的支护方案进行优化。
3.2 成巷方案及具体支护参数
为尽量减小掘进开挖对巷道围岩所造成的破坏,避免使本身强度较低的复合软弱顶板愈加破碎,昊源煤矿904运输巷的掘进方式采用沿煤层顶板按中线掘进,巷道断面形状决定选用菱形断面。巷道掘进宽度4200 mm,掘进高度(中高)2400 mm,其中高帮3200 mm,低帮1600 mm,如图2所示。
(1)顶板采用锚网梁索联合支护,施工6根规格为Φ8×2400 mm等强锚杆,间排距为800×800 mm;金属梁采用Φ10 mm圆钢自制,规格为3000×100 mm(长×宽);金属网采用12#铁丝编制菱形金属网,规格为2000×1000 mm(长×宽),网孔尺寸为80×80 mm。
(2)两帮采用锚网梁支护,高帮施工4根规格为Φ18×2200 mm等强锚杆,间排距为900×800 mm;低帮施工2根与高帮相同规格的锚杆,间排距为1 000×800 mm;金属梁、金属网规格同顶板。
(3)顶板锚索采用“2-0-2”的形式布置,每隔2排锚杆布置1组(2根)锚索,钻孔施工于两排锚杆中间位置,孔深5.0 m;锚索钢绞线规格为Φ18.9×5300 mm,外露不超过300 mm,间排距为1600×1600 mm;锚索全部采用250×250×18mm专用托盘,采用1节K2350快速树脂药卷和3节Z2350中速树脂药卷进行加长锚固。
(4)锚杆托盘规格均为150×150×10 mm;螺母与锚杆相匹配;锚杆均采用2节Z2350中速树脂药卷进行端部锚固。
3.3 施工工艺要求
(1)巷道顶板靠近两帮的两根锚杆垂直于巷道顶板向外20°施工,两帮靠近顶、底板的锚杆亦垂直于巷道帮部向外20°施工,以提高巷道围岩应力集中区域的支护强度。
(2)根据昊源煤矿所用锚杆索规格,确定施工中锚杆的预紧力不低于60 kN,锚索的预紧力不低于90 kN。
(3)锚索施工滞后掘进迎头不超过4 m,锚索张拉滞后锚索锚固1 h左右;采用气扳机对锚杆螺母进行二次及时紧固,滞后时间不得超过2～3天,最终扭矩不小于300 N·m。
(4)铺网时应从顶板中部向两边铺网,顶网必须过肩窝,顶网与帮网在肩窝处重合高度不小于500 mm,即肩窝处铺双层网。
(5)根据围岩赋存及淋水状况,尽量选择在两帮下部施工导水孔,进行集中排水,减小煤层水对巷道围岩的弱化程度。
(6)通过淋水区、断层带、应力集中区等特殊构造带时,应适时缩小锚杆排距,加密顶板锚索,顶帮破碎区域敷设双层金属网;断层面前后及应力集中区,在高帮靠上部位打注锚索补强,防止片帮、剪滑。
4 现场矿压观测及支护效果
在904运输平巷掘进过程中,对锚网梁索联合支护效果实施现场矿压观测,主要观测内容为距巷道掘进迎头不同距离时巷道断面的收缩量,观测结果以巷道围岩表面位移曲线表示,如图3所示,巷道实际支护状况实照如图4所示。
总体而言,在巷道掘进过程中围岩表面各部位收缩量表现出“顶板下沉量>高帮移近量>底鼓量>低帮移近量”的特点;其中两帮移近量的最大值为165 mm,顶底板移近量最大值为198 mm,巷道最大断面收缩率约为13%。在距掘进迎头0～25 m范围内,巷道围岩变形剧烈,围岩变形量快速增长;超过25 m后,巷道围岩变形量逐渐趋稳,围岩与支护结构间形成新的平衡,巷道亦趋于稳定状态。在巷道两帮移近中以高帮向巷内的移近为主导,这主要是由于高帮围岩岩性不一,除B9煤层外还包含有底板的泥岩、泥质粉砂岩等岩层,在顶板垂直集中应力以及煤层水弱化作用下,高帮围岩更易发生“凸出型”变形,甚至发生剪滑失稳,这也是加强对高帮上部支护强度的原因所在。(如图3图4)
5 结论
基于铁喇矿区昊源煤矿B9煤层富含水、倾角大、煤质硬、顶底板稳定性较差的赋存特征,结合高强预应力锚杆支护理论及技术,在904运输平巷成功实施了锚网索支护;设计了详细支护方案、参数及施工要求;矿压观测结果表明菱形巷道掘进影响范围约为25 m,表现出“顶板下沉量>高帮移近量>底鼓量>低帮移近量”的变形特点,最大断面收缩率约为1 3%,可为同类巷道实施高强预应力锚杆支护提供借鉴。
