矿井顶板支护技术论文（通用8篇）
矿井顶板支护技术论文 篇1
煤炭作为我国的重要能源, 其主要来源除了部分的露天煤矿外, 绝大部分都是井坑煤矿。煤矿是高危行业之一, 而其中顶板事故造成的人员伤亡占据了煤矿事故中的30%左右。为了防止矿井顶板事故的发生, 我国投入了较大的人力和物力, 虽然取得了一定的效果, 但是并没有彻底防止矿井顶板事故的发生。矿井顶板支护作为煤矿采煤安全和正常生产的必要措施, 其技术的实践应用非常重要。
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
[1]康红普, 牛多龙, 张镇, 林健, 李志红, 范明建.深部沿空留巷围岩变形特征与支护技术[J].岩石力学与工程学报, 2010 (10) :78-79.
矿井顶板支护技术论文 篇2
关于创建顶板管理示范化矿井活动工作方案 公司根据XXXXXX煤业《关于开展XXXXXX煤业顶板管理示范化矿井建设的通知》文件的要求，通过开展创建顶板管理示范矿井活动，全面提升我矿顶板事故灾害防治管理水平，增强我矿顶板管理的技术保障能力，有效预防顶板事故的发生，特制定此工作方案。
一、工作目标
通过开展创建顶板管理示范矿井活动，确保我矿不发生顶板重伤以上人身安全事故和顶板二级及以上生产事故。对矿井顶板管理隐患全面排查和整改，推进顶板管理防治各项措施的落实，确保达到顶板管理示范矿井标准。
二、组织机构
为确保我矿顶板管理示范化矿井建设活动稳步推进，决定成立以矿长为组长的顶板管理示范化矿井建设领导组。
组 长： 矿 长
副组长：生产副矿长 总工程师 成 员：其他公司领导
领导组下设办公室，办公室设在生产部。办公室主任：生产部经理 成员：各责任部（室）负责人、各基层队队长 领导组负责顶板管理示范化矿井建设工作的总体部署、协调。矿长对顶板管理示范化矿井建设工作全面负责，是顶板管理示范化矿井建设工作的第一责任者，生产副矿长对公司顶板管理示范化矿井建设工作具体负责，总工程师对顶板管理工作负技术责任，其他公司领导对其分管范围内的顶板管理示范化矿井建设工作具体负责。
办公室负责顶板管理示范化矿井建设工作方案的制定、实施。负责顶板管理示范化矿井建设过程中相关工作的组织协调、检查指导、经验总结等工作。
三、时间安排
1、准备阶段：2018年7月25日-7月31日，生产部组织制定我矿《顶板管理示范化矿井创建活动工作方案》，下发各基层队，各基层队组织贯彻学习文件精神，并做好学习记录。
2、实施阶段：2018年8月1日-2018年11月31日，各相关部门和基层队按照建设标准要求认真开展顶板管理示范化矿井建设，完善各类顶板管理技术资料，加强工作面现场管理。由生产部牵头组织，积极推进我矿顶板管理示范化矿井建设各项工作，迎接煤业集团不定期的指导和督查。
3、验收评定阶段： 2018年12月1日-2019年1月31日，生产部牵头组织公司相关部门，按照《顶板管理示范化矿井建设考核评分表》，完成顶板管理示范化矿井建设自评。迎接煤业集团的示范矿井现场验收，顶板管理示范矿井评定。
四、顶板管理示范化矿井建设工作安排及分工
（一）活动要求
1、矿井每月组织召开顶板管理例会（生产部组织，做好会议记录）。
2、生产副总每旬组织一次顶板专业隐患排查，并对隐患制定整改措施（生产部负责组织，问题以五定表方式落实）。
3、矿井每季度召开一次“顶板管理”专业会议，对季度顶板管理进行总结及对下一步工作进行安排（生产部具体负责组织）。
4、矿井编制顶板灾害预防处理计划，并根据现场变化适时修改，以文件形式下达。（技术部负责编制，并根据变化适时修改）。
（二）完善管理制度
顶板管理应编制以下六项制度：（1）顶板管理办法；（2）支护质量、顶板动态监测制度；（3）顶板离层仪管理制度；（4）顶板隐患排查制度；（5）井巷巡查维护制度；（6）顶板管理会议制度。（技术部负责编制、发布）
（三）完善台账资料
顶板管理应建立如下台账：（1）顶板离层仪台账；（生产部、安全部负责）（2）矿压分析与预报台账；（技术部负责）（3）井巷巡查维护台账；（通风部负责）（4）工作面月度矿压预测预报台账；（技术部负责）（5）工作面月度矿压分析报告；（技术部负责）（6）工作面回采结束顶板动态监测总结报告；（技术部负责）（7）支护材料的合格证、MA、（性能检验报告）、性能参数表等台账；（库房、采掘队负责收集整理）（8）顶板管理仪器仪表工具台账。（采掘队负责建立台账，并及时更新）
（四）规范规程、措施、支护设计的编制
1、采、掘作业规程中要有支护设计章节，支护参数的确定要根据煤层地质资料和现场条件计算，要有针对性、科学性和适应性。（生产部负责排查作业规程，不符合要求的内容及时整改）
2、作业规程符合《煤矿安全规程》《煤矿作业规程编写规范》等对支护设计、顶板管理的要求。采掘工作面地质条件发生变化时，及时制定修改或补充安全技术措施。（生产部负责监督执行）
3、掘进巷道开口、贯通前,须组织现场核查，在此基础上制定包括顶板管理内容的专项措施；（生产部负责组织现场核查，制定专项措施）
4、采煤工作面安装、初次放顶、强制放顶、收尾、回撤、过地质构造带、过老巷、过煤柱、过冒顶区，以及托伪顶开采时，制定针对顶板管理的安全技术组织措施并组织实施；（生产部负责组织编制措施并组织实施）
4、在掘进作业规程中明确临时支护及永久支护的形式和支护参数、永久支护距掘进工作面的距离等，并制定防止冒顶、片帮的安全措施、各种附图完整规范；（生产部负责检查作业规程，按要求整改）
5、采煤工作面必须留有一定的备用支护材料，且在作业规程中明确数量、存放地点；（生产部负责监督执行）
6、采、掘、巷修等规程、补充或专项技术措施必须集中存档。（采掘队、生产准备队、综合队负责集中存放，生产部负责监督检查）
（五）加强顶板支护质量、矿压监测管理
