巷道掘进与支护

巷道掘进与支护（共10篇）

巷道掘进与支护 篇1

0 引言

凤凰山煤矿XV1304工作面是一个综采工作面。煤层内存在断层、薄煤区及其他构造。

XV13041巷为矩形断面。巷道沿顶破底布置, 顶部采用锚杆、金属网、锚索联合支护, 帮部采用锚杆支护。

根据施工经验, 断层区域由于受到地应力的作用, 围岩松软破碎, 容易冒落, 掘进一次成巷困难;顶板岩层易风化, 风化后支护易失稳而引发冒顶。由于巷道原为下山掘进, 遇正断层后, 工作面处于断层的上盘, 需以一定倾角上山掘进, 才能重新进入煤层。

在巷道上山掘进过程中, 上盘巷道顶板及断裂面岩层受到地质作用影响已极不稳定, 必须全部挑落, 将下盘的顶板作为巷道的顶板, 但这样又必然造成巷道的高度过大、巷帮维护困难的结果。经井下现场观察研究, 决定在过断层期间采用二次成巷, 锚、网、喷支护配合加密锚索补强支护。并且加强过断层期间对支护工程质量和支护效果的监测工作, 保证施工安全。

1 断层区域掘进与支护方式

1.1 二次成巷, 及时控制顶板

采用二次成巷的方法, 即先用炮掘方法在断层上盘掘出一个小断面, 及时安设锚杆、锚索控制顶板, 再掘下部, 最后成巷。

采用此种施工方法能够最大限度地缩短顶板裸露时间, 使顶板得到及时的维护, 有利于顶板的控制;而且由于巷道上部的两帮可以在下部掘出前先行得到维护, 有利于防止片帮, 减小两帮维护难度。

1.2 缩小锚杆排距, 强化锚索补强作用

断层附近的岩层受地质作用的影响已变得很不稳定, 要获得理想的巷道支护效果就必须加大锚杆、锚索密度, 使岩层能够保持最大程度的完整性, 并在巷道围岩稳定性最差处加大锚索的锚深, 以强化锚索悬吊作用。

1.3 挂网控制巷帮变形

由于巷道过断层时高度较大, 极易出现片帮现象, 从而导致围岩松动圈不断扩大, 造成巷道支护整体失稳。因此, 必须在巷道帮部挂网, 使网与帮部锚杆形成一个支护整体, 有效控制巷帮的变形, 强化巷帮在支护体系中的支点作用。同时, 为消除帮部竹锚杆锚固力不足的缺点, 并适应机采对工作面侧锚杆可切割的要求, 现场煤柱侧和工作面侧2.3 m高度以上均采用锚固力为50 k N的金属树脂锚杆并加挂塑料菱形网, 工作面侧2.3 m以下仍采用竹锚杆并加挂塑料网。由此巷帮的支护强度大大增强。

1.4 顶帮喷射混凝土, 避免岩层风化

喷射护覆能及时封闭围岩, 阻断空气对围岩的风化作用, 防止围岩强度急剧下降。断层后方20 m及过断层期间, 上部巷道掘出并安设顶帮锚杆后及时喷射混凝土, 然后掘下部。在巷道锚杆全部安设好后, 进行全断面喷射护覆。

2 加强矿压监测

矿压监测是检验锚杆支护质量的重要手段。对XV13041巷断层区域进行矿压观测的主要方法为下面几种。

2.1 日常观测

每班对所安装的锚杆进行检查, 主要检测锚杆的间排距、锚杆外露段长度、托板安装、预紧力和联网质量等常规项目。检查率要求达到100%, 并做好纪录。此外, 工作面安装一套顶板离层指示仪, 当班必须派专人查看仪器读数的变化情况。

2.2 矿压观测

包括综合观测和日常监测。综合监测是在巷道内设置综合监测站, 进行矿压综合监测。日常监测是按每排抽检1根的比例检测锚杆的锚固力, 每天按不低于30%的比例检测锚杆预紧力, 每天一次观测顶板离层指示仪, 以掌握顶板变形情况。

采取以上措施保证了XV13041巷断层区域取得良好的支护效果, 掘进顺利地通过了断层破碎带。

3 结语

随着采煤工作面产量的逐年增加, 要求巷道断面越来越大, 支护难度也随之增大, 传统的棚式支护已经不能适应现代化综采工作面高产高效的需要。锚杆支护因具有及时承载、预紧力大、支护效果好、劳动强度低、巷道维护简单、适应性强等特点, 特别适于在大断面巷道中应用。XV13041巷在特殊条件下尝试采用锚杆支护获得成功, 为我矿进一步发展和推广应用锚杆支护技术奠定了坚实的基础, 同时也为巷道维修、处理冒顶等工程提供了可以借鉴的经验。

参考文献

[1]《机械设计手册》联合编写组.机械设计手册/上册[M].北京:化学工业出版社, 1979.

[2]煤炭工业部.煤矿安全规程[S].北京:煤炭工业出版社, 1986.

[3]谢锡纯, 李晓豁.矿山机械与设备[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2000.

巷道掘进与支护 篇2

关键词：巷道顶板；全排锚索支护

一、工艺研究背景和意义

榆林陶家沟2号井开采4号煤层，平均厚13.5m，目前矿井开采深度已经达到500米，随着釆深增大，地应力释放也非常剧烈，在巷道掘进过程中出现较为严重的片帮、炸顶现象，地应力释放十分严重，在常规的锚网支护情况下，往往在地应力释放之后，巷道顶板出现大幅度下沉，为确保安全，不得已在后期采用联合支护的方式进行顶板二次加固，费时、费力还增加了巷道的支护成本，并且给工作面回采期间工作面巷道支护造成极大的麻烦。因此合理的巷道支护方式是榆林陶家沟2号井亟待解决的一项重要问题。

二、矿井目前巷道支护情况

榆林陶家沟2号井现有的回采巷道支护方式主要是沿用过去巷道支护模式，顶锚杆为f20*2400mm的螺纹钢钢锚杆，帮锚杆为f20*1800mm的圆钢锚杆，锚杆排距为0.8米，并且在打设锚杆的同时，补充锚索支护，锚索排距为3米，每排两根锚索，间距为1.5米，锚索规格为f18.9*6300mm的钢绞线。在这种支护情况下，根据现场观察，巷道在进行以上锚网索支护后，出现以下主要问题：支护系统的刚度和强度低，出现了锚杆及钢筋托梁等被拉断、间断、撕裂等现象；地应力释放严重，矿压显现剧烈，巷道变形量大，巷道顶板在支护24小时内离层下沉量大，局部区域还出现顶板切顶现象，同时在掘进进尺过程中巷道片帮炸顶现象严重，前方预掘煤体在应力释放严重的情况下需要体现打设大量的托锚才能勉强控制住顶板程中，威胁安全生产。为确保安全，又采用二次套棚支护，费工费时，工人的劳动强度大，增大了巷道的支护费用，但支护效果并不是十分明显，巷道仍不能满足生产要求。

三、工艺的研究与探讨

要想提高巷道掘进率，保证巷道顶板稳定，就必须对现有的巷道支护形式进行改进，我矿拟采用顶板全排高强度大延伸率锚索支护技术来解决复杂困难条件下的巷道支护问题。其特有的支护材料强度高、预紧力大的优点，来控制复杂困难、强矿压显现巷道的大变形问题。

