煤矿煤巷

煤矿煤巷（精选9篇）

煤矿煤巷 篇1

0 引言

随着王庄煤矿开采深度的增加, 井下地质条件越来越复杂, 矿压显现随之增大, 给巷道的施工带来很大影响, 原来传统的棚式支护在有些巷道支护上已不能发挥作用。为此, 工程技术人员与中国矿业大学工程技术人员一道, 通过取样化验、井下实测设计方案及实践施工, 从而使锚网支护在王庄煤矿特殊地质条件下获得了成功。

1 锚网支护机理

传统的支护理论以为:为使巷道稳定, 人们能够提供的支护力是有限的。在开掘巷道以后形成的“支护-围岩”力学平衡系统中, 围岩通常承受着大部分岩层压力。而支护仅仅承担其中一小部分, 即巷道需要支护, 巷道支护与围岩共同承载。

锚网支护以其显著的特点区别于棚式支护, 顶板暴露后及时安设锚网, 对顶板岩层可起到很好的主动加固作用, 使其形成承载结构。这是因为开掘巷道以后, 围岩中的应力状态由原来的三向应力转变为二向应力, 就顶板下位岩层而言, 主要是受水平应力的作用。因为顶板失去一向应力的作用, 岩体强度受到严重影响, 岩层容易失稳破坏, 锚杆的作用就是在失去一向应力的方向上给岩层提供一个约束力, 提高围岩强度, 使其形成能承载支护结构的。约束力越大, 围岩的稳定性越好, 这一有利于巷道稳定的支护机理已经在实践中得到了证实。

2 使用锚网支护地点的基本概况

该地点位于337采区, 煤层厚度3.0～3.5 m, 煤层倾角25°左右, 局部受断层影响裂隙发育, 在中国矿业大学岩控中心进行的同煤层煤样力学试验的结果为, 煤样试块的单向抗压强度为10.6～13.2 MPa, 平均11.6 MPa, 普氏硬度系数1.0～1.3。煤样试块单向抗拉强度0.30～0.35 MPa, 平均0.33 MPa, 抗拉强度较低, 煤样试块平均抗剪强度为2.12 MPa, 煤层赋存稳定, 条带状结构, 层理清楚, 无构造影响时岩性较稳定, 煤层连续性较好, 直接顶为厚0.8～2.0 m的粉砂岩, 比较稳定, 老顶为厚5～8 m的强度较高的中细砂岩, 巷道埋深-300～-350 m。

3 支护参数选择

根据该巷道的用途, 其断面尺寸设计为高×宽=2.0 m×4.0 m

3.1 锚杆长度的计算

锚杆长度的计算公式为:

式中, L′为锚杆的有效长度, m;b为组合拱厚度, m;a为锚杆的内排距, m;α为锚杆对破裂岩体控制角, (°) 。

经计算可得:L′=1.5 m

考虑到煤层在以往的掘进中易发生冒顶的情况及该矿施工人员对锚杆支护不熟练, 故取顶板锚杆长度为1.8 m, 两帮锚杆为1.6 m

3.2 锚杆直径的选择

顶板采用直径20 mm的螺纹钢, 两帮采用直径16 mm的圆钢。

3.3 锚杆间排距

顶板:650 mm×750 mm (间距×排距) 。

两帮:700 mm×750 mm (间距×排距) 。

锚杆附件铁托板:100 mm×100 mm×8 mm (长×宽×高) 。

3.4 锚固剂

顶板:Z2350树脂药卷每孔装2卷。

两帮:Z3535水泥药卷每孔装3卷。

3.5 钢带

使用直径16 mm的圆钢焊接而成。

3.6 钢网

10#铁丝加工而成, 网目30 mm×30 mm, 规格:5 000 mm×1 400 mm (长×宽) 或2 000 mm×1 000 mm (长×宽) 。

锚杆支护巷道断面图如图1所示。

4 锚网支护的社会和经济效益分析

4.1 锚网支护的效果

通过与原来的架棚支护相比, 锚杆支护巷道的顶底板、两帮的移近量均比架棚支护巷道减少一半。掘进巷道时期巷道变形量对比如图2、3所示。

4.2 效益

采用先进仪器, 为锚固支护设计提供了比较准确的基础数据;使锚固支护设计更加合理;通过施工工艺的改进, 使锚杆 (索) 真正实现了及时主动支护, 减小和消除了顶板早期离层, 从而避免了安全隐患;锚梁网+锚索联合支护的应用对保证困难条件下巷道支护效果起到了至关重要的作用。采用锚杆、锚索支护时, 支护材料运输量仅为型钢的1/8左右, 且单件重量轻, 大大降低了工人的劳动强度。简化了工作面回采时的出口支护, 有利于回采工作面的高产高效。锚杆 (索) 支护大大简化了回采工作面超前支护及上下出口支护工序, 省去了繁重的替换棚工作量, 提高了端头的支护质量和安全可靠性, 保证了出口的畅通。提高了巷道利用率, 降低了巷道掘进成本, 提高了掘进速度。

4.3 经济效益

锚杆支护与工字钢棚支护成本对比, 如表1所示。

锚梁网成本:支护材料总成本为548.3元/m。工字钢棚支架成本:支护材料成本为1 774.3元/m。考虑到工字钢50%的复用率, 则支护材料成本为887.1元/m。

5 结论

在高构造应力、大断面、受地质构造影响、围岩非常破碎的复杂条件煤巷中使用锚索+锚梁网的先进支护手段, 取得非常显著的支护效果, 实用性很强, 必将在该矿及其它煤矿得到大力推广, 将产生更大的经济效益和社会效益。

煤巷锚杆支护的探讨 篇2

关键词：煤巷锚杆支护认识局限探讨

0引言

庞庄煤矿张小楼井年产煤12Mt，自80年代初开始使用锚杆支护技术以来，7、9煤层为主采煤层，煤层赋存稳定，结构简单，煤厚平均为2.5m，倾角00～280，平均150，煤层普氏系数f=3左右。已先后在岩巷、煤巷中使用，支护材料从快硬水泥锚杆逐步过渡到树脂锚杆，使用范围从浅部的50m到深部的-1025m水平；煤巷锚杆支护的巷道占100％，支护技术得到全面的发展和推广应用，从实体、沿空、大断面巷道，孤岛工作面条件的巷道及特殊地段的岩巷。从推广锚杆支护的条件来看，我们坚持先易后難、由点到面的原则。先在实体煤巷进行试验，然后在大断面切眼、皮带机道、回风道孤岛条件进行锚杆支护，最后发展到把锚杆、锚索联合支护技术应用在煤仓下口悬吊梁锁口上，副暗斜井绞车房大断面岩巷铜室支护上，我们进行高强锚杆、锚索支护，来提高岩巷的支护等级，总回风巷、岩巷交叉点支护上，也进行高强锚杆、锚索支护，增加护顶强度，并取得成功。并在综采大断面切眼、综采面拆除及在无煤柱开采的沿空掘巷中使用该项技术。为了适应深井地质条件变化下安全开采，对深部复合顶板煤巷锚杆支护参数进行了理论计算，并在实践中进行应用，取得了一些成功经验。在设计、施工工艺、巷道监测管理等方面也都有长足的进步和发展。但如何进一步提高锚杆支护质量，确保支护的安全性和可靠性，提高锚杆支护设计的科学性和实用性，进一步降低支护成本，是当前煤巷锚杆支护工作的重要内容，也是每一位工程技术人员的重要职责。

