煤矿岩石巷道

2024-10-02

煤矿岩石巷道（共8篇）

煤矿岩石巷道篇1

锚杆用途十分广泛, 在当今的工程岩土中发挥着举足轻重的作用, 无论是边坡治理, 还是水坝坝体防护, 尤其在煤矿井下巷道支护已经被广泛应用。煤矿巷道围岩依靠锚杆把具有松动、垮落的岩层悬吊在稳定岩层中, 并把具有层状机构的岩层铆合、组合成梁, 把原本分层脱落的岩层重新组合形成整体, 并且阻止具有滑动、错动的岩层错位、移动, 把岩层紧紧锲固在岩层上, 达到了增强岩层的抗弯强度、抗拉强度。

1 煤矿地质条件

该煤矿是一个位于贵州省黔西北的0. 3Mt/a的矿井, 开拓巷道围岩的地质特征: 顶板岩性, 粉砂质黏土岩, 岩层厚度20. 3m - 34. 6m, 平均27. 4m; 底板岩性, 粉砂岩及粉砂质黏土岩, 21. 21m - 32. 0m, 平均28. 6m。煤层地质特征: 0. 71m -1. 86m, 平均1. 09m, 煤系顶部的第一煤层, 夹1 - 3粉砂质黏土岩, 岩层厚度一般为0. 20m以下, 夹矸颜色较杂。

2 FLAC3D及数字建模

2. 1 软件FLAC3D

FLAC分析软件着重利用求偏微分或者常微分方程和方程组定解问题的数字解的方法来解决二维的、三维等问题, 与实验室、实地工程试验相比较, 常常具有花费时间短、费用低、不受外界环境干扰、效率高等优点, 广泛应用于材料机构分析、岩土机构分析、边坡治理、堤坝防护、岩土机构动态分析等。

2. 2 巷道二维机构模型

巷道二维机构模型: (1) 围岩刚性模量, 反映材料在弹性变形阶段内, 剪切应力与对应剪切应变的比值, 取值7. 0 × 106KPa; (2) 内摩擦角取值40°, 该参数作为岩体的两个重要参数之一, 是岩土抗剪强度的重要指标, 从另一面反映围岩的摩擦特性; (3) 内聚力, 反映出构成围岩结构单元之间相互作用, 增强围岩内聚综合效果的参数, 取值1. 7 ×103KPa; (4) 围岩体积模量, 反映材料的宏观特性 ( 物体的体应变与平均应力之间的关系) , 取值7.50 × 106KPa; 模型在围岩自身自重作用下进行变形, 重力加速度取值9. 81m/s2。模型详见图1。

3 围岩支护稳定性分析

3. 1 围岩最大不平衡力分析

在图2 无支护最大不平衡力中可见, 在步数0- 3000, 这一阶段最大不平衡力总体比较小, 平均最大不平衡力是5. 80 × 107KPa, 可见作为围岩结构单元受到各个方向的力, 不稳定, 方向各异, 给巷道维护增加了难度, 开拓巷道在打入锚杆后, 相同阶段里面, 这一阶段的最大不平衡力平均值5. 70 ×107KPa, 可见, 锚杆发挥着悬吊、组合梁作用, 巷道围岩稳定性得到增强, 阻止围岩下沉、垮落。

在图3 中, 在10000 - 20000 步之间, 伴随步数不断增加, 围岩结构单元所受的最大不平衡力逐渐增大, 各个时间点的最大不平衡力以斜率K =4. 64 成线性直线上下波动, 并逐渐上升, 两者进行参照对比, 没有打入锚杆的巷道围岩在步数达到20000 时, 最大不平衡力仍然在上下波动, 但是巷道围岩在有锚杆的支护作用下, 在步数达到20000时, 最大不平衡力已经趋于7. 0 × 107KPa, 煤矿巷道围岩趋于稳定, 锚杆支护作用明显。

3.2围岩支护位移等值线云图分析

从图4 和图5 可知, 距离巷道围岩两帮、拱顶处, 围岩在有锚杆的悬吊作用下, 巷道的顶板及两帮紧紧与较远处围岩相扣, 并且在巷道周围组合成整体的圆弧拱, 减弱了顶板向巷道的位移量, 防止部分围岩冒顶, 减少人员因顶板冒顶带来的伤亡; 在锚杆形成的近似拱外围, 位移等值线基本形成以巷道断面中轴线对称的拱形, 这个与无支护的情况相似; 巷道底部位移梯度变化明显, 而巷道顶部位移梯度变化不明显, 离巷道底部不远处, 位移量比较小, 位移量从3. 28mm ~ 3. 40mm, 主要是底板向巷道鼓起, 在巷道壁与巷道底板交会处位移变化有所减缓。

3. 4 巷道围岩弹塑性区域分布图分析

从图6, 在围岩巷道没有锚杆支护情况下, 围岩弹塑状态可知, Shear - n和Shear - p表明巷道中上部都处于受剪切应力作用而处于塑性状态, 主要是围岩受上部岩层的积压和围岩向巷道变形的影响. 而巷道底板主要呈现受拉应力作用而处于塑性状态, 小部分处于受剪切应力作用而处于塑性状态, 有小部分甚至处于完全的受拉应力而处于塑性状态。

从图7, 在围岩巷道有锚杆支护情况之下, 围岩弹塑状态可知, Shear - n和Shear - p表明巷道中上部主要都处于受剪切应力作用而处于塑性状态, 但是范围已经比没有锚杆支护要小, 又主要是围岩受上部岩层的积压和围岩向巷道变形的影响. 而巷道底板主要呈现受拉应力和剪切应力作用而处于塑性状态, 小部分原来和现在处于受拉应力作用而处于塑性状态, 可见锚杆对围岩巷道弹塑性区域分布有明显的影响。

4 结论

( 1) 与没有锚杆支护的巷道围岩相比较, 有锚杆支护的巷道围岩在较短时间内达到平衡, 围岩较快稳定下来, 并能保持较长时间的稳定。

( 2) 与没有锚杆支护的巷道围岩相比较, 有锚杆支护的巷道围岩顶部位移下沉量明显较少, 围岩下沉强度弱, 有利于巷道的维护。

( 3) 通过巷道支护前后对照, 在围岩巷道有锚杆支护情况之下, 从围岩弹塑状态可知, 巷道中上部主要都处于受剪切应力作用而处于塑性状态, 范围已经比没有锚杆支护要小, 又主要是围岩受上部岩层的积压和围岩向巷道变形的影响. 而巷道底板主要呈现受拉应力和剪切应力作用而处于塑性状态, 小部分原来和现在处于受拉应力作用而处于塑性状态, 可见锚杆对围岩巷道弹塑性区域分布有明显的影响。

摘要：针对贵州煤矿开拓阶段巷道实际采矿地质条件, 为了有效控制开拓巷道围岩的稳定, 按照实际地质条件建立相似数字模型, 分析最大不平衡力、垂直位移分布、巷道围岩弹塑性区域分布等特征, 然后通过向巷道围岩植入锚杆, 再分析以上参数, 并运用矿山压力与岩层控制理论分析巷道围岩稳定性特征, 为此类巷道围岩稳定性分析及围岩控制研究提供指导作用。

关键词：开拓巷道,数字模拟,力学分析

参考文献

[1]徐万军.浅谈我国煤矿锚杆支护技术的现状与发展[J].中小企业管理与科技, 2009, 8.