1、矿井必须开展矿压观测工作，进一步提高采掘工作面支护质量和完善顶板动态监测手段；（技术部负责设计、采掘队组织实施）
2、采煤工作面实行顶板动态和支护质量监测，工作面进回风巷实施顶板离层观测；有相关监测、观测记录，资料齐全；综采工作面采用矿压在线监测系统；（综采队、安全部按规程要求填写观测顶板离层仪数据，技术部整理分析；综采工作面实行矿压在线观测系统，上传综采队值班室，机电部要保障上传数据稳定可靠）
3、掘进锚网（索）支护巷道采用顶板离层观测，实行挂牌管理并及时填写记录牌板；（采掘队按照公司制度安装顶板离层仪，安全部、采掘队按区域分工定期观测）
4、离层仪设置符合制度要求，特殊地段增设离层仪。（技术部负责设计，生产部组织实施）
5、支护质量、矿压监测制度中需明确矿压监测数据采集周期，明确责任单位（人）负责数据信息采集和分析，切实掌握巷道顶板动态，按月出具各工作面矿压分析报告，矿压预测报告，为顶板支护设计、顶板管理提供依据。（技术部具体负责）
（六）采煤工作面顶板管理达标
1、工作面液压支架初撑力不低于额定值的80%，现场有检测手段；单体液压支柱初撑力符合《煤矿安全规程》要求；（综采队负责组织实施，生产部、安全部负责监督）
2、工作面支架中心距（支柱间排距）误差不超过100mm，侧护板正常使用，架间间隙不超过100mm（单体支柱间距误差不超过100mm）；支架（支柱）不超高使用，支架（支柱）高度与采高相匹配，不违反作业规程，支架的活柱行程不小于200mm；（综采队负责组织实施，生产部、安全部负责监督）
3、液压支架接顶严实，相邻支架（支柱）顶梁平整，无明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤不咬；采高大于3.0m或片帮严重时，应有防片帮措施；综采支架前梁（伸缩梁）梁端至煤壁顶板垮落高度不大于300mm、高档普采（炮采）工作面机道梁端至煤壁顶板垮落高度不大于200mm；（综采队负责组织实施，生产部、安全部负责监督）
4、工作面“三直一平”，液压支架（支柱）排成一条直线，其偏差不超过50mm，工作面伞檐长度大于1m时，其最大突出部分，薄煤层不超过150mm，中厚以上煤层不超过200mm；伞檐长度在1m及以下时，最突出部分薄煤层不超过200mm，中厚煤层不超过250mm；（综采队负责组织实施，生产部、安全部负责监督）
5、工作面内液压支架(支柱)编号管理，牌号清晰；（综采队具体负责）
6、工作面内特殊支护齐全、悬顶面积大于10平方米时应进行强制放顶，特殊情况下不能强制放顶时，应有加强支护的可靠措施和矿压观测监测手段；（生产部、安全部、技术部提供安全生产技术支持，综采队负责按要求组织实施）
7、开展工作面顶板管理、规程落实情况的班评估工作、工作面安全出口畅通，初撑力符合规定、单体液压支柱有防倒措施；（（综采队负责组织实施，生产部、安全部负责监督）
8、回采工作面端头有退锚装置，端头悬顶面积不超过规定。（生产部组织综合队按要求退锚，确保悬顶面积不超过规定）
（七）掘进工作面顶板管理达标
1、掘进工作面执行敲帮问顶制度，无空顶作业，空帮距离符合规程规定，永久支护距掘进工作面距离符合作业规程规定；（掘进队具体负责，生产部、安全部等生产相关部门监督）
2、临时支护形式、数量、安装质量符合作业规程要求，符合现场实际；（掘进队具体实施，生产相关部门监督）
3、架棚支护棚间装设有牢固的撑杆或拉杆，可缩性金属支架应用金属拉杆，距掘进工作面10m内架棚支护爆破前进行加固；（掘进队具体实施，生产相关部门监督）
4、锚网（索）巷道安装、螺母扭矩、抗拔力、网的铺设连接符合设计要求，锚杆（索）的间、排距、锚杆露出螺母长度及锚索露出锁具长度符合规程要求；锚杆与井巷轮廓线切线或与层理面、节理面裂隙面垂直，最小不小于75°，抗拔力、预应力不小于设计值的90%；（掘进队具体实施，质量办等生产相关部门监督）
（八）明确井巷巡查维护管理责任
1、矿井井巷巡查维护责任区划分明确，并在工程平面图上标注；（技术部具体负责在工程平面图上标注）
2、定期对巷道顶板离层仪巡查，巡查记录清晰；（安全部、采掘队按公司顶板管理制度分工定期巡查，巡查记录清晰）
3、报废巷道隐蔽工程记录清楚，暗井或倾斜巷道下口预留泄水孔、并在井上下对照上标明，归档备查；（地测部具体负责）
4、井巷维修做到一工程一措施；（生产部组织、监督基层队按要求执行）
（九）其它方面
1、开展顶板新工艺新技术新设备推广实施工作，完成煤业顶板工作意见中本矿承担的顶板项目。（技术部负责，其它相关部门配合）
2、无顶板方面重大隐患。（生产部每旬组织包括有顶板管理方面内容的检查，生产相关部门按职责分工加强日常巡检，确保顶板无重大隐患）
五、检查方式及评定办法
1、示范化矿井验收采取现场检查与资料检查相结合的方式，每年进行一次；
2、按照“顶板管理示范化”矿井建设考核评分表（见附件一）要求进行打分，相同类型工作面检查超过2个头面时，取加权得分；
3、矿井达到必备条件且示范化矿井验收考核得分在90分及以上时，可认定为顶板管理示范化矿井；
4、推广应用顶板新工艺新装备，新技术并取得明显的安全和经济成效，根据情况每项（次）加0.5～3分；
5、被评为顶板管理示范化的矿井，由煤业授予“XXXXXX煤业顶板管理示范化矿井”称号。
六、奖惩
公司顺利通过验收，获得XXXXXX煤业顶板管理示范化矿井称号，由公司顶板管理示范化矿井建设领导组研究给予所有参与部门经济奖励。考核验收得分低于90分，公司未能获得XXXXXX煤业顶板管理示范化矿井称号，由顶板管理示范化矿井建设办公室按照验收扣分情况给予责任部门经济处罚。
七、工作要求：
1、矿长是公司顶板管理示范化矿井创建活动的第一负责人，各部门、各基层队正职是本单位顶板管理专项治理活动的第一责任人，各单位要按照文件要求，认真完成本部门、本基层队顶板管理示范化矿井创建活动。
