巷道顶板

巷道顶板（共10篇）

巷道顶板 篇1

1 煤矿掘进巷道顶板事故发生的主要原因

1.1 地质构造引起的掘进巷道顶板事故

我国不同地域其地质构造存在着一定的差异, 使煤矿开采难度增加, 再加上一些煤矿生产条件不符合要求, 从而造成煤矿安全生产无法得到保证。有资料显示, 在我国煤矿中21%的煤矿所处的地质环境较为简单, 38%煤矿所处的地质环境较为复杂。

1.2 采矿方过失造成掘进巷道顶板事故

重大煤矿事故不断发生, 虽然和煤矿所处的地质条件关系较为密切, 但是采矿方的过失也是一个非常重要的原因。通过对一些煤矿事故的分析发现采矿方在安全方面对于掘进巷道顶板预防没有做到位, 没有严格遵守安全要求。在技术方面对于锚索支护技术在采矿过程中的应用还不是很规范, 没有按照相关要求进行操作, 存在着较大的技术漏洞。在管理方面比较松懈, 矿方没有对矿工系统地进行岗前培训, 并且没有科学地进行分工, 下达的生产任务指标也不科学;矿方对矿工思想教育还不深入, 从而导致矿工安全意识缺乏, 开采作业没有按照要求进行;矿方生产、安全等部门没有认真做好监督工作, 对于违章作业的行为也没有进行及时制止, 从而导致事故的发生。

1.3 掘进巷道断面对顶板事故的影响

巷道断面的形状有梯形、圆形、拱形、矩形等, 在特殊地质条件下, 巷道断面的选择与生产成本、巷道的掘进、巷道的支护、矿井的压力都有着密切的关系。

1.3.1 巷道的支护材料以及方式

巷道断面的形状选择与巷道支护方式和支护材料有着较为密切的关系。如果支护方式选择U型钢, 那么巷道的断面应当选择椭圆形、圆形、拱形;如果支护方式选择工字钢, 那么巷道的断面应当选择梯形。目前国内支护方式多选择锚杆锚喷, 因此巷道断面应当选择梯形。

1.3.2 巷道的掘进方法及掘进设备

掘进方法和掘进设备也会对巷道断面产生一定的影响。钻眼爆破法是我国的巷道掘进常用的方法。随着科学技术的快速发展, 锚杆锚喷支护方式得到普遍应用, 巷道掘进已经实现了机械化, 这样巷道的设计和巷道的施工难度得到了大大地简化。目前我国巷道断面形状主要采用圆弧拱形断面和半圆拱断面。

1.3.3 矿井的方向和大小

矿山方向和压力大小对巷道断面形状选择有着较为密切的关系。如果侧向压力和顶板压力都比较小, 应当选择梯形或者矩形的巷道截面形状;如果侧向压力较小, 顶板压力较大的时候, 选择拱形截面形状;如果巷道使用时间较短, 巷道围岩比较稳定坚固, 矿山压力比较小, 巷道断面形状可以选择矩形或者梯形;如果矿山压力比较大, 巷道断面形状可以选择马蹄形或者圆形;如果侧向压力和顶板压力都比较大的时候, 可以选择封闭的椭圆形或者圆形, 从而能够有效地控制巷道围岩实际的受压情况和变形情况。目前, 随着科技的发展, 半圆形巷道和拱形巷道断面越来越普遍, 例如车场巷道以及运输巷道等。

2 掘进巷道顶板事故预防措施

2.1 认真做好支护施工

2.1.1 掘进巷道支护的设计原则

掘进巷道的支护原则:巷道支护设计应当坚持以护为基础, 采用高强度的锚索和锚杆进行支护, 要认真控制巷道围岩的变压情况和受压情况;认真做好支护, 防止巷道局部变形、锚索和锚杆的失效、巷道岩层的脱落和破碎。

2.1.2 掘进巷道的支护形式

传统的巷道支护形式是预留煤柱, 这种技术比较方便, 有利于排水和通风, 但是这种方式也有一定的缺点, 巷道维护起来非常麻烦, 有着较大的煤柱损失, 支护费用也是比较高。煤柱的支撑压力会对临近煤层和临近巷道造成一定的影响。

目前, 矿用支护型钢包括工字钢和U型钢, 主要用于椭圆形、半圆形、圆形的巷道断面。矿用支护型钢具有抗剪强度、抗压、抗拉的特性, 能够在恶劣的环境中进行使用。巷道支架要承受纵向推力和横向载荷, 因此应当具有足够承载负荷能力。

锚杆可以使巷道的稳定性得到加强, 使用时需要锚固在巷道岩层中, 这样锚杆和围岩配合就能够形成支护系统。国内锚杆支架主要分为三种:黏结式锚杆, 例如树脂锚杆、水泥砂浆锚杆等;机械式锚杆;摩擦式锚杆。锚杆的主要作用是巷道围岩稳定性得到加强, 巷道围岩得到了加固。

2.2 认真做好管理工作预防掘进巷道顶板事故

2.2.1 认真做好管理制度的贯彻和执行

矿方进行作业要求、管理制度制定时要认真遵守《煤矿设计规范》、《煤矿安全规程》等相关规定, 决不能依据现有的经验和自己的想法去做, 要根据具体情况依据相关规定去执行, 务必使作业措施、作业规程等更科学, 对煤矿的安全生产更有帮助。

2.2.2 认真做好煤矿生产监督管理工作

矿方所有相关部门要认真做好煤矿指挥管理、协调调度、生产组织工作, 认真落实保安责任制, 部门干部要经常到现场查看, 对于可能出现的问题要及时发现并给予解决, 以防止更大的灾害或问题发生。煤矿安全、生产等部门要不断健全和完善监督体系, 要加强对现场施工进行全面监督。

2.2.3 矿方要认真做好人员的分工

矿方要科学地进行任务分配和人员组成, 要根据实际情况, 进行合理调整, 使矿工按照规章进行作业, 领导按照规章进行指挥。在作业过程中, 要严防矿工不按照规章进行作业, 领导不依靠规章制度进行指挥的现象发生, 只有全体职工按照规章去工作才能确保煤矿安全地进行生产。

2.2.4 要认真做好安全防范工作

矿方领导要把安全工作放到首位, 决不能只注重经济效益, 在生产过程中要坚持安全第一的原则, 采取稳扎稳打, 决不能突击冒进。在重视矿井通风、防灭火、防治煤尘、防瓦斯的同时, 要做好掘进巷道顶板事故的预防工作。在煤炭开采的过程中, 要对顶板情况和顶板的质量进行实时监测, 并且要有专门人员对监测数据进行分析, 一旦发现问题要及时处理。要加强对矿工进行开采方面的技能培训和安全方面的思想教育, 帮助矿工树立技术能力和安全意识。

3 结语

掘进巷道顶板事故的发生主要是采矿方不合理不科学的操作以及较复杂的地质环境原因, 从而造成严重的物力和人力损失。因此, 要根据岩层性质、地质条件, 科学地选择巷道的支护方式以及巷道的断面形式, 可以有效地保障巷道的质量, 加固巷道围岩, 预防掘进巷道顶板事故。采矿方要认真进行自查, 认真从技术以及管理等方面进行严格要求, 避免再次发生类似事故。

摘要：煤矿巷道顶板事故是指井下采煤过程中, 顶板突然冒落, 造成采煤工程停止、采煤设备损坏、采煤人员伤亡。一般情况下, 根据煤体层理发育程度以及煤体强度, 确定支护形式和断面形状。在实际的采煤过程中, 顶板很容易出现破碎或者松动, 巷道也比较容易出现断层。因此, 研究支护形式、断面形状对顶板的影响非常必要的, 巷道围岩的变形情况以及受力情况能够得到改善, 对煤矿顶板事故起到预防作用。

关键词：煤矿,顶板事故,预防措施

参考文献

[1]鞠路超, 等.煤矿掘进巷道顶板事故预防及断面优化设计[J].能源与节能, 2013 (2) .