[2]康红普, 等.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析[J].岩石力学与工程学报, 2010, 4.

[3]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

[4]娄甲甲.煤矿矿建工程巷道锚杆支护技术关键因素分析[J].赤子, 2014, 5.

煤矿岩石巷道篇2

摘要：煤矿作为我国经济发展必不可少的战略资源，煤炭资源的开采速度和开采质量都是影响我国煤矿工业发展的重要因素。煤矿巷道掘进施工不仅可以影响煤矿开采的速度，更是影响煤矿开采的质量，因此必须保证煤矿巷道掘进施工的顺利开展。笔者在认真研究煤矿巷道掘进施工的基础上，联系自身工作经验，对煤矿巷道掘进施工进行全面论述。

关键词：煤矿巷道掘进施工重要作用

一、全煤巷道掘进施工方法

全煤巷道掘进施工方法主要有：钻眼爆破法掘进煤巷、掘进机掘进煤巷、连续采煤机掘进煤巷以及其它掘进方式等。

（一）钻眼爆破法掘进煤巷

钻眼爆破。钻眼一般采用2～3台煤电钻同时作业。炮眼深度应考虑施工组织、技术和围岩性质一般为1.5～2m，炮眼间距视煤层硬度，一般为0.6～1.2m。炮眼的布置。炮眼布置的原则与岩巷基本相同。由于煤质软，掏槽容易，多采用单向掏槽(如扇形掏槽、半楔形掏槽)，当炮眼较深、断面较小时，可用复式掏槽，若断面中有软煤夹层时，掏槽眼应布置在软煤带中。掏槽眼一般为3～4个，倾斜角度为70°～80°。断面较小时，可不设辅助眼。装煤。煤巷施工，装煤是一项费时的主要工序，目前主要采用zmz-17型装煤机、耙斗装岩机和转载机。该型装煤机用履带行走，机动灵活，适应性强，能连续装载，效率高。适用于掘进断面8m2以上，净高1.6m

以上及坡度10°以下的煤巷。它由蟹爪、可弯曲链板输送机和履带等组成。转载机是安装在平板车上的胶带输送机，其装载效率为人工直接装车的5倍以上。如果与装煤机配合可使装运连续作业，效率更高。在煤巷和半煤岩巷断面能满足装载要求时，同样也可以采用耙斗装载机进行装载。为满足小断面煤巷装车的需要，各矿可自制一些小型装煤转载机械。

（二）掘进机掘进煤巷

煤巷掘进机能够破煤、装煤并能将煤转载到运输设备上。掘进机的工作原理基本上相同，它具有工序少、进度快，效率高，质量好、施工安全、劳动强度小等优点。掘进施工煤巷是我国煤巷施工的发展方向。煤巷施工中采用掘进机掘进，再加上与之相适应的机械运输设备与其配套形成一条机械化作业线，是加快煤巷掘进速度和提高劳动生产率的根本途径，目前常用的配套方式有以下几种：一是掘进机—链板输送机机械化作业线；二是掘进机—胶带转载机—链板输送机机械化作业线此机械化作业线；三是掘进机—胶带转载机—可伸缩双向胶带输送机机械化作业线；四是煤巷掘进机—仓式列车机械化作业线。

（三）连续采煤机掘进煤巷

连续采煤机和掘进机在结构上的不同之处在于它的切割机构为横轴式，宽度较大，可以一次掘出宽 3m 左右的巷道。连续采煤机包括截割系统、行走系统、转载系统等。连续采煤机是房柱式采煤的主要设备，在美国和南非，井下煤产量的 60% 是用连续采煤机开

采的。连续采煤机的主要优点：一是设备投资小而效益高；二是连续采煤机能够实现回采和掘进合一，矿井建设期短，出煤快；连续采煤机可用于房柱式采煤法，连续采煤机设备多采用履带或胶轮行走机构，移动十分方便；连续采煤机可用于巷道掘进，掘进速度快、效率高。影响连续采煤机在正常使用的主要因素有：连续采煤机及其配套设备体积大、吨位高，且有些设备(如梭车)不能解体，因此，设备下井困难。在我国现有煤矿使用的连续采煤机，大多数都涉及到设备下井路线和生产系统的改造问题；缺乏支护、清道、除尘等方面的配套设备，生产能力受到一定限制；引进连续采煤机设备在电气防爆性能上与我国防爆标准的要求不相一致，使用前需报有关部门审批；设备主要部件或零件损坏时，在国内买不到配件，同时，引进设备价格昂贵，许多十分适合采用连续采煤机的地方，购机资金受限。连续采煤机用于回采，煤层应具备以下条件：埋藏深度小于300m；煤层倾角一般小于10°，最大不超过12°；煤层顶板要求中等稳定以上，具有良好的自控性和可锚性，即能在较长时间内不冒落，顶板允许悬露面积30～50m2；底板平整、无积水、抗压强度不能太低；低瓦斯矿井。

二、巷道掘进施工组织与实施

（一）正规循环作业

循环作业，在巷道掘进过程中，包括主要工序和辅助工序，为了组织施工，循环作业要以循环图表的形式表示出来。即是将一个循环中各工序的工作持续时间，先后顺序以及相互衔接的关系，周密

地用图表形式固定下来，使全体施工人员心中有数，一环扣一环地进行操作。在规定的循环时间内，按作业规程、爆破图表和循环图表的规定，完成全部工序和工作量，取得预期的进度。

（二）多工序平行作业

为了使一个循环内的时间得到充分利用，将每个循环所耗用的时间压缩到最低限度。凡一个循环内能同时施工的工序，应尽量安排使其同时进行，实现多工序平行作业。

（三）循环图表的编制

煤矿宜采用“三八”作业制、“四八交叉”作业、“四六”作业制，有的矿井实行按工作量分班的“滚刀制”。确定循环方式和循环进度。循环方式一般条件下可采用每班一个循环或多循环，主要取决于巷道断面大小和施工技术装备。每班的循环次数应为整数，即一个循环不要跨(班)日完成。巷道施工中，每个循环使巷道向前推进的距离称为循环进度，有称循环进尺。循环进尺取决于炮眼深度和爆破效率。循环进尺确定后，每个循环各工序的工作量也就确定了，根据施工定额、工作制度使可求出每循环所需的时间和每班的循环次数。