2、宣传办公室要利用电子宣传屏、OA等宣传工具大力宣传顶板管理专项治理活动的重要性，培训中心要集中播放顶板事故的典型案例，各部门、各基层队组织职工对公司近年发生的顶板事故进行学习，学习要有记录备查。
3、各基层队要按照《顶板管理示范化矿井建设考核评分表》的要求，每月至少要专门组织本队工作区域顶板隐患排查一次，问题以“五定表”的方式落实，排查记录交生产部存档。
4、技术部每月总结顶板管理经验，编写顶板管理分析报告，报告发各生产相关部门，以利于顶板管理。
矿井顶板支护技术的实践应用研究 篇3
近年来, 随着采矿工程学研究的发展和相关设备技术的提升, 矿井顶板支护技术取得了较大的进步, 但在实际应用中, 因顶板事故造成的人员伤亡依然占据了事故伤亡人数的较大比重。作为矿井采煤安全和正常生产的必要措施, 矿井顶板支护技术的实践应用极为重要。实际上, 由于矿井所处的地理位置不同, 巷道组成、稳定性、岩性结构等均有所不同, 应当根据实际情况采用不同的支护方式。下面, 本文根据矿井顶板支护实践经验, 就矿井面板支护技术应用中的一些问题进行探讨, 并提出一些有效的矿井顶板支护措施与技术。
二、矿井顶板事故发生的原因
矿井所处煤层的贮存条件并不是完全一致的, 通常煤层结构较为复杂, 层理发育不足, 稳定性较差, 且即便是同一巷道其顶板的赋存状态也会频繁变化, 这使得顶板支护必须时刻根据巷道具体情况进行调整。而随着矿井开采时间的推移, 井巷断面不断扩大, 支护的服务年限也不断延长, 岩性变化和矿山压力对顶板支护的稳定性造成不良影响。同时, 再加上掘进和维护过程中对关键部位、地点的维护管理措施不到位, 极容易造成顶板支护失稳产生冒顶事故。矿井巷道冒顶事故分为无老顶层状顶板采动围岩变形破坏、有老顶层状顶板采动围岩变形破坏、无直接顶层状顶板采动围岩变形破坏几大类, 冒顶事故的造成机理存在着一定差异, 需要具体分析。
三、锚杆支护技术实践应用分析
锚杆支护是目前国内外应用较为广泛的支护技术, 采用锚杆支护技术能有效的改善巷道支护效果, 并能降低支护成本, 减轻工作强度, 改善作业环境。
1、锚杆支护技术分析
在应用锚杆支护技术时, 主要需要考虑锚杆、锚索与围岩之间的相互作用关系, 不少矿井应用锚杆支护技术时, 总是一概而论顶板锚杆, 实际上顶板锚杆分为非张力锚村和张力锚杆两大类, 且这两大类下面还有很多细的分类。采用顶板支护技术, 主要是为了构建出一个合成梁。锚杆杆体在支护体系中起到抗拉和抗剪的作用, 托板则起着传递转岩载荷给锚杆施加预紧力的作用, 锚固剂将孔壁与杆体结为一体, 并与锚杆一起加固围岩。钢带一方面实现锚杆预紧力和工作阻力的扩散, 另一方面支护巷道表面改善围岩应力状态, 并均衡锚杆受力提高整体支护能力。网除了维护锚杆间围岩防止松动滑落外, 还提供一定的支护力, 同时对深部围岩起一定支护作用。
2、锚杆支护失稳机理分析
在锚杆支护实际应用中, 经常会出现既便锚杆密度很大, 围岩变形依然剧烈无法获得较好支护效果的情况, 不能有效的控制顶板离层, 造成恶性冒顶、频繁垮冒现象。实际上, 单纯的提高锚杆规格、加大锚杆使用密度, 并不能完全避免事故。不少井巷支护失效事故资料显示, 支护失效通常表现为锚固区整体垮冒, 而不是杆体破裂, 可见其根本原因并不在于锚杆规格和使用密度上, 而主要是锚固区外的弱面离层上。实际上, 顶板的稳定性主要取决于锚固区内外的离层状况, 虽然采用高强权脂锚杆能有效加固锚固区岩体限制岩体变形, 但对于锚固区外弱面离层的影响却面临巨大的难题。在锚杆支护起作用前, 大部分的煤层巷道都有一定的围岩变形量, 尤其是软弱煤层围岩变形量更大, 这种情况易造成松散变形的持续发展。此外, 由于支护技术水平的原因, 还或多或少的存在锚杆支护实际工作载荷不足的现象, 造成大变形后锚固力衰减最终失效。
3、顶板锚固控制分析
在锚杆支护实验中发现, 锚杆越长梁的深降量越大稳定性越差, 锚杆越短则梁的沉降量越小稳定性越强。在锚杆长度相同的情况下, 载荷或预张力越大梁的沉降越小稳定性越强。在锚固范围内锚杆安装载荷越高梁的沉降越小, 其支护顶板沉降越小。而在地应力和开采应力的作用下, 锚杆越长其载荷也越大。因此, 在矿井顶板支护中, 可以提高张拉力以克服松动岩体自重影响, 并将松动岩体和上部岩体挤压一起增加稳定性, 防止围岩松动变形提高支护效果。此外, 还可以改善锚杆受力状态, 并不是规格越高的锚杆所提供的支护能力越强, 部分情况下根据锚杆实际受力和支护机理, 降低锚杆规格反而能取得更好的支护效果。对于软弱夹层较多的薄层顶板, 弱面和夹层的强度很低, 其自动力就足以造成结构破坏, 造成更大范围内的顶板离层破坏, 此时可以增加锚杆布置密度, 提高锚固力, 从而提高锚固体强度和残余强度以改善岩体承载能力。
四、锚杆支护的思考
在锚杆支护中, 理论上锚杆安装载荷足够大的情况下, 其锚固范围内就不会产生离层现象, 锚杆的高张力足以在顶板有分离趋向时使其保持紧密, 构成一个锚固范围内的组合梁结构。但实践应用中, 不少顶板冒落现象往往发生在锚固层位上, 究其原因主要是因为锚固组合梁同上部覆顶板岩层间分离, 当锚杆锚固梁沉降增大时, 上部覆顶板岩层分离尺寸越大, 最终造成顶板冒落现象。实际上, 由于材料的限制, 钢材屈服强度直接决定了锚杆屈服强度, 安装荷载不可能越过这一屈服强度, 安装荷载并不能无限增大使锚固梁不分离。此外, 顶板岩石强度对安装荷载量极限也有影响, 顶板锚杆和拖板所产生的剪切应力, 受到岩石剪切强度的直接制约。当锚固梁的厚度超过一定极限后, 经典梁理论概念就不再适用, 此时只要顶板发生分离, 再增大锚杆张力也无法增加岩层面间的摩擦阻力。在锚固系统设计中必须充分考虑这些问题, 以采用合适的方法维持顶板状态。
参考文献