1支护与围岩结构的钢度匹配问题

巷道几乎在开挖的同时及出现围岩的开裂、离层、或松动，普通锚杆未施加预应力，不能阻止这些初起的破坏。只有当围岩的开裂位移达到相当的程度以后，锚杆才起作用，这是围岩以几乎丧失抗拉和抗剪的能力，加固体的抗拉和抗剪主要依靠锚杆来实现。也就是说，锚杆和围岩不同步承载，先使围岩受力破坏，达到一定程度后锚杆开始承载。这就产生，支护结构与围岩的钢度匹配问题。而组合支护中，容易造成锚索初张力较大，围岩初期变形主要集中在锚索上，锚杆、锚索不能有机组合，二者起不到相互加强的作用。通常条件不明显，支护的成功容易掩盖问题的实质，但在高地压、高地应力区域，问题较突出，锚索往往在支护初期发生断裂，导致二者“各个击破”锚索钢绞线延伸率仅为3.5％，抗变形能力差，与锚杆承载不同步。按目前的技术水平，高性能预应力锚杆预应力不超过60～80kN，锚索预应力不超过100～120kN，才能达到同步承载。另外、高强锚杆材质至关重要，严把质量关，不合格锚杆坚决不能使用。

2施工机械化水平较低锚杆机具功率小单进低

目前，我矿煤巷掘进全部采用炮掘，爆破参数选择和炮眼布置不合理，经常造成巷道超挖，顶板破坏严重，直接影响锚杆施工质量，尤其帮锚杆质量难以保证。另一方面，锚杆施工机具扭矩较小，不能预加锚杆足够的初锚力。因此，煤巷锚杆掘进应大力推广机掘、光面爆破和大功率机具，减少煤、岩破坏，保证巷道成型，提高锚杆质量，加快掘进速度。

3锚杆支护设计都采用类比选择的方法，多凭经验，缺乏科学

锚杆支护设计多凭经验，缺乏科学依据。一方面支护参数过于保守，支护成本偏高，另一方面支护强度不够，容易造成安全隐患，甚至个别矿出现冒顶事故。因此，巫待进一步完善锚杆支护设计理论，提高锚杆支护设计的科学性和实用性。

4思想制约生搬硬套对锚杆支护的认识受局限

在贯彻集团公司下发的《煤巷锚杆支护技术规范》上，个别单位思想不解放，生搬硬套，对锚杆支护理论认识受局限，不能进行科学合理的选择支护材料和支护强度。如在集团公司下发的《煤巷锚杆支护设计规范》中规定，中等稳定巷道帮、顶锚杆的锚固力不小于100kN，250N·m≤扭矩≤300N·m，在施工中，他们监测检查就仅仅以锚固力、扭矩、来选材衡量锚杆的支护强度，其实我个人认为，这种规定仅仅是一个最基本的要求，不能作为选材和衡量锚杆的支护强度的标准。尽管煤锚支护目前存在以上问题，但是我们在施工中采取了一定的对策，仍取得了成功的经验。

4.1认真贯彻集团公司下发的《煤巷锚杆支护技术规范>，设计过程应严格遵循巷道围岩分类一初步设计一施工监测一信息反馈一优化设计的程序，充分考虑巷道围岩的可锚性，加强对围岩的分析，强调锚固力和初锚力的重要意义。

4.2煤巷锚杆支护设计要贯彻“动态设计”的思想，不能生搬硬套已有设计。同一矿井、同一煤层、同一巷道的不同区域、不同地段，要根据具体地质条件的不同，选择不同的支形式和参数。

4.3加强对围岩的分析，强调锚固力和初锚力的重要意义。每个巷道设计前，地质部们必须提供工作面详细的地质资料，包括伪顶、直接顶、老顶、直接底板的岩性。施工中，加强对围岩柱状、锚固力和初锚力以及围岩变形量的监测检查，建立健全监测检查制度，技术员负责收集整理巷道监测资料，每天一次，单位负责填写小班班检、区队日检、矿抽检制度表并当天报送技术科矿压组，矿压组对当天围岩柱状、锚固力和初锚力的报表数据进行及时分析、处理和反馈，存在的问题责令施工单位限期整改，重大问题必须停头整改，并追究责任人责任。区队技术员每天负责收集整理巷道监测资料，对支护条件改变的同时进行科学合理的完善变更设计。

4.4煤巷锚杆支护施工应严格执行“三径匹配”的原则，坚持使用高强预应力锚杆。顶板预应力结构能否形成是判断支护形式合理性的标准，预应力结构的厚度和承载力是控制巷道变形的关键，没有预应力的锚杆形不成对围岩的主动支护结构。

煤矿煤巷 篇3

1 煤巷掘进工作面支护概述

为预防和减小发生冲击地压后对掘进巷道的破坏, 跃进煤矿在煤巷掘进中采用“锚网+36U型钢棚+防冲大门式支架+顺巷液压抬棚”复合支护 (图1) , 锚杆间排距均为600 mm, 锚索间排距均为1 000mm[1], 巷道设计净高4 000 mm, 净面积24 m2, 腰线距底板1 500 mm, 腰线处净宽6 200 mm, 虽该支护方式有一定效果, 但施工工序多, 劳动强度大, 消耗材料费高。为提高巷道支护质量, 减少投入, 且在发生冲击后使巷道破坏小, 需对煤巷掘进锚网支护参数进行优化。

2 试验煤巷掘进工作面简介

(1) 25020综采工作面位于-200 m水平25采区西翼上部, 地面相对位置为杜村沟槐树林丘陵地带, 地面标高为+476~+556 m, 25020运输巷标高为-323 m, 采深799~879 m。25020综采工作面井下:北部为-200 m水平西翼运输大巷南侧保护煤柱, 东边以25区下山西侧保护煤柱为界, 南部为25040已采工作面和-200 m水平22区东翼未采区, 西部为22区东翼未采区 (图2) 。

(2) 25020工作面设计可采长度980 m, 平均煤厚3.5 m, 可采储量80万t;该面回风巷全长1 358m, 运输巷全长1 325 m, 切眼 (中—中) 全长220m[2];该面运输巷800 m以内与原已采25040综采面回风巷外错、留设6 m煤柱、沿空沿顶布置[3];运输巷800 m以里进入未受采动影响的实体煤层, 沿顶采用综合机械化掘进。

(3) 该面主采2-1煤层, 煤层走向93°~115°, 倾角12°~17°, 平均13°, 煤层夹矸0~5层, 单层厚0.10~1.11 m, 夹矸一般为炭质泥岩和砂质泥岩。煤层厚0~7.19 m, 平均厚3.5 m, 煤层顶底板特性见表1。在25040工作面揭露的F2506 (正断层) (352°∠47°H=7 m) 断层, -200 m水平22采区运输大巷上部有F2-3 (正断层) , 282°∠70°, H=19~26m;F2-8 (逆断层) , ∠70°~80°, H=5~16 m两个较大构造将会影响25020综采工作面的掘进, 造成该区地压大, 易底鼓片帮、顶板垮落或出现冲击现象。

3 锚网支护参数优化及实施方案

3.1 优化掘进支护方式

(1) 25020工作面运输巷掘进支护方式优化为煤柱应力集中带 (25专回下山口以里至180 m区段) 和25020工作面运输巷遇断层、构造带等顶板不稳定区段:采用锚网索+5.2 m规格36U型钢圆弧拱棚+2.8 m规格液压走向抬棚复合支护, 36U型钢圆弧拱棚棚距为800 mm, 锚杆间排距均为800mm, 锚索间排距均为1 600 mm, 巷道中心设计净高为4 043 mm, 净面积约19 m2, 腰线距底板1 500mm, 腰线处净宽5 200 mm, 净断面如图3所示。

(2) 顶板稳定区段优化设计采用锚网索+钢带 (巷顶) +钢筋梯 (巷帮) +2.8 m规格液压走向抬棚支护形式, 锚杆间排距700 mm×800 mm, 锚索间排距均为1 600 mm, 巷道中心设计净高4 000 mm, 净下宽6 500 mm, 净面积约24 m2 (图4) 。