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大倾角巷道 篇7
关键词：SDJ-150型皮带运输机,大倾角巷道
皮带输送机是以皮带兼作牵引机构的连续化运输设备, 是矿井使用较为广泛的运输设备之一。主要用于综采和高档普采工作面的区段平巷, 采区上下山等运输中。通常用于倾斜巷道运输时, 考虑到皮带与荷载之间的动摩擦系数以及地质、块度、含水情况的影响, 一般倾斜向上运输不超过18°, 向下运输不超过15°, 但是辽宁铁法矿业集团大隆煤矿1175采煤队经过研究, 对原有运输系统进行了改造, 并进行了大胆尝试, 使原有二台SDJ-150皮带伸长了120m, 改造后的输送长度达到420m, 最大坡度达到22°。这一运输系统改造的成功, 使皮带输送机上行运煤的最大坡度增加了4°, 同时节省了两台SGW-150型刮板输送机, 下面将这一成功经验与大家共同交流一下。
1 问题的提出
1175采煤队原皮带道设有两台SDJ-150型皮带:一台皮带230m, 倾角为15°, 二台皮带300m, 倾角为18°, 在二台皮带至下巷顺槽皮带的120m的区间内, 巷道坡度达到了22°, 当初准备铺设两台SGW-150型刮板输送机, 但是根据SDJ-150型皮带的技术参数:输送量:630t/h, 水平输送长度:1000m, 带速:1.9m/s, 输送带面宽度:1000mm, 倾角为180时, 上山输送长度不超过400m, 根据此技术参数, 考虑能否将二台SDJ-150型皮带伸长至下巷顺槽皮带处, 这样二台SDJ-150型皮带将达到420m, 倾角将达到220, SDJ-150型皮带能否突破上山运输不超过180, 运输距离不超过400m的极限。在生产中能否保证其安全运行, 皮带的强度能否达到要求, 这将是我们对二台皮带能否伸长至下巷顺槽处提出的首要问题。因此, 首先需要我们计算一下皮带输送机的强度能否达到要求。
2 皮带输送机强度的计算
根据采机的截深计算出皮带的运输生产率为200 t/h, 则计算如下:
2.1 输送带允许承受的最大张力
式中:σd-输送带每层单位宽度的纵向拉断强度N/ (mm层) ;i-尼龙层数;B-输送带宽;m-输送带安全系数, 取11。
2.2 输送带上物料的线质量
2.3 输送带的线质量
式中:δ-输送带中每层尼龙的厚度 (mm) , 平均取δ=1.25mm;ρ-输送带材料的平均密度 (Kg/dm3) ρ取1.1;δ1、δ2-分别为上下覆盖层厚度mm。
2.4 托辊组的线质量
式中:qt′、qt″--分别为承载分支和回空分支托辊组旋转部分的线质量;G′、G″--分别为承载分支和回空分支托辊组旋转部分的质量;lt′、lt″--分别为承载分支和回空分支托辊组的布置间距m。
2.5 承载分支直线段输送带的运行阻力
回空分支直线段输送带的运行阻力
式中:ω′、ω″--分别为输送沿承载分支和回空分支运行的阻力系数;L-输送机的铺设长度;β-输送机的铺设倾角。
2.6 输送带的张力验算
2.7 检验输送带强度
通过以上计算:由于[S]≥Smax, 所以改造后皮带的强度可满足要求。
3 改造后的经济分析
若将二台皮带伸长至下巷顺槽皮带处, 用一台SDJ-150型皮带运输, 这样可节省两台SGW-150型刮板输送机, 每月可节省电费7.0万余元, 节省看点人员8人, 月节省工资近1.5万元, 每月的检修费用可节省近1.5万元, 节省两台开关计6000元, 全月可节省费用近11万元, 同时皮带道的设备点由4台减少到2台, 事故率减少了近50%, 经过以上的分析对比, 决定将二台SDJ-150皮带伸长至下巷顺槽皮带处。
4 改造后可能会存在的问题及采取的防范措施
在煤炭生产中, 皮带输送机是重要的运输设备, 但在倾角大、距离长、负荷大的上山运输中, 由于皮带的长期高负荷运转和一些意外因素, 都可能导致皮带输送机发生事故, 例如:皮带跑偏、打滑、断带、飞煤伤人、托辊不转增大运行阻力等, 那么采取怎样积极有效的防范措施, 才能防止以上事故的发生, 保证其安全运行呢?