[2]宋忠亮, 等.浅议掘进巷道顶板事故的预防与处理措施[J].山东煤炭科技, 2008 (3) .

[3]周玉.煤矿掘进巷道顶板事故预防措施探讨[J].科技资讯, 2013 (18) .

巷道顶板 篇2

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为了有效地控制矿山掘进巷道重大顶板事故，最大限度地减少事故造成的人员伤亡和财产损失，根据有关法律法规，结合矿山实际情况，特制定本预案

1、事故类型和危险程度分析

在矿山岩体内掘进巷道，围岩的原始压力状态受到破坏，发生应力重新分布，在重新分布的过程中，围岩就要产生运动，导致围岩发生变形破坏，甚至跨落的现象

1.1掘进工作面顶板事故主要与以下四个因素有关：

1.1.1地质方面：当井下巷道穿越松软破碎岩层时遇到采空巷道，控制不当，措施不力等，有可能发生顶板事故。

1.1.2施工方面：施工不按措施作业，空顶超规定，未进行超前支护等，有可能发生顶板事故

1.1.3管理缺陷。

1.1.4设计方面：将巷道设计在松软破碎或流沙层，巷道支护设计不合理等，有可能发生顶板事故

1.2掘进工作面顶板管理一般可能发生巷道围岩松软或易风化，节理裂隙发育，巷道通过断层，褶皱等构造变动剧烈地带，巷道穿过的岩层，岩性突然发生变化，在其交界处易发生冒顶片帮，后巷受地质应力围岩，使巷道压力剧增，产生冲击荷载，压垮原有支护导致冒顶。当发生事故时会造成人员伤亡，巷道内设施破坏，通风系统破坏，造成人员窒息事故。

2、应急处置基本原则

矿山掘进巷道中大顶板事故后，救援人员要按照“紧急救灾、妥善避难、安全撤离、救人优先”的原则救灾。

2.1以抢救遇难人员为主，本着“先活着后死者、先重伤后轻伤、先易后难”的原则救险。

2.2压风系统正常运行，确保向灾区连续送风，从而为幸存人员提供足够的氧气。

2.3先外后里；先支后拆；先上后下；先近后远；先顶后帮。

3、组织机构及职责

3.1应急组织体系

3.1.1发生突发性事件时，以指挥领导小组为基础，立即成立现场应急救援指挥部（服从应急救援指挥部统一指挥）：

总指挥：项目经理。

副总指挥：技术负责人、各副经理。

成员：施工队、机电队、机运队队长和负责人，安检组长、技术组长、保卫组长、后勤、劳资及有关人员。

指挥部办公室设在项目部调度室。当总指挥不在的特殊情况下，依次由副总指挥担任临时总指挥全权负责应急救援工作。

3.1.2为了加强对突发性事故的应急救援工作的领导，成立现场应急救援指挥领导小组：

组长：项目经理

副组长：技术负责人、各副经理。

组员：施工队、机电队、机运队队长和负责人，技术组、安检调度组、政工劳资组、材料组、财务组、保卫组、地面运输组等组室主管及成员。

3.2指挥机构及职责

3.2.1应急救援指挥机构职责分工：

3.2.1.1现场指挥部领导小组：组织编制和修订项目部应急救援预案，组织应急专业队伍，并组织演练和实施，检查和督促完成重大事故的预防措施和应急救援的各项准备工作。

3.2.1.2现场指挥部办公室：发生重大事故时，负责应急救援指挥工作的综合协调和管理；与应急救援总指挥部保持联系；发布和实施应急救援命令信号；提供应急救援所需基础技术资料与信息；组织指挥救援队伍、救援物资实施救援行动；及时向总指挥部汇报事故灾难情况和救援工作进展情况；救援力量、资源不足时，向有关单位发出增援请求；组织和配合有关部进行事故调查；完成应急救援总指挥部交办的其他事项；总结应急救援经验教训。

3.2.1.3指挥部人员分工：

总指挥：组织指挥全项目部的应急救援。

副总指挥：协助总指挥负责应急救援的具体指挥工作。；

指挥部成员：

安检调度：协助总指挥做好事故报警，情况通报，负责事故处置时各施工点的调度工作及事故时用车调度。

技术组：负责事故处置时现场的相关技术工作。

各队队长：负责核查本区域工作面的人数，并组织撤离灾区和安全条件下的救灾工作，负责向调度详实的汇报灾情、性质、范围、及灾害采取的行动，负责组织完成上级为处理灾害所下达的命令。

主材料员：负责抢险救援物资，机运车辆准备和供应工作。

政工劳资员：负责事故处置时人员的配置及伤亡人员的档案归类、接待工作和安置工作。机运队长：施工用的运输车辆及人员在调度室待命，并清楚运输车辆运行道路上的各种障碍，根据指挥部的命令，将抢救用的材料、设备及器材迅速安全的运送到指定地点。

3.2.1.4结合掘进巷道事故的实际情况，现场指挥部可设五个救灾小组

⑴通讯、供电组

组长：机电队长

①熟悉井下各条供电线路，并绘制各采区变电所供电系统图。

②确保井下通讯畅通，一旦掘进巷道发生故事，能保持正常联系。

⑵通风、防爆组

组长：技术安检组长

①负责日常的通风系统，防突管理工作，确保通风系统合理、稳定、可靠、消除突出危险性。

②组织完成必要的通风，执行并落实与通风有关的措施。

③完善必要的局部反风设施，确保重点地段能进行局部反风。

⑶安全撤退组

组长：各队队长

①负责按指挥部要求有序撤到安全地点直到地面，清点汇总人数等工作，并及时汇报。

②要求各施工单位撤退前切断相关区域的动力、局部通风机电源，并保证可靠闭锁，同时关闭供风、供水阀门。

⑷后勤保障组

组长：主材料员

①供应所需物资、设备，并却保质保量。

②负责救援人员的食宿安排工作。

⑸安全保卫组

组长：安检组长

参加抢险救灾的全过程，根据批准的事故的作战计划，调配检查人员，对作战计划的各环节、措施的实施过程进行检查，确保作战计划安全顺利完成，发现不安全因素有权制止并提出安全可靠的补救措施，及时向指挥部汇报，听取指令。

负责事故抢救和处理过程中的治安保卫工作，维持现场的正常秩序，不准闲杂人员入矿，并在井口附近设专人警戒，严禁闲杂人员逗留、围观、并保证井口附近无火源。

4、预防与预警

4.1危险源监控

4.1.1掌握地质资料编制施工组织计划或作业规程采用合理的施工方法和安全措施。

4.1.2坚持一次成巷，缩短围岩暴露时间和面积

4.1.3严格执行《矿山安全规程》中对打眼放炮的规定，实行光面爆破，不崩坏支架及设备。

4.1.4掘进工作面的支护要紧跟迎头，严禁空顶作业。

4.1.5在装药放炮前必须加固工作面的支架，防止因放炮崩翻支架，造成巷道空帮和冒顶事故。

4.1.6巷道断面大，围岩破碎松软，压力大时，可缩小棚距或采用加强支护，砌碹壁后注浆等措施强化支护。临时支护要紧跟工作面。

4.1.7巷道支护与围岩之间，严禁空顶空帮，背好帮顶，搞好壁后充填。

4.1.8加强工作面围岩变化的观测，严格执行敲帮问顶制度，根据具体情况及时采取有效措施，防患于未然。

4.1.9经常检查工作面后方的巷道支护情况，及时处理隐患。

4.1.10严格按工程质量和支护质量标准进行检查验收，如发现不合格或已损坏的支架，应及时返工处理

4.2预警行动

顶板冒落事故发生前一般都有预兆，主要表现在以下八个方面预兆：

4.2.1发出响声、岩石下沉断裂。顶板压力急剧加大时，金属支柱的活柱急速下缩，也发出很大声响。有时也能听到采空区内顶板发生断裂的闷雷声

4.2.2掉渣。顶板严重破裂时，折梁断柱就要增加，出现顶板掉渣，掉渣越多，说明顶板压力越大

4.2.3片帮增多，因岩壁所受压力增加，变得松软，片帮比平时要多。

4.2.4顶板出现脱层。检查顶板若发出“空空”的响声，说明上下岩层之间已经脱离，4.2.5顶板裂缝。顶板有裂缝并张开、裂缝增多。

4.2.6漏顶。大冒顶前，破碎的伪顶或直接顶有时会因背顶不严和支护不牢出现漏顶现象，造成棚顶托空，支架松动会造成冒顶。

因此，项目部必须加强对以上预兆的观测、观察与监测，一旦发现顶板冒落预兆，立即发布事故预警，避免顶板冒落事故的发生。

5、信息报告程序

项目部调度室接到水灾事故汇报后，立即将事故概况向值班项目经理汇报，并根据值班项目经理的指示向项目经理、技术负责人汇报，同时向公司质安部汇报。汇报主要内容包括事件发生的时间、地点；事故发生的初步原因；已经采取的措施；现场人员状况、人员伤亡及撤离情况等。