3.2 优化锚网支护参数

(2) 巷顶锚索支护参数及要求。①锚索间排距均为1 600 mm, 锚索排距最大不准超过1 600 mm, 巷顶每2排锚杆打设1排锚索, 每排锚索打注4根股高强钢绞线锚索, 长度8.0m, 极限破断拉力550 k N, 延伸率7%, 钻孔直径32mm。②锚索托盘采用双块320 mm长×250 mm宽废旧U型钢大托盘“十”字叠加, 配套锁具, 力学性能与锚索强度配套[6]。每根锚索配套使用“二短二长”, 即2节MSCK2340短节快速型锚固剂, 2节MSM2350长节中速型锚固剂进行锚固, 锚固长度1.9 m。③锚索垂直拱顶打设。④锚索初始张拉不低于250 k N, 拉紧力损失后不低于200 k N。

(3) 巷道下帮支护参数及要求。①采用1根3.8 m长的钢筋梯+双层菱形金属网, 网片要求搭接100 mm, 每200 mm使用联网丝捆扎, 锚杆间排距均为800 mm, 钢筋梯间距最大不超过800 mm。②共打注5根左旋普通螺纹钢锚杆;锚杆托盘选用长320 mm、宽250 mm废旧U型钢大托盘+孔、拱高40 mm的碟形托盘, 力学性能同巷道顶锚杆。③每根锚杆配套使用“一短一长”锚固剂, 即1节MSCK2340短节超快速型锚固剂, 1节MSM2350长节慢速型锚固剂。④设计锚固力和预紧扭矩同顶锚杆。

(4) 巷道上帮支护参数及要求。①巷道上帮采用1根4.6 m长钢筋梯+单层菱形金属网, 网片要求搭接100 mm, 每200 mm使用联网丝捆扎, 锚杆间排距均为800 mm, 钢筋梯间距最大不超过800mm。②上帮共打注6根左旋普通螺纹钢锚杆;锚杆托盘均选用320 mm长、250mm宽废旧U型钢大托盘+孔、拱高40 mm碟形托盘;力学性能同巷顶锚杆。③每根锚杆配套使用“一短一长”锚固剂, 即1节MSCK2340短节超快速型锚固剂, 1节MSM2350长节慢速型锚固剂。④设计锚固力和预紧扭矩同顶锚杆。

4 掘进临时支护管理

(1) 巷道掘进要使用3根4 m长Π型钢梁作为前探梁临时支护, 每根Π型钢梁要有3个卡子固定在巷顶锚杆上, 要求Π型钢梁并排轴线间距要平行均匀, 在Π型钢梁上方背设方木和钢筋网接顶, 防止顶板掉渣伤人。

(2) 顶板稳定时, 每循环掘尺1.6 m;顶板破碎时, 每循环掘尺0.8 m。

5 锚网支护巷道离层监测

(1) 在锚网巷道每间隔50 m距离安设一个机械式YHDW150型 (人工测读) 顶板离层仪, 离层仪距掘进工作面50 m范围内观测频度为每天一次[6], 其他机械式顶板离层仪的观测频度应至少7 d一次。

(2) 顶板离层指示仪的浅基点应固定在锚杆端部位置, 深度3 000 mm;深基点应固定8 000 mm位置, 对顶板离层所测读数与公司技术标准临界值进行对比分析, 若超过临界值 (安装10 d内, 平均每天下沉量超过5 mm, 或50 d内平均每天下沉量超过3mm) 时, 应立即采用锚网+5.2 m规格36U型钢圆弧拱棚+2.8 m规格液压走向抬棚复合支护。

(3) 顶板下沉量观测数据见表2, 离层仪安装10 d内:3 m浅基点下沉量没有超过平均5 mm/d, 8m深基点下沉量超过平均5 mm/d, 此处遇构造带将改变支护形式。离层仪安装50 d内:8 m深基点下沉量没有超过平均3 mm/d, 3 m浅基点下沉量没有超过平均3 mm/d。

6 锚网支护效果分析

(1) 25020运输巷实验区安装顶板离层仪进行观测, 50 d内平均每天下沉量:8 m深基点约为0.97mm, 3 m浅基点约为0.88 mm, 均不超过临界值3mm/d。

(2) 根据顶板稳定性不同, 煤柱区段采用锚网索+5.2 m规格36U型钢圆弧拱棚+2.8 m规格液压走向抬棚复合支护, 顶板下沉量及两帮移近量均符合规定, 效果较好。

(3) 巷道支护材料费用, 顶板稳定段采用的支护形式比煤柱段锚网索+36U型钢复合支护每米减少了约3 000元, 与以前该矿煤巷掘进支护相比, 每米减少了约1万元。

(4) 预测卸压后掘进施工, 仍有冲击发生, 但巷道四周移近量趋于稳定, 支护效果良好。

7 结语

(1) 冲击地压煤巷掘进过程中, 通过优化锚网支护参数, 采用锚网+顺巷液压抬棚支护, 不但使巷道支护材料费用大幅度降低, 而且省去了架棚环节, 降低了职工劳动强度。

(2) 设计在巷道走向中心架设液压抬棚, 既减少了巷道跨度, 又加固了底板弱面, 起到了增加恒阻及优化支护效果。

现场支护效果表明, 此为类似地质条件下或其他同类巷道支护改革及创新探索出了一条新路子, 进一步促进了煤巷掘进支护创新, 为矿井安全生产提供保障。

摘要：为了解决义煤公司跃进煤矿煤巷掘进受冲击地压威胁严重、支护成本高、施工工序多、劳动强度大等问题, 通过对煤巷掘进锚网支护参数优化, 减少投入, 提高巷道支护质量使发生冲击后巷道破坏降到最低, 确保作业人员的人身安全。

关键词：锚网支护,参数优化,冲击地压

参考文献

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[5]国家安全生产监督管理总局.MT/T 1104—2009中华人民共和国煤巷锚杆支护技术规范[S].北京:中国标准出版社, 2009.

煤巷综掘技术快速掘进浅析 篇4

关键词：综合机械化掘进掘锚机连续采煤机

1概述

随着煤矿产业的发展，高产高效矿井的是煤矿企业发展的必然要求，具体要求有以下几点①以大功率、高可靠性长壁综采生产技术为核心，提高工作面单产，减少回采面数目，简化巷道布置，减少生产环节，实现高效集约化生产；②改革矿井巷道布置、巷道掘进支护，改革矿井提升和运输系统，扩大采区(盘区)尺寸，增加工作面推进长度，加大巷道的有效断面，以实现综采工作面的连续、高效生产；③大力采用煤巷综合机械化掘进技术，加快煤巷掘进速度，以适应高产高效工作面快速推进的需要；④改进和发展煤巷锚杆支护技术，解决长距离、大断面煤巷合理支护问题，便于实现高产高效工作面连续、安全生产。其中，采用综合机械化掘进技术，是实现煤巷快速掘进的主要途径。所以要适应工作面快速推进的需要，就必须发展综掘技术，广泛应用锚杆和锚网支护，在有条件的矿井实现掘锚一体化，以及推广应用连续采煤机，实现煤巷快速掘进。

2综掘技术简介

综合机械化掘进技术是由掘进机、转载机、输送机等组成的综合性配套技术，在一条用掘进机掘的巷道内，将测量定向、掘进、运煤、通风、除尘、材料运输、巷道支护、供水、供电、排水系统等设备配套成龙，形成一条效率高、相互配合、连续均衡生产的、完整的掘进系统，可以实现巷道掘进、转载、运输、支护机械化作业，从而提高掘进速度和经济效益。

3煤巷快速掘进的措施

3.1选用性能优良的掘进机，提高设备可靠性掘进机是实现煤巷快速掘进的关键设备。巷道掘进效率及其经济效益的提高取决于选择适应工作状况和条件的掘进机。掘进设备的工作对象是煤岩及部分矿物，工作时振动冲击大，加之井下环境恶劣，因此要根据使用条件进行选择，要求掘进设备必须保持长期连续工作。通过引进和国产化工作，我国掘进机的制造水平和使用已迈上了新台阶，开始了我国掘进机技术的自主发展。国产掘进机在液压、电气、元件的选用上，必须严格筛选，严把质量关，对部分国内产品难以过关的关键元器件应当选用先进国家的产品。在齿轮传动装置及机械连接装置方面，尽量减少串联系统，采用独立部件或组件。在有条件的地方以嵌装式结构代替螺栓组结构，采用模块组装方式，既可简化结构，便于机械的拆装检修，又可大大提高设备可靠性。最终达到机器稳定性好，截割效率高，操作、维修方便，运行安全可靠的目的。