四、高强度支护理论及施工方案

我矿5243下顺槽巷道开掘以后，地应力释放非常剧烈，采用高强度锚杆支护按照设计的间排距施工，已不能满足生产需求，工作面围岩变化非常大，巷道成型极差，巷道顶板弯曲变形下沉30～40cm，巷道浅部离层较大，两帮收敛严重，加之巷道底鼓，频繁应付工作面的维护工作，工人的劳动强度非常大，以至于不能进行正常掘进施工。鉴于以上严重问题，我矿领导班子成员与相关科室进行研究讨论，在工作面实验高强度全排锚索一次性支护，维护工作面巷道顶板。高预应力强力一次支护理论的实质是，大幅度提高支护系统的初期支护刚度与强度，有效控制围岩变形，保持围岩的完整性，减小煤岩体强度的降低。

按照高强度锚索支护理论，在现场进行试验，将原有巷道顶板采用Φ20mm*2.4m螺纹钢锚杆改为Φ18.9mm*5.3m全排锚索支护，排距1米，间距0.75米，锚索预紧力250KN，帮锚杆采用Φ20mm*1.8圆钢锚杆支护围岩，通过观测，巷道围岩控制不理想，随后采用Φ21.8mm*5.3m高强度高延伸率全排锚索支护，排距1米，间距0.75米，锚索预紧力由250KN加大到300KN；帮锚杆由原有的Φ20mm*1.8m圆钢锚杆改为Φ20mm*2.2m圆钢锚杆，预紧力由150 Nm加大到200 Nm；锚网梁由原有的Φ6 mm钢筋增加为Φ12 mm钢筋 。

五、工艺效果验证

在今年5月采用高强度全排锚索支护以来，首先采用Φ18.9mm*5.3m的锚索支护巷道顶板，没有达到理想的效果，后来采用Φ21.8mm*5.3m的锚索支护巷道顶板，巷道整体成型较好，在巷道施工过程中，通过巷道安装的顶板离层仪及顶板位移量监测数据表面，巷道在支护后顶板离层下沉量在24小时内由原来的200mm减少到30mm到50mm，巷道趋于稳定，在局部构造带下沉量超过100mm的地段，增设了单体支柱。在没有使用高强度高延深率锚索之前，月最高进尺86.4米，试验使用后，掘进进度每月遞增，最高月进尺达到255米，保证巷道的正常掘进，缓解了矿井接续紧张的被动局面。目前巷道已经全部施工完毕，其中前500米采用原有的巷道支护方式，在进行锚网支护后由于顶板离层量大，全部在后期进行了二次联合支护，而后700米采用高强度全排锚索支护后，基本没有进行二次联合支护；该工艺在现场应用取得了成功。

六、经济效益分析

巷道围岩完整、稳定，没有出现明显的破坏，支护效果良好，不需要维修，更不需要进行架设工钢棚等补强措施。为矿井的顶板安全管理提供了保障。采用高强度锚索支护技术，虽单价比螺纹钢锚杆及普通锚杆高，但是减少了巷道二次联合支护的费用，同时降低了工人的劳动强度，对于辅助运输等成本也相应地减小。就目前榆林陶家沟2号井现状，使用此工艺显著提高了掘进速度，有效控制围岩的变形，提高了巷道支护的可靠性，从而大大降低了片帮冒顶事故发生的可能性，也大大减小了掘进工作面炸顶、炸帮等矿压显现现象，改善工人作业环境的安全性，能缓解采掘衔接问题，有利于矿井实现高产高效。

参考文献：

[1] 邢福康.煤矿支护手册[M].北京：煤炭工业出版社，1993

巷道掘进与支护 篇3

1.1 生产布局情况

前岭煤矿43采区, 是目前该矿的主要生产采区, 43采区在4煤层内设计布置5个开采区段, 其中4340、4341、4343三个区段已回采完毕, 正在准备开采的4344和4342区段柱状图如图1所示。为提高资源回收, 4煤开采在巷道布置上全部采用留3~5 m小煤柱沿空掘进巷道, 工字钢架棚支护。但由于区段上覆32煤层以及比邻区段全部回采完毕, 工作面顶板为上分层垮落后形成的再生顶板, 压密胶结程度不好, 使得巷道围岩条件恶劣, 强度低且完整性差, 巷道漏顶、片帮、底鼓现象严重, 巷道支护稳定性难以保证, 巷道掘出以后必须经过若干次全范围修护后才能使用, 严重威胁矿井的安全生产。

1.2 沿空巷道破坏形态

在4344风巷f16点和f20点之间布置测站, 对支架变形参数进行采集统计。巷道支架变形观测曲线如图2所示。

根据观测数据和4341机风巷、4344机风巷和4342机巷巷道变形情况, 前岭煤矿沿空巷道变形主要呈现出以下特点: (1) 巷道支架变形从巷道开掘之后就开始显现, 首先在迎头20 m范围之内, 支架被动“等劲”, 随着受围岩倾向上帮煤层塌落自重影响和松动围岩的膨胀传压, 支架上帮先出现向下帮方向的变形, 上帮棚腿扎角变小 (趴肩) , 棚梁向下帮低头淋肩, 支架开始出现淋肩、赤脚现象, 变形特征根据煤层倾向呈现出一种方向性。 (2) 在距施工迎头20~100 m范围, 随着围岩松动圈不断受采动影响, 梯形棚肩窝处逐渐形成高应力区域, 煤岩从肩窝处向巷道内挤出, 漏粉末状煤岩渣, 两帮棚腿向巷中变形赤脚, 炸帮、网兜现象频出, 局部出现崩牙壳, 而且巷道底板基本为煤底, 每天最大底鼓量达500 mm, 巷道支架来劲声时常发生。 (3) 在距施工迎头100 m之外, 巷道支架呈现断续失稳状态, 棚梁、棚腿出现弯曲、扭曲变形, 牙壳崩落, 塘材笆片断裂, 炸帮漏顶, 两帮移近量最大可达1 800 mm, 必须采取加固或修复措施。

2 沿空巷道破坏成因分析

根据现场生产情形分析, 沿空巷道破坏的原因主要有以下几个方面: (1) 围岩破碎。围岩本身的强度、结构、胶结程度、膨胀性能是影响软岩巷道围岩变形的内部因素。围岩破碎是支架架设后初始变形的主要影响因素, 巷道掘进后受围岩松动圈塑性区域塌落, 以及煤、岩不同的碎涨程度综合影响, 巷道围岩性质差。 (2) 应力影响。自重应力、构造应力、边角支撑压力、工程环境和施工的扰动应力, 特别是诸应力的叠加状态和主应力的大小、方向是影响沿空巷道围岩变形的主要外部因素, 沿空巷道多表现为环向受压, 且为非对称性。同一巷道不同地点施工或修护、临近巷道施工, 采面回采的震动对软岩巷道围岩变形的影响较为明显。 (3) 软岩具有明显的流变特征, 时间是不可忽视的影响因素。巷道围岩变形具有明显的时间效应, 表现为初始变形速度很大, 变形趋向稳定后仍以较大的速度产生流变, 持续时间很长, 如不采取有效的支护措施, 由于围岩变形急剧增大, 势必导致巷道失稳破坏。 (4) 支护体系。工字钢架棚支护是被动支护形式, 梁腿之间是以搭接方式联系, 支架的自由度有其“让压”良好的一面, 也有受力后极易变形的明显缺陷存在。 (5) 老空水影响。对巷道周边可能存在的积水区域进行有效探放, 在施工中必须每隔3~5 m对探放水情况进行打钻检验, 及时探放出残存的老空水。在循环检验探放水效果过程中, 随着残余老空水的渗流和释放对巷道围岩具有极大的软化作用, 特别是巷道沿空侧和底板遇水膨胀现象很强烈。这一点在4344机巷施工过程中有明显体现。