通知顺序如下：事故发生地点—→调度室—→安全副经理—→总指挥—→副总指挥—→指挥部成员。

指挥部接到事故报告后，应在1小时内向建设单公司报告。

6、应急处理

6.1响应分级

调度室接到矿井顶板事故报告后，立即向项目部值班领导和上报公司质安部汇报。并立即通知，并决定是否启动应急预案以及启动哪一级应急预案。

按照事故的严重程度、影响范围和企业事故的可控性，应急响应原则上分为 Ⅰ级响应、Ⅱ级响应、Ⅲ级响应和Ⅳ级响应，具体如下：

6.1.1发生特别重大伤亡事故，事故造成30人以上被困，已经或可能导致30人以上死亡，为Ⅰ级响应；

6.1.2发生特大伤亡事故，事故造成10以上、29人以下被困，已经或可能导致10以上、29人以下死亡，为Ⅱ级响应；

6.1.3发生重大伤亡事故，事故造成3人以上、10人以下被困，已经或可能导致3人以上、9人以下死亡，为Ⅲ级响应；

6.1.4发生一般伤亡事故，事故造成1人以上、3人以下被困，已经或可能导致1人以上、3人以下死亡，为Ⅳ级响应。

6.2响应程序

矿井重大顶板冒落事故发生后，项目部调度室为发出预警通报的责任单位。当调度室接到矿井顶板冒落事故的汇报后，立即撤出灾区人员和停止灾区供电，按矿井应急预案规定的顺序通知项目经理、技术负责人等有关人员，有关人员立即向应急救援指挥部办公室汇报，召请金能公司矿山救护队，成立现场应急救援指挥部，派救护人员进入灾区侦察灾情，救人，现场应急救援指挥部制定救灾方案，救护队进行救灾工作直至灾情消除恢复正常生产

6.3处置措施

顶板发生冒落时应及时采取有效措施，防止事故的进一步扩大，可以采取如下措施：

6.3.1发生冒落时人员应躲入安全地点，并加强此处的支护。躲避人员应不断敲击岩帮、钢轨或管道，给救护人员发出信号。

6.3.2救护队必须采取最快速的营救措施，可以开掘小巷或新开一个与工作面相通的巷道眼救人，必须采取措施不让受害人员被工具伤害。

6.3.3如果顶板仍有二次冒落的危险，应先就架设临时支架，必要时应准备止血和苏生器等急救的药物和器械。

6.3.4在井口设置救护点，供救护和医疗人员及指挥专用，配备足够的救灾物资。

6.3.5各处电话机设专人守护，保证通讯畅通，发现异常情况立即汇报。

6.3.6救护队员穿过支架破坏地区或冒落堵塞地区时，应架设临时支护，以保证队员在这些地点的往返安全。

7、应急保障

7.1应急物资保障

根据目前施工情况，项目部在各要害岗位存放不同数量的消防器材，项目部材料库配备就灾用的局扇、水泵、风筒、水管；施工队在井下材料硐室备放施工原材料，如水泥、沙子、石料等。医疗定点机构为宁煤职工医院，上述部门在矿井发生重大事故时，及时联系，提供及时有效的物资、医疗保证。

7.2应急装备保障

矿井发生重大顶板事故时，动用矿救护队、消防队、职工医院、并提请当地公安局进行交通管制，开设应急救援特别通道，最大限度赢得抢险救灾时间。

项目部必

浅析软岩矿井巷道掘进顶板支护 篇3

【关键词】软岩矿井顶板支护措施

引言

由于煤矿开采深度的不断增大，安全问题也会增多。作为煤矿安全生产当中最为重要的一项顶板管理，其质量的好坏对矿井安全起到了直接的影响，其对材料消耗、支护安全、施工质量等的影响会造成整个矿井经济效益的下降。本文将三软岩层的实际情况结合到一起，对顶板管理进行规律性的分析和总结，力求探索出能够进行提前预测和监控的事故预防措施，使其能够知道矿井的生产和施工，给顶板管理提供基础性的条件。

一、顶板事故的分类

（一）采煤工作面顶板事故的分类

1、按造成冒顶的力源及施力方向分为由老顶或老顶和直接顶引起的压垮型冒顶以及漏顶型冒顶。2、按冒顶的范围分为局部冒顶和大冒顶。

（二）巷道顶板事故的分类

1.镶嵌型围岩坠矸事故。2.离层型围岩片邦冒顶事故。冒落时，岩块呈片状、块状、板状等。3.松散破碎围岩塌漏抽冒事故。4.块状围岩断裂冒顶事故。主要发生在围岩为块状砌体结构受地质构造破坏较大，碎煤岩填充体进入溶洞等情况下。5.软岩膨胀变形毁巷事故。

二、软岩矿井巷道掘进顶板支护产生的问题

1、受到爆破震动而出现结构上的微破坏，导致岩体出现变化，在滑移在结构面上的移动距离超出最大值的时候，必然会导致岩体结构的解体，而这样的解体一般情况下是不明显的。断层基本上在所有的构造中都会出现，并且类型是比较多的，其活动会通过地层、每层等构件反映出来。所以在矿井的施工过程当中，会遇到性质多样的断层结构，这些断层破碎的程度不同，破坏力也有所不同；再加上断层两端力的作用下，煤层就会出现压薄或者是突增的现象，在突增处就会极容易的出现煤层垮落等情况。2、煤矿岩体的抗拉强度小，所以在掘进的时候，岩体的抗拉强度实际上事来源于有顶板内的岩体，在岩体暴露面积达到一定程度之后，暴露的時间也达到一定程度之后，顶板承受的拉力和岩体的抗拉强度之间不协调，也就是说前者超过了后者，这时候就会出现顶板上的岩石冒落。3、施工当中，如果采空面积不断的进行扩大，但是回柱放顶却没有紧跟其后，必然会导致应力出现集中的情况，脆弱的部位就会出现顶板垮落，也有可能出现瓦斯涌出，这些都会对工作面的安全施工产生影响。4、煤岩结构本身就具有复杂性，再加上其中有着一定量的夹矸层，所以在施工的时候夹矸层很容易出现脱落的情况。

三、软岩矿井巷道掘进顶板支护呈现的特点

1、初始速度快，危害性大

一旦岩层处于构造应力的作用之下，地壳就会出现水平方向的位移，这也是引起地质构造出现变化的原因之一。单一性的岩层在应力之下会出现裂痕、断层等构件变化。尤其是在褶皱的部分产生裂缝的机会就更大了，煤层一旦暴漏之后就会导致吸水性的脱落，再加上轴部的急剧变化，所以在回采的过程当中采取支护的方式是不适用的，很容易就会造成冒顶的事故出现。