4.1 注意检查和调整输送带的跑偏问题
皮带输送机跑偏会造成输送带边缘与机架相互摩擦, 使输送带边缘过早损坏。跑偏严重时, 输送带将脱离托辊而掉下来, 造成事故。为解决这类故障, 重点要注意安装的尺寸精度与日常的维护保养。首先驱动滚筒与改向滚筒的调整是皮带跑偏调整的重要环节, 因为一条输送机的所有滚筒的安装位置必须垂直于皮带输送机长度方向的中心线, 若偏斜过大, 必然发生跑偏, 这就要求我们必须准确安装好驱动滚筒与改向滚筒的位置。其次, 涨紧滚筒的两个轴承座移动时应当同时平移, 以保证滚筒轴线与皮带纵向方向垂直。另外, 转载点处物料的落料位置与皮带跑偏有非常大的影响, 尤其在两条皮带机在水平面的投影成垂直时影响更大。通常应当考虑转载点处上下两条皮带机的相对高度。相对高度越低, 物料的水平速度分量越大, 对下层皮带的侧向冲击也越大, 同时, 物料也很难居中。使在皮带横断面上的物料偏斜, 最终导致皮带跑偏。因此, 在安装过程中, 应尽可能地加大两条皮带的相对高度。
4.2 注意检查托辊的运转情况
托辊运转的灵活程度对整台皮带输送机的运行阻力、功率消耗、托辊和输送带的使用寿命、维护工作量及煤炭的运输成本都有很大影响。托辊在运转中往往出现转动不灵活的现象, 严重时甚至转不动。这样, 托辊由滚动摩擦变成滑动摩擦, 阻力系数增大10倍左右, 其结果造成运行阻力增大, 功率消耗增加。由于托辊转动不灵活, 使托辊和输送带的磨损加剧, 使用寿命降低, 并且要经常大量更换托辊, 维护工作量增多, 导致煤的运输成本升高。更严重的是, 滑动摩擦使不转的托辊温度升高, 停机时有可能损坏胶带, 当使用非阻燃带时, 还可能引火灾。因此, 要经常检查托辊运转的灵活程度, 及时更换转动不灵活的托辊。
4.3 注意检查输送带的拉紧情况, 防止皮带打滑
皮带输送机是靠输送带与驱动滚筒的摩擦来传递牵引力的。由于皮带张力不够, 皮带与驱动滚筒之间摩擦系数减小, 则输送带在驱动滚筒上可能打滑, 特别是在重载启动时更易打滑。打滑将使输送带温度升高, 造成局部损坏。此外, 输送带过松时, 在储带装置中可能造成输送带相互接触, 引起输送带跑偏。输送带也不能过紧, 否则将造成输送带受力过大, 驱动滚筒磨损加剧, 功率消耗增加, 甚至造成断带。因此, 必须及时调整拉紧装置, 使皮带始终保持适当的张力。及时更换损坏的托辊, 清除缠绕的杂物, 使阻力减小, 不在重载下启动, 不准水流煤泥水进入皮带, 防止皮带与驱动滚筒的接触面浸入泥水、煤泥等而降低摩擦系数, 从而使皮带打滑。
4.4 设好挡矸帘, 防止飞煤伤人
因为这台输送机的最大坡度为22°, 有时可能会因为煤块因下滑飞出伤人, 因此, 不准有大于300mm的煤块上皮带, 并且在皮带输送机的上方每隔20m设一道挡矸帘, 以防飞煤伤人, 并取得了较好的效果。
5 结束语
大隆煤矿1175采煤队经过两个月的安全运行, 取得了较好的效果, 对二台皮带改造的成功, 使皮带输送机上山的运煤倾角达到了22°, 运输距离达到了420m, 而且节省了两台设备, 将节省下来的看点人员充实到工作面中去, 增加了工作面的力量, 加快了工作面的循环速度, 提高了原煤产量。
参考文献
大倾角巷道 篇8
等强度金属树脂锚杆得到应用之后, 在4124运输巷留巷经验中融入高强锚杆支护技术, 在巷道内同时只用一种支护技术就能满足巷道同时对2种支护技术的要求, 通过提高支护强度、加大设计断面、预留压缩空间来完成巷道支护与沿空留巷的多项任务。2114中间运输巷经过3次沿空留巷后, 满足了N2114工作面 (下段) 第4次使用该巷道的目标, 这样该巷道完成了对上段2个工作面和下段2个工作面开采的服务。
1 巷道围岩控制原理