（四）掘进队的组织

通常采用综合掘进队和专业掘进队两种组织形式。综合掘进队是将巷道施工所需要的主要工种，以及辅助工种组织在—个掘进队内。综合掘进队的特点是指挥统一，各工种密切配合协作，有利于培养工人一专多能。在施工中根据不同工序的需要，灵活调配劳力，使工时得到充分利用，提高工作效率。专业掘进队只有主要工序的工种，辅助工另设工作队，并服务于若干个专业掘进队。专业掘进队任务单一，管理比较简单，但辅助工种的配合不如综合队及时。专业掘进队受辅助工影响较大，工时利用率低，一般少采用。参考文献：

岩石巷道安全快速掘进技术探析篇3

摘要:针对硬岩巷道安全快速掘进施工问题,探讨了有关目前实现坚硬岩石巷道安全快速掘进需要解决的技术问题,重点探讨了硬岩爆破新型高威力安全炸药与相关爆破专家系统的研究方向,可供相关科技工作者参考借鉴。

关键词:岩巷安全快速掘进

0 引言

随着我国工业化水平逐步提高,能源的需求量日益增加,而80%的能源来自煤炭。岩巷工程是煤炭工业发展的基石,也是企业可持续发展战略的要项工作[1]。岩巷快速掘进是矿井水平、采区、采场“三大接替”顺利进行的根本保证。岩石巷道施工时,如果巷道断面大,完整坚硬(f>12),前方构造透明度低,势必影响掘进速度,进而影响煤炭高产高效。为了实现岩巷掘进速度的提高,满足日益增长的煤炭需求,本文对现有的有关岩巷掘进的装备、技术等发展方向进行了初步总结和分析。

1 快速掘进机械配置

在岩石巷道掘进施工时,要根据巷道掘进时巷道运输、通风、排水、通讯、电力、高压风水管路、工人上下班及施工管理等具体情况,对机械配置、运输方式的选择、钻爆作业、运输装碴作业、锚喷支护作业及机械车辆方案进行合理调配,满足施工需求[2]。

1.1 改进设备装备,提高机械化作业水平:机械设备要保证现场操作安全,提高掘进效率,降低劳动强度,而且巷道成型要好。

1.2 合理布置装运碴作业线:所选择的装碴机械必须具备装碴效率高,性能稳定,坚实耐用的特点。机车和矿车应统一考虑,选择大容量矿车必然要选择大功率机车,二者必须匹配。还要考虑线路铺设质量和装运碴设备数量等因素。

1.3 改进施工工艺,实现掘喷平行作业:掘喷平行作业能有效缩短循环时间,有利于采用合理中深孔爆破,进行大循环作业,大大提高掘进速度。

1.4 采用科学的施工组织和管理方法:组织正规循环作业和多工序平行交叉作业,严格执行一系列行之有效的管理制度,提高职工的业务素养,确保机械设备的正规使用和爆破技术的严格执行。

2 超前地质探测技术研究

可靠准确的巷道超前探测技术是巷道掘进安全保障。多年来,世界各主要采煤国都投入了大量的人力物力对该技术进行技术攻关,并取得了许多成果。但总的来说,对煤层巷道掘进过程中所遇到的小构造问题探测与分辨效果不太理想,因此必须进行更加深入细致的探测技术手段研究。

目前国内外在煤矿地质探测方面除地质理论预测和巷道、钻探勘探技术外,主要采用矿井工程物探技术进行,其方法手段有矿井震波法和矿井工程电法预测。但是由于矿井地质条件的复杂性和地下介质的多样性与不均匀性,目前国内外还没有一个完全可靠的超前探测预测技术。我国矿井地质工作虽然有了一定的装备,但与采煤技术相比,在该领域的研究尚存在如下三个方面的技术问题:①受井下干扰因素影响,单一方法探测结果存在较大的误差;②落差小于煤层厚度的断层控制程度不足;③各种探测手段对于不同的矿井各有侧重;④煤岩层的差异对于探测方法具有二重性,既是探测前提又是制约因素。因此,采用多种方法的综合物探技术进行地质构造探测将会对岩石巷道安全快速掘进施工发挥关键性作用,是今后煤矿地质探测技术的发展新方向[3]。

3 新型爆破炸药与爆破专家系统研制

我国《煤矿安全规程》规定,在具有沼气(CH4)爆炸危险的矿井,只容许采用三级煤矿许用炸药进行爆破作业。对于软岩和煤,采用三级煤矿许用炸药能够满足爆破破碎的需求,但是对于中硬以上(一般f>6)的岩石,现有的三级煤矿爆破破岩效果显得不尽如人意。大量的生产实践证明,对中硬岩石,采用三级煤矿许用炸药,爆破的炮孔利用率低,岩巷掘进效率低下,不能满足煤矿建设和煤炭高效开采的需要。因此,研制适应中硬岩以及硬岩巷道掘进的高威力煤矿炸药和适合高能安全炸药的可靠的起爆器材是巷道掘进技术的一大发展方向。所研制的高威力炸药既要具有更高的爆炸能量水平又要具有足够高的沼气安全性,两者必须兼顾。

目前,现场岩巷掘进光面爆破施工作业图表和爆破设计说明书的编制还都是手工作业,误差大、速度慢、强度高。并且多数情况下是一套说明书、一套炮眼布置图和爆破参数表使用一条巷道,不能紧跟工作面岩石性能、炮孔深度等的变化而迅速调整更新,也就很难真正做到合理指导施工。特别是中深孔、深孔控制爆破技术方面专家系统的研究尚没有现成的资料。因此,研制一套完整的适用于不同巷道断面、不同岩性、不同炸药、不同炮孔深度和炮孔直径等施工条件下爆破施工设计说明书(包括爆破图表、爆破参数和相关的安全技术措施等)对现场爆破作业具重大现场指导意义[4,5]。

4 岩巷道掘进围岩有害气体监测技术

根据现场实践,一般情况下岩石掘进施工中瓦斯涌出量很少,但是如果岩石局部裂隙与上下煤层贯通、或有溶洞,掘进时也会到瓦斯有害气体的突然喷出现象。另外,岩石中如果存在有机质含量高的炭质夹层,掘进中可能产生甲烷或着其他重烃。这就需要在快速掘进的同时配套瓦斯等有害气体的监测监控。一要研究岩巷快速掘进时地质构造区域瓦斯等有害气体异常涌出规律及监测技术;二要建立岩巷快速掘进至地质构造区域异常瓦斯灾害防治技术体系。力保岩巷快速掘进监测监控的安全有效,保障岩巷掘进安全快速。

5 结论

岩巷快速掘进是矿井水平、采区、采场“三大接替”的根本保证,要解决岩巷安全快速掘进问题,除了要合理配置岩巷掘进机械和加强施工管理外,深入研究超前地质探测技术、针对硬岩的新型高威力安全炸药与爆破专家系统、快速掘进围岩有害气体监测监控技术。

参考文献:

[1]时召林.谈谈淮南矿区岩巷快速掘进[J].科技信息,2008,17: 305.