3.2采用现代化测控技术，提高机电一体化的程度首先是掘进机操作实现自动控制，包括推进方向监控、切割电机功率自控调节、切割断面轮廓尺寸监控等；其次是实现掘进机工况监测和故障诊断，包括供电电压测控、电机负荷和温度、液压系统油压、油温及污染等监测。通过采用现代测控技术，对掘进机的工况监测、故障诊断和离机控制系统加以改进和完善，实现机电一体化，可以最大限度地提高掘进机的使用效果，有利于改进和完善煤巷快速掘进技术。

3.3推广锚杆支护，改进运输方式，提高设备综合配套能力煤巷掘进效率低、机械不能充分发挥作用，在很大程度上与配套能力低、配套不完善有关。巷道掘进系统中的主要配套环节多、包括支护、转载、运输、供电、供水、通风、降尘等，要提高煤巷掘进效率、充分发挥机械化作用，必须提高设备综合配套能力，使之进一步完善。特别是支护和运输工作量大，占用时间多，必须解决好这两个关键环节，才能充分发挥综掘设备的潜力。

在缩短支护时间方面，根据地质条件，尽量采用锚杆支护，提高巷道支护效果，减轻工人劳动强度，加快成巷掘进速度。施工时采用机载锚杆钻机打孔和安装锚杆，减少传统锚杆支护的多道施工工序，改变掘进机割煤与锚杆钻孔安装不平衡的现象。减少锚杆有效作业时间和掘进工作面作业人员，减少单位面积锚杆根数，从而减少锚杆施工工作量，同时采用先进的锚杆施工机具，大幅度提高成巷速度。对于使用单体锚杆钻机的巷道，掘进和钻锚不能平行作业，应当及时快速安设临时支架，并采用小孔径强力钻头和高强度钻杆，提高钻进速度，选用螺旋式锚杆钻机，建立快速安装系统，用锚杆机一次完成钻孔、搅拌树脂药卷和拧紧螺母等工序，尽量缩短钻锚时间。

在降尘方面，可采用高压水外喷雾降尘新技术，在掘进机安装1台小型增压水泵，由掘进机上现有的动力系统驱动，将1MDa左右的低压降尘水增压至10MPa以上，并优化喷嘴参数及安装位置，可获得良好的降尘效果。还可在掘进上安装长筒式负压2次降尘装置，将掘进巷道的通风方式由单一的压入式改为压入与抽出式相结合的通风方式，从而净化综掘断面空气。

3.4有条件的矿井采用掘锚机，实现掘锚一体化在悬臂掘进机上加装液压锚杆钻机的技术，由于掘进机载锚杆机体积偏大，加之在采用W钢带时需要定位钻孔，难度较大，目前未能在国内推广，需进一步成熟完善。采用掘进机掘进，单体锚杆机钻装锚杆，不能实现现掘进与支护平行作业。掘锚机组的问世，很好地解决了掘进工作面长期未能解决的掘进和支护平行作业问题，是对煤巷快速掘进技术的飞跃性突破，为加快掘进开辟了新的途径。

3.5在条件适宜的矿井中，推广应用连续采煤机在美国、澳大利亚、南非等主要采煤国家，连续采煤机已经得到了广泛的应用。我国神华集团上湾煤矿根据自身的特点引进连续采煤机及其后配套设备，在大采高综采工作面大断面顺槽双巷掘进中，实现了快速掘进，创造了月进3070m的世界纪录，取得了良好的经济效益。连续采煤机是现代化的掘进设备，配套运煤车、锚杆打眼机、铲车、转载破碎机等机械化装备，可用于煤巷多头掘进，具有速度快、用人少、效率高，配套简单，安全可靠，使用方便的优点。实践证明，连续采煤机掘进配合锚杆支护，是目前实现高产高效工作面巷道快速掘进成功的配套技术。

4结束语

采用综合机械化掘进技术，提高了煤巷综掘机械化水平，实现了煤巷快速掘进。随着技术的更新进步，重型化、掘锚一体化、自动控制及远程遥控是掘进机的发展方向，在煤巷锚杆支护技术方面，主要是积极开展巷道围岩地质力学测试，研究与推广煤巷锚杆支护设计方法，制定锚杆支护材料系列及相应标准，完善锚杆支护施工机具，提高锚杆施工质量检测与监测技术，从而扩大煤巷锚杆使用范围，提高煤巷快速掘进水平、促进高产高效矿井建设。

参考文献：

[1]姚庆汉，余开清地质条件与开采安全[J]矿山压力与顶板管理2002

[2]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

[3]连传杰.近采空区煤巷破碎顶板条件下锚杆支护试验研究[J]中国矿业2006(6)

煤矿煤巷 篇5

1 巷道断面设计

114018运输巷, 巷道的煤层为C401层煤, 顶板相对较稳定, 根据煤层顶板完整情况采用矩形断面, 当局部地段顶板破碎时采用梯形工字钢支护断面。

1.1 煤层顶板较为完整时设计为矩形断面

巷道矩形断面规格:

1.2 煤层顶板较为破碎时设计为扶工字钢支护, 梯形断面

巷道梯形断面规格:

2 支护形式与支护参数

2.1 支护形式

因该工程为煤巷工程, 沿煤层顶板掘进, 根据巷道围岩情况, 采用锚杆、钢筋梯梁、金属菱形网、锚索联合支护方式。

2.2 支护参数

采用计算法校核支护参数

(1) 该巷道顶锚杆通过悬吊作用, 帮锚杆通过加固帮体作用达到支护效果, 应满足:L≥L1+L2+L3

式中:L—锚杆总长度, mm;

L1—锚杆外露长度 (螺母外厚度40mm, 顶锚杆取100mm, 帮锚杆取80mm) ;

L2—锚杆有效长度 (顶锚杆b, 帮锚杆度c) ;

L3—锚杆锚入岩层内的深度, (顶取800mm, 帮取600mm) 。

普氏免压拱高:b=[B/2+Htan (45°-ω帮/2) ]/f顶

B、H—114018运输巷掘进跨度和高度, B取3.8m, 高度H取3m;

F顶—顶板岩石普氏系数, 取4;

ω帮—两帮围岩的内摩擦角, 取25°

依据上述公式计算得出:顶锚杆长L顶≥1547mm;帮锚杆长L帮≥1249mm。所选顶锚杆L=2000mm, 帮锚杆L=2000mm, 满足验算要求。

(2) 114018运输道按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间、排距:

每根锚杆悬吊岩体重量G=Ha2γ, 锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见, 在考虑安全系数k, 取k=2。k G<Q

a—锚杆间排距, 0.9m;

H—冒落拱高度, 3.2m;

γ—被悬吊砂岩的密度, 取2.65g/cm3;

Q—锚杆设计锚固力, 64KN/根。

a< (Q/k Hγ) 1/2所选锚杆的锚固力Q≥64KN, 计算得a<1.94 m2

通过以上计算, 间距取0.8m、排距取0.9m符合实际, 满足要求。

(3) 为做好巷道顶板岩层发生大面积整体跨落, 每隔5m打一锚索, 采用φ15.24mm×7500mm的钢绞线。根据工字钢加工的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中, 依据锚索间距, 待巷道冒落高度大于顶板锚杆和锚索钢绞线长度时考虑, 巷道顶板本身两端锚杆均处于坚硬岩层中, 它和顶板锚索共同发挥着悬吊作用, 在顶板岩体黏结力和拉力的条件, 依据垂直方向的平衡, 采用下列方式计算锚索间距。

式中L—锚索间距m;

B—巷道最大冒落宽度, 取4.0m;

H—巷道冒落高度, 按最严重冒落高度取3.2m;