(1) 围岩是一种天然承载结构。地下巷道中安设的支架, 与承受固定静载荷的地面不同, 因为向支架加载的围岩, 可以看作是一种天然的结构。在开掘巷道以后形成的“支架—围岩”力学平衡系统中, 围岩通常承受着大部分的岩层压力, 而支架却只承担其中一部分。因此, 在巷道支护过程中尽可能充分利用围岩的自承力, 同时, 为了利用围岩的自承力, 就要允许围岩产生一些变形, 这种变形会使围岩中的能量得到一定释放, 从而起到适当的“卸载作用”, 这将有利于减轻支架受载。然而从安全观点来看, 这种变形又是有限的, 不能允许它发展到有害或危险的程度。
(2) 合理利用围岩自承力的途径是使支架与围岩在相互约束的状态下共同承载。图1可以说明支架与围岩相互作用和共同承载原理。
由图1可知, 如果想依靠支架的支承力完全阻止围岩移动, 这时所要求的支架支承力P将为最大 (Pmax) , 其值相当于巷道开挖前原岩应力, 但是只要围岩产生少量变形, 支架支承力P值就会急剧减小。例如在A点处由于利用了围岩的支承力, 支架的支承力PA将比Pmax小。随着支架支承力进一步减小, 围岩移动量会随之增加, 而移动量加大到一定程度, 围岩将产生松动破坏, 这时支架所受的松动压力也会加大 (曲线2) 。因此, 从理论上说, 在曲线1和曲线2的交点处围岩最大限度发挥了作用, 该交点处支架支承力达到了最小Pmin, 所以它是最佳受载点, 该点的位移量则是允许的最大位移量。
实际上, 为了有一定的安全储备, 通常不允许支架在B点工作, 应该在离B点不远的左面, 例如C点, 使支架工作时的支承力PC仅稍大于Pmin值, 这样才能获得既经济又安全的效果, 也是支架与围岩相互作用和共同承载的合理工作点[1]。
2 巷道支护与沿空留巷矿压分析
(1) 地质条件。金刚煤矿2114中间运输巷沿内连煤层布置, 距外连层间距为1.76 m, 煤岩层倾角由南向北逐步变大 (42°~65°) , 内连煤层平均厚度为0.98 m, 外连煤层厚度0.89 m, 煤层坚固性系数f=1~2。煤层上部为深灰色泥岩夹煤线, 顶板较为破碎, 煤层下部为深灰色粉砂质泥岩。巷道设计长度1 380 m, 预定服务4个工作面开采。NW2114工作面 (上段) 倾斜长75 m, 采用俯伪斜走向长壁式 (倾斜密集) 采煤法开采, 外连工作面超前内连工作面25~30 m, 采煤工艺为爆破落煤。
(2) 破碎顶板锚杆支护巷道承受多次动压分析。锚杆支护是通过围岩内部的锚杆改变围岩本身的力学状态, 在巷道周围形成一个整体而又稳定的岩石带, 利用锚杆与围岩共同作用, 达到维护巷道稳定的目的。它是一种积极防御的支护方法。但是锚杆不能封闭围岩, 防止围岩风化, 不能防止各锚杆之间裂隙岩石的剥落。锚杆支护在回采巷道掘进时完全能满足要求, 但随着时间的推移, 一方面破碎围岩有自然掉落的现象, 部分锚杆托板失效, 锚杆也随之失效, 围岩与锚杆的整体性受到影响, 超过一定限度后这个整体就会被破坏, 巷道随之破坏;另一方面随着工作面开采, 巷道承受采动压力是不可避免的, 围岩变形导致更多的锚杆锚索失效, 围岩与锚杆的整体作用就完全被破坏, 随之巷道无法再使用。因此, 锚杆支护不适宜在顶板稳定性差、有多次动压又将实施沿空留巷的区段运输巷中单独使用。
(3) 破碎顶板金属棚支护巷道承受多次动压分析。众所周知, 棚式支护对顶板是没有初撑力的, 属于被动支护, 棚式支护的回采巷道顶板随着时间的推移逐渐松动破坏, 松动围岩最终形成自然平衡拱的状态, 根据普氏理论[2], 作用在支架上的地压, 仅为自然平衡拱与支架间破碎岩块的重力, 与拱外岩层及巷道所处深度无关。随着多次动压的影响, 回采巷道原来形成的平衡拱将被破坏, 形成更大的平衡拱, 支架承受的矿压将成倍增加, 支架就可能被破坏而导致巷道破坏。因此, 棚式支护只能被动承受矿压, 不能改变矿压的分布状态, 当矿压超过其支护阻力限度时, 破坏后不能恢复, 棚式支护不能在承受多次动压又将实施沿空留巷的区段运输巷中单独使用 (图2) 。