2、过大的膨胀压力，使底鼓受损严重

煤层伪顶完整性差，强度低，采面推进时极易产生顶板事故。回坡底煤矿在三软岩层当中是比较典型的，分别为顶板软、煤层软以及底板软，故在掘进的进程当中，临时支护的提前也是十分必要的，将围岩可能引起的变形尽量的降到最低。

四、影响软层支护的因素

影响软层支护的因素包括岩性、煤顶等，并且这些因素都是造成顶板事故的重要点。一般的情况之下容易引起的隐患分别为：①在煤岩节理发育的部位是很容易出现岩层的脱落的。②煤层伪顶完整性差，强度低导致顶板事故的易发。③在空采面积不断扩大的过程当中，如果回柱放顶未能跟上，就会出现某些部位应力过于集中，导致脆弱性的顶板垮落，瓦斯涌出，最后对工作面的安全性能产生影响。

五、软岩矿井巷道掘进顶板支护的措施

1、加强施工管理，施工责任划分明确；①对工作面的地质条件进行勘测，保证变化的地质条件能够及时的被发现，规避可能出现的顶板事故。②严把工程的设计关，预留出足够数量的煤柱，同时还要保证采掘面和巷道的设置方面管理，最大限度的防治巷道被破坏。③将安全生产落实到位，干部要保证跟班，施工人员要严格的遵守岗位要求和职责，对于因为失误所造成的顶板事故。④采取终身制的质量保证工程，确保质量能够按照标准进行，所选取的支护材料必须要合格的，做到对施工质量的严控。⑤要对该施工单位所管辖的巷道环境和细节要做到随时的了解，一旦出现变化必须及时的向上级报告，并根据情况制定出相应的措施，尽量保证巷道的完整。

2、具体的改进措施

（1）当施工巷道通过破碎带或者是断层位置的时候，需要将顶板处理放在打眼放炮之前，比如可以将锚杆安装在顶板的斜上方，也可以增大顶板岩石的固结度来达到提高岩体的摩擦力、强度等的目的，最终使得岩体承载力得到有效的增大，将顶板的稳定性能增大，实现控制顶板的作用和目的。（2）当循环进尺的量比较大的时候对于顶板控制是非常不利的，所以在施工的时候要尽量的减少进尺的长度，争取采用短掘快进的方式，将原本的一次成巷改成二次，达到对顶板控制的有效要求。（3）控制好工程的施工质量，规避因为质量问题而导致的返工当中出现的顶板问题，同时还需要保证巷道的质量达到施工标准。（4）煤矿企业要推行推行和落实质量管理制度，将井下的工程记录保存好，采用不定期的质量抽查，不断的拍出安全和质量隐患。（5）采取辅助的手段对含有断层、破碎带的岩层进行处理确保工程的质量，具体的实施方式有：①为了确保围岩的稳定性能以及支护的强度可以在巷道进行了砌体之后充填进厚度相当的混凝土。②为了保证提高岩体的承载力，可以进行人为的岩体注浆，最终有效的控制顶板。③利用钢棚反拱喷浆巷道区扩大钢棚的扎角，解决巷道内部压力过大的问题，满足支护的需要。

3、靠近煤壁处的局部冒顶

冒顶的原因：顶板裸露空顶不及时支护；地质构造的影响；爆破引起；老顶来压引起。虽然局部冒顶范围较小，但它占冒顶死亡事故的比例却很大，人们常称为是零打碎敲，容易被忽视。因此，必须注意局部冒顶前的预兆，及时采取措施，预防局部冒顶事故的发生，或控制在最小范围不让其扩大。如果发现顶板岩石有裂口或产生新的裂口，同时裂隙增多，顶板矸石稍有震动就会掉落下来，敲帮问顶时发出不正常的声音。或者顶板裂隙内卡有活矸石，并有掉喳、掉矸现象，顶梁在支柱上滚偏，顶梁有响声，煤壁的伞檐突然脱落等，这些都是局部冒顶的前兆，应积极采取措施，杜绝冒顶危害。

结论

本文所研究的支护工作是非常复杂的、系统性的工程，所以对于煤矿企业来说其管理机制要不断的进行完善，工艺要合理，做到事前预防，保证顶板的安全。

参考文献

[1]何满朝等.《中国煤矿锚杆支护理论与实际》.科学出版社，2004

[2]张向东等.《锚杆支护配套技术设计与施工》.中国设计出版社，2003

作者简介

煤矿巷道顶板优化管理措施探讨 篇4

在煤矿开采作业中, 重点工作是井下采掘工作面顶板的管理。根据相关的统计数据表明, 顶板事故造成的人员伤亡数量几乎占到了煤矿所有事故伤亡人数的50%左右, 其对煤矿的正常生产造成了严重的威胁。通过分析, 顶板事故可能由于多方面原因造成, 需要通过采取多项措施来全面提高顶板管理水平, 杜绝顶板事故的发生。

1 煤矿巷道顶板事故发生地点及原因分析

在煤矿生产中, 巷道顶板事故属于人员伤亡比较大的一类事故, 从事故发生的地点来看, 这类事故通常容易发生在采煤工作面靠近煤壁无支护空间、工作面两端机头、机尾处、放顶线附近、巷道掘进工作面、巷道交叉点以及顶板破碎带附近。

1.1 煤壁附近采煤工作面无支护空间

由于受到煤层自身结构裂缝及采集工作的影响, 在部分煤层的直接顶中, 存在较多的相交裂缝, 容易形成游离岩块, 如果未及时对这部分岩块采取有效的支护措施, 就容易发生冒顶事故;当老顶产生的压力对煤帮附近的直接顶产生作用时, 就容易导致直接顶发生破碎, 如果煤层本身强度较低而发生片帮, 就会造成冒顶事故。

1.2 工作面两端机头、机尾处

在回采作业的过程中需要经常进行机头机尾的移置操作, 在这个过程中, 支架进行移动时, 已经存在裂缝的顶板由于失去了有效的支撑, 就可能进一步地断裂, 发生松动冒落。另外, 与回采工作面相连的一段巷道中, 由于巷道支架的初始支撑力一般较小, 对直接顶的下沉及松动情况难以实现有效控制, 随着回采工作面的不断推进, 需要不断进行支架的推移操作, 在这个过程中, 已经发生破碎的直接顶可能发生冒落。

1.3 放顶线附近

顶板由于受到重力的影响, 在长时间的煤矿开采作业过程中, 容易形成较大的游离岩块。如果支架的稳定性不足, 就可能受到游离岩块的旋转作用力而被推倒。尤其是在工作面支架拆除作业时, 如果工人来不及退到安全地点, 就可能因为顶板冒落而发生事故。

1.4 巷道掘进工作面

在煤矿采取爆破作业过程中, 顶部可能会存在大量破碎岩块, 这些岩块与岩体失去联系, 如果不进行及时支护, 就可能发生冒落事故。另外, 如果已支护部分的顶部存在与岩体完全失去联系的岩块, 由于巷道高度不够, 在进行挑顶措施时, 也容易发生冒落事故。

1.5 巷道交叉点

在进行煤矿巷道交叉点施工时, 通常采用在原巷道一侧开帮的方法。如果开帮作业顶部存在破碎岩块, 就可能因为新开口的支护强度及周围围岩稳定性不够而导致冒顶事故的发生。

1.6 顶板破碎带附近

煤矿岩体断层带中常常含有断层泥, 这种结构遇水之后容易发生软化, 同时其上盘与下盘的岩体节理存在较多的缝隙, 且缝隙中多为泥质充填, 整体稳定性较差, 容易导致巷道围岩发生破碎, 在这种条件下, 煤矿巷道顶板的安全管理工作受到了较大的制约。这类破碎的岩体容易受到煤矿开采作业过程中的各类震动影响, 导致岩体坍塌发生冒落。另外, 在进行岩体破碎施工中, 由于岩体结构的抗拉强度较小, 顶板自撑拱形内的抗拉强度也较小, 如果其所承受的拉应力超过抗拉强度时, 就会导致顶板自撑拱形内发生冒落事故。