γ—岩体的容重, 取2.65g/cm3;

L1—锚杆排距, 0.8m;

F1—锚杆锚固力, 64KN;

F2—锚索极限承载力, 取230KN;

θ—角锚杆与巷道顶板的夹角, 75°;

n—锚索排数, 取1。

通过以上计算, 锚索间距L等于5.8m, 所选锚索排距为5m满足验算要求。

3 煤巷锚杆支护机理分析

通过现场观察和数据分析, 在锚杆预应力达到50~60k N时可有效控制巷道顶板的下沉量, 而帮的强度一般比顶板强度小, 利用顶部锚杆来维护顶板的稳定形, 从而达到锚杆的预应力作用, 在预应力达到一定程度, 锚杆长度范围内和锚杆以外的顶板离层得以消除。由于帮的强度一般比顶板强度小, 两侧煤体受压减少, 顶部锚杆通过钢筋梯梁、金属菱形网横向连成整体, 起到相互作用, 防止破碎煤体的冒漏, 对内部围岩起阻止和限制作用。

4 煤巷锚杆支护实践试验

4.1 巷道试验的地质条件

(1) 邻近采区开采情况

114018运输巷巷道南面为114019工作面, 北面为114018工作面 (未回采) , 东面为四煤回风巷, 西面为未开采区;该巷标高为:+1772~+1768m。

(2) 地质构造

振华煤矿矿内有一结里向斜, 其轴向297°, 矿区内长1900m;有一F7逆断层, 走向南西-北东, 倾向北东, 倾角70°左右, 最大断距130m。因受114019回风巷F1断层影响, 在掘进期间可能会遇到伴生断层。此巷道附近不受冲击地压的影响。

(3) 煤层特征

114018运输巷施工的煤层为古生代二叠上统宣威组C401煤层。煤层沉积较稳定, 煤层结构简单。煤层厚度为:1.0~2.6m, 平均为2.2m左右, 倾角3°-6°左右。煤层为焦煤, 主要由亮煤, 暗煤组成, 镜煤及丝炭条带常见, 镜煤和亮煤多呈条带状出现 (条带宽一般2~5mm) , 丝炭多呈透镜状出现。

(4) 顶板、底板岩性特征。

顶板:伪顶为褐灰色黏土岩, 厚度为0.2~0.5m;直接顶为砂质页岩, 自下而上逐步砂质成分提高, 局部节理面发育, 厚度为10~13m;老顶为灰白色细砂岩。

底板:直接底板为灰色黏土岩, 夹有白色泥岩, 遇水膨胀, 厚度为2~2.5m;老底为灰白色细砂质页岩。

在振华煤矿114018运输巷试验, 试验总长度为150m, 该煤层为古生代二叠上统宣威组C401煤层。煤层沉积较稳定, 煤层结构简单。煤层厚度为:1.0~2.6m, 平均为2.2m左右, 倾角3-6°左右。

4.2 试验方案

114018运输巷设计为矩形断面, 巷道高度2.3m, 宽3.9m。锚杆:顶部锚杆均选用φ18×2000mm的左旋无纵筋等强螺纹钢, 帮部锚杆选用φ18mm×2000mm的左旋无纵筋等强螺纹钢。顶部每根锚杆使用3根树脂药卷, 帮部每根锚杆使用2根树脂药卷, 锚索每根使用少于树脂药卷5卷。

4.3 矿压观测结果

114018运输巷巷道围岩表面位移观测包括顶板、底板移近量、两帮移近量, 其观测结果见下表:

⑴巷道掘进期间顶板下沉量为40~50mm, 两帮移近量为100~120mm, 从现场观察和数据分析看, 得出巷道围岩以两帮受压较为严重。顶板锚杆支护发挥极大作用形成刚性梁顶板, 导致了顶部压力向两帮纵深, 由此可见支护顶板是煤巷锚杆支护不可缺少的。

⑵巷道成品以后, 顶板下沉与两帮的移近量逐渐减弱, 说明锚杆长度达到预应力在一定范围内和锚杆以外的顶板离层能得到消除, 垂直移近量主要以底鼓为主。

通过现场观测分析得出:煤巷道锚杆支护对帮顶支护效果好。锚杆支护巷道其变形量特点是:掘进时以水平向两帮受压移近, 而后期则以垂直即顶板下沉、底板鼓起为突出。

5 结论

(1) 本结论显示了锚杆支护达到一定的预应力, 收到效果以及钢筋梯梁、金属菱形网、锚索联合等。

(2) 通过试验振华煤矿114018运输巷提出了一个切实可行的锚杆支护新技术。

(3) 全煤巷道大断面锚杆支护比原断面同样控制了围岩的变形, 顶、底板与两帮的移近量减少40%, 减少了巷道的维护量, 提高了掘进率, 保证了采掘接续。

(4) 煤巷锚杆支护掘进单进并未降低, 而降低了巷道支护成本、减轻了工人劳动强度、提高了经济效益。

摘要：本文通过振华煤矿工程围岩特性及地质条件, 设计增大锚杆支护断面方式进行施工, 并根据监测进行支护效果分析。实践证明, 大断面锚杆支护能有效控制巷道的变形、增强巷道锚杆支护稳定性和完整性, 为振华煤矿在煤巷支护中提供了切实可行的支护方式。

关键词：大断面煤巷,预应力,锚杆支护,稳定性

参考文献

[1]陈庆敏, 等.煤巷锚杆支护新理论与设计方法[J].矿山压力与顶板管理, 2002, 01.

[2]王金华.我国煤巷锚杆支护技术的新发展[J].煤炭学报, 2007, 02.

煤矿煤巷 篇6

曙光煤矿1212工作面属于二迭系下统山西组2号煤层, 煤层厚度平均为2.5 m, 伪顶为泥质页岩, 厚0.4 m, 中间夹二层矸石, 煤层结构为0.86 (0.59) 0.13 (0.12) 0.8, 煤层倾角为0°~10°, 该煤呈块状, 半亮形煤, 稳定可采。1212运输巷道断面为矩形, 巷道宽5 m, 高3 m, 断面积为15 m2, 属于大断面煤巷, 巷道支护困难, 所以曙光煤矿1212运输巷安全快速掘进与支护, 是保证曙光煤矿安全高效生产的重要保障。

2 支护模型建立

为使曙光煤矿1212运输巷支护方案安全与经济, 这里采用FLAC3D数值模拟软件对1212运输巷支护方案进行优化研究。模拟巷道断面为矩形, 宽5 m, 高3 m。巷道模型宽度取55 m, 巷道宽度方向取5倍巷道宽度的距离;高度方面, 根据巷道顶底板岩层的层数和各岩层的厚度, 巷道顶板岩层取14.8 m, 底板取12.9 m, 即高度取30.7 m;对巷道走向没有具体要求, 为考虑模拟过程考察锚杆间排距对支护效果的影响, 取20 m, 因此模型的尺寸为55 m×30.7 m×20 m。模型共包含14个岩层。模型单元划分如图1所示[1,2,3,4]。

3 支护方案模拟研究

在特定的客观条件下, 锚杆支护效果与锚杆长度、锚杆直径、锚杆间排距、钢带和金属网联合支护、锚索长度等多个因素有关。这里主要考察锚杆长度、间排距、锚索对支护效果的影响。

3.1 锚杆长度分析

采用单因素考察法, 其他支护参数相同, 改变锚杆长度, 考察巷道围岩变形和应力分布情况。顶板采用直径22 mm的左旋高强螺纹钢锚杆, 配合锚索、钢带和金属网;两帮采用直径16 mm的A3圆钢锚杆, 配合钢带和金属网, 顶板和两帮锚杆间排距均取900 mm×1 000 mm。根据工程类比法提出的支护参数, 具体模拟方案见表1。

m

模拟结果显示, 巷道围岩位移云图分布规律相似。水平位移主要出现在两帮, 并且最大应力位于巷道两帮中部靠上的位置。垂直位移主要存在于巷道顶板和底板, 巷道顶板下沉量最大位置位于顶板中部, 且顶板下沉量大于底鼓量, 说明围岩自重应力对围岩变形影响较大。方案一的围岩位移云图如图2所示。