(4) 大倾角工作面运输巷沿空留巷矿山压力分析。在大倾角工作面中, 随着煤层倾角增加, 顶板下沉量逐渐变小[1], 一方面由于上覆岩层的重力分力原因, 垂直压力随煤层倾角增大而减小;另一方面, 由于倾角增加, 采空区矸石要向下滑移, 作为长壁式开采的工作面, 运输巷处于下方, 采空区矸石首先填满下方 (图3) , 所以, 运输巷上方的基本顶不会沿巷旁破断, 那么巷旁支护就不作为基本顶破断的支撑点, 巷中支护及巷道支护不被破坏就显得比较重要。因此, 该巷旁支护不仅要具有支护的功能, 还要具有在大倾角工作面条件下挡矸的作用, 以防止矸石冲击上帮棚腿而导致棚式支护失效。
(5) 锚杆锚网与金属棚联合支护巷道沿空留巷矿山压力分析。通过上述2种单独支护巷道受多次动压的分析, 并结合金刚煤矿区段巷道支护实践认为, 锚杆锚网与金属棚联合支护才能最大限度满足巷道及沿空留巷支护的要求: (1) 锚杆锚网与围岩形成一个整体, 不让支架支护形成随时可能破坏的自然平衡拱状态及扩大松动圈, 减轻支架承受的压力; (2) 支架支护能阻止围岩的无限变形, 使锚杆锚网的主动支护与围岩形成一个整体不被破坏, 继续发挥围岩自承力的功能, 从而又减轻支架支护压力, 使支架不被破坏, 巷道得以保持完整; (3) 根据沿空留巷矿山压力分析, 大倾角煤层沿空留巷支护主要抵御围岩压力, 巷道受工作面开采的采动压力等影响, 工作面前方及后方巷道围岩压力会升高, 开采一定距离后压力才能逐渐减小趋于平稳, 因此, 沿空留巷需要加强支护度过压力峰值区; (4) 根据工程力学理论[3], 把金属棚梁看作两端自由支撑梁, 巷道上方看作连续均布载荷, 工字钢梁最大弯矩受均布载荷与梁的跨度有直接关系, 即工字钢梁要提高抵抗围岩压力, 必须减小工字钢梁的跨度, 因此, 增加工字钢梁的支点、减小梁的跨度后可以大幅度提高工字钢梁抵抗围岩压力。
3 巷道联合支护方案设计
(1) 支护参数。根据2114中间运输巷地质条件, 采用普氏自然平衡拱理论、锚杆支护设计理论[2]及工程力学理论, 对巷道矿压、锚杆支护参数、金属棚梁承受压力和棚腿支护阻力进行了计算, 得到2114中间运输巷支护参数为:巷道断面为梯形, 选取18 mm×1 800 mm左旋螺纹钢金属树脂锚杆, 间排距均为0.8 m, 锚网为菱形网。金属棚上宽2.4 m, 下宽3.0 m, 巷道净高1.9 m, 棚腿长2.3 m, 棚距0.9 m, 金属棚材料为11#矿用工字钢 (图4) 。
(2) 巷道支护施工方案。巷道开挖后, 首先采用锚杆、锚网进行第1次支护, 然后再架设金属棚进行第2次支护, 两次共同支护形成锚杆锚网与金属棚联合支护。巷道锚杆支护与工作面的最大距离不大于2.6 m, 最小距离为0.8 m。金属棚支护距离掘进工作面6.3~8.0 m, 棚式支护在第1次锚杆支护24 h后进行, 棚式支护与掘进工作面有一定的距离。因此, 棚式支护与掘进工作面可以采用平行作业的方式。
4 沿空留巷支护方案设计
(1) 沿空留巷支护阻力计算。运用沿空留巷经验结构模型[1], 将煤层上的直接顶和基本顶按8倍的采高载荷计, 将其重力均匀地加到巷旁支护和煤帮侧, 因为巷内支架的支护阻力远小于巷旁支护阻力, 因此巷内支护阻力可忽略不计。巷旁支护所需提供的支护阻力可表示为P。P=8γh (x0+c+d) 。其中, x0为煤体内极限平衡区宽度, 计算得x0=0.4m, 这里x0=Mln[ (KγH+Ccotφ) / (ξCcotφ) ]/ (2ξf) , ξ= (1+sinφ) / (1-sinφ) , M为开采厚度 (取0.98 m) , C为煤的黏聚力 (取1.5 MPa) , f为煤层内摩擦因数 (取f=tan 30°) , φ为摩擦角 (30°) , K为煤体受力应力集中系数 (取2.5) ;H为煤的埋深 (取400 m) ;c为巷道宽度;d为巷旁支护宽度;h为采高, 0.98 m;γ为直接顶、基本顶及其之上不能自我平衡的软岩平均容重。从而得P=646.8 k N/m。