2 顶板优化管理措施

2.1 加强现场管理

1) 加强技术规范与方案设计。根据煤矿矿井的现场地质条件, 工程技术人员需要对采矿区域及作业面进行合理的设计, 通过对相关资料进行详细查阅, 设计出有利于巷道顶板管理的设计方案, 比如在巷道掘进过程中采用底板岩石大巷开拓方式, 就能够有效降低巷道掘进过程中产生的震动, 同时应当将巷道尽量设置在全岩中, 并尽量减少交叉巷道, 这样能够降低顶板管理的难度, 从根本上降低顶板事故的发生几率。另外, 应该严格按照相关的作业及施工规范进行方案设计, 避免因为设计参数的不规范而导致在作业及施工过程中发生顶板脱落事故。

2) 规程的审批和学习。针对煤矿开采作业过程中的薄弱环节, 应该有针对性地加强技术管理, 这也是降低煤矿顶板事故的关键所在。在进行作业规程编制的过程中, 编制技术人员需要结合地质资料对每个掘进工作面进行详细编制, 从而使规程能够对采矿作业起到指导作用, 保证生产安全。同时要严格执行规程的审批工作, 要对规程中的内容进行分项审查, 确保规程的有效性和合理性。在规程审批工作完成后, 需要组织干部及职工认真学习其中的内容, 且职工必须考核合格后才能上岗进行采矿作业。

3) 对初次来压和周期来压的管理。在煤矿开采作业过程中, 初次来压和周期来压容易对顶板造成较大的瞬间压力, 导致发生冒顶事故。因此, 在作业过程中, 需要严格加强初次来压和周期来压的管理工作, 预防冒顶事故的发生。技术人员应该对来压数据进行详细分析, 掌握来压的压力及规律, 从而提前采取强化支护措施, 避免来压时导致的顶板冒顶事故。

4) 顶管事故多发地点的管理。在煤矿开采作业过程中对顶板事故多发地点的管理工作尤为重要, 如果管理不善, 这些位置极易发生冒顶事故。进行回采作业时, 需要对回采工作面采取有效的措施以保证采空区的冒落高度及悬顶距离。回采工作面的初次放顶、周期来压、过断层、过空巷等都必须采取专门的安全措施, 从而全面提高采矿作业安全。

2.2 建立完善的顶板安全管理制度

除了加强对作业现场的管理以外, 还需要结合煤矿地质条件的实际及作业特点制定严格的顶板管理制度, 并将其作为顶板管理工作的依据, 从而保证在对顶板进行管理的过程中有章可循、有法可依。在制度制定以后, 顶板管理人员应该严格按照制度中的规定对顶板进行管理, 这样才能有效预防顶板事故的发生。

2.3 强化班组建设

班组是煤矿生产中的最基本单位, 也是有效控制事故发生的基本环节。加强班组建设工作是实现煤矿安全生产的核心。要想实现安全生产, 关键问题就在于将各项工作以及相应的作业规程、规章制度等落实到班组当中, 因为班组始终处于采矿作业的第一线, 他们对实际采矿作业的情况最为熟悉, 同时也直接决定了采矿作业的安全。因此, 需要强化班组建设工作, 通过对班组成员结构的合理组织, 以及对班组成员的安全教育, 提高干部及工人的安全责任心及专业技术, 使其能够在作业过程中认真开展每一项工作, 从而实现对顶板的安全管理。另外, 应该建立完善的奖惩制度, 对采煤作业过程中出现危害作业安全的情况应将具体责任落实到个人, 并对其进行严厉的处分以及安全教育;对部分采煤作业中的安全模范人员应进行奖励, 以此来激励所有作业人员, 从而全面提高班组人员的安全责任心。

2.4 加强煤矿作业的监督

煤矿生产安全监管部门应该严格按照《煤矿安全管理条例》对煤矿的生产安全进行监督。对煤矿生产作业中的“三违”人员应进行严肃查处, 对预防重大顶板事故有功的人员进行相应奖励。必须对事故相关人员进行严肃查处, 并从中吸取教训, 制定有效的预防措施, 杜绝同类事故的二次发生。

2.5 加强新技术的推广工作

通过新技术的推广, 对于提高顶板管理的水平具有重要作用。经过长期的实践证明, 利用单体液压支柱工作面能够比金属摩擦点柱工作面具有更高的安全性;机采工作面比炮采工作面具有更高的安全性。通常情况下, 每一次技术的改革都能够使煤矿开采工作面的安全水平得到较大程度的提升。因此, 通过新技术的推广及应用也是降低顶板事故的有效途径之一。

3 结语

在煤矿开采作业过程中, 顶板事故是其中发生几率较高的一类事故, 对煤矿生产安全造成了严重的威胁。为了实现对顶板的有效管理, 保证煤矿生产安全, 煤矿企业应该在煤矿开采作业之前制定完善的技术方案, 以此来引导开采工作的安全有序开展。同时要做好生产现场的管理工作, 并加强职工安全教育, 全面提高顶板管理水平。其中, 职工作为煤矿生产的基础, 应该将职工安全教育作为重点环节进行管理。另外, 相关部门应该对煤矿的生产安全进行严格监督, 从而全方位保证顶板的安全管理, 杜绝冒顶事故的发生, 为煤矿的安全生产及发展创造良好的条件。

参考文献

[1]伍世尧.浅谈合山煤矿顶板管理问题与发展[J].经营与管理, 2013 (6) :242-244.

[2]刘承志.煤矿顶板安全管理经验探讨[J].煤矿支护, 2013 (2) :49-51.

巷道顶板 篇5

状，开展快速高效施工研究。

关键词：复合顶板 快速掘进 研究应用

1 工程概况

香山矿处于平顶山矿区井田边界，煤层地质条件较复杂，赋存条件变化大，煤层倾角在-400m标高以上均大于35度，局部煤层倾角达45度以上。而且煤层地质构造变化快。大倾角回采巷道的机械化快速掘进目前在相类条件下还未创出较高水平，一般单头单进都在220m以内。

戊9-0-22160机巷净宽4600mm，下帮净高2700mm，巷道沿戊10顶板施工，戊9-0煤层在-450m以下水平开始出现分层，戊9煤厚0.7～0.8m左右，戊10煤层厚度在2.2m左右，煤层间距4.5～5m，巷道顶板条件较差，岩性为泥岩、炭质泥岩。原类同巷道采用锚网索联合支护方式。锚杆直径22mm，锚杆长度为2200mm，间排距700mm×700mm，锚索直径17.8mm，锚索长度为6000mm，钻孔直径均为28mm，锚索呈五花型布置，间距1600×2100mm，巷道支护形式为锚网索联合支护方式，巷道掘进方式为综合机械化掘进。

2 影响巷道快速掘进的因素

煤矿巷道的掘进生产是一项综合性施工工艺，其掘进速率受到多重因素的综合影响，如工程地质条件、装备先进程度、技术水平高低及施工工序的紧凑程度等，因此科学有效的生产组织管理可显著提升巷道掘进速度。

3 优化施工设计施工管理和施工工艺

3.1 支护设计参数优化 我们与高校合作，通过现场岩石采样，对戊9-0-22160机巷顶底板岩石的物理力学参数进行严格试验，真实的反映了岩石的力学特性，然后采用数值模拟计算，同时结合工程类比的方法进行设计，通过对两种方法进行取长补短，在一定程度上提高支护的可靠性。

我们设计制定了四种支护方案，从围岩应力、位移、围岩塑性范围、锚杆和锚索受力等方面对4种方案进行数值模拟计算，分析了在不同锚杆间排距支护方式下围岩的稳定性，进而在一定程度上选择合理的支护方案。并通过现场实验，结合现场的实际情况，对锚杆的布置，以及使用钢带的规格等进行综合考虑，最终确定了锚杆间排距900mm、锚索间排距2000×1800mm的锚、网、索加W钢带的联合支护方式。