为了考察不同锚杆长度对支护效果的影响, 对各方案的巷道两帮围岩最大水平位移和顶底板的最大垂直位移进行了统计, 如表2所示。可以看出, 随着锚杆长度的增加, 两帮移近量先是呈线性下降, 锚杆长度大于2.6 m之后不再有明显的变化。因此, 两帮锚杆的长度以不超过2.6 m为宜。随着锚杆长度的增加, 顶板下沉量也是先呈线性下降, 锚杆长度大于2.4 m之后不再有明显变化, 因此, 顶板锚杆长度以不超过2.4 m为宜。

mm

通过上述分析可知, 单纯增加锚杆长度对控制巷道围岩变形有一定的作用, 但当锚杆达到一定长度之后, 围岩最大变形量不再有明显的变化。

3.2 锚杆间排距分析

根据巷道断面尺寸, 模拟了巷道顶板和两帮锚杆不同间排距的9种方案, 具体参数见表3。

根据模拟结果统计了9种方案下巷道围岩的最大水平位移量和最大垂直位移量, 如表4所示。随着锚杆间排距的增大, 巷道两帮和顶板的最大位移量都有所增大, 但变化不大, 巷道底鼓量基本不变。因此, 从控制巷道最大变形量的角度出发, 单纯增加锚杆间排距意义不大。

mm

图3和图4分别为方案1和方案9的巷道围岩水平位移云图和垂直位移云图。不同锚杆间排距下围岩的位移云图分布规律是相同的, 最大位移量都出现在巷道两帮的中间或顶底板中间。从表4的统计数据可知, 减小锚杆间排距对控制巷道围岩的最大位移量有限, 但从围岩位移云图中可以看出, 在一定深度的围岩内, 位移量可相差10 mm, 这在实际巷道支护中是重要的。模拟的巷道围岩是均质的连续体, 且不能模拟断裂和脱落等情况, 和实际岩体有很大区别。实际支护中表面围岩变形后如不采取相应措施会脱落或断裂, 继而导致围岩变形不断向深部发展, 不利于保持围岩稳定性。因此, 保证一定的锚杆间排距对维持巷道围岩稳定性有重要作用。

3.3 锚索作用分析

为考察锚索长度对支护效果的影响, 在锚索间排距为3 000 mm×950 mm条件下, 分别模拟锚索长度为5 m, 6 m, 7 m, 8 m, 9 m五种长度。

统计五种锚索长度下巷道围岩最大水平位移量和垂直位移量, 如表5所示。围岩最大位移量基本没有变化, 由此说明, 在锚杆+钢带联合支护作用下, 增加锚索或增加锚索长度对控制围岩最大位移量没有效果。图5和图6为锚索长5 m和锚索长9 m情况下围岩水平位移云图和垂直位移云图, 位移分布和位移量几乎完全一致。

mm

增加锚索以后围岩位移基本没有改变是受多个因素影响的。因为模拟中的材料是均质的且不能产生离层, 锚索的作用不能够得到有效发挥;另外, 锚杆和钢带联合支护已经把围岩位移和应力状态控制在良好的水平, 锚索的作用也在一定程度上受限制不能发挥。在实际支护过程中, 锚索的主要作用是补强支护, 防止浅部围岩离层产生冒顶, 起到预防事故的作用。锚索的长度只需要满足把锚杆支护体系悬吊于上部稳定岩层的条件即可。

4 结语

1) 通过对6种不同长度的锚杆的FLAC模拟分析, 得出锚杆长度越长, 巷道的两帮移近、顶板底板移近也越小, 通过比较顶板锚杆长度为2.4 m, 两帮锚杆长度为2.2 m (方案4) 时, 围岩最大变形量比较稳定, 再增加锚杆长度, 围岩变形量不再有明显的变化。2) 通过对9种相同长度, 不同间排距的锚杆的FLAC模拟分析, 得出改变锚杆的间排距对巷道围岩应力分布和最大位移量的影响有限, 但保证一定的锚杆间排距对维持巷道围岩稳定性有重要作用。3) 增加锚索以后围岩位移和应力状态虽然基本没有什么变化, 但是锚索对补强支护和预防冒顶事故有着非常积极的作用。参考文献:

参考文献

[1]薛华俊, 宋建成, 李中州, 等.深井岩巷掘进中的围岩应力场的数值分析[J].中国矿业, 2013, 22 (5) :83-87.

[2]陈育民, 徐鼎平.FLAC/FLAC3D基础与工程实例[M].北京:中国水利水电出版社, 2009.

[3]王茂源, 薛华俊, 白晓生, 等.基于FLAC3D的煤巷支护方案优化及应用[J].中国煤炭, 2012, 38 (9) :40-42.

煤矿煤巷 篇7

1 原支护方式分析

(1) 传统煤巷永久支护形式 (图1) 。

新庄煤矿回采巷道 (采煤工作面运输巷、回风巷及切眼等) 规格为4.0 m×2.8 m, 顶板采用Ø20 mm×2 200 mm无纵筋螺纹钢锚杆+金属网+Ø14 mm×3 600 mm锚梁+Ø17.8 mm×6 000 mm锚索联合支护, 锚杆间排距均为700 mm;巷帮采用Ø16 mm×1 800 mm无纵筋螺纹钢锚杆+金属网支护, 锚杆间排距均为1 000 mm。

(2) 传统临时支护形式 (图2) 。

临时支护采用前探梁配合单体液压支柱, 前探梁用于临时支护顶板, 单体液压支柱用于防止工作面煤墙片帮。①前探梁共使用4根长4 m的Ø50.8 mm×8 mm无缝钢管。每根前探梁至少用2个吊环吊挂, 且吊环间距不小于1.6 m。②单体液压支柱共使用3根。前探梁用大板背实、背严, 并用木楔打紧, 顶板裸露面积不大于0.2 m2。大板长度不小于2 m, 宽度不小于300 mm, 厚度不小于50 mm。单体支柱支设在工作面, 间距按1 m布置, 并用大板在单体支柱与煤墙之间背实, 以达到防片帮的效果。

使用单体液压支柱护帮的缺点:①设施笨重, 操作不便。由于单体支柱质量大 (约70 kg) , 职工支设及回撤支柱比较困难;因背帮所使用大板较宽, 影响下一循环前进眼的打设, 操作较不方便。②受条件限制, 安全存在隐患。由于条件限制, 单体支柱常打设在掘进面未清净的浮渣上, 且单体支柱使用工作面供水系统直接注液, 支柱压力仅为2 MPa左右, 支柱容易出现卸载歪倒现象, 不仅影响防护效果, 且带来新的安全隐患。

2 新型临时支护方式

临时支护采用前探梁配合掘进面防片帮护栏 (图3) , 前探梁作用为临时支护顶板, 防片帮护栏的作用为防止工作面煤墙片帮。前探梁数量、规格型号同上所述;防片帮护栏为1 800 mm×1 900 mm (长×宽) , 使用Ø14 mm钢筋焊接而成, 配合4根与前探梁连接的钓钩与2根固定地锚, 2根长1.8 m的Ø20 mm钢筋, 1根长700 mm、内径为25 mm的钢管配合使用。

(1) 临时支护安装工序。

①工作面放炮或掘进机割煤后, 及时“敲帮问顶”, 处理掉顶帮活矸, 由工人站在永久支护下将准备好的顶网连接好并托到需支护的顶板处, 然后将钓钩插入前探梁前端并将前探梁推到掘进面, 背好顶板。②待工作面出渣完毕后, 处理掉掘进面及两帮的活矸 (煤) , 将护栏均匀挂在预先插入前探梁的钓钩上, 使其紧贴在掘进面的煤墙上, 在护栏下缘向上200 mm处打设2个间距约2 400 mm的地锚眼, 将固定地锚安设好 (注意地锚固定圆环的方位以便插入钻杆固定) , 然后将2根Ø20 mm钢筋插入地锚固定圆环, 并用钢管将2根钢筋连接以压住护栏下部, 实现护帮作用。在临时支护完好的情况下, 作业人员按照技术要求进行永久支护及下一循环的前进眼的施工 (炮掘) 。③在下一循环放炮或掘进机割煤前将防片帮护栏取下, 并移至工作面后方的安全地点, 防止损坏。