[2]牛庆长.长大隧道快速掘进机械配置[J].山西建筑.200834(16): 346~347.

[3]田劼,韩光,吴钰晶.矿井独头巷道掘进超前探测技术现状[J].煤炭科学技术.2006,34(8):17~19.

[4]陈士海.岩巷快速掘进爆破技术.工程爆破.1998.4(3):23~25.

煤矿岩石巷道篇4

张辰煤矿东二二水平装车站全长178 m, 断面13.5m2, 坡度17‰ , 施工时穿过2#, 3# 煤层, 煤层厚度分别为1.6m、1.2m, 按传统方式施工时, 岩巷穿过煤层时, 需将巷道顶板煤层挑落, 支护方式为架棚或巷道两侧打吊环, 并用坑木接顶, 这样即增加了劳动强度, 影响进尺, 又增加支护成本, 目前, 随着科学技术的发展, 一批新的赋有科学技术含量较高的顶板支护材料应运而生, 根据组合平衡拱支护理论, 结合井下实际情况, 在岩巷穿煤层中采用了高强度预应力锚杆等联合支护, 在东二装车站工作面试验应用, 取得了显著效果。

2 支护参数设计

锚杆选用 φ20mm罗纹钢为杆体, 长度2.0m树脂药卷做为锚杆端头锚固, 锚固长度不低于600mm, 锚杆间排距800mm×800mm金属网采用10# 镀锌铁丝编制网, 规格为1.8 m×1.0m, 网孔为40 ×40mm, 钢带采用W型, 锚索为钢绞绳, 长度为7.0 m, 其中锚深不低于6.0 m, 锚固长度不低于1.0 m。

3 联合支护原理

3.1 岩巷起初穿越煤层时, 由于2# 、3# 层煤层厚度均小于2.0 m, 而我们采用的是锚杆长度为2.0 m, 这样锚杆的端头即锚固一端可以穿越煤层, 锚固在煤层上部坚硬岩石中, 加上锚网、钢带联合使用, 使锚杆、钢带、锚网同步承载, 提高整体支护强度, 来阻止煤层脱落离层。

3.2 随着工作面前进, 煤层随之上移, 这样, 锚杆端头就只能锚固在煤层中, 由于施工过程中煤层受爆破震动而产生裂隙, 锚杆的锚固作用就会大大降低, 严重时可造成锚杆整体脱落, 从而减弱或失去支护作用, 为防止这一现象发生, 在锚杆锚入煤层过程中, 同时增加锚索支护, 由于煤层直接厚度平均在3.5~4.0 m之间, 为保证悬吊能力, 我们采用锚索锚固长度不低于6.0 m, 这样, 即避免了煤层因爆破震动或压力大而脱落, 又使受震动和挤压而产生裂隙的煤层重新连成整体, 加固了组合平衡拱, 提高了支护强度。

4 施工工艺

4.1 巷道成型的好坏关键在于爆破, 因此在穿越煤层过程中要严格执行光面爆破的标准, 周边眼间距由正常岩层中的300mm减小到200~250mm, 每个周边眼装药量不得大于75 克, 最小抵抗线数由1.0 缩到0.8, 并采用预留光爆破的方法, 保证巷道不超挖, 同时减少一次性爆破对巷壁煤体的震动破坏。

4.2 爆破后要及时将支护跟至迎头, 减少空顶时间。

4.3 施工过后及时喷浆, 防止煤壁片帮, 风化脱落。

5 支护效果与分析

采用光面爆破及联合支护方式, 穿越煤层, 避免了因放顶煤造成巷道过高, 刹顶困难, 容易片帮等隐患。同时, 该支护材料轻便, 运输方便, 可节省大量时间, 有利于提高单进。

6 体会和建议

6.1 对于岩石巷道穿煤层施工时, 采用锚杆、钢带、锚索等联合支护, 只有施工进度快, 支护成本低, 劳动强度小, 支护效果好, 服务年限长, 安全有保障等优点, 充分体现了“ 优质、快速、安全、低耗”的掘进施工理念。

煤矿岩石巷道篇5

关键词：岩石巷道,中深孔爆破,装载运输机械

引言

目前, 浅眼爆破仍是煤矿井下岩石巷道掘进常用的爆破作业方式, 一般炮眼深度1.4~1.8 m。浅眼爆破技术相对来说不复杂一般容易掌握, 一般炮眼利用率都比较高, 但是在岩石巷道掘进循环过程中, 重复工艺多, 辅助作业时间相对增加了不少, 会大量消耗材料, 成本比较高, 功效不高, 而且工人的劳动强度也会增加, 的确很不适应目前煤矿建设的快速发展状况。在岩石巷道掘进中, 应用中深孔掘进爆破技术进行爆破掘进是加快巷道掘进速度最有效的技术方法之一, 是目前岩巷掘进爆破的发展方向, 可减少辅助作业时间, 提高单循环进尺。但是在《煤矿安全规程》规定范围内应用优良的装载运输机械, 进行装运岩渣, 可增加掘进单循环次数, 也是加快巷道掘进速度很有效的方法之一, 如何使用现有凿岩设备和装运设备, 进行岩石巷道掘进中深孔爆破, 以提高爆破效率, 改善爆破效果, 装运岩渣, 增加进尺, 保证巷道成型是迫切需要解决的问题[1]。在利民煤矿缓坡副斜井井筒施工中, 我们采用中深孔爆破技术, 通过优化爆破参数和采用光面爆破技术应用与实践中, 取得了理想的爆破效果, 使用了符合防爆要求的装载运输机械, 增加掘进单循环次数。

1 工程概况

利民煤矿缓坡副斜井, 坡度为6°, 巷道设计为直墙半圆拱形, 井筒净宽5.4 m, 井筒掘进断面23.3 m 2, 净断面20.1 m 2。井筒长度473 0 m。采用锚喷支护, 喷层厚度120 mm, 此项工程巷道围岩属于中硬性岩层, 岩石坚固性系数f=4~6。