3.2 施工工艺和管理的分析与优化 通过现场写实，针对现场割煤、支护等工艺流程中出现的无效时间多，准备时间长，操作时间短等现象，我们利用工业工程现场分析和改善原理，对现场的不同的施工程序进行五五法分析和设疑法分析，对现场的施工工艺进行改善，以提高掘进效率。

3.2.1 提出了5个掘进平行式作业管理。①顶板和两帮支护平行作业。②锚索和后路两帮下部锚杆平行作业。③后路准备与掘进机割煤平行作业。④支护和延设皮带平行作业。⑤掘进机维修和支护平行作业。

3.2.2 现场施工工艺和管理改进方法。①加强管理人员和施工作业人员的技术培训，提高作业技术素质，保证施工质量。②在现有条件允许的范围内，尽量延长平行作业时间，严格按照5个平行式作业施工。③充分发挥综掘机效能，细化综掘机切割顺序和检查、维修时间。④积极引进新装备、新技术，提高掘进效率。⑤实行定岗、定位工作制，使任务到人，责任到人。⑥通过对施工队进行综合组织，在一个施工队内，组织掘进、支护、运输、机电等人员，进而对施工进行统一指挥，一旦施工受到事故的影响和制约，可以进行统一调度，进而在一定程度上缩短事故影响时間。⑦加强出勤管理，在快速掘进作业时，人力在快速掘进中是第一位的，掘进效率的提高在很大程度上还要靠人员的作业效率，因此，在对快速掘进中的出勤管理环节上必须做好工作。

4 围岩变形观测

在巷道施工完毕之后，通过采用巷道锚网索进行支护控制的巷道顶板及两帮，具有较好的完整性，虽然巷道围岩在一定程度上出现较大的变形，但是，顶板并没有出现明显的离层，在顶板表面并没有出现大的裂隙等现象。巷道两帮煤体出现整体移动，巷道两帮表面因巷道掘进而形成的裂隙发育不明显，锚杆和锚索受力均在合理的范围之内。

5 总结

实现快速掘进需要根据工程实际情况，合理制定设计和施工方案，加强对掘进工作面的现场管理，加强机械化强度，同时也要进行相应的培训和学习，制定合理的考核管理和激励机制，从而提高工作效率。

快速掘进方案实施后，施工速度由原来的230m/月提高到420m/月。对于整条巷道来说，巷道全长1365m，原计划工期为6个月，按照快速掘进施工设计施工后工期仅3.25个月，提前2.75个月形成工作面。按每月产量为5万吨，煤炭价格为500元/吨，这样可提前见到效益2500万元/月，再加上改进后支护方案相对以前方案所节省的材料费用，经济效益相当可观。

参考文献：

[1]白景峰.浅谈在煤巷掘进中的快速综掘技术[J].锚杆支护，2007（02）.

[2]张吉春.煤矿开采技术[M].徐州：中国矿业大学出版社，2007：173-175.

复合顶板巷道变形破坏过程分析 篇6

1.1 工作面位置

掘进巷道地面相对位于矿界中东部, 地面无建筑物、耕地及民住房, 灌木林较多。井下位于主斜井下延段西侧, 北部为布置的1032工作面, 其他周围为未开采区域。施工巷道位于主斜井西侧。

总回风巷下延段开口位于原总回风巷底部。此巷道布置在沿3煤层与4煤层之间岩石中。回风斜井下延从8号点为中, 按方位N184°。施工平巷15m后按下山25°施工190.21m变平施工13.14m, 变方位N100°25'施工平巷98.89m与+1670水平轨道巷贯通, 全长302.24m。根据煤矿井上、下对照图 (西安) , 可知该下山段巷道埋深约为200~350m (开口端8号点为200m, 下延值350m左右) 。相对而言, 埋深较浅。

1.2 水文及地质构造

该区域主要充水因素是以大气降水为主要补给源的裂隙、孔隙水。由于地形高差大, 地表水排泄条件好;区域内无稳定的地表水体, 矿区水文地质条件简单, 矿井正常涌水量20m3/h, 最大涌水量60m3/h。

根据《总回风巷下延段掘进地质说明书》及矿井现揭露的构造情况, 总回风巷预计掘进过程中不会出现大的地质构造, 但局部内有小构造, 预计不影响正常施工。

1.3 顶底板岩性及柱状图

根据矿方提供的资料, 该总回风下山段布置在3煤层与4煤层之间的岩石中。巷道顶上距3煤约7m;底板距4煤13m。

该总回风下山段布置在砂岩中, 岩性为灰色, 泥质粉砂岩夹浅灰色细砂质条带, 具水平层理及微波状层理。4#煤区域柱状图如图1所示。

1.4 影响掘进的其他因素

根据瓦斯等级鉴定报告, 该矿为高瓦斯矿井。但根据煤炭科学总院抚顺分院鉴定报告, +1734水平以上3、4煤层没有煤与瓦斯突出危险性, 但本矿井仍按照煤与瓦斯突出矿井、突出煤层管理。

根据煤田地质局鉴定报告, 煤尘有爆炸性, 煤层为三类不易自燃。未发现异常区, 无地温异常现象;无冲击地压现象。

2 总回风巷下延段复合顶板破坏显现过程

2.1 原支护形式

2.1.1 临时支护形式

1) 采用15kg/m钢轨加工制成的前探梁配合3对卡环作为临时支护, 前探梁长不小于4m, 平行使用。具体规格如图2、图3所示 (图中尺寸单位为mm) 。

2) 临时支护要紧跟工作面, 最大控顶距不大于0.7m, 且用木背板或木楔把前探梁背紧背牢。

2.1.2 总回风巷下延初始段巷道断面形状及支护方式

采用工字钢架棚支护, 架棚断面规格为:支架梁上口净宽2.6m, 腿长3.0m, 扎角为77°。巷道断面为梯形。棚距一般为0.8m, 个别破碎段间距0.4m。支护参数如图4所示。

2.1.3 后期巷道断面形状

架棚支护30m距离后, 将巷道断面形状改为直墙半圆拱断面, 如图5所示。断面尺寸:净宽×净高=3.8m×3.1m。墙高=1.2m, 拱高=1.9m。允许误差:宽:中线到任一帮:0mm~+100mm;高:腰线至顶、底板:0mm~+100mm。

3 复合顶板巷道破坏显现过程

总回风巷下延段复合顶板巷道掘进开挖后, 首先采用工字钢支架架棚支护, 顶板变形破坏严重, 而后出现顶板开裂现象。根据其变形破坏特征, 经过观察和分析, 绘制了此复合顶板的变形破坏过程图, 如图6所示。

此复合顶板巷道工字钢架棚支护段掘进开挖后, 初期顶板破碎、变形严重。一段时间后, 出现顶板离层开裂现象。掘进24h后, 顶板下沉严重。48h后, 顶板出现开裂, 工字钢支架开始变形, 顶梁和柱腿均被压弯。72h后, 顶板和工字钢支架达到最大变形或失稳。此时顶板形成冒落拱。冒落拱内的岩石重量全部作用在工字钢顶梁上, 顶梁挠曲程度达到150~250mm。将工字钢棚间距缩小, 加强支护强度, 其支护效果仍不理想。

对复合顶板巷道变形、开裂以及工字钢的失稳等进行观察、记录和分析, 其破坏过程大致如下:采用矿工工字钢架棚支护时, 工字钢顶梁与巷道顶板围岩之间存在一定的间隙。由此决定了工字钢架棚支护的初撑力很小, 对巷道的早期变形不能进行有效限制。只有当围岩的变形量增加到一定的数值后, 工字钢支架的支护作用才逐渐显现。由于其承载能力增长缓慢, 不能及时有效的约束围岩变形, 顶板的下沉量将持续增加, 围岩的自承能力将显著降低, 最终导致顶板离层开裂。顶板下沉所带来的压力, 均作用在工字钢支架顶梁上, 随着顶板压力的增大, 导致矿用工字钢支架支护失效。