3 现场实践解决及分析

该矿43采区属近距离煤层群, 而且上部已开采完毕, 巷道顶板胶结压密程度不明, 层间距变化较大, 巷道一侧为采空区, 小煤柱留设为3~5 m, 锚杆支护找不到稳定连续的锚固端, 锚杆支护不可行;另外, 43采区布置的大环境已经形成, 而且上覆煤层已经开采完毕, 目前4煤几个区段的布置都是基于在原有一定环境下设计的, 回采巷道无法在设计上进行进一步优化。基于此种施工环境, 只能在架棚支护这一被动支护方式上采取措施。

3.1 支护密度问题

提高支护密度, 加强支架抗劲, 改善支护小料性能;将水泥背板更换为直径≥30 mm的塘材进行腰帮过顶;加密棚距或在现有支架中加补套棚。

在4341两巷修护及4344机风巷掘进期间, 根据多次实践调整棚档, 巷道支架变形与棚距变化关系如图3所示。

经过实验发现, 在棚档缩小至300 mm以下后对支架变形的影响基本上趋于一致, 考虑到施工方便, 决定将棚档缩小为300~350 mm, 支架架设时, 顶板腰严背实, 严禁瞒帮瞒顶, 并采取肩窝楔木楔, 棚腿穿鞋等方法提高支架与围岩的受力接触性能。对于漏冒严重地段, 支架架设好后, 及时采取长范围打挑棚、绑道或喷浆加固, 提高支架整体的抗变形能力, 支护炸帮、坠兜问题明显减少, 但巷道支架初始两帮移近变形较600 mm棚档快, 支架赤脚现象普遍。

3.2 防止水浸底鼓问题

由于出水钻孔和自泄排水对巷道围岩特别是底板的浸泡、软化, 巷道底鼓量极大, 平均日底鼓量最大可达到600 mm。在4344机巷放水作业中, 改善泵窝 (临时小水仓) 形式, 在挖设好的基坑内放置φ800 mm的废旧铁皮筒, 将泵窝内的积水与围岩隔离, 防止积水对巷道的长期浸泡, 对于自流段采用废旧皮带制作围包角≥270°的凹槽排水沟, 在钻孔出水孔中插入7分软管, 将探放出水导流入排水沟。

3.3 支架卸压问题

架棚时留出围岩膨胀卸压空间, 不断进行卸压释放;对稳定缓慢变形的棚子, 向帮部打卸压钻孔, 扩大围岩松动圈范围, 降低塑性应力影响。

4344里段风巷在掘进过程中, 由于靠近向斜轴部, 巷道掘出后, 支架两帮移近和煤岩膨出速度极快。为利于巷帮的卸压, 棚子采用短塘材、小竹笆背帮, 棚档300~350 mm。每架3棚, 留一架棚子用单片笆片和单根塘材背帮。用木楔沿工字钢棚腿从上向下将棚腿与煤壁楔紧。加密撑木数量, 再打好防倒器, 防止倒棚。当巷道帮、顶来压时, 岩体首先会从腰帮支护材料少的棚档内处鼓出, 从而达到卸压目的。每施工15~20 m后, 对鼓出部分进行刷帮, 以让棚子卸压, 减少围岩对棚子的破坏。通过此方法进行一次刷帮卸压后, 支架赤脚变形和底鼓现象明显减少, 如图4所示。

对于已处于缓慢流变状态的半煤岩巷道和全煤巷道, 撕帮卸压工作量较大, 如4344机巷在倒扎角严重地段修护时, 从新蹬腿子修护之后, 每隔三棚从棚档中向两帮打卸压钻孔, 卸压孔的钻杆为直径42 mm的麻花接杆钻杆、孔深3 m, 每帮从上到下布置3个孔, 孔间距为400 mm。上下孔分别带有一定仰俯角, 卸压孔位置如图5所示。

4344风巷f29点向外120 m修护范围在修护之后采用了钻孔卸压方法, 修护后的支架整体变形量小, 保持了很好的巷道成型效果。

3.4 巷道修护问题

近距离煤层群沿空巷道架棚支护, 虽然在巷道施工管理上采取了很多手段, 但巷道支架变形是不可阻挡的, 只能尽可能地减缓和降低, 对于变形支架的管理, 一种是随进随修, 一种是先加固, 待巷道系统形成后统一维修, 各种利弊, 在实践中也进行了比较分析。

4341机风巷在前岭矿43采区属于高位沿空掘巷, 巷道失修情况具有明显的沿空巷道特征, 在管理上采取先进行挑棚加固, 待切眼贯通后再进行集中修护。但由于支架变形较为严重, 梁腿变形, 帮顶膨出量大, 给修护工作带来了很大难度, 施工进度缓慢。

4344机风巷在前岭矿43采区属于低位沿空掘巷, 而且受张井孜向斜轴影响明显, 巷道变形较之4341更为严重。该矿吸取在4341两巷修护中的经验, 在巷道支架出现大范围变形倾向时, 及时停头进行后路维护, 由于初始变形易于整改, 只需局部进行蹬腿子、调梁子掉斜, 所以修护进度很快, 有时一个原班能改30多棚, 降低了修护难度, 节约了施工时间。

4 应用效果、效益评价

4.1 应用效果数值分析

对4341机风巷和4344机风巷的总体进尺和修护投入进行统计, 情况如下: (1) 4341机风巷 (不包括切眼) 累计进尺工程量为1 469 m, 两个队伍施工, 进尺工期为7.5个月, 两巷前后经过两次全面修护, 投入时间6个月 (不算几次局部改造时间) , 直待4341-1工作面回采完毕, 4341工作面向外又推进90 m左右时4341风巷修护工作方才结束。总体耗费工期 (净时长) 将近14个月。 (2) 4344机风巷 (不包括切眼) 累计进尺工程量为1 471 m, 两个队伍施工, 剔除穿插进行的修护时间, 纯进尺工期为8个月, 修护工期为2个月, 总体耗费工期 (净时长) 为10个月。

在工期投入上, 4344机风巷比4341机风巷减少4个月的时间。4个月节约工资费用将近170万元;从材料、设备投入方面, 粗略计算, 节约塘材笆片等大宗材料和设备台班投入费用为220万元。总体比4341两巷投入减少390万元。

4.2 存在问题说明

(1) 近距离煤层群沿空巷道支护综合施工体系, 由于考虑的问题较多, 施工细节耗费工时较单纯, 掘进施工较多, 所以在单进速度上会有所影响。

锚网喷支护在掘进巷道中的应用 篇4

【关键词】锚网喷支护;掘进;巷道;应用

理论和实践均证明，在各种形式的锚喷支护体系中，都是以锚杆作为主体的。锚杆在整个支护系统中起到了举足轻重的作用，扮演着重要的角色。而其他支护措施，如喷射混凝土、金属网、钢带、金属支架等都属于配套措施，可视具体情况因地制宜地选用。因此，凡是以锚杆为主体、控制围岩的变形与破坏、维护围岩稳定的，统称为锚杆支护，这就突出了锚杆在锚喷支护中的重要作用。