[1]刘景河、赵术江、吕晓磊:《软岩巷道顶板支护技术实践》, 《煤矿开采》, 2012 (03) 。
[2]李文忠:《矿井顶板支护技术》, 《科技资讯》, 2012 (04) 。
[3]李成银、宋志安:《复杂地质条件下的顶板支护技术》, 《山东煤炭科技》, 2008 (05) 。
矿井顶板支护技术论文 篇4
(一) 软体矿井巷道的特点
本文以羊场煤矿 (杨家矿井) 为例进行分析与讨论, 羊场煤矿位于云南省宣威市境内, 是云南省100家最大的工业企业之一。羊场煤矿矿区主要在滇东煤田, 其所含的煤系为上二叠统宣威组, 宣威组的煤主要是由深灰色或灰色的粉砂岩、细砂岩、砂质泥岩与泥岩组成, 其岩体比较软弱且易破碎, 整体的强度十分低。在开采中, 随着深度的增加, 在深部软岩巷道掘进时, 往往会影响顶板支护的实施, 导致施工安全问题及影响经济效益。
(二) 软岩矿井巷道顶板支护的突出问题
1、围岩的变形过大, 严重破坏支护
从实际的考察中, 我们得知杨家矿井在北五采区的主斜井及北四采区的回风石门上, 当煤系地层掘进后, 由于围岩的挤压变形过大, 加之岩体遇水会膨胀, 且膨胀力很大, 从而严重破坏了支护结构。
2、围岩稳定差, 导致巷道难以支护
由于围岩的变形非常大, 导致了巷道的破坏十分严重, 对于岩体较软的地段, 往往通过多次返修仍然无法满足要求, 因此支护不能彻底解决巷道的变形问题。
3、顶板固定失当, 造成人身危险
在具体的开采及施工中, 顶板由于地质较软的原因, 往往会出现零块掉落的现象, 危及顶板下行人 (工作人员) 的安全, 加上节理与层理的发育, 爆破后极易导致冒顶与片帮, 从而临时支护出现困难。
二、软岩顶板支护及影响因素
(一) 时间效应
在一些巷道十分密集的地方, 当完成了一条巷道的施工后, 往往会破坏岩体原来的地应力平衡, 一旦开挖另外一条巷道, 就会造成两个掘进工作面间的互相叠加, 从而加大了地应力。
(二) 三维效力
对于一个矿井而言, 自身的地质应力场位置不同, 其主地应力的方向也就不同, 而地应力的方向往往同巷道方向的确定有着很大的关系。一般而言, 巷道的方向与主地应力的方向平行, 地应力造成的破坏会更小一些, 因此主要采取的是巷道方向与地应力方向平行而非垂直。
(三) 水浸
由于软岩浸水性非常强, 使得页岩、泥岩及砂质泥岩等在遇到水之后便会产生碎裂, 变作泥状或颗粒状, 当1-2天后, 就会全部变成泥浆状, 这对于岩石的稳定性与强度而言, 是非常不利的。加上岩体往往具有很强的膨胀性, 容易产生滑移, 软岩变成泥浆状之后, 更容易导致岩体的滑移, 从而对巷道产生破坏。
(四) 风干
软岩开挖巷道之后, 如果不及时做好封闭处理, 就会导致软岩的风干, 风干后若发生了吸水则更易产生膨胀, 从而影响巷道的安全。
(五) 爆破方法
传统方式采用的是普通爆破方式, 炮眼大, 波及的范围广, 往往会造成巷道的周边地区形成破碎区, 从而扩大了岩体的松动范围, 也加速了巷道的变形, 对岩体的破坏就不言而喻。后来采用的是眼多炮小的方式, 形成的巷道效果明显好了很多, 而松动的范围也减小了。
(六) 开采的深度
对于同一个煤田而言, 其浅部一般都不会存在严重的支护问题, 但是随着开采的深度增加, 遇到的巷道支护问题就会增加, 而今也成为大部分煤田在深层部分开采的难题。
(七) 岩体的成分及力学性质
在杨家矿井中, 大部分的软岩中包含了粘土质矿物, 这种矿物遇水风化后极易膨胀, 从而引起位移, 引发巷道危险;而软岩的岩石单轴抗压强度一般较低, 一旦应力超过了极限, 开挖巷道就会形成强度下降区与松动区, 从而导致巷道破坏。
三、软岩矿井巷道掘进顶板支护控制技术与措施
(一) 提升顶板的自承能力
不管何种支护结构, 都需要掘进巷道尽量平整光滑, 因此采用的爆破一般应为光面爆破, 并用锚喷方式加以支护, 这样能最大限度确保围岩的稳定与完整, 从而有效减小岩层的松动, 也提升了顶板的自承能力, 让围岩与支护体一同完成承载的作用。
(二) 注重围岩的让压、释压及支架强度的协调作用
初柔性而后刚性的支护能很好地缓解初掘后的巷道变形与位移, 并且能很好地维持巷道空间的完整性, 返修的次数与量都较小。因此, 要注重围岩的让压、释压及支架强度的协调作用, 使得支护体拥有足够的强度, 也能让围岩在允许的范围内产生适当的变形从而释压。
(三) 尽可能地控制流变
当巷道掘进后, 应尽量做好永久支护, 以防止软岩流变膨胀产生强大的应力前巷道就被破坏。此外, 控制流变的时候, 尽可能地减少支护结构的变形, 一旦产生了变形开裂, 失效了, 便不得不大面积返修。因此, 要尽量控制岩体的吸水膨胀与风化, 若出现了流变现象, 应及时进行控制, 当前采用的最主要的方式为:利用锚喷技术, 这种技术只能作为临时支护, 因此还需要利用巷道的收敛变形与围岩的压力等加以加固保护。
(四) 防止风干、水浸与震动
防止风干与水浸就要做好巷道掘出后的封闭处理, 一般而言, 当掘出后就应立刻进行封闭, 这样能规避岩石的风化及吸水膨胀;防止震动主要在于爆破方面, 应避免放大炮的次数, 并且要把巷道布置在爆破及开采影响范围较小的地方。
(五) 推广新奥法的施工技术
新奥法是一种比较新颖的施工技术, 且取得了一定的效果。新奥法强调的是实质性的施工, 必要的时候做好检测与信息反馈工作, 要不断加强措施的改进, 结合以往的优点, 弥补传统的缺点, 从而有效控制巷道周围围岩的变形, 彻底加固岩体。
摘要：本文基于实际案例分析了矿井巷道容易变形、失稳等软岩的特性, 并针对软岩巷道掘进顶板支护控制的要求与需要, 提出了关于软岩巷道支护的技术与措施。
关键词：软岩矿井,软岩巷道,顶板支护,技术与措施
参考文献
[1]徐尤松, 宛礼平.对软岩矿井巷道掘进顶板支护的探索[J].矿业安全与环保, 2009, 36 (z1) .