结论

(1) 该矿总回风巷下延段布置在沿3煤层与4煤层之间岩石中。巷道顶板属于典型的复合型顶板。巷道原断面设计为梯形, 采用矿用工字钢架棚支护。支护方式落后, 形式被动。巷道在掘进过程中出现顶板下沉严重, 并且开裂现象。工字钢支架顶梁被压弯变形。

(2) 对此巷道复合顶板的变形破坏进行了分析, 得出了巷道顶板的变形破坏过程和特征:采用矿工工字钢架棚支护时, 工字钢顶梁与巷道顶板围岩之间存在一定的间隙。由此决定了工字钢架棚支护的初撑力很小, 对巷道的早期变形不能进行有效限制。只有当围岩的变形量增加到一定的数值后, 工字钢支架的支护作用才逐渐显现。由于其承载能力增长缓慢, 不能及时有效的约束围岩变形, 顶板的下沉量将持续增加, 围岩的自承能力将显著降低, 最终导致顶板离层开裂。顶板下沉所带来的压力, 均作用在工字钢支架顶梁上, 随着顶板压力的增大, 导致矿用工字钢支架支护失效。

参考文献

[1]万思文, 孙全发.复合顶板巷道联合支护探讨[J].煤炭技术, 2008, 27 (4) :14-15.

[2]艾安富, 刘召军.复合顶板巷道支护探讨[J].化工之友, 2007 (9) :18

再生胶结顶板巷道锚杆支护探讨 篇7

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.

巷道顶板 篇8

某矿2106工作面采用走向长壁式一次采全高采煤法, 大巷采用皮带运输, 皮带提升, 工作面采用单体液压支柱配合金属顶梁支护。2号煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩, 厚度为1.20~4.00 m, 平均厚度为2.30 m。底板为黑色泥岩、砂质泥岩, 厚度为1.50~6.30 m, 平均厚度为3.20 m。受区域构造控制, 本井田总体为一轴向北西的背斜构造, 地层倾角一般5°~8°, 局部达25°左右。井田内发育17条断层及1条背斜, 未发现陷落柱及火成岩构造, 其中, F1正断层位于井田西部边界一带, 走向N10-18°W, 倾向NE, 倾角70°落差H=210 m, 向南、北均延伸出本井田, 区域延伸长度达10 km。井田内2号煤层巷道揭露。构造应力作用下巷道围岩裂隙发育, 顶板破碎。

2 破碎顶板巷道失稳规律

2.1 巷道原有支护方式

采用网喷支护形式来用于回风大巷断面设计, 局部区域采用锚索加强方式支护。网片的搭接间距为100 mm, 用钢丝网进行固定, 采用矩形布置, 锚杆的参数为20×2 000 mm, 规格为800 mm×800 mm, 外露长度为50 mm, 用型号为CK2350锚固剂进行锚固, 每根锚杆配2卷锚固剂。原支护方案采用36U型钢、混凝土喷层、钢梁支护。36U型钢间距为500 mm, 采用普通强度连接件连接半圆拱钢梁与直腿钢梁, 搭接长度400mm。钢筋网搭接长度为100 mm×100 mm, 钢筋网底部连接处两边各安设4对卡子, 钢筋网顶部安设2对卡子。采用强度等级为C20混凝土进行喷层支护, 喷射厚度为150 mm,

2.2 U型钢支护数值模拟分析

从图1可以看出, 由于U型钢刚度低, 并且底板支护没有到位, 底臌量的增加, U型钢底部发生弯曲, 削弱对围岩控制作用。巷道底臌量可达250 mm, 底臌量较大的原因在于U型钢无法对巷道底板进行有效支护。巷道底臌引起围岩流变, 进而导致巷帮发生位移, 最终引发围岩失稳。

基于上述分析可知, U型钢支护存在如下问题。

1) U型钢难以对破碎顶板有效支护。由图1可以看出, 西回风大巷承受构造应力较强, 且随埋深增加围岩松动范围增大, 这对于巷道的维护来说很重要。从力学角度来看, 巷道开挖后, 顶板围岩在拉应力作用下断裂、冒落, 节理裂隙进一步发育, 导致U型钢难以接顶, 不能有效提供径向应力, 难以控制破碎区发展。

2) U型钢支架不能提供主动支护力。U型钢的顶部与周围岩石没有密切贴合, U型钢不能起到立竿见影的支护效果, 只有周围岩石发生一定的形变之后, U型钢才能起到支护作用, 当支护强度达到200 k N/m2以上时, 对周围岩石的形变才能起到支护作用。只有及时地向周围岩石给予充分的支护, 才能保证巷道的安全。

3) U型钢支架不适应滑动破碎围岩巷道非对称变形特征。U型钢支架支护难免与周围岩石存在空隙的现象, 不规则、破碎的岩石与U型钢不能完全无缝的贴合, 这样就存在U型钢受力不均引起局部承受过多, 导致连接件偏载、移动, 当U型钢连接件受力超过自身强度时出现损坏[1,2,3,4]。

4) 底板缺少有效支护措施。巷道底板的支护不足使得底板迅速隆起, 这样U型钢两边的支架会向中间移动, 当产生这种移动后, 导致U型钢两边的底角不牢固。当将底板隆起部分铲除时, 使得两边支架更加松动而产生移动, 因此U型钢难以发挥支护承载作用。

由此可见, 将U型钢用于周围松软破碎、围岩不完整的岩石巷道, 并不能给予充足的承载力去支护巷道, 发挥不了U型钢本身的作用。而U型钢集中受力, 导致其整体对周围岩石的承载力降低, 使用寿命变短, U型钢毁坏。

3 支护方案及工业性试验

基于普氏理论, 顶板自然平衡拱下方围岩采用“预紧力锚杆联合钢带、金属网”支护, 目的是将原有单根锚杆点支护扩展成为面支护, 防止自然平衡拱下方岩层离层、垮落, 将拱下方岩体组合为次承载层与自然平衡拱上方联系。因此锚杆长度至少应大于冒落区域, 锚杆拉力之和应不小于冒落拱下方岩石重量。改进支护方案如图2所示, 采用锚杆、锚索、W型钢带、混凝土喷层联合支护。采用MSGLD-335/22×3 000型锚杆, 预应力不小于5 t, 顶板锚杆间排距750 mm×750 mm, 帮锚杆间排距750 mm×750 mm, 底角锚杆在高帮一侧与水平线夹角为30°, 低帮一侧为45°, 形成不对称底角锚杆支护。金属网搭接长度100 mm, 均匀布置。采用强度等级为C20混凝土对巷壁喷射支护, 厚度150 mm。在巷道顶板中心及量肩窝处安设规格为17.88×6 300 mm预应力锚索, 预应力不小于300 k N。经工业性试验, 顶板下沉量大大降低, 仅为48 mm;巷道底臌状况也大大改善, 最大底臌量仅为62 mm, 围岩稳定性增强, 取得良好支护效果。

注:岩层角度变化时, 应调整各锚杆角度, 尽量增大锚杆与岩层面的夹角。

4 结语

通过对巷道周围滑动破碎的岩石形变特点以及原支护的U型钢受力分析, 针对具体的破坏特征提出“不对称底角锚杆联合锚索支护技术”, 同时也进行了实际施工的应用, 取得了较好的支护效果。

参考文献

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[2]华心祝, 谢广祥.极软岩巷道锚注加固注浆材料研究与应用[J].岩土力学, 2004, 25 (10) :1642-1646.

[3]刘长武, 陆士良.水泥注浆加固对工程岩体的作用与影响[J].中国矿业大学学报, 2000, 29 (5) :454-458.