(2) 防片帮护栏护帮的优点。

①根据以往的掘进经验, 煤巷掘进工作面一般不会出现较大的片帮煤, 且煤的硬度较小、质量较小, 防片帮护栏的强度完全可以满足支护要求。②防片帮护栏体积较小, 质量较小 (约20 kg) , 方便作业人员安装、搬运及存放。③防片帮护栏安装简单方便 (图4) , 且护栏网格较大, 不影响前进钻孔施工, 不仅节省了临时支护时间, 而且方便了施工作业。

3 结论

掘进工作面使用防片帮护栏, 就掘进面临时支护而言是一次新的尝试。

(1) 提高了单产单进水平, 使用防片帮护栏比使用单体液压支柱每天可节约时间108 min, 1个月可节约2.3 d。炮掘每月可以提高进尺18 m, 综掘每月可以提高进尺27 m。

(2) 与传统的护帮方式相比, 防片帮护栏的使用减少了安全隐患, 提高了防护片帮的可靠性, 使工作面安全系数大大提高, 减少了掘进工作面因片帮造成的伤害事故。

(3) 防片帮护栏在掘进面应用安全可靠, 轻便灵活, 值得在同行业推广应用。

摘要：煤矿掘进工作面的活矸活石, 对作业人员的人身安全是一个极大的威胁。新庄煤矿根据井下现场, 采用防片帮护栏对掘进工作面进行临时维护, 避免了大块矸石对作业人员造成的伤害, 确保了矿井掘进面的安全生产。

煤矿煤巷 篇8

孟津矿可采煤层为二1、二2煤, 二2煤层在上部层位, 二1煤层在下部层位, 垂直法线距离17.0m~23.0m, 夹层岩层主要为大占砂岩, 岩石普氏系数f=8~10, 主采二1煤, 煤厚2.5~7.2 m, 平均厚度4.8m, 煤层顶板伪顶为0.3m~1.4m炭质泥岩, 直接顶为1.2m厚砂质泥岩, 基本顶为9.0m厚大占砂岩。二2煤厚0.8m~1.4m, 平均厚1.1m。

2、支护方案设计

由于二1煤采高达到4.0m以上, 且作为主采煤层, 顺槽煤巷大断面支护, 矿压显现较为明显, 主要针对二1煤煤巷十字头进行支护优化设计和对比。

2.1

煤巷沿煤层底板掘进, 由于顶板为煤顶, 采取架设36U可伸缩性金属支架的被动支护方式。施工到十字头位置采用3根锚索加1 2#矿用工字钢构成锚索托梁结构进行支护。

支护参数:锚索托梁使用3根6 m长12#工字钢, 工字钢每隔2000mm布置3个锚索眼, 锚索托梁水平间距1500mm, 锚索规格φ15.24mm×8000mm, 使用4支C K2 3 3 5树脂锚固剂锚固, 锚索外露长度不超过300mm, 预应力不小于100KN, 锚固力不低于200KN。十字头位置锚索托梁托36U可伸缩性金属支架顶梁主动支护顶板, 十字头肩窝处采用半圆木绞架接顶支护见图1。

2.2

煤巷沿煤层顶板掘进, 顶板为岩顶, 采用锚网索+36U可伸缩性金属支架联合支护, 十字头头位置采用锚索梁+工字钢穿杆进行支护。

支护参数:锚索梁使用2根6m长12#工字钢, 工字钢每隔2000mm布置3个锚索眼, 锚索托梁水平间距1000mm, 锚索规格φ15.24mm×8000mm, 使用4支CK2335树脂锚固剂锚固, 锚索外露长度不超过300mm, 预应力不小于100KN, 锚固力不低于200KN, 锚索梁居中打设在顶板上, 并采用4根6m长12#工字钢穿杆布置在36U可伸缩性金属支架肩窝处, 紧贴岩顶, 用半圆木垛托穿杆支护见图2。

2.3

煤巷沿煤层顶板掘进, 顶板为岩顶, 采取锚网索+36U可伸缩性金属支架联合支护, 十字头头位置采用锚网+锚索梁主动支护方式。

支护参数:顶板 (岩顶) 锚网支护, 锚杆规格φ22mm×2200mm, 等距布置, 间排距800mm×800mm, 每排打设5根。金属网采用菱形金属网, 规格长×宽=2.8m×1.4m, 搭接长度100mm, 锚索梁使用6根6m长12#工字钢, 工字钢每隔2000mm布置3个锚索眼, 锚索梁水平间距1000mm, 锚索规格φ15.24mm×8000mm, 使用4支C K2 3 3 5树脂锚固剂锚固, 锚索外露长度不超过300mm, 预应力不小于100KN, 锚固力不低于200KN, 锚索梁紧贴顶板打设见图3。

3、支护效果比较及原因分析

2009年9月以来, 煤巷十字头采用三种支护方式共施工10个, 其中采用第1种支护方式3个, 第2种2个, 第三种5个。前两种支护方式效果差, 支架和顶板变形量、下沉量较大。第三种支护方式效果较为理想, 锚索梁变形量不大, 顶板下沉量仅为30mm~50mm。分析其原因:

3.1

顺槽巷道沿煤层底板掘进采用第一种支护方式, 锚索梁托支架顶梁支护, 由于只有支架顶梁中段受力, 且控顶面积小, 造成支架顶梁变形大, 顶板下沉量大等。同时顶梁外露部分造成十字头位置断面小、管线吊挂难、大型设备运输难等问题。二1煤松软易碎, 沿煤层底板掘进中, 顶板煤层不易控制, 容易造成片帮冒顶, 其中采用该支护方式的2个十字头均出现片帮、冒顶。

3.2

煤层直接顶为坚硬砂岩, 易于主动支护, 巷道沿煤层顶板掘进采用第二种支护方式, 但由于工字钢穿杆布置在巷道肩窝处且不主动支护顶板, 造成工字钢穿杆变形量大, 支护效果不理想。

3.3

煤层直接顶为坚硬砂岩, 加强主动支护, 使直接顶在一段时间内能够达到自稳状态。锚网+锚索梁支护方式能够主动及时支护顶板。一段时间后现场测量, 巷道顶板下沉量仅为30mm~50mm。支护效果良好。

4、结语

煤矿煤巷 篇9

软岩问题是影响矿井生产的一大难题, 目前全国许多矿井由于是软岩巷道而导致支护的难度和破坏程度不断增加[1,2,3,4,5], 一般的支护方法不能有效的控制软岩巷道的大变形破坏, 这就给煤矿的安全与生产带来了不可估计的损失和困难。因此, 软岩巷道的支护问题就变成急需解决的课题, 本文就沙吉海煤矿B103W01工作面运输顺槽的支护问题进行了研究, 并提出了以恒阻大变形锚杆+中空注浆锚索+底角注浆钢管为主体的耦合支护技术。

1 工程地质特征

1.1 地层岩性

沙吉海煤矿B103W01工作面运输顺槽标高为+300 m, 布置在B10煤层中, 顶板为泥岩, 厚度8 m;泥质粉砂岩, 厚度12 m, 底板为泥岩, 厚度8 m。

1.2 岩性分析

为了全面的了解运输顺槽围岩的膨胀性粘土矿物的种类及含量的多少, 所以在运输顺槽内进行岩样的采集并进行了电镜分析、能谱分析、X射线衍射分析, 分析结果如表1, 表2所示。