挤压再生顶板支护技术 篇5
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。
巷道破碎顶板支护技术方法与优化 篇6
关键词：顶板支护技术,破碎顶板,锚杆支护,预应力锚索桁架支护技术
伴随着平顶山煤田开采的高度和开采强度的增加, 巷道的断面也在逐步增大, 导致大断面巷道顶板的稳定性问题越来越突出, 这不仅仅加大了工程量以及维护难度, 还造成矿井生产的接续紧张, 限制了平顶山煤田的又好又快发展。平顶山煤田的大断面巷道破碎顶板失稳和变形问题, 给安全生产带来了极大的隐患。弄清巷道顶板失稳和变形的原理, 并且使用合理的控制方法, 改良顶板的受力状态以及围岩环境, 会给煤矿的安全高效生产带来重要的保证。
1 工程的地质环境特征
平顶山煤田位于河南省中部平顶山市, 是我国13个主要煤炭生产基地之一。平顶山煤田处在市区东部, 北依焦赞山, 南临平安大道, 东与许昌市襄城县毗连, 距许平南高速公路7公里, 西距市中心11公里, 311国道、孟 (庙) 宝 (丰) 铁路穿境而过。矿区铁路专用线从储煤仓直达田庄集配站和武汉铁路局平顶山东站, 与孟宝铁路相连, 矿井的年生产能力约1 000万吨, 是我国国内大型现代化高效高产的矿井。
平顶山煤田现在主要采煤层是2#煤, 2#煤层一般厚度7.27m左右, 通常倾角为10°。2#煤层顶板节理裂缝发育, 遇到水容易变软。煤层当中节理发育, 顶板的围岩破碎, 受开采和扰动的影响, 节理非常容易改变成裂隙, 从而导致顶板和煤层片帮冒落。平顶山煤田巷道的掘进是以沿顶板掘进为主的, 当中大断面巷道占据全矿井井巷的3/4以上。
依照2#煤层顶底板岩性以及物理力学特征测试, 2#煤层顶底板岩性是泥岩、粉砂岩以及炭质泥岩。直接顶一般可以分成两个岩性区, 也就是粉砂岩泥岩区和砂岩区。砂岩区是细粒砂岩和粗粒砂岩, 岩石大多比较完整, 裂隙不很发育, 属于中等易冒落比较稳定的岩层。粉砂岩泥岩区是砂质泥岩、粉砂岩, 岩石很完整, 质地较软, 节理裂缝很少, 属于中等冒落比较稳定的岩层。底板除了井田中部 (十六线到五十二线间) 大多是细粒砂岩外, 剩余的全是粉砂岩, 泥岩排第二, 岩石比较完整, 裂隙、节理不是很发育, 属于中等比较稳定的岩层。
2 顶板的失稳特征以及分析
依照现场调研情况, 矿井破碎顶板失稳特性主要有以下两个原因:
2.1 地质构造的因素
西部地区强烈的断裂活动和结构变形通常会导致破碎岩体。受到地震的影响, 破碎岩体非常容易松弛, 解脱咬合, 结构的联结减弱, 容易出现滑落。平顶山煤田的巷道一般是沿着2#煤层顶板掘进的, 2#煤层顶板伪顶是碳质泥岩, 遇到水非常容易膨胀和弱化, 并且层理发育, 容易破碎。2#煤层顶板直接顶是粉砂岩, 拥有显著的垂直节理与水平层理, 各个节理之间泥质胶结不是很牢靠, 形成很多的滑面, 这些滑面成为这段顶板岩石的弱面, 在垂向载荷的作用下, 会演变为局部失稳。而且直接顶到泥质胶结的粉砂岩很不均匀的, 这层非稳定的岩层对顶板岩层的变形和破坏起到了一定保护作用, 在粉砂岩层变厚区域其厚度超过了巷道锚杆锚固的高度, 非常容易导致顶板失稳和垮落。
地质动力以及地下水作用导致岩层移动突变和变异, 很容易导致围岩裂缝发育, 岩体的整体性遭到破坏, 这对顶板岩体的稳定性是非常不好的。
2.2 支护设计因素
巷帮的损坏直接影响到顶板的稳定性。平顶山煤田巷道两帮出现软弱夹层, 受到采动的影响, 巷道强度比较弱的薄弱层结构体首先屈服变形, 并且对巷帮造成了一定的水平拉应力, 导致巷帮承载能力降低, 假如巷帮设计的锚杆强度比较脆弱, 就会导致围岩的损坏程度增加, 顶板失稳。如平顶山煤田Y110205上运巷两帮的设计就应用了玻璃钢锚杆进行支护, 因为其强度很低, 在采动的影响之下, 玻璃钢锚杆大部分都被拉断了, 导致巷帮失稳, 围岩应力再次分布, 顶板在靠近煤壁断裂, 出现巷道局部 (漏) 冒顶的事故。
巷道的断面不一样, 其空间位置下围岩的应力分布也不相同。平顶山煤田回采巷道的断面全是异矩形的断面, 在巷道的肩窝处, 岩体破碎非常严重, 如果不增强支护, 受采动影响很容易使肩窝处的煤帮和顶板被破坏, 导致失稳的顶板出现断裂的事故。
3 治理措施以及解决办法
平顶山煤田运用集团倡导的“大范围控制和小范围 (局部) 治理”的理念, 以及西安科技大学提出的面对多层次多目标的支护体系和模式, 有效的改良了巷道的顶板稳定性。
3.1 建立巷道顶板超前地质保障系统
矿井的巷道支护和设计一定要建立在可靠、充分的超前地质保障的技术基础之上。探测开采地质条件, 创建超前的地质保障系统, 能够帮助搞清巷道顶板变形和失稳的内在因素, 查清地质因素对矿井开采时顶板稳定性受影响的程度, 对地质量化进行预测, 用钻探、物探等技术方法, 实现生产地质顶板工作的动态管理, 及时调整工作面和巷道支护参数, 最大程度上减少支护成本, 保障矿井的高效安全开采。
3.2 建设矿井顶板动态控制系统