2 钻研机具和爆破材料

缓坡副斜井井筒掘井工作面采用YT-28型气腿式风动凿岩机凿岩, φ42 mm“一”字或“十”字型合金钢钻头, 配用B22中空六角钢钻杆, 每米3.0 g, 钻杆长度3.2~3.3 m。工作面布置9台凿岩机 (不包括锚网支护用的四台凿岩机) 同时作业, 炸药选用煤矿许用二级乳化炸药, 药卷直径φ35 mm, 1~5段毫秒延期电雷管, 使用MFB-200型发爆器引爆。

3 爆破参数

1) 炮眼深度。合理的炮眼深度保证钻眼时有较高的钻进速度。岩巷掘进时若采用普通的气腿式凿岩机, 在相同的岩石和施工条件下, 炮眼深度每增加1 m, 钻眼速度就下降4%~10%, 且随着钻眼深度的增加, 钻眼速度下降更快。因此使用YT-28型气腿式风动凿岩机凿f=4~6的围岩时, 炮眼深度宜控制在3.0~3.2 mm, 否则钻研速度将大幅降低。合理的炮眼深度应能保证每班完成整循环, 并能保证正规循环作业。这样每班任务明确, 便于组织管理, 同时配合锚喷支护, 在合理的炮孔深度内, 力求最高掘进功效。采用中深孔爆破必须保证每小班一循环。结合巷道的岩石条件和施工条件, 设计炮眼深度为3.0 m。

2) 炮眼直径和药卷直径。增大药卷直径, 可以提高炸药的爆速, 爆轰压力, 殉爆和爆红的稳定性, 能够增大爆炸应力波峰值, 应力波作用时间及冲击量, 也能提高对岩石的破坏强度。在坚固性系数不是特别大的岩石中, 钻研速度下降不明显, 增加炮眼直径可以提高整体功效。因此在此项工程中, 采用炮眼直径φ42 mm, 药卷直径φ35 mm。

3) 掏槽爆破。掏槽爆破是岩石巷道爆破掘进最为重要的环节, 其他炮眼的爆破效果好与坏及周边光面爆破质量直接取决于掏槽眼爆破效果, 循环进尺直接受其影响。岩石巷道掘进爆破楔形掏槽是目前国内外最常用的掏槽方式之一, 其掏槽眼方向与工作面夹角较大, 工作面作为自由面可以被其充分利用, 用较少的炮眼消耗和炸药消耗, 获得较大的掏槽面积和槽腔体积。因此, 采用掏槽眼深度为3.2 m的楔形斜眼掏槽, 在槽腔内布置辅助掏槽眼, 来增大槽腔体积内岩石的破碎和加大槽腔底部岩石的破碎和运动。用同一段雷管起爆所有槽眼的装药[2]。

4) 周边光面爆破。采用光面爆破技术, 可加强巷道成型。适当调整炮眼数量移至巷道断面周边, 增加周边眼数量, 保证光面爆破效果。周边眼布置在巷道轮掘进廓线上, 钻眼时向外偏斜, 眼底落在轮廓线外50~100 mm, 炮眼相互平行, 深度一致。同时严格控制周边眼间距, 最小抵抗线及装药量, 顶眼眼距300~400mm, 帮眼眼距400 mm, 周边眼最小抵抗线420 mm (400~500 mm) , 实际炮眼密集度系数m=0.7~0.8。

5) 其他炮眼爆破参数。根据断面岩层情况, 在掏槽眼和周边眼间适当均匀布置崩落眼, 要求紧挨掏槽眼的辅助眼与掏槽眼口间距控制在250~300 mm, 其他崩落眼间距和排距控制在500~600 mm, 炮眼密集系数控制在m=0.8~1.2。底眼开眼可高出巷道底板100~200 mm适当下扎, 眼底可落在巷道底板外150~200 mm。

6) 装药结构。周边眼采用水垫层 (装水炮泥) 装药结构, 既可减缓爆炸冲击力对了孔壁周边围岩的破坏, 又能实现均匀爆破, 减少超挖和欠挖量, 并可大幅降低爆破效应, 在安全方面还可防止炮眼内瓦斯积聚, 保证爆破作业安全。装药时, 先装入水泡泥5~6个, 然后连续装至设计药量, 再将带有雷管的起爆药卷置于眼口。其他各类炮眼均采用连续正向起爆。引药置于靠近眼口的装药端, 引药和所有药卷的聚能穴均指向眼底, 药卷间不得夹有碎石和其他杂物, 以保证可靠传爆。装药前, 必须用风吹扫干净将炮眼内的岩渣、泥水, 保证连续装药到眼底。眼口用炮泥填实, 炮泥充填长度要符合《煤矿安全规程》规定要求。

4 装载运输机械

利民煤矿缓坡副斜井, 断面比较大, 坡度比较小为6°, 近似于水平巷道, 适合胶轮式车辆从中行驶, 在岩巷掘进过程中, 装运使用防爆胶轮式装载机和自卸式翻斗汽车, 与其它掘进装运岩渣设备相比较, 装运岩渣的能力加强, 大大缩短装运岩渣时间, 因此增加了掘进单循环次数, 也就加大了掘进进尺, 提高了掘进速度。

5 掘进成果

1) 在合理编排劳动组织和实行严格科学管理下, 利民煤矿副斜井岩巷掘进速度大大加快, 日进尺增加了。巷道掘进平均单循环进尺也有所增加。2) 巷道成型质量有所提高。超欠挖量控制在工程要求范围以内。3) 降低了巷道掘进成本。爆破材料的消耗和炮眼消耗大幅降低。4) 提高了炮眼利用率, 提高了功效。

参考文献

[1]赵兴东.井巷工程[M].北京:冶金工业出版社, 2014 (2) .