实验结果表明:运输顺槽巷道围岩粘土矿物主要为蒙脱石、伊/蒙混层和高岭石, 对围岩的强度影响较大。其中, 膨胀性及吸水性较强的蒙脱石和伊/蒙混矿物的相对含量达45%;其混层比达到51%。由此可见, 运输顺槽围岩属膨胀性软岩。

1.3 物理力学性质

首先对运输顺槽巷道的围岩进行了岩石和煤样的采集并将其加工成标准的试件, 先后对加工好的试件进行了容重, 孔隙率, 单轴、三轴压缩实验以及变形实验, 实验结果如表3, 表4所示。

从表3可以明显看出, 软岩巷道的围岩强度普遍较低, 其中泥岩的吸水性较强, 在饱和状态下泥岩的抗压强度仅为3.5 MPa, 而抗压强度最小的煤的抗压强度却达到18.52 MPa, 所以在饱和状态下的煤体的抗压强度显著大于泥岩的抗压强度, 此时吸水后的泥岩的抗压强度大幅降低 (软化系数仅为0.13) , 且岩体会因膨胀而产生较大的应力, 这对巷道的稳定性控制将极为不利。

2 巷道变形力学机制分析

通过对运输顺槽围岩的试验研究和对现场的调查并依据实际工程的破坏特点, 可分析出可能造成运输顺槽破坏的原因如下:

1) 根据现场工程地质勘查可知, 沙吉海煤矿B103W01工作面运输顺槽围岩节理裂隙较为发育, 节理产状呈随机分布, 大大削弱了围岩的整体性和稳定性;巷道开挖之后, 巷道顶板受矿山压力影响产生裂隙, 由于锚索端部伸入到煤层上部含水层中, 水顺锚索杆体通过围岩裂隙进入到泥岩当中, 水被泥岩吸收后膨胀变形, 且泥岩遇水后其抗压强度急剧降低, 这使得岩体自身不能充分发挥自身的承载能力, 而普通锚网的支护强度低, 且锚固的深度有限, 锚杆的延性差, 根本无法限制围岩所产生的大变形问题。由于围岩压力过大经常使得锚杆发生破断失效, 对于巷道的顶板支护极其不利;

2) 由于膨胀性粘土矿物的蒙脱石和伊/蒙混合层在围岩中含量达到45%以上, 这就使的围岩具有较高的膨胀性和吸水性, 这些因素对围岩的变形和破坏有着非常重要的影响;

3) 从运输顺槽现场掘进施工情况来看, 顶板淋水大, 掘进工作面涌水量可达45 m3/h, 在水的作用下, 巷道围岩的稳定性将进一步恶化, 因此, 水是巷道围岩的不稳定因素中最为不利的因素之一;

4) 受工程扰动严重, 运输顺槽巷道受到相互之间施工扰动影响, 可能会加大巷道的变形破坏。

经以上分析, 该工程部位的变形力学机制为ⅠAⅡBCDⅢE型, 即不但具有分子膨胀机制型、而且还具有重力及水影响的应力扩容型, 同时还具有随机节理型。

对ⅠAⅡBCDⅢE复合型软岩巷道, 引进“以柔克刚、刚柔并济”的恒阻大变形锚杆支护体系及中空注浆锚索等新型支护工艺。首先通过恒阻大变形锚杆的支护, 可以吸收掉围岩中一定的变形膨胀能和塑性能, 使围岩的ⅠAⅡBCDⅢE复合型软岩巷道转化为比较简单的ⅡBCDⅢE型。利用恒阻大变形锚杆的恒阻大变形力学机制和能吸收围岩部分能量的特点, 当巷道围岩发生大变形的时候, 恒阻大变形锚杆会随着围岩的膨胀变形而自动延伸, 并能在一定范围内保持恒定的阻力值, 此时恒阻大变形锚杆可以通过恒阻大变形的工作特性吸收围岩多余的能量, 这就使得恒阻大变形锚杆在围岩产生大变形的条件下仍具有良好的支护作用并能保证巷道的稳定。

同时采用了锚杆的三维优化技术, 可以有效地控制围岩结构变形, 使其转化为ⅡBCD型。

岩体锚注加固技术是对岩体实施外锚内注加固处理的一种加固方式, 其中特种中空锚杆 (索) 兼作注浆管。它是岩体注浆加固技术与岩体锚杆 (索) 加固技术的有机结合, 充分利用注浆加固与锚杆加固的各自优点, 对软弱、破碎围岩进行锚注支护, 就是通过浆液的充填、胶结与锚杆的组合、悬吊以及喷射混凝土的封闭和支撑等作用来改善围岩的受力状况以及它的整体性, 就是用注浆来改变围岩的松散结构, 封闭裂隙, 可以有效的阻止水对岩体的侵蚀, 从而提高围岩的强度, 改善围岩的受力状态, 继而达到维护围岩稳定性的目的, 而恒阻大变形锚杆又是起支护作用的。最后通过中空注浆锚索、底角注浆钢管与恒阻大变形锚杆支护技术可以使围岩与支护体变形协调、达到相互耦合作用, 最终达到巷道围岩的稳定的目的。具体的转化及支护力学对策如图1所示。

3 工程实例

3.1 巷道断面形状及支护形式

断面设计形状为梯形, 支护形式为恒阻大变形锚杆+中空注浆锚索+底角钢管耦合支护, 如图2所示。

3.2 支护材料及参数

支护所用材料有锚杆、锚索、金属网、钢筋梯、底角钢管, 具体参数如下:

1) 锚杆。

采用φ20 mm×2 700 mm恒阻大变形锚杆, 间排距700 mm×800 mm, 三花布置, 预紧力不小于300 k N。

2) 锚索。

采用22 mm×7 000 mm中空注浆锚索, 间排距1 600 mm×2 400 mm, 锚索紧跟迎头安装时预紧力为100 k N, 滞后迎头安装时预紧力为120 k N。

3) 金属网。

采用φ6.5 mm的钢筋焊接而成, 网片的尺寸为1 700 mm×900 mm, 网格尺寸100 mm×100 mm。

4) 底角钢管。

采用φ43 mm×2 500 mm无缝钢管, 内插钢筋并注浆, 排距为500 mm。

5) 钢筋梯。

钢筋梯采用10号圆钢焊接而成, 其顶部的规格 (长×宽) 为4 900 mm×100 mm, 帮部规格 (长×宽) 为5 000 mm×100 mm。

4 支护效果分析

B103W01工作面运输顺槽巷道采用了恒阻大变形锚杆+中空注浆锚索+底角钢管支护技术, 软岩巷道的大变形问题得到了有效的解决, 巷道的整体造型良好。为了检验支护效果, 在运输顺槽两侧分别设一组测站, 分别监测巷道围岩的两帮收缩及顶板下沉和底臌, 经过120 d的监测结果表明, 巷道围岩最大变形量74 mm, 在可接受的范围内, 巷道稳定, 支护效果良好。

5 结语

1) 通过现场调查、实验研究和理论分析, 确定了B103W01工作面运输顺槽巷道的破坏原因;

2) 确定了B103W01工作面运输顺槽巷道的变形力学机制, 提出了恒阻大变形锚杆+中空注浆锚索+底角钢管的支护对策;

3) 工程实践表明, 恒阻大变形锚杆+中空注浆锚索+底角钢管支护方案在软岩巷道维护围岩的稳定、有效遏制围岩大变形和应对工程扰动的影响等方面有着独特的作用, 具有较高的经济效益和实用价值, 可以作为类似巷道的设计参考和依据。

摘要：结合沙吉海煤矿01工作面煤巷工程实例, 分析了巷道变形破坏原因及该部位的变形力学机制, 确定了复合型变形力学机制转化为单一型的具体对策, 提出了恒阻大变形锚杆+中空注浆锚索+底角注浆钢管耦合支护技术, 并应用于工程实践, 监测结果表明, 支护效果良好, 为类似条件下的巷道支护提供了借鉴。

关键词：软岩,膨胀性,变形力学机制,耦合支护

参考文献

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[4]何满潮, 孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南[M].北京:科学出版社, 2004.