1、锚网喷支护概述

锚杆支护作为一类支护方式，主要有下述几种具体的形式：(1)单体锚杆支护；(2)锚杆+喷射混凝土(或砂浆)支护，简称锚喷支护；(3)锚杆+网支护，简称锚网支护；(4)锚杆+网+喷射混凝土支护，简称锚网喷支护；(5)锚杆+钢带支护，简称锚带支护；(6)锚杆+网+带支护，简称锚网带支护；(7)锚杆+桁架支护，简称锚桁支护。锚梁网联合支护的基本结构主要由两部分组成：一是顶板部分，一是巷帮部分。顶板部分主要由锚杆、锚索、槽钢梁及钢筋网背板组成；巷帮部分主要由锚杆、槽钢梁及钢筋网背板组成。顶板每根槽钢梁上安装3根锚杆、1根锚索，锚索布置在槽钢梁中部，且沿巷道纵向，槽钢梁中部的锚杆和锚索呈交错布置。巷帮每根槽钢梁上安装2根锚杆，其中，在每根槽钢梁下面布置l根底角锚杆，防止巷道底鼓。

锚喷、锚网喷、锚网以及可缩性金属支架、锚索等都是软岩巷道支护有效的支护手段。有时可单独使用，有时可相互配合联合使用，都有大量成功的施工实例。锚杆、喷射混凝土、金属网、可缩性金属支架、锚索等在软岩巷道支护体系中，各有各的作用。(1)锚杆：大量实践证明，锚杆在软岩巷道支护中起主导作用，它能承受大部分地压，防止围岩松动破坏，并有一定的可缩性，可随巷道围岩同时收缩变形，而不失去支护能力。(2)喷射混凝土：喷射混凝土最突出特点是与围岩密贴，在岩面暴露之后能即时喷射施工，将围岩加以封闭，从而消除水、潮湿空气以及风化对岩体的不利影响，减少围岩强度下降，达到间接提高围岩强度的目的。喷射混凝土能将围岩表面的凹凸不平处填平，形成一个光滑曲面，消除因岩面不平引起的应力集中现象，从而避免应力集中所造成的围岩破坏。(3)网：主要有铁丝网、钢筋网及塑料网。它的主要作用是防止锚杆间的松软岩石垮落，同时在喷射混凝中铺设金属网可改善喷射混凝土的性能，使喷射混凝由脆性结构变为柔性结构，防止围岩变形较大时，喷层过早的开裂失效。

2、煤矿顶板事故

掘进工作面易冒顶的地点在掘进工作面处。由于打眼、放炮工作对顶板振动破坏大、放炮后来不及支护、放炮打倒支护棚子等都易造成冒顶。另外，不采用前梁支架、不敲帮问顶而空顶作业还会发生冒顶伤人事故。井下采掘工作面发生冒顶的原因很多，也比较复杂，但常见的有以下几种：

（1）地质因素的影响

采掘工作面在遇到顶板松软破碎时较难控制，易发生局部冒顶事故。但是，顶板坚硬难冒时，一旦冒落，会造成采煤工作面大面积冒顶事故。我国有些矿区还有冲击地压的影响。除此之外，采掘工作面如果遇到断层、褶曲、风化带、陷落柱时，由于顶板破碎，难以控制也易发生冒顶事故。

（2）顶板压力变化影响

在采煤工作面开采中，有老顶的初次来压和周期来压，工作面靠采空区一侧还有固定的支承压力。如果支护措施不能有效地抵抗压力，就会发生冒顶事故。在掘进巷道布置中，如果布置在压力集中区，也易造成冒顶事故。

（3）采掘工序的影响

采煤工作面放炮、采煤机割煤、移输送机、回柱放顶都可能引起冒顶事故。工作面在托伪顶、过老巷、过断层等特殊条件下，如果支护措施不当，同样会发生冒顶事故。在掘进工作面，不采用前探梁支护，空顶距离大，易发生冒顶事故。放炮前，如果对掘进工作面支架不实行十连锁也会由于放炮打倒棚子而引起冒顶事故

（4）人的因素影响

在冒顶事故中，人的违章操作占极大比例。主要表现在对工作不负责任、不按规定控制顶板、盲目蛮干、侥幸心理、缺乏安全意识、麻痹大意等方面。以上各种违章行为大都发生在节、假日及矿井停产检修前后。

3、锚网喷支护在掘进巷道中的施工工艺

3.1破坏较轻段施工工艺

局部清理整修→将破坏部位喷混凝土填平→在破坏面及附近、底角打注浆锚杆孔→安装注浆锚杆→注底角注浆锚杆→注破坏部位及附近注浆锚杆→上托盘→复喷50mm厚混凝土。

3.2破坏较重段施工工艺

清理剥离危石→初喷50mm厚混凝土→卧底→打注浆锚杆孔→安装注浆锚杆→注底角注浆锚杆→注两帮注浆锚杆→注拱部注浆锚杆→挂绳及上托盘→复喷50mm厚混凝土→复注（根据观测结果确定是否复注位置）。

3.3全断面返修段施工工艺

刷大顶帮至要求尺寸→顶帮普通锚杆孔→安装顶帮普通锚杆→挂绳及上托盘→初喷80mm厚混凝土→卧底→打注浆锚杆孔→安装注浆锚杆→注底角注浆锚杆→注两帮注浆锚杆→注拱部注浆锚杆→复喷70mm混凝土→复注（根据观测结果确定是否复注及复注位置）。

注浆时采用自下而上、左右顺序作业的方式，每断面内注浆锚杆自下而上先注底角，再注两帮，最后注拱顶锚杆。注浆完毕后，根据观测结果确定是否复注及复注位置，主要是对初次注浆时，注浆效果较差的个别孔或是水泥凝结硬化时产生的收缩变形部位，通过复注可起到补注和加固作用，从而易于保证施工质量。

结 论

实践证明应用锚网喷支护在技术上是合理的，方法上是可行的，锚网喷支护不仅节约成本，降低了造价，而且大大缩短了施工工期，保证了生产的正常进行。此外，由于在施工中采用了光爆锚喷技术，对围岩的破坏减少到了最低程度，提高了围岩自身的承载能力，及时喷浆封闭围岩，防止了围岩的风化和变形，使围岩和混凝土共同形成了一个整体结构。

参考文献

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[2]周徐. 芦岭矿巷道锚网喷支护技术的探索[J]. 煤炭科学技术，2005.09.

[3]李吉祥，王满社. 浅谈锚网喷支护在穿层巷道中的应用[J]. 陕西煤炭，2007.06.

掘进巷道支护的优化改进 篇5

关键词：掘进,支护,优化

我公司所采煤层为二迭纪山西组二1煤层, 煤层为三软煤层。巷道掘进直接顶板以砂质泥岩为主, 厚度0.71m~12.60m, 平均5.06m, 煤种属于贫煤无烟煤, 由于受井下地质构造带影响, 巷道岩性变化大, 局部出现断层且复杂, 返修率高, 为解决以上问题并达到质量标准化和施工现场要求, 经过研究, 除采取变更支护工艺外, 还在优化支护上进行科研, 以此来达到加固围岩、降低失修率的作用。

卡缆是U型钢支架的连接件, 其结构和力学性能决定着支架工作阻力的大小、型钢的滑移难易程度、支架变形损坏情况以及支架的复用率等重要问题。国内目前使用效果比较好的是双槽夹板式卡缆, 但由于材料质量较差和加工质量不高, 卡缆的工作阻力仍然不高。在U型钢棚式支护中, 型钢连接处一直是易变形易损坏的薄弱点。