(2) 巷旁支护参数的确定。该沿空留巷巷旁支护预定为11#矿用工字钢走向密集点柱, 间距0.55m, 高0.9 m。根据欧拉公式计算压杆的临界压力为Pl=800.5 k N, 压杆的工作压力P≤400.25 k N, 巷旁支护点柱为1.8根/m, 平均载荷359.3 k N/根, 小于400.25 k N/根, 预定参数符合要求。
(3) 沿空留巷巷中加强支护的确定。根据前述, 增加工字钢梁的支点来减小梁的跨度后可以大幅度提高工字钢梁抵抗围岩压力, 同时满足下区段回风巷运输需要, 因此, 确定采用走向抬棚减小工字钢梁跨度, 跨度由原来2.4 m缩小到1.8 m。
(4) 沿空留巷支护设计。根据计算, 在内连工作面距上帮0.3~0.5 m处采用工字钢沿走向进行密集支护, 柱距0.55 m, 竹笆背严, 充填1.5 m厚矸石作为垫层;巷道中架设走向双抬棚加强巷道支架, 走向抬棚间距1.8 m (图5) 。
(5) 沿空留巷施工方案。 (1) 工作面运输巷内超前外连工作面煤壁10 m, 滞后内连工作面切顶线10m范围内, 用单体液压支柱配长钢梁架设双排走向抬棚加强支护, 同时在原来棚子中间加1根横梁托住水泥背板, 确保水泥背板不断裂, 抬棚下必须保证“一梁二柱”, 支柱必须打在实底上, 且应打稳打牢, 严禁打在浮煤或浮矸上。 (2) 第1次沿空留巷即上段外连工作面开采沿空留巷:工作面下出口煤柱留够倾斜长4 m, 走向长6 m, 立眼掘井宽度为1.2 m, 净宽1.0 m, 开采后工字钢采用点柱配竹笆封堵眼子 (图6) 。 (3) 第2次沿空留巷即上段内连工作面开采沿空留巷:内连工作面下出口在距上帮0.3~0.5 m处采用工字钢沿走向作密集支护, 柱距0.55 m, 竹笆背严, 沿工作面倾斜方向充填1.5 m厚矸石作为垫层, 防止工作面大矸冲垮巷道金属棚腿。 (4) 第3次沿空留巷即下段外连工作面开采沿空留巷:沿倾斜方向2 m, 走向方向6 m继续留设煤柱, 立眼掘井宽度为1.2 m, 净宽1.0 m。然后与W2114工作面 (上段) 眼子下方贯通形成通风眼, 巷中加强支护按第1次沿空留巷支护 (图7) 。
5 围岩观测初步结论
2114中间运输巷第1次和第2次沿空留巷设置3个测站9个测点, 第3次设置3个测站9个测点, 共设置18个测点, 2个测点在观测过程中被破坏, 采用16个测点数据 (略) 分析得出初步结论。
围岩观测数据进一步验证了支护设计的可靠性, 前2次沿空留巷9个测点中7个有效测点顶底板最大移近量未超过80 mm, 在该矿其他单独用锚杆支护或金属棚薄煤层巷道的沿空留巷围岩观测中, 顶底板移近量最大达500 mm。在第3次沿空留巷观测中, 9个测点全部有效, 顶底板最大移近量没有超过50 mm, 充分说明了锚杆锚网与支护金属棚支护预留空间为围岩变形提供了空间, 围岩变形作用在金属棚的围岩压力就减小了, 故工字钢梁保持完整, 没有弯曲变形。
6 结语
(1) 锚杆支护必须有效与围岩形成共同承载体, 才能提高围岩的自承力。棚式支护提高支护阻力的最佳手段就是减小梁的跨度。
(2) 锚杆与支架联合支护巷道的关键是锚杆支护能让围岩整体有一定的变形量来减轻支架压力, 而支架支护又能给围岩足够的支护阻力, 围岩就不可能变形致破坏。
(3) 巷道支护与沿空留巷是相互依赖的, 采用锚杆锚网与金属棚联合支护是1条巷道使用4次的重要设计保障。
参考文献
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[2]中国矿业学院.井巷工程[M].北京:煤炭工业出版社, 1989.