平顶山煤田实行区域的责任制, 强化现场的施工, 并且对施工以后的锚杆 (索) 做锚杆 (索) 拉拔实验进行支护效果的检查, 与此同时增加矿井回采巷道以及掘进巷道顶板变形失稳的日常检查。在掘进巷道和回采巷道, 每五十米布置一组“十字布桩”以及顶板离层观测站, 对巷道的顶板离层量和顶底板变形量进行常规检查, 保证可靠数据的提供, 并且对日常检查数据汇总成报表, 每周都进行分析和总结。对顶板变形和失稳的区域, 运用“黄、橙、红”顶板维护的管理模式。
3.3 增强科研合作模式先进的检查和反馈技术
平顶山煤田和西安科技大学合作, 开展了“大断面巷道岩层控制技术支护研究”以及“缓倾斜特厚煤层大采高开采工艺的运用研究”, 建立产-学-研的合作方式, 引进了先进的检测和反馈技术, 给科学地进行巷道冒顶防治和顶板支护决策提供科学的依据。
4 结语
平顶山煤田巷道顶板稳定性控制已经研究出一套合理的支护技术, 能够有效地防治因破碎岩层结构组合恶化而导致的冒顶失稳, 但是, 破碎顶板岩体失稳还有很多的不稳定性和多变性, 需要在实践中进一步的优化支护技术, 为积极主动支护创造有利条件。
参考文献
[1]王思锦.中国岩石力学与工程学会第七次学术大会论文集[C].北京:中国科学技术出版社, 2010 (3) :289-292.
矿井顶板支护技术论文 篇7
在我国煤矿开采技术中, 顶板支护技术是煤矿企业劳动安全以及生产的关键因素。因此, 在具体的设计方案中, 对于支护方式采用的具体形式以及设计计算提出了更高的要求。在支护方案的设计中, 其基本原则是产生良好的支护效果和具备较高的自动防御能力, 在保证正常的施工前题下简化施工的工艺流程, 这样在煤矿的开采中, 保证了顶板支护技术的进一步应用, 能够确保经济效益以及安全性能。本文重点对支护形式作详细的介绍, 进一步完善和提高了煤矿开采工艺。
1 煤矿顶板支护形式的研究
1.1 基本支护
煤矿开采中, 由于主要采用的是巷道式的开采方式, 因此其基本支护包括木材支架、石材支架以及型钢支架三种形式, 这三种支架的使用性能:木材支架主要适用于多变的地下作业条件以及质量比较轻、架设方便的开采条件, 但是在使用中的缺点是:由于重量比较轻, 容易腐蚀, 不能起到防火的作用;在石材支架中, 由于是将砂浆与石材一同砌制而成的连续型支架, 因此, 在使用中能够就地取材, 来源比较广, 但是在实际中由于支护不仅具有较高的强度, 而且能够有效的阻止围岩风化的现象;型钢支架在我国煤矿中主要使用工字钢以及U型钢这两种类型。在具体的使用中, 围岩变形量比较大, 在巷道使用中由于断层破碎带处于支架的关键部分, 因此在使用中有着良好的稳定性能。
1.2 强化支架
煤矿顶板支护技术中, 顶板的强化支护按照时间的长短分为长久性支护和临时性支护。然而在具体的应用中, 临时支架主要是在加强支架的同时, 在巷道内的某一点设置一个比较容易安装或者拆移的单体支撑体, 最常见的支架是液压支柱;但是在永久性支架的使用中, 它主要是在原有的基础上通过增加构件的方式来增强整个支架的架构, 增强了稳定性, 其中常用的形式有:偏心柱、立柱以及中心柱这三种形式。
1.3 巷道加固
巷道式开采技术中, 对于巷道加固主要采用机械加固和注浆加固两种形式。其中, 机械加固主要是将技术操作作为主要的方式, 在使用中, 利用人力或者是机械将围岩的松散部分进行平整或压实;在注浆加固技术中, 主要是通过向围岩岩体中注射浆液来进行加固, 最终达到一种平衡的状态, 增强结构的稳定性, 以及将裂缝进行闭合。
1.4 锚杆支护
采用锚杆支护, 主要是将杆体、锚头以及拖板等最终组成杆状的结构来锚固在巷道的围岩中, 进一步增强岩体的整体强度以实现应力的传递性能。在采用锚杆支护方式中, 其基本的形式可以分为:粘结式、机械式以及摩擦式。另外, 根据锚杆支护的材料进行划分, 主要分为竹锚杆、木锚杆、混凝土锚以及金属锚杆等。在划分中根据其主要的应用特点划分:有被动式锚杆和主动式锚杆。在采用锚杆支护方式中, 其主要的作用是将锚杆与钻孔的岩石壁进行粘接, 利用金属网以及钢带主要是为了增强围岩的稳定性, 预防岩块的松动与掉落。在其中使用托板是为了增大锚杆的工作阻力以及为锚杆提供预紧力。锚杆支护系统中, 锚杆是主要的构件, 其自身的抗压和抗弯的效果比较差, 但是抗剪和抗拉能力比较强。
2 煤矿顶板支护技术的设计理论
2.1 悬吊理论
煤矿锚杆支护设计中采用的是悬吊理论来进行的, 它主要用于规模比较大, 并且在顶板上部比较稳定的岩层。可以直接的顶为软岩, 这样在顶板出现松动时, 破碎区可以通过悬吊锚杆在上部进行自然的平衡拱, 但是在悬吊理论的设计中, 需要对不稳定的岩层重量进行计算, 详细地了解锚杆的间排距、直径以及锚固钉的长度等, 其中具体的计算公式是:
锚杆长度:L=L1+L2+L3, 其中L1是锚杆外露长度, L2是锚杆的有效长度, L3是锚杆的固定长度;
锚固力:Q=KL2a1a2γ, 其中K为安全系数, a1和a2为锚杆间排距, γ为岩层平均重力密度。
锚杆直径: σ1为杆体材料的抗拉强度, 锚杆间排距是:
2.2 组合梁理论
组合梁理论主要适用的范围是:比较浅的部位, 当顶板层结构为比较多层并且没有明显的构造应力时, 在使用过程中可以通过将锚固范围的几个薄岩层进行锁紧, 这样增强了岩层件的摩擦力和抗剪刚度, 防止层面滑动或者是水平错动。但是在具体的应用中需要对承载能力以及锚杆支护的参数进行详细的确定。