U型钢支架采用双槽夹板式卡缆作为连接件, 每个搭接处采用三付卡缆, 分别布置在搭接处的两端及中间位置。卡缆材质为普通钢材且成型后未经任何热处理。采用了此U型钢进行棚式支护后, 在围岩压力作用下巷道很快就发生了严重变形, 且变形均先发生在型钢的连接处。很明显这现象表明现有卡缆的工作阻力不足影响了支架工作阻力的发挥, 导致了巷道的失稳。

1 型钢连接处破坏分析

1.1 型钢连接处的破坏形式

通过在井下仔细观察, 发现型钢连接处有如下几类破坏特征。

(1) 由于顶部压力大, 顶梁向下滑移过程中促使下部卡缆螺杆拉断, 顶梁与棚腿之间出现张嘴叉开。

(2) 顶梁和柱体发生相对滑移, 顶梁与柱体接触处下部张嘴叉开后推动下部卡缆向上滑移。

(3) 两个卡缆滑到一起后, 棚腿上端上卡缆以上部位局部承载, 由于应力集中使棚腿上端裂开。

1.2 破坏原因分析

当连接件锁紧以后, 可缩性支架节间连接段的型钢受到压紧, 产生预紧力。若要推动支架节间连接部分滑动, 必须克服连接部分型钢与型钢之间、型钢与连接件之间的摩擦阻力。当巷道围岩的变形使支架承受的载荷增加时, 支架内力随之增加。支架内力中的轴力推动支架节间连接段型钢的滑动, 而弯矩则阻止其滑动。故支架型钢连接处的变形和破坏是型钢与型钢之间和型钢与连接件之间的摩擦阻力、支架承载后型钢所受的轴力以及由弯矩造成的弯曲应力这三种力作用的结果。

1.3 摩擦阻力小

支架承载后, 型钢内的轴力使型钢发生相对滑动, 而同时型钢与型钢之间、型钢与卡缆之间的摩擦阻力又阻止相对滑动。这样, 只要轴力达到这个很小值型钢就会滑移, 支架不能提供足够的支护阻力, 高阻可缩支架变成了低阻滑移支架。上述型钢连接处的破坏形式就是由于支架还未提供足够的支护阻力搭接的两型钢就发生了较大的相对滑移导致了最后严重的破坏。

1.4 抗弯能力差

如所示, 以下U型钢受力为例, 连接处受力矩M作用后, 对下卡缆中心有力矩平衡:M=F1×d1-F2×d2 (F1:上U型钢的支撑力。F2:中间卡缆的拉力。d1:近似等于搭接长度。d2:中卡缆与下卡缆的距离) 。由此可知, 在承受一定大小的力矩时, 中、下卡缆的距离增大会增加两搭接型钢在上卡缆处的作用力。型钢连接处的破坏形式正是因为中、下卡缆距离长增加了型钢在上卡缆处的作用力, 再加上连接处受型钢滑动影响结构发生了改变在此处形成了应力集中, 所以造成了型钢在此处的破坏。

1.5 卡缆强度低

卡缆强度低, 首先, 卡缆安装后不能给型钢提供足够的预紧力, 这样型钢连接处摩擦阻力小, 支架发生低阻滑移。其次, 卡缆在型钢滑移的时后很容易拉断, 如上述连接处的第一种破坏形式。再有, 支架承载后, 卡缆不能提供足够的力来平衡弯矩, 造成连接处型钢张嘴叉。

2 改进方法

通过以上破坏原因分析可知, 要提高型钢连接处的承载能力主要是提高卡缆的性能。具体应对卡缆进行如下几个方面的改进。

(1) 提高卡缆强度。首先, 可以改善上、下槽板的材质, 增加其刚度。其次, 应对槽板和螺丝进行热处理。对卡缆螺丝和槽板进行热处理后, 在拧紧力矩达到400N·m的条件下, 螺丝和槽板均未发生塑性变形。

(2) 改善卡缆结构。一方面, 适当增加卡缆宽度, 这样可以增加卡缆与型钢的接触面积, 提高摩擦阻力。另一方面, 在上、下卡缆上分别设置上、下限位块。

(3) 合理的安装卡缆。首先, 应注意将上、下卡缆分别安装在搭接处的两端, 将中间卡缆尽量靠近下卡缆安装。其次, 安装卡缆时要给卡缆足够的预紧力, 一般要求拧紧力矩大于300N·m, 最好采用气动扳手拧紧。

3 应用实例

针对型钢连接处的破坏形式, 对连接处进行了改进。U型钢支架型钢连接处采用3付卡缆, 2付双槽夹板限位卡缆, 一付普通夹板卡缆。上、下限位卡缆分别布置在型钢连接处的上、下端部位置, 限位块抵住型钢端部;普通卡缆靠近下部卡缆布置。卡缆安装后, 要求预紧力矩不小于300N·m。

应用此连接方式后, 型钢连接处再没有发生上述破坏现象, 显著提高了支架的支护阻力, 实现了U型钢支架的高阻可缩性能。

建议在地面加工U29型钢支架棚时, 由此可以断定U29型钢支架棚经过棚腿焊帮可增加至少85%的棚腿支撑力, 如此改良棚腿法, 可减少U29型钢支架棚弯曲损坏率约85%, 仅此改进可每年节约巷修成本, 同时也较好地确保了巷道安全性和巷护的相对稳定性。

4 结语

本文通过对U型钢支架型钢连接处的破坏原因分析, 得出了以下结论。

(1) 型钢的滑动摩擦阻力小、连接处抗弯能力差、卡缆强度低是连接处破坏的主要原因。

(2) 要提高连接处的承载能力可以从提高卡缆强度、改善卡缆结构、确定卡缆合理的安装位置三方面入手。

沿空掘进巷道支护技术的应用 篇6

1023工作面位于南二采区东翼, 与1021工作面相邻。工作面东为10煤回采上限分割线-280m, 北将形成1021采空区, 南靠F8断层保护煤柱 (F8:∠70°H=0~20m) 。工作面走向长约1437m, 倾斜70~84m, 切眼长度约102m, 面积106989m2。风巷长度约1108m, 标高为-283~-322m, 机巷长度约1139m, 标高为-282~-335m, 地面标高+26.7~+27.2m。煤层厚1.4~7.62m, 平均3.65m, 1023工作面工业储量53.2万t, 可采储量50.5万t。工作面附近钻孔煤层含泥岩夹矸即有分层现象, 夹矸厚0.6~1.2m。10煤直接顶板为深灰色、致密、块状泥岩, 含少量砂质, 厚约0~8m左右, 局部地段直接顶板可能为浅灰-灰白色细砂岩;老顶为粉、细砂岩。

2 沿空巷道支护参数设计

2.1 支护设计的技术手段

针对1023风巷的具体情况, 拟采用的基本支护方式为:高性能锚、带、网、索支护。顶板和帮部均采用高性能锚杆支护, 配合锚索对顶板进行补强支护, 结合梯形 (或M型) 钢带护顶、护帮, 顶、帮均采用菱形金属网紧贴岩面护顶、护帮。为此, 采用以下关键技术手段:

2.1.1 采用高强度的锚杆支护技术, 限制巷道初期变形, 提高围岩支护整体强度。

2.1.2 增强锚索支护技术, 将预紧力扩散到深部围岩, 阻止浅部围岩变形向深部传递。

2.1.3 在巷道顶板破碎或下沉量较大处架设木点柱, 可以使大跨度巷道增加一个中间的支承点, 起到明显的承载梁减跨效应。

2.1.4 在沿空掘巷期间, 采用不均匀控制技术对其进行加强支护, 达到控制巷道围岩弱结构的目的。

2.1.5 在浅部围岩变形控制不利时, 考虑采用注浆加固或者锚架联合的方式来有效控制巷道围岩变形。

2.2 支护技术方案

1023工作面沿空掘巷断面为矩形, 掘进断面尺寸为:宽×高=4.6m×3.0m。

2.2.1 顶板支护技术方案

基本支护:每排布置6根Φ22×M24×2600mm的高性能左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆。锚杆从巷道中间开始向两帮均匀布置, 靠帮的两根锚杆距巷帮均为300mm, 并与顶板垂直方向成20°夹角分别向两帮倾斜布置。锚杆配套4.4m长的梯形 (厚度不小于10mm) 钢带, 或M4型钢带;配套菱形金属网或菱形金属网与Ф6.5mm钢筋网的双层网护表;每根锚杆配套2卷Z2350型中速树脂药卷加长锚固;锚杆间距800mm, 排距800mm。锚杆预紧扭矩为400N·m。

加强支护:顶板中每隔2排锚杆布置一排锚索 (即排距为1.6m) , 每排2根, 锚索间距为1.6m, 同时, 在每两排锚索之间布置单根锚索, 采用“2-1-2”五花型布置。锚索钢绞线规格为Φ17.8×6.8m, 采用长2.0m的14号槽钢, 其上相邻两眼间距1.6m。每孔采用四卷Z2350中速树脂药卷加长锚固, 以保证锚固效果。锚索预紧力80~100kN。锚索还应配套100×100×10mm规格的小托板。锚索紧跟迎头施工安装。对于顶板不平的施工地段, 可为单体锚索, 此时可采用400×400×15mm的平钢板加100×100×10mm的小托板配合。锚索垂直顶板布置, 钢铰线外露长度为200mm。

2.2.2 窄煤柱帮支护技术方案

煤柱帮部布置5根Ф20×M22×2200mm的高性能左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆, 当钻孔成孔的质量较差, 不能有效保证锚杆的设计预紧力时, 两帮可采用规格为Ф20×2200mm的右旋等强度螺纹钢锚杆, 配双螺帽预紧。锚杆从上向下均匀布置, 锚杆间距为700mm, 上下两条锚杆分别距顶、底100mm, 并呈30°角分布。锚杆配套2.8m长的钢筋梯或带钢;配套菱形金属网护表;每根锚杆配套2卷Z2350型中速树脂药卷加长锚固;锚杆预紧扭矩为300N·m。

2.2.3 实体煤帮支护技术方案

实体煤帮布置4根Ф20×M22×2200mm的高性能左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆, 当钻孔成孔的质量较差, 不能有效保证锚杆的设计预紧力时, 两帮可采用规格为Ф20×2200mm的右旋等强度螺纹钢锚杆, 配双螺帽预紧。锚杆从上向下均匀布置, 锚杆间距为800mm, 上下两条锚杆分别距顶、底300mm, 并呈30°角分布。锚杆配套2.8m长的钢筋梯或带钢;配套菱形金属网护表;每根锚杆配套1卷Z2350型中速树脂药卷加长锚固;锚杆预紧扭矩为300N·m。

2.2.4 顶板破碎段的支护

当顶板破碎较为严重, 会造成巷道掘进时顶板岩石随掘随冒, 难以形成矩形断面, 此时, 顶板以自然垮冒后的自然拱顶较为合理, 可考虑改变顶板形状, 将平顶型改为拱形或类拱型。这时锚杆的布置间排距为800×800mm, 但应加密锚索的布置, 同可根据现场情况对钢带长度和厚度进行改变。

2.2.5 构造异常带的围岩控制方案

当出现断层等构造带, 暂时考虑架棚的支护方式, 但要求顶部要背实;有条件时, 在架棚同时也应该施工顶部锚杆。特别破碎难维护的顶板可考虑巷道围岩注浆加固, 具体方案另行设计。

3 巷道加固措施

锚、网、带+锚索联合方式支护, 后方巷道如果出现锚杆、锚索托板被压变形要及时采取加固措施。如顶板下沉但离层不明显且未破碎时, 可补设锚索加固顶板。补设锚索钻眼发现顶板深部已离层或破碎, 锚索进不去时, 则改为套架棚支护;如离层超限但顶板仍完整, 可补设一排锚索加固。锚、网、带+锚索联合支护段如果发生顶板破碎, 安全隐患较大时, 可及时套架梯形棚加固。

4 巷道矿压观测

自巷道掘进开始, 就随着巷道掘进建立完善的矿压监测系统, 对巷道矿压显现情况进行监测: (1) 根据巷道掘进情况, 在巷道掘巷段每20m安设3个表面位移测站; (2) 自巷道迎头附近每30m布置3个多点位移计、顶板离层仪测站, 观测围岩深部位移; (3) 锚杆 (索) 工作阻力采用液压枕进行监测, 在巷道掘进头每20m布置2个测站; (4) 在巷道新掘及掘后10d、20d、30d对应位置布置监测站, 采用TYGD10型岩层钻孔探测仪进行钻孔探测分析, 研究巷道的围岩破坏程度及围岩是否出现离层等。

5 结束语

实践表明, 采用锚、网、带+锚索联合支护, 适当套架梯形棚支护, 可以有效地控制1023工作面沿空掘巷方式下施工巷道的矿压显现, 为工作面的安全回采创造有利条件。

参考文献

[1]杨建辉.基于岩体结构分析的煤巷锚杆支护技术[M].地质出版社, 2009.

[2]康红普.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].煤炭工业出版社

大倾角断面巷道掘进锚杆支护实践 篇7

关键词：大倾角断面巷道,锚杆支护设计,施工工艺

开滦 (集团) 唐山矿业公司是具有130多年开采历史的老矿, 年产原煤400多万吨的特大型矿井, 随着不断开采, 近年来开采区域地质条件越来越复杂, 煤层赋存倾角较大, 回采工作面衔接非常紧张, 只有不断提高大倾角断面巷道掘进, 才能缓解采掘衔接紧张的局面, 保证全矿生产任务的顺利完成。

唐山矿业公司Y252工作面, 工作面走向长度865 m, 工作面倾斜长度85m。该5煤层赋存相对稳定, 煤质较好, 主要以亮煤为主;煤层平均倾角29°, 煤厚平均为3.2m, 局部由于断层影响煤层较薄。5煤层直接顶为深灰色粉砂岩, 平均厚5.7m, 以石英长石为主, 硅质胶结, 上部有一层煤线, 含大量植物碎屑化石;老顶为灰白色中砂岩, 厚9.8m, 以石英长石为主, 硅质胶结。

1 目前的掘进支护方式

唐山矿业公司目前巷道掘进主要的支护方式为锚网支护和架棚支护。锚网支护形式:螺纹钢锚杆+金属网+W型钢带;两帮支护形式:螺纹钢锚杆+金属网+木托盘。以锚网支护为主, 在巷道顶板破碎、压力大等的情况下, 采用架棚支护。

Y252工作面运道及风道的巷道断面倾角大, 在大倾角断面巷道掘进过程中, 采用传统锚网支护方法不能有效抑制顶板和片帮现象的发生;若采用架棚支护时, 该支护方式材料消耗大, 配置人员多, 劳动强度大, 人工费用高, 架设金属拱形棚子的笨重作业以及断面倾角大、上帮腮角顶空等原因, 导致作业时具有一定危险性, 因而目前的支护方法亟待于进一步改进。