刍议大断面岩石巷道快速掘进技术篇6

就大断面岩石巷道而言,掘进效率低下、炮眼利用率不高是非常普遍的问题,矿山压力也随着软岩巷道开采作业的逐渐深入而不断提升,围岩条件始终处于波动之中,这必然给掘进工作提出了更高要求。在掘进过程中,工程人员只有充分结合矿井实际情况,对中深孔的挖槽控制爆破技术进行深入学习,才可能全面掌握中深孔爆破技术、实现支护设计的优化与提升、改良掘进技术工艺,并最终攻克大断面岩石巷道快速掘进这一技术难题。

1快速掘进设备搭配

在进行大断面岩石巷道的掘进作业时,必须对以下工序进行合理的安排与调整:机械配备;钻爆工艺;装运矿渣;锚喷支护。以上工序在进行调整和搭配时必须充分考虑到掘进巷道的实际条件,如通风情况、排水能力等。

1.1改良机械设备

机械设备的安全性必须得到充分保障,只有这样才能提高掘进作业效率,并尽可能降低参与工程的工人的劳动强度。不仅如此,机械设备还要确保具有良好的岩石巷道成型能力。

1.2合理排布装运渣作业线

在选择装渣设备时,应确保其满足效果好、机械水平高、牢固耐用的要求。在选择机车、矿车时必须确保二者搭配合理,如果矿车具有较大的容量,则应配置额定功率更高的机车。同时,在选择机车时还应尽可能考虑到铺设线路的水平及设备数量等指标。

1.3改良工艺

在掘进过程中,平行作业能够大大缩短循环周期,中深孔爆破对于掘进效率的提升也有帮助。

1.4选择科学的组织管理模式

要保障机械化施工和爆破工序正常、高效运转,就必须对循环掘进环节进行合理规划与调整,还要结合施工场所实际情况制定合理的考勤制度并严格遵守,通过高质量的培训和宣讲提升工程人员的业务水平和综合素养。

1.5切割工序合理化

在对机械进行改进的过程中,还需要结合岩层特点进行切割顺序的微调,从而为掘进速度提供保障。当煤层较松软时,可从工作面下角向上进行切割,一方面确保切入的稳定性,另一方面也利于装载和切割。若岩层大多是硬质煤,那么就需要尽量避免切落煤块过大影响装运,所以应从上向下进行。此外,在切割过程中也要避免横断层理的现象,否则切割速度也会受到一定程度的影响[1]。

2超前地质探测技术浅析

要确保大断面岩石巷道掘进安全、高效,就必须在动工之前先进行超前地质探测。近几十年来,世界范围内的煤炭大国对于超前地质探测技术都给予了高度重视与关注,也取得了相当丰硕的成果。但由于小构造问题依然会对岩石巷道造成一定影响,因此这项技术依然有较大的提升和进步空间。

就目前来说,世界范围内的煤矿超前地质探测主要有以下几类:地质理论预测;钻探勘探、巷道勘探;矿井物探。矿井物探技术又可分为震波法与工程电法两种。但在中国,此类技术的研发和应用还不够普及,这主要是由中国地质条件千变万化及地下多样、不均匀的介质所决定的。在设备方面,中国矿井地质构造领域成就较高,但在探测方法、探测适应性、煤岩层差异性控制等方面依然存在着一定的问题。综上,在可预见的未来,中国依然要将综合物理探测技术作为煤矿地质探测领域的主要应用方向,这对于岩石巷道的快速掘进技术而言必然是一个相当有效的推动力。

3新型炸药与爆破系统研发

若巷道中有发生瓦斯爆炸的危险性,那么在进行爆破施工的过程中只能使用三级煤矿许用炸药。就软岩来说,这种炸药能够保障爆破效果,而对中硬以上的岩层来说,其爆破效果相对就差些。这是由于如通过这类炸药进行爆破,炮孔的利用率往往较低,因此岩石巷道掘进效果就会较差,这必然会对煤矿矿井建设与生产带来负面影响[2]。综上,能否研发出可以适用于中硬以上岩层爆破作业的炸药对大断面岩石巷道快速掘进技术而言至关重要。

就目前而言,许多煤矿企业在进行岩石巷道的掘进时往往选择使用手工方式编制设计说明与爆破施工图标,这种传统的模式有误差大、速度慢、耗费精力大等缺点。不仅如此,企业还需要明确认识到每套爆炸参数与说明都仅适用于与之相对应的特定巷道,当转移到其它巷道作业时,必须对其进行适当调整,不能生搬硬套。可以说,中国的中深孔和深孔爆破依然存在相当大的缺失,因此制定和研究出适用范围相对更宽泛、适用性更强的设计书与使用图标,对于中国整体岩石巷道快速掘进技术的发展和掘进效率的全面提升有重要意义。

4有害气体监测

在岩石巷道的掘进过程中,涌出的瓦斯总量往往不多,但这并不意味着在某些特定形势下瓦斯等气体不会出现,所以在大断面岩石巷道快速掘进过程中,施工企业必须配备专业的有害气体监控系统、设备及人员,确保掌控岩石巷道所处岩层的构造及瓦斯等有害气体的出现规律,并在实时监控的前提下建立起完备的有毒有害气体防治系统。

5施工工艺优化的可行性措施

在岩石巷道掘进过程中,最主要的工序有支护、出矸及打眼放炮三项。这三者一般情况下并不是彼此相独立的,而是会在时间空间、人力物力等方面产生联系和影响,若工序安排错乱、资源调配不当,将会大大降低掘进速度与效率。因此,要想实现快速掘进,就必须确保在施工过程中对上述三个工序进行最合理、最科学的调度与安排。实现锚杆支护平行、迎头打眼及出矸混合作业,采用光面爆破掘进技术,引入循环作业制度,这些方法对于掘进速度的提高都是相当有效的。当工作人员进入掘进工作面后,就应将整个施工过程中所要用到的设备、机具、材料等都运至作业地点。在前一个班次放完炮后,可以暂时不对迎头进行清理,而是在打完迎头上半部分的炮眼之后用装岩机对其进行集中清理,通过耙运迎头之后5 m的矸石来为迎头创造空间,之后再在下半部分进行相关炮孔的施工[3]。在耙矸时,要尽量出尽矸石见到巷道底板,严禁出现堆积现象。在耙净迎头之后可将装岩机滑轮安放在距迎头20 m左右的位置,并通过连续耙矸、前后活动等方式配合。在预留出的空间内部,可以再进行顶板锚杆、两帮等的安装,实现打眼、出矸、锚杆安放同步交叉进行,进而大幅缩短循环所需的时间。

6结语

现代化工业对大断面岩石巷道的快速掘进技术及综合系统优化设计提出了很高的要求,此项技术的应用对于采掘接续相对紧张的现状有极大地缓解效果。实际上,大断面岩石巷道中支护类型的选择、炮眼位置的布置都能对生产过程产生影响,掘进速度的快慢、掘进效率的高低、矿山能否实现又好又快发展,都是由上述因素影响和决定的。大断面岩石巷道掘进技术只有朝着多样化、规范化、自动化、机械化的方向发展,才能更好地为国家、为社会贡献应有的力量。

参考文献

[1]孙文清,邵家仁,石振文,等.岩石巷道快速掘进技术分析[J].科技致富向导,2013(23):285-286.

[2]常立业.浅谈临涣煤矿大断面断岩石巷道快速掘进技术[J].现代矿业,2012(9):772-773.