2.3 组合拱的理论
组合拱主要适用于拱形巷道围岩的破裂区, 通过分布在锚杆两端的圆锥形压应力交错最终形成一个均匀的压缩带, 最终形成了组合拱。
3 煤矿顶板锚杆支护设计
3.1 围岩地质力学评估
采用围岩地质力学的原理主要是为了将初始设计的围岩类型进行具体的确定, 并且提供数据和理论支持。然而在评估的过程中, 主要是采用地质构造以及围岩结构进行, 进一步增强围岩的强度, 减少对环境的影响。
3.2 初始设计
在对围岩进行地质力学的评估之后, 进行了具体的类型确定, 然后在此基础巡航进行巷道顶板锚杆支护形式以及主要参数的确定, 其中在非常稳定围岩状态中, 采用的支护形式是:整体砂岩、石灰岩或者是不支护的方式;在稳定性围岩状态中采用的是:顶板比较完整, 需要采用单体锚杆, 顶板出现破碎时, 需要采用锚杆加网来进行稳定;在中等稳定围岩状态中采用的是:当顶板完整采用锚杆加钢筋梁;顶板比较破碎时采用的是:锚杆加钢带再加网, 然而在不稳定的围岩状态中, 采用的是锚杆加钢带以及网。
3.3 井下监测
煤矿开采中, 井下监测是关键的环节, 其主要的目的是:获取锚杆和巷道围岩的各种受力与变形信息, 这样在分析了巷道的安全程度以及进行了初始设计修正之后, 需要根据基本的原则进行全面的分析, 详细地了解巷道围岩变形的具体状况, 对于锚索以及锚杆的受力情况, 在操作中将程序简化。但是在当前对于井下监测技术中, 其主要是将锚索与锚杆的受力状况进行详细的勘探, 在确定好锚固区内顶板离层的设计值;锚固区外顶板离层的设计值;两帮相对移近量的设计值;全长锚固测力锚杆杆体值;端锚锚杆的设计锚固力以及锚索的设计等。在了解了相关的指标后, 选择围岩变形以及对具体的掘进进行设计方案。
3.4 信息反馈
根据围岩的设计参数来将具体的信息进行反馈, 这样才能确定材料以及支护的方式, 进一步确定相关的细节因素, 保证其安全性能以及经济效益。
3.5 设计修正
在设计修正中, 主要是对指标不能满足要求的数值对初始设计进行修正, 这样保证锚索以及锚杆的预紧力, 确定好材料屈服的强度。
4 结语
通过介绍煤矿顶板支护的形式以及具体的原则, 在结合了相关的理论之后, 对于加强煤矿的安全生产有着重要的作用, 有效地增强了顶板支护的稳定性, 规范了设计方案, 在提高顶板设计质量的同时, 减少了煤矿发生顶板冒顶的事故, 增强了煤矿安全生产。
摘要：主要针对煤矿开采中采用的顶板支护技术锚杆支护理论进行详细的探讨, 对具体的设计流程进行研究, 最终制定出合理的采煤方案。
关键词：煤矿,顶板支护,研究
参考文献
[1]李忠良, 王琦.采煤工作面的顶板和控制[J].煤炭科技, 2012 (14) .
矿井顶板支护技术论文 篇8
1 试验巷道概况
该矿主采煤层为16煤。16煤顶板以泥岩及粉砂质泥岩为主, 次为粉砂岩, 个别孔见有细砂岩, 偶见泥岩、炭质泥岩伪顶。从矿井实际揭露资料来看, 顶板稳定性极差。底板以泥岩、砂质泥岩为主, 次为粉砂岩, 个别孔见细砂岩和泥岩、炭质泥岩伪底。底板稳定性差, 特别是泥岩、砂质泥岩底, 极易出现底鼓。围岩整体强度小, 顺槽断面尺寸宽为4.5m, 高2.7m, 运输巷掘进后, 复合顶板早期离层、下沉量大, 两帮剧烈移近, 底鼓量大, 巷道维护成本明显增加。
2 数值模型的建立
2.1 数值模型
根据新龙矿地质资料, 建立数值模型。本模型中煤层埋深100m, 煤层倾角80°, 最大水平应力为10MPa。模型中心至地表、左右边界、底板均为100m。巷道开挖高度均为2.5m, 宽度分别为3.0m、4.0m、4.5m、5.0m。采用的锚杆为顶板20mm×2400mm、两帮20mm×1800mm。锚杆材质20Mn Si。顶板锚索17mm×7000mm矿用锚索。应用FLAC程序分析模拟分析。
2.2 数据模型分析
(1) 巷道周围水平应力分析
水平应力仅在底板集中, 顶板无水平应力集中, 仅有水平应力作用, 且水平应力作用值较小。
水平应力集中位于巷道底板右侧, 并随巷道宽度增加, 应力集中作用更深 (但不会超过底板砂岩) , 作用范围更大。
巷道宽度的增加还会导致巷道底板左边出现新的应力集中处。但巷道底板中心位置处受力有所减小。
(2) 巷道周围垂直应力分析
垂直应力在巷道顶底板中心线及巷道两帮中心线处出现减小区。但随着巷道宽度的增加, 巷道两帮的垂直应力减小区逐渐减小, 顶板的逐渐增大。
垂直应力在巷道两底角及肩窝处出现应力集中。
(3) 巷道顶板位移分析
Y轴方向位移主要出现在巷道顶板处, 巷道底板Y轴方向位移量较小。
随巷道宽度的增加, 顶板的破坏范围逐渐加深, 分别为:10m、13m、14m、15m。
顶板离层最大点位于巷道顶板中心线处, 随巷道宽度增加, 顶板离层量逐渐增加。其顶板表面位移分别为:15mm、20mm、25mm、25mm。
(4) 巷道两帮位移分析
X轴方向位移在两帮均有体现, 且右侧位移大于左侧。
随巷道宽度增加, 两帮的位移范围明显增加, 左帮分别为:2.5m、3.0m、3.5m、3.5m。右帮分别为:2.0m、2.5m、3.0m、3.0m。均超出锚杆支护范围。