大倾角巷道 篇9
关键词：煤层倾角,锚杆支护回采巷道,围岩力学特征
目前我国大倾角煤层, 即倾角为25°-45°的煤层大都采用传统的刚性支护技术, 无法适应回采巷道围岩的力学和岩层结构特性等方面的异象特征, 对煤层回采巷道破坏严重, 导致巷道变形, 不利于大倾角煤层的回采安全。锚杆支护技术是保障煤层回采巷道稳定性的重要技术措施, 但是煤层倾角增大对利用锚杆支护控制巷道围岩提出了更高要求。要对大倾角煤层回采巷道围岩进行控制, 确保巷道的稳定, 就要分析煤层倾角变化对巷道围岩力学特征的影响, 优化锚杆支护参数, 加强煤矿开采的安全管理和施工质量控制, 以保证煤矿开采的安全和稳定。
1 煤层倾角变化对锚杆支护回采巷道围岩力学特征的影响
分析煤层倾角变化对锚杆支护回采巷道围岩力学特征的影响, 要采取相似材料模拟实验的方法, 研究煤层巷道围岩的变形、移动和受力分布。在煤矿企业现有大倾角煤层开采技术和开采地质条件下, 利用旋转相似试验模拟架, 分别对倾角为0°、30°和45°的煤层倾角的锚杆支护回采巷道进行模拟物理试验, 系统地分析不同煤层倾角巷道围岩的应力、变形特征, 总结煤层倾角变化对锚杆支护回采巷道围岩力学特征的影响。下面结合某矿区煤矿大倾角煤层回采围岩巷道的具体情况进行模拟试验并做如下分析。
2 大倾角煤层回采围岩巷道结构分析
与水平巷道相比, 大倾角煤层围岩巷道在空间结构上具有非对称特性, 其巷道的应力分布也具有非对称性。在进行实际的煤层巷道开挖时, 巷道两侧的应力会重新分布, 使侧向受到的支承压力上升, 水平巷道的支承压力呈对称分布, 而大倾角煤层巷道两侧的支承压力会与巷道原来受到的集中应力叠加, 导致支承压力升高。
3 煤层具体条件分析
该矿区的3号煤矿煤层平均厚度为3.2m, 属于中厚煤层, 结构较为复杂, 硬度适中偏软。煤层下发育有平均厚度在0.5m的夹矸层, 煤层倾角为28°-31°, 平均30°。煤层的直接顶为浅灰色的铝质粉砂岩, 平均厚度3.0m;基本顶为中粗粒砂岩, 平均厚度5.0m;煤层底层为泥质砂岩, 平均厚度4.3m。
4 模拟试验及锚杆支护措施
使用可旋转的模型架, 根据不同的煤层倾角设计出0°、30°和45°的锚杆支护模型, 开挖一条实体巷道、一条沿空巷道, 采用高强度的锚杆和锚索, 利用钢筋网作为联合支护, 锚杆长度为2500mm, 模型中用塑料纱网代替金属网, 锚固剂使用石膏乳胶漆。在不同深度的围岩中设置4条应力测试线, 高帮和低帮按照煤层倾向设置, 顶板沿垂直方向设置。使用液压千斤顶实施动载负荷梯度加载, 每次加载间隔3h。
5 锚杆支护巷道围岩受力分析及煤层倾角变化对围岩受力特征的影响
通过模拟试验发现实体巷道受到围岩结构、开挖和回采的应力影响。0°倾角煤层巷道的顶板出现断裂, 其低帮和离层的煤体被压出, 但是巷道维持良好。30°和45°倾角煤层巷道, 高帮位置的煤体在压力作用下出现变形乃至脱落, 顶板出现下错式断裂、位移和冒顶, 低帮煤体由于挤压作用也发生破坏脱落, 巷道围岩的稳固性大大降低。特别是45°倾角巷道围岩发生大面积失稳现象, 对巷道的整体结构破坏严重。沿空巷道的破坏情况与实体巷道相似, 其主要表现是, 低帮下角和高帮上角受到顶板压力的影响, 高帮容易出现剪切和拉力破坏, 破坏程度与煤层倾角成正比。由此可见, 煤层倾角加大, 锚杆支护回采巷道的围岩破坏和变形区域的非对称性和各向异性特征加剧。