煤矿岩石巷道篇7

岩巷综掘过程中面临的情况比较复杂,当有坚硬岩石的时候,综掘机不能对岩石进行切割,一定要选择爆破法来进行,以进一步改善工作效率,提高刀具寿限。然而,因工作面具有大量的设备,同时与爆破点之间的距离相对较小,爆破过程中一定要确保设备安全。因此,一定要选择松动爆破法来进行,同时务必要实现炸而不飞,在岩体中产生裂隙,然后让综掘机顺利运行工作。实际因工作面比较狭窄,使得这个方法的应用面临很大难度。因此,本文对该课题进行探讨,希望能够充分发挥该项技术的作用。

1工程概况

某矿东大巷施工长度2 600 m,断面为直墙半圆拱形(面积20.7 m2),直墙高为1 600 mm,掘进宽度为5 500 mm。通过锚、索、网与喷射混凝土支护,锚杆总计14根,间距为800 mm×800 mm,锚索顺着供基线45°、90°、135°布设,总计3根,间距3 000 mm。钢筋网网格100 mm×100 mm,混凝土为C20等级、厚度150 mm。巷道断面具体如图1所示。

按照地质勘探报告,东轨道大巷在10-3煤老底、8煤老顶泥岩中,具有相对较低的硬度,f≤4。为提高施工进度,通过WAV300岩巷综掘机进行施工,然而,在进行到295 m的时候,巷道岩性出现明显的变化,开始变成为砂岩,其硬度相对较高,使得综掘机不能迎合施工需要。所以,我们测量了岩石的力学性能,结果发现,该矿东面大巷道的岩石硬度相对较高,f为8.7,同时具抗拉强度也高。因井下应用炸药受到相关制度的制约,所以这一个岩石具有相对较差的可爆性。

2爆破方案

2.1使用器材

为提高掘进速度、减小钻孔用时,我们采用风动凿岩机来进行钻孔,钻头直径41 mm,通过二级安全水胶炸药,引爆通过毫秒延期电雷管来进行。

2.2爆破参数

科学选取该参数是决定该项技术的重中之重,所以,一定要根据岩性、施工特征等,科学确定各个相关参数。

炮孔深度既要兼顾到钻孔效率与爆破效果,还必须兼顾到钻孔设备与技术状况等诸多方面,从而为施工以及加强管理提供有力条件。这一个工作面在钻孔过程中选择YTP-28凿岩机进行,如果炮孔深度太高,那么速度相对较慢;如果深度太小,那么效率将有所减小。所以,需要按照设备钻速、效率来进行确定。

孔网参数即炮孔间、排距。该技术和普通巷道掘进爆破存在着一定的差异。普通爆破空主要包括掏槽孔、周边孔等诸多方面,其中,前者旨在进一步提升抛掷,得到新的自由面,从而为别的炮孔爆破提供良好的条件。本文使用的这个技术旨在使硬度较高的岩石在其中产生许多裂隙,同时不会发生岩石抛掷问题。所以,该指标一定要切实确保爆炸以后产生的裂隙彼此组成裂隙网。

现阶段,求解该裂隙圈半径的方法有不少,应用最广泛的方法如下所示:

单孔装药量这个参数关系着抛掷与裂隙圈大小。该技术一定要合理控制用药,从而实现岩体松动而避免其崩散的目的。该参数和炸药种类、岩体特性等存在着联系。其求解方法:

式中,Q单位为千克,k为炸药种类、岩石可爆性相关的指标,处于1~1.3范围内。V指代单孔爆破岩石体积。Q指代标准条件下每单位体积岩石爆破需要的炸药,通常情况下,其数值处于0.2~0.35范围内。

基于上文的研究,充分考虑施工现场实际状况与爆破效果,相关参数:炮孔深度大小为3 m,间、排距分别为700 mm和750 mm,Q为0.99 kg,累计有45个炮孔。

2.3装药结构

确定好炸药类型与网孔参数以后,装药形式是决定效果的关键条件。当前,国内实践中选择的结构包括以下三种:连续耦合与不耦合、空气间隔结构。对本文这种情况,为保证综掘机不会受到飞石的损害,药量相对偏少,如果药都分布于孔底,形成的裂隙无法到达自由面,不能确保效果。所以,在爆破过程中选择孔内分层不耦合装药,主要是装在底部(0.825 kg),口部装上很少的药量(0.165 kg)。填塞炮孔是其中非常关键的环节之一,一定要保证填塞质量与长度。长度过大或者过小均会对爆破质量产生负面作用。按照业界人士的研究结果,最大填塞长度如式(3)所示:

式中,f用来指代炮孔壁和填塞物之间的摩擦系数,在这里,就黏土来说,其处于0.02~0.03范围内;就黏土、沙混合物来说,处于0.05~0.06范围内。r为侧压系数,和泊松比存在联系。

按照理论研究与施工现场具体状况,炮泥长度大概是1 m。填塞过程中一定要充分确保严实,质量较高。具体结构见图2。

2.4爆破网路和起爆次序

爆破过程中,不应形成抛掷问题,一定要确保炸药都起爆。如果存在未起爆的炮眼,很难觉察,同时无法进行处理,造成安全隐患。基于此,各装药层都通过双发雷管来进行引爆,同个孔中的雷管必须同段。爆破网路为四并一串连线方法,也就是各孔里面的4个雷管为一并,然后将孔间脚线进行串联。这种模式具有诸多优点,如非常便于连线、方便操作及具有较多的引爆雷管数等。

工作面炮孔的引爆通过2、4段雷管进行。先后次序:方案1根据普通巷道掘进来进行,中间孔引爆通过2段来进行,周边孔通过4段来进行。方案2与方案1相反。经过实验,后者效果较差。

3结语

通过上述设计进行施工,能产生许多裂隙,同时垮落岩石相对较少,但最大散距小于2 m,各次爆破以后,可以掘进大约2.6 m,社会与经济效应都非常不错。

摘要：通常情况下,岩巷综掘机往往对那些较软的泥岩巷道比较适应,在掘进过程中如果面临相对坚硬的岩石,施工速度将明显减慢,同时其刀具会产生严重的磨损,导致其寿限缩短。因此,一定要采取辅助松动爆破来软化岩石。按照某矿巷道的实际状况,探讨满足井下施工需要的方案,主要包括科学的炮孔深度、装药结构等诸多方面。

关键词：坚硬岩石,综掘机,松动,爆破技术

参考文献

[1]郑刚,王洪,郭玉新,等.松动爆破技术在综掘机掘进硬岩巷道时的应用与研究[J].内蒙古煤炭经济,2013(3):70-71+73.