巷道顶板 篇9

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。

软岩矿井巷道掘进顶板支护略谈 篇10

随着开采深度的增加, 软岩矿井巷道掘进顶板支护不仅影响着施工的进度, 也影响着施工的安全与矿井的经济效益。因此, 研究如何改进软岩矿井巷道掘进顶板支护的技术方案, 对矿井生产与建设具有非常重要的意义。

1 软岩矿井巷道的特征

软岩底层对顶板作用要求较高。为控制软岩矿井巷道掘进顶板支护, 必须选择具有较强针对性的支护结构, 并且针对井下不同的用途、不同地理位置的巷道采取不同的支护方案。比较常见的支护方案有锚网、直墙半圆拱支护形式以及金属支架等。在各种支护方式使用之前, 需要通过实验对支护结构进行验证, 以此确定是否适用。目前, 锚网与加拱形棚相结合的支护形式没有对巷道造成破坏, 并且此类支护形式具有如下特征。

1) 在巷道刚成岗巷时, 由于膨胀力与挤压力造成的软岩变形并不是立即显现出来, 而是经过时间的积累, 变形逐渐地积累并扩大, 最终导致矿井塌陷。

2) 巷道在其变形的过程中速度极快, 几乎没有预防时间。这种变形对于矿井而言危害极大。

3) 在过多的膨胀压力的影响下, 底部受损严重, 煤层顶底板的围岩受其本身材质的影响, 容易膨胀而出现移位。再加上支护面巨大的膨胀力, 一般而言膨胀力是先产生在底部之后使墙拱变形, 最后矿井塌陷。

4) 在围岩与支架之间难以协调。在进行巷道开挖时, 围岩会受到影响。通常为防止围岩发生变化, 需要具有相应强度和足够柔韧性的支架, 而这种强度与柔韧性往往难以协调。

2 软岩矿井巷道掘进顶板支护中存在的问题

2.1 围岩变形大, 支护破坏严重

在挖掘巷道过程中, 围岩可能会受到挤压, 其形态发生一系列的变化。并且受到岩石中所含矿物成分的影响, 较大的膨胀力就会给支护结构造成非常严重的破坏。

2.2 围岩不稳定, 巷道难以支护

在外力的影响下, 加之围岩本身的特殊属性, 围岩容易失去稳定性。围岩失去稳定性给巷道的维护带来困难, 并且给井下通风以及井下运输工作的顺利实施带来负面的影响, 甚至对工作人员的生命安全造成危害。在压力较小、岩层完整的地段使用金属支架、锚网等支护结构效果较好。但是, 在岩石较软、压力非常大的地段, 这种支护方式就会造成巷道的返修。

3 软岩支护中的影响因素

3.1 时间因素

在巷道相对而言较为密集的地段, 进行岩石中巷道挖掘时, 如果一条巷道施工完成, 就会破坏岩体本身的地应力平衡。因此, 在进行另一条巷道开挖时, 在承载能力、压力等方面, 两条巷道势必会存在冲突。

3.2 岩体本身因素

每一个矿井都会有自己的地质应力场, 所以矿井之间各自的主地应力的方向有所不同。这与巷道的方向联系紧密, 三维应力应当保持在一定的限度内。另外, 如果软岩中包含一些遇到风和水容易膨胀的黏土质矿物, 就容易发生位移, 使巷道中存在安全隐患。

3.3 自然因素

由于软岩浸水性非常强, 多种岩石成分在遇到水后容易产生碎裂, 形成泥土或者变为颗粒状, 继而形成泥浆。岩体本身的膨胀力很容易造成滑动的现象, 加之岩石变为泥浆, 这种情况的出现加剧了巷道的破坏。除了水的因素之外, 风的影响也不容忽视。在开挖一条巷道之后, 封闭工作很重要。封闭能够保持岩体的湿度。假使防风工作不规范, 岩体就会吸水发生膨胀, 威胁巷道的安全。

3.4 人为因素

在煤田开采中还存在另一大难题。一个普通的煤田通常不会存在严重的支护问题, 但是在加深煤田开采的情况下, 巷道支护问题就会变得非常困难。另外, 在岩石爆破时, 由于传统的炮眼较大, 范围较广, 所以会影响周围的巷道, 扩大岩体松动的范围。

4 软岩矿井巷道掘进顶板支护的解决措施

4.1 增强顶板的自身承载力

在解决软岩矿井巷道掘进顶板支护问题中, 增强顶板的自身承载力非常重要。对于巷道的支护, 无论采用哪种支护结构, 都需要尽最大可能采取光面爆破的方式来进行巷道掘进, 使用锚喷的方式进行巷道的支护, 从而能够使围岩最大限度地保持其稳定性与完整性, 控制围岩的稳定性, 减少由于外力而造成的岩体的松弛压力, 让顶板在自身结构的作用下增强自身的压力承载量, 让支护与围岩相互配合, 共同发挥作用。

4.2 最大可能地控制流变

在进行软岩巷道掘进时, 一般情况下顶板会比较松软, 由于岩体这种特性, 需要我们最大可能地控制流变, 不能不采取保护措施而一味地进行掘进。在这种情况下, 需要用到“短掘短砌”的方法。在巷道已经掘进一段之后立即对其进行永久性的支护, 从而充分固定刚性支护结构, 防止软岩因流变发生膨胀变形, 最终破坏巷道。

除了需要进行“短掘短砌”之外还有一点需要注意。在支护结构发生一点破裂失去效果的情况下, 不能够进行大范围的返修。所以, 在进行软岩层的作业时, 及时封闭掘进的巷道非常重要, 及时采取恰当的支护措施, 尽最大可能控制流变的发生。在发生流变的情况下, 最好采用锚喷技术来进行临时支护, 从而使巷道变形收敛, 支护结构和围岩压力相互结合, 共同发挥作用。在完成临时支护之后, 需要找准最佳时间进行永久性的支护, 从而完成彻底的维护。

4.3 防震动、防风干与水浸湿

岩层风干是由风的吹入而导致的, 而岩体也会因此容易吸水膨胀, 这就造成巷道的变形, 所以需要采取相应的防风干措施。防风干的具体做法是在完成巷道挖掘后立即进行封闭, 从而充分避免风的透进。防震动指的是要尽量避免使用大炮对矿井进行爆破。

4.4 应用新奥法施工技术

在过去进行组织施工时一般会采取“一锤定音”的设计方法。如果巷道受到破坏需要进行返修, 一般也会采用原来设计的支护结构。但是, 经过大量的实践表明, 传统的设计、施工管理、支护技术不能够实现理论与实际的统一, 不能够适应岩石力学性质变化规律。所以, 应当采用新的设计、施工管理、支护技术, 对以往技术进行必要的、及时的修正。

强调进行检测是新奥施工技术的实质。该技术通过加强信息反馈, 对设计和措施持续进行修正。作为新奥施工技术的一项新的工艺手段, 锚喷支护之所以能够有效地对围岩的变形进行控制, 其主要原因是锚杆起到了加固岩体的效果, 岩体自身的承载能力得到大幅度的提升。围岩与喷层紧贴不仅能够对围岩进行及时的封闭, 而且进一步增强了支护抗压力, 使得围岩避免了受到水和风化的侵蚀。除此之外, 围岩和喷层的紧贴还能够填补岩壁的裂缝与凹凸不平处, 不仅起到了提升围岩抗压力作用, 也增加了一定的支护强度。

5 结语

锚喷工艺作为联合支护结构能够有效地解决软岩支护的问题。与此同时, 软岩支护技术仍然在不断的探索中前进。通过增强顶板的自身承载力, 最大可能地控制流变, 防震动、防风干与水浸湿, 应用新奥法施工技术等能够有效地解决在软岩矿井巷道掘进顶板支护中的一些问题。随着经验的不断积累, 技术的不断进步, 软岩矿井巷道掘进顶板支护水平必将得到进一步提升。

摘要：在煤矿开采的过程中经常会发生意外事故, 软岩矿井巷道顶板造成的事故尤为常见。在顶板的承载能力下, 巷道的安全保障和顺利挖掘都非常重要。文章对软岩矿井巷道掘进顶板支护中存在的问题及其解决对策进行了详细探讨。

关键词：软岩矿井,巷道掘进,顶板支护

参考文献

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