随着煤层倾角的加大, 顶板围岩的应力下降, 而底板和高帮、低帮的围岩应力升高, 巷道底板的变形程度与煤层倾角成正比。对试验数据进行综合分析, 发现受煤层回采影响, 巷道围岩的应力会逐渐转移。煤层倾角的变化也影响了巷道顶板、高低帮和底板的应力变化, 表明大倾角煤层锚杆支护回采巷道的围岩应力具有非对称性, 巷道底板和高帮围岩是改善受力状况和控制围岩变形的重点区域。
此外, 回采巷道顶板的下沉量会随着煤层倾角的增加而减小, 顶板岩层的下沉运动由垂直方向逐步向水平方向变化, 巷道顶板岩层的下错移动变形随着倾角的增大而愈加明显;高帮的破坏程度与顶板岩层相比, 更加明显, 煤层倾角增加, 高帮煤体稳定性降低, 整个巷道的稳定性也逐渐减弱;倾角增加, 低帮煤体稳定性增强, 其移动形式由水平方向逐渐向垂直方向变化;煤层倾角增大, 底板受巷道两侧压力向上隆起的程度增加, 煤层倾角的变化对巷道底板的变形影响明显。如果围岩应力处于较低水平, 围岩应力分布不会对巷道底板产生位移影响。但是当围岩应力不断增加时, 会造成巷道底板岩层的较大程度位移。煤层倾角变大, 巷道的顶板会出现明显的下错式变形, 表明巷道顶板和高帮是控制围岩变形的重点区域。
6 大倾角煤层回采巷道围岩的稳定性控制
上文分析了煤层倾角变化对于锚杆支护回采巷道围岩力学特性的影响, 主要目的是总结围岩的受力规律, 结合锚杆支护的经验参数, 对回采巷道实施稳定性控制。在该煤矿区的工程实践中, 大倾角煤层开采过程中, 优化支护参数, 强化巷道锚杆支护, 对回采巷道的高帮、低帮和顶板、底板加强变形控制。
开挖巷道之后, 要立即使用高强度的预应力锚杆、锚索、钢带和钢筋网加强对巷道围岩的支护。其中锚杆直径是25mm, 长度是2500mm, 巷道顶板锚杆间距×排距是800×800mm, 高帮是700×800mm, 巷道低帮和高帮底部锚杆安装方向是15°-30°, 高帮上部锚杆安装方向是25°-45°。钢筋网选择由直径为4.5mm的钢筋制成。在巷道的顶板两侧和中央间隔设置预应力锚索, 锚索直径是21.6mm, 长度是6300mm。位于顶板中央的锚索要求与顶板岩层垂直, 偏向高帮的锚索向高帮方向倾斜。在开挖巷道5~7d后, 分别在沿空巷道和实体巷道布置长度为5300mm的高帮锚索, 并在巷道中央设置木桩加强支护。
7 总结
煤层倾角加大, 锚杆支护回采巷道围岩的变形和破坏程度愈加明显, 回采巷道的稳定性降低。在进行大倾角的煤层回采巷道开挖时, 要根据巷道围岩结构和力学特征的非对称性, 对巷道的顶板、底板和高低帮岩层进行重点控制, 采用高强度锚杆和锚索, 与钢筋网形成支护组合, 控制岩层位移, 提高巷道围岩的稳定性, 从而保证煤矿开采的质量和效率, 提高煤矿开采的安全性和稳定性。
参考文献
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