2.3 支护分析
锚杆及锚固剂:锚杆采用左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆, 直径为Φ20mm, 长度分别为2200mm、2000mm两种, 顶部锚杆、帮部锚杆均用2块树脂锚固剂固定, 锚杆外露长度为15mm~50mm;托盘规格为10mm×100mm×170mm, 用8mm的钢板压制成弧形;锚杆均使用配套标准螺母紧固。树脂锚固剂为Φ25mm, 快速药卷长度为500mm, 慢速药卷长度为700mm。每根锚杆眼底使用1块CKB2550型和1块C2570型锚固剂, 以保证锚杆安装质量。
金属网采用8#铁丝制作的经纬网, 网的规格分为4800×1200mm、2200×1200mm两种, 网格为长×宽=50mm×50mm, 网要压茬连接, 搭接长度不小于100mm, 相邻两块网之间要用12#铁丝连接, 连接点要均匀布置, 间距200m。
锚索:现场备用17.8mm×7000mm的锚索、配250mm×250mm×20mm的铁托盘, 每根锚索使用1块CKB2550和3块MQZ2570锚固剂。迎头备用一台锚索张拉器。
2.4 主要技术要求
(1) 空顶距应在巷道条件所能允许的最大距离之内。最大空顶距不能超过1.5m。
(2) 如果顶板条件恶化或者发生变化, 空顶距应适当减小。
(3) 顶板和两帮支护均应在迎头空顶距范围内完成。完成切割循环后, 对新暴露的顶帮及时进行支护, 滞后时间不允许超过1小时。
(4) 锚杆安装顺序应从已安装的最后一排锚杆开始, 向迎头方向依次逐排安装, 安装完顶锚杆后, 再按同样的顺序安装帮锚杆。
(5) 不允许在未支护的顶板下或靠近未支护的两帮进行支护作业。
(6) 两帮最上部的帮锚杆应保证将顶网和帮网穿压在一起。
(7) 顶、帮锚杆采用快速安装工艺, 安装锚杆时必须边搅拌边将锚杆推进至孔底, 严禁先推进后搅拌。
(8) 锚杆间排距误差在±50mm以内。
3 观测结果
顶板支护采用2.4m长左旋连续螺纹锚杆, 每孔使用MSCK2360和K2360各一块树脂锚固剂, 锚固长度约为1.65m。从顶板多点位移计观测可知, 顶锚杆对顶板的控制性较好, 离层主要发生在顶板2.1m以下, 且顶板岩层离层量较小, 稳定50天后的最大离层量为35mm。个别区域的顶板离层在2.4m以上, 但在锚索的控制范围内且离层量微小, 巷道顶板稳定在4~5天, 即迎头掘进35~55m左右, 稳定期较长。
两帮支护采用2.0m长左旋连续螺纹锚杆, 每孔使用MSCK2360一块树脂锚固剂, 锚固长度约为0.82m。从两帮多点位移计观测可以看出, 两帮煤体变形有的控制得较好, 离层主要发生在1.5m~1.8m之间且离层量较小, 约为20mm。巷道两帮变形稳定期与顶板基本一致。
从测力锚杆受力观测可以看出顶板锚杆所受轴向力均小于50k N, 远小于顶锚杆的屈服强度110k N。顶锚杆所受轴向力最大值位于其中间位置。顶板锚杆所受剪切力为1MPa~2MPa, 且所受剪切力位置为0.8m往上至锚杆端部均有剪切力存在。两帮锚杆受最大轴向力为70k N, 且帮锚杆全长范围内有两处受轴向力较大点。帮锚杆全长范围内均有剪切力存在, 最大剪切力约为3MPa。
(4) 从离层观测结果中可以看出, 顶板及两帮离层均超出了锚杆支护范围, 因此, 要保证锚杆施工质量, 其拉拔力及预紧力均要达到规定要求。并且顶板锚索长度要符合煤巷锚杆支护的规定, 离层值加大或遇特殊地段时要减小锚索排距, 以保证安全。
5 结论
(1) 现用的锚杆—锚索联合支护的设计思想是以锚杆及时支护巷道周围浅部围岩, 提高围岩的承载能力和自稳性, 预应力锚索在锚杆支护的基础上进一步提高支护强度和将超过锚固范围的顶板松动区岩石悬吊在深部稳定的岩层中。常规预应力锚索对软弱破碎围岩只起到提高支护强度作用, 没发挥出悬吊作用, 其主要问题是锚索在发挥悬吊支护作用前已破断, 围岩在变形破坏过程中作用于锚杆或锚索上的变形压力远远大于锚杆或锚索可发挥“悬吊作用”的承载能力。
(2) 在巷道破碎围岩条件下, 锚杆支护的作用机理是巷道锚固系统形成锚固平衡拱, 承担更大范围内岩层的载荷。即巷道锚杆支护所贡献的不仅仅是对锚固体的增强作用, 而且改变了岩层的承载结构, 使处于破坏状态的巷道顶板岩层的承载能力得到大幅度提高。
(3) 通过观测结果看出, 支护强度能够满足正常支护段的要求。新龙矿井下地质条件不稳定, 一条顺槽内多次出现断层、淋水等特殊地质条件, 需要制定专门措施增加辅助支护。
摘要：三软煤层复合顶板的稳定受地质及地质结构、地应力、岩体力学性质、工程因素、地下水及时间条件等的约束, 极易离层、而两帮强度小, 破坏范围大, 极易导致煤巷失稳破坏, 极难维护, 本文采用数值计算与工业试验相结合, 确定了合理的锚杆支护参数, 取得较好实践效果。
关键词：三软煤层,复合顶板,数值计算,锚杆支护
参考文献
[1]柏建彪, 侯朝炯.复合顶板极软煤层巷道锚杆支护技术研究[J].岩石力学与工程学报, 2001, 1.
[2]施现院, 轩绍军.复合顶板回采煤巷支护技术研究[J].能源技术与管理, 2014, 1.