煤矿岩石巷道篇8

大兴矿煤层顶底板主要是深灰色至灰黑色泥质页岩和灰黑色砂质泥质页岩, 顶底板松软、压力大, 巷道变形严重, 特别是在雨季, 空气湿度大, 泥岩遇水膨胀后给顶板管理带来极大的不利影响, 巷道变形较严重, 所以巷道一直处于被动状态。自建矿以来, 在穿层巷道支护时, 曾先后采用了刚性支护的11#工字钢棚 (木枇配合竹笆背顶帮) 、11#工字钢对棚 (木枇配合竹笆背顶帮) 、11#工字钢棚 (木枇配合钢筋网和高强度塑料网背顶帮) 、11#工字钢棚+喷浆联合支护、可缩性支护的U29型钢棚、U29型钢棚+喷浆联合支护等各种支护形式。从使用效果分析来看, U29型钢棚+喷浆联合支护, 具有技术先进、安全可靠、经济可行等优点, 在矿井中得到了广泛的应用。

1、地质概况

枣庄大兴矿业有限责任公司所采煤层为华北型石炭、二叠系地层的主要含煤组段, 由深灰色至灰黑色泥质岩、灰白色中、细粒砂岩、砂泥岩互层及为煤2、煤3两层中厚煤层组成。

2煤层顶、底板特征

2煤层顶板为细砂岩与砂泥岩互层, 顶板与煤之间有小于1m的泥岩或砂质泥岩伪顶。底板主要为泥岩, 其次为细砂岩及中砂岩。3煤层顶板即为2煤层底板, 为黑褐色泥岩或砂泥岩, 厚8.42～28.65m, 平均11.48m, 底板岩性多为泥岩, 个别为炭质泥岩及细砂岩, 泥岩及细屑岩极为发育。常有浑浊层理, 底栖动物通道、生物干扰产生的变形层理和沙纹层理。

2、原支护方式分析:大兴矿的煤系地层岩石主要为泥岩、炭质泥岩和砂质泥岩等软岩, 布置在这类地层中的巷道围岩具有松散、破碎、膨胀等特点。我矿以往在穿层巷道施工软岩时, 造成了主要巷道维护周期短、返修费用高, 而且严重影响了安全生产的正常进行。在揭煤巷道的托顶煤施工中, 采用11#工字钢棚支护不能够达到足够的稳定范围, 支护后不久就会因为巷道的压力大, 从而导致巷道整体收缩而造成断面不足支护失效。

3、问题的提出

由于枣庄大兴矿业有限责任公司地质条件复杂, 矿压较大, 井下在穿层巷道时常出现底鼓、侧压较大、围岩松软、破碎等。采用11#工字钢支护强度不足, 尤其是在岩石揭煤区段托顶煤施工中, 采用11#工字钢棚在支护后不久就会发生强烈的变形、扭曲甚至折断、压垮, 造成支护的失效, 严重威胁了矿井安全。而采用U型钢棚支护段的巷道, 由于U型钢棚具有一定的可缩性和较大的支护强度, 稳定性比用11#工字钢棚刚性支护要好得多。

4、分析

在经过了多种支护形式的试用作对比后, 我矿取得了一定的认识, 达成共识。虽然U型钢棚具有较大的支护强度和一定的可缩性, 用来支护软岩巷道能取得一定的效果, 但通过现场破坏情况进行分析效果不太明显。有时由于来压, 木枇被压断, 顶帮时有出现漏 (冒) 顶等现象的发生, 严重威胁了矿井安全生产。

5、采取的对策、U型棚+喷浆联合支护情况

U型棚+喷浆联合支护技术是一种支护技术的联合互补, 通过采用U 型棚+喷浆联合支护能够使围岩体的稳定性和整体性, 能调整外围支护的应力重新分布, 促使U型棚支护在整体上的受力均匀分布, 控制围岩进一步变形, 用喷浆支护能封闭围岩, 能增强U型钢棚整体性、连续性和稳定性, 提高了U型棚的受力强度。该支护方式可有效控制围岩变形和漏 (冒) 顶等事故的发生, 给矿井留下了的安全隐患。

6、确定U29钢棚支护参数

大兴矿3煤距离2煤层间距为9～15m, 由3煤顶板掘进到2煤顶板上山掘进巷道托顶煤穿层施工。按上山坡度16°施工, 巷道断面形状采用半圆拱形, 规格为净宽3600Χ净高2920mm, 穿越时要逐渐托顶煤施工直到跟上2煤顶板。

7、U29型钢棚支护施工工艺及质量标准要求

当掘进巷道顶板距离2煤5m时, 支护方式由原来的锚杆钢网锚索喷浆支护改为U29钢棚+喷浆联合支护。巷道掘进后及时采用U29型钢棚对巷道进行支护, 防止顶煤脱落、片帮、漏 (冒) 顶等现象的发生。采用U29型钢棚规格为:净宽3600Χ净高2920mm的拱形U型钢梁和棚腿由3节组合而成, 拱形和棚腿搭接长度300mm, 搭接处用2个配套的U型卡螺栓进行连接, 且连接处用加力扳手上紧螺栓, 棚距为800mm, 全断面铺设金属菱形网。金属菱形网采用材料为8#铁丝做成, 网格为50Χ50mm的菱形网配合长1200Χ宽100Χ厚50mm的木枇护顶、帮。木枇间距400mm, 并腰帮接实背牢, 金属菱形网与网间搭茬长不少于100mm, 金属菱形网与网搭茬处用12#铁丝连接, 连接间距不大于200mm, 铁丝扭圈数不少于2圈, U29型钢棚架棚支护后要进行喷浆, 喷浆厚度100mm, 顶、帮喷浆要喷严封实。

结束语:

U型钢棚+喷浆联合支护体会

1、

通过采用U型钢棚+喷浆联合技术, 一方面延长了巷道使用周期, 另一方面有利于保证了矿井的安全生产。

2、该技术对矿井压力大, 煤 (岩) 层较松软的穿层掘进具有很强的适用性, 能满足巷道在揭煤巷的穿层施工支护时的要求。

同时, U型棚+喷浆联合支护技术即增加了巷道的支护强度, 又能把U型钢棚支架连成一个整体;封闭性能和可靠性能较好。

3、

在同等条件较以往采用的11#工字钢棚支护, 采用该支护的巷道基本上不用维修, 而采用其他支护方式要多次维修才能满足使用要求, 增加了整体的施工费用成本, 因此该支护技术为矿节约了大量资金, 从而提高了企业的经济效益。

参考文献

[1]何满湘, 高尔新.软岩巷道耦合支护力学原理及其应用[D].2000.

[2]李凝, 杨玉华.软岩巷道支护技术调研[J].煤炭工程, 2003, 8.

[3]康红普.软岩巷道底鼓的处理及防治[M].煤炭工业出版社, 1993.