2 大倾角断面巷道掘进支护设计

2.1 正常巷道的支护设计

2.1.1 顶板支护形式:螺纹钢锚杆+金属网+W型钢带以及锚索补强

支护。正常情况下中间的顶锚杆要垂直于顶板, 轴向偏差≤5°, 每排两侧的顶锚杆向巷帮侧倾斜20～30°。两侧的顶锚杆距巷帮超过0.2m时, 要及时补打单根顶锚杆。顶锚杆采用等强右旋螺纹钢锚杆 (Φ22mm×L2000mm) 。钢带采用长度为2.3m的4个眼W型钢带两块搭接使用, 托盘为高强度预应力托盘, 顶网采用12#铅丝编制的菱形网 (5.0m×1.0m) 。顶锚杆锚固力为70KN, 螺母扭紧力矩不小于100N·m。顶锚杆板距为0.8m, 如遇地质变化、压力大等时, 可适当缩小板距。

采用锚索补强支护, 锚索呈三花或五花眼眼形式。锚索采用1×7股高强度低松弛预应力钢铰线 (Φ17.8mm×6500mm) , 锚索的锚固长度为锚索的1/3以上, 锚索托梁采用长度不小于1m的25U型钢配高强度预应力托盘。涨拉预紧力要求达到100KN以上。锚索安装滞后迎头不得超过20m, 如遇地质变化、上顶破碎时, 加密锚索布置, 紧跟迎头, 随掘随打。

2.1.2 两帮支护形式:螺纹钢锚杆+金属网+木托盘。帮锚杆呈五花眼

均匀布置, 最上一排距上顶不大于0.3m, 且上仰20～30°;最下一排距底板不大于0.5m, 且下倾10～15°, 中间锚杆间排距不大于1m。帮锚杆采用等强右旋螺纹钢锚杆 (Φ20mm×L2000mm) , 托盘为高强度预应力圆托盘配合木垫 (200mm×200mm×40mm) 使用, 帮网采用12#铅丝菱形金属网 (3.0m×1.7m) 。

如图1所示。

2.2 大倾角断面巷道的支护设计

Y252工作面地质条件具有复杂性、多样性的特点, 采用现场勘察和日常顶板动态监测。由于巷道断面倾角较大, 上帮断面较高, 难以一次成巷, 针对这种情况, 根据顶、底板围岩参数等, 改进锚杆支护设计, 确定出合理的大倾角断面巷道支护设计。

(1) 顶锚杆:中间的顶锚杆要与顶板法线成20～30°施工, 偏差≤5°, 每排两侧的顶锚杆向巷帮侧倾斜 (上帮侧顶锚杆与顶板法线方向成40～50°, 下帮侧顶锚杆垂直于顶板) 。顶、帮锚杆采用规格为Φ22mm×L2200mm。

(2) 帮锚杆:上帮布置4～5排, 帮锚杆施工时向迎头方向外扬20°、上仰30° (最下一排帮锚杆垂直于煤壁施工) ;下帮帮锚杆布置3排, 垂直于煤壁施工 (最下一排下倾15°) 。在巷道上帮第一排与第二排帮锚杆之间布置一趟帮锚索, 锚索采用规格为Φ17.8mm×4000mm。

(3) 锚索:上顶布置两排锚索, 上方一排锚索布置在第二与第三根顶锚杆之间, 下方一排锚索布置在第三与第四根顶锚杆之间, 与顶板法线成20～30°施工。锚索采用规格为Φ17.8mm×10000mm。

如图2所示。

3 大倾角断面巷道掘进施工工艺

3.1 掘进施工时, 先从上帮开始, 由上往下顺序进行, 减少对上帮煤壁的破坏, 现场要设专人观山指挥, 施工人员要随时密切注意观察顶板及迎头煤壁等的稳定情况, 严格控制控顶距。必须加强控制好上帮, 防止片帮伤人。

3.2 施工过程中, 找完掉后, 在双前探梁托钢带网临时支护下, 打中间顶锚杆固定好上顶钢带, 上帮及时打好最上面一排帮锚杆, 然后打顶锚杆。上帮能够挂一片帮网时及时挂好帮网, 上齐托盘拧紧螺母, 挂好的帮网要及时联好, 防止上帮片帮伤人。

3.3 施工巷道迎头5m范围内上帮留煤垛或浮煤, 保持断面高度不大于3m, 以保证施工人员能够便于施工上帮帮锚杆, 帮锚杆与顶锚杆要同时进行施工。煤体稳定时, 迎头第一板顶钢带下保证打有最上一排帮锚杆, 距迎头距离不大于800mm;迎头往外第二、三板顶钢带下保证有2-3排帮锚杆;5m范围外的底排锚杆随掘随打 (当班补齐) , 避免在施工顶锚杆和帮锚杆时互相影响。煤体不稳定时, 帮锚杆及时紧跟迎头打齐。如果掘出荒断面后, 迎头煤壁及上帮不稳定时, 施工人员要在前探梁的掩护下, 及时打好点锚杆加固两帮煤壁, 或打超前锚杆控制迎头煤壁, 打点锚杆要由外向里进行。

3.4 由于倾角变化影响, 巷道断面规格达不到正常规定时, 采用2块“W”型钢带对接一个眼支护上顶, 要求巷道断面中线位置处高度不小于2.8m, 上帮高不大于4.5m, 下帮高不小于1.8m, 巷道宽度不小于4m, 以满足工作面运输、行人和通风等安全生产的需要为宜。

4 巷道掘进实践及矿压观测

采用上述施工方法后, 在打顶锚杆眼时必须严格按照方向线施工, 保证锚杆钻眼的方向与巷道顶板的法线方向偏差控制在设计范围内。通过现场观测, 巷道掘进和回采期间巷道表面收敛情况、顶板离层情况、锚杆锚索受力状态进行了系统观测和总结。结果表明, 大倾角断面巷道在锚杆锚索联合支护条件下, 虽然巷道有一定矿压显现, 尤其是在回采期间, 巷道变形量仍然较大, 特别是上帮来压明显, 针对这种情况, 在上帮布置两趟帮锚索补强支护, 支护效果较好。

5 结论

巷道掘进与支护 篇8

煤炭资源是我国主要的一次性能源, 一直在我国生产和消费中占主要的地位。而我国煤矿一般是通过建立地下巷道的开采方式, 在巷道内使用掘进工艺技术, 主要包括破岩、煤炭的装运和巷道的支护。一般情况下, 在保证巷道掘进的同时, 还要保证巷道的通畅与围岩的稳定安全, 这对于矿建工程来说具有重要的意义。随着巷道掘进的广度和深度进一步增加, 巷道内地质的条件也越来越复杂, 对于巷道支护技术也提出了更高要求。

1 锚杆支护的优势

锚杆支护技术和棚式支架相比较, 具有明显的优势。

1) 锚杆支护可以提高巷道的支护效果, 实现岩体整体性, 对于不稳定的岩层还能起到悬吊的作用, 有效地提高了岩体承载能力。

2) 锚杆支护技术可以使用锚固剂、杆体和托板等构件或者喷层, 和围岩形成支护体系, 对巷道的维修和工作面端头的支护与超前的支护有效简化, 加快了采煤工作面的工作速度, 提高煤炭开采量和经济效益。

3) 锚杆支护技术可以有效降低钢材和坑木等支护材料的使用, 既节约了支护的成本, 又节省了资源。

2 锚杆支护技术分析

矿建工程巷道掘进的支护技术分为两种, 一种为巷内支护, 一种为巷旁支护。而巷内支护又可以分成基本支持和加强支护。

2.1 巷内支护

2.1.1 基本支护

1) 支护形式。巷道内基本支护一般采用强力锚杆、高预应力和锚索支护系统。对强力锚杆和锚索增加高预应力, 对围岩进行扩散, 对围岩中的裂隙、新裂纹和结构面的离层滑动进行有效的控制, 使围岩保持住巷道掘进期间的稳定与完整。

2) 支护材料。巷道内的围岩具有容易变形和被破坏的特点, 所以, 要使用高韧性和高延伸性的材料作为强力锚杆和锚索的支护材料。锚杆的杆体要使用BHRB500的左旋无纵筋螺纹纲筋, 而屈服的强度一定要大于500 MPa, 一般拉断强度也要大于670 MPa, 冲击的吸收需要达到30J, 伸长率要达到20%。

锚索要使用新型1×19结构的具有高强度预应力的钢绞线, 而拉断荷载要达到600 k N (直径φ22 mm) , 而伸长率需要达到7%, 要使锚杆预应力实现有效的扩散, 一般锚杆的组合构件要使用W型的钢带。

3) 支护参数。通过数值模拟对多方案实现对比, 再结合实际经验, 就可以确定锚杆和锚索支护的具体参数。

锚杆直径为22 mm, 长度为2.4 m, 可以用树脂加长锚固, 一般预紧力矩是500 N·m, 要应用W型的钢带与金属网护顶。设定顶板锚杆的间、排距900 mm×1 000 mm, 那么帮锚杆间、排距则为1 000 mm。当顶板锚索的直径达到φ22 mm, 长度为6.3 m, 那么每排要设2根锚索, 间距要设定为1.8 m, 排距则需要设定为2 m, 预紧力需要300 k N。

2.1.2 加强支护

普通回采工作面受到超前的支承压力影响, 巷道的围岩会产生变形和破坏, 所以, 要使巷道围岩保持稳定工作, 就要进行加强支护。

工作面安全出口和巷道的连接处20m的范围内, 必须要进行加强支护。加强支护一般有两种工作方式, 一种是单体支柱配顶梁, 另一种是专门设计的加强支护液压支架。

1) 单体支柱配顶梁。巷道不仅受工作面支承压力影响, 还要受到开采后煤帮缺失的影响, 巷道两侧的填充体不能达到需要的强度, 所以, 在这个空间内, 一定要进行高阻力加强支护的设置, 有效阻止顶板的下沉, 对顶板岩层离层进行控制, 既保证了顶板的完整, 也为巷道提供安全而宽敞的作业空间。

2) 专门设计的加强支护液压的支架。专门设计的加强支护液压支架是由立柱、顶梁、底座和四连杆机构共同组成。支架前后相邻被伸缩梁与推移千斤顶所连接, 使支架实现了推拉的自移行走。加强支架的4根立柱, 一般情况下, 工作阻力可以达到8 000 k N。

2.2 巷旁支护

巷旁支护也有很多种形式, 一般选择的是充填式巷旁支护, 这种支护方式有充填体强度和充填体变形性能的要求。巷旁充填体不仅要较高的强度, 还要具有较好变形性能, 才能适应基本顶岩层的旋转下沉引起变形。同时, 巷旁充填体也不能产生大的侧向变形, 才能保证巷道足够的断面积。

巷旁充填体的施工, 一般情况下是采用泵送方式, 使用具有良好泵送性能的充填材料, 而充填体上方顶板也要预先做好锚杆和锚索支护的工作。煤壁的位置沿巷道向下3 m, 长度为5 m的工作范围, 进行巷道掘进, 进行锚杆支护工作, 锚杆可以设计为直径φ22 mm、而长度2 m左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 一般间排距为1 000 mm×800 mm, 要在每排布置4根锚杆, 都采用钢带和金属网护顶。

3 结语

我国矿建工程的巷道掘进速度一直受地质条件、设备和技术的限制, 难以提高生产率, 只有深入分析原因, 提出解决办法, 才能保证矿建工程安全有序地进行, 实现经济效益的提高, 满足我国经济发展对煤炭的需求。

摘要：探讨了巷道掘进锚杆支护技术对提高矿建工程施工速度, 实现高产高效的作用。结合实践, 分析了相关的技术, 仅供同行参考借鉴。

关键词：矿建工程,巷道掘进,锚杆支护技术

参考文献

[1]贾金河.煤巷锚杆支护设计与监测软件的开发及应用研究[J].煤矿开采, 2012, 9 (1) .

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[3]王金华.我国煤巷机械化掘进机现状及锚杆支护技术[J].煤炭科学技术, 2013, 32 (1) .

巷道围岩控制方法与支护方式 篇9

【关键词】巷道；围岩控制；支护方式

在煤矿生产过程中，巷道围岩控制与巷道的支护是非常重要的环节，关系到煤炭生产的高产高效与采煤安全生产。降低巷道围岩应力，提高围岩的稳定性，合理选择支护是巷道围岩控制的主要途径。回采导致的支承压力不但数倍于原岩应力，并且，影响范围大。巷道受回采影响后，围岩应力、围岩变形成几倍、几十倍急增。巷道围岩控制的实质是利用煤层开采引起采场周围岩体应力重新分布的规律，正确选择巷道布置和护巷方法，使巷道位于应力降低区内，防范回采引起的支承压力的影响，控制围岩压力。本文主要阐述了巷道围岩压力及影响因素、巷道围岩控制措施、方法和巷道保护与支护措施等技术问题。

1、巷道围岩压力及影响因素

1.1、围岩压力

（1）松动围岩压力。因巷道挖掘而松动、塌落的岩体，其重力直接作用在支架结构物上的压力，表现为松动围岩压力载荷形式，如支护没有有效控制围岩变形，围岩形成松动垮塌圈时，造成松动围岩压力，顶压显现严重。

（2）变形围岩压力。支护可控制围岩变形的发展时，围岩位移挤压支架而出现的压力，即：变形围岩压力。在围岩、支护力学体系中，围岩与支架互相作用，围岩就对支架施加变形压力。弹性变形压力是围岩弹性变形时作用在支架上的压力，弹性变形出现的速度很快，变形量相当小，围岩、支护相互作用的过程，实际作用较小。塑性变形压力是因为围岩塑性变形和破裂，围岩向巷道空间位移，使支护结构受压，这是变形围岩压力的基本形式。塑性变形的状况由巷道塑性区和破裂区的范围所决定。塑性区的扩展具有时间效应，它不再扩展时，围岩变形速度就下降。

（3）膨胀围岩压力。

与变形压力不同，它是由吸水膨胀导致的。从表面上看，膨胀压力是变形压力，而两者的变形机制完全不同。一个是与水发生理化反应；一个是围岩应力与结构效应。

（4）冲击撞击围岩压力。冲击围岩压力是围岩积累了大量弹性变形能后，立即释放的压力；撞击围岩压力是采面上覆岩层剧烈运动对巷道支护体产生的压力。

1.2、围岩压力的影响因素

围岩压力的影响因素可分为开采的技术因素和地质因素。在开采技术因素中，影响最大的是回采状况，就是巷道与采煤工作面的相对空间、时间关系。如：巷道是处在一侧、两侧或邻近煤层采动影响环境下，是受一次还是受多次采动影响，采动影响是稳定了，还是正处于采动中。还有就是巷道维护方法，如：巷旁支护方式、巷道断面形状和大小、巷道掘进的方法、巷道基本支护的类型与参数等。主要地质因素主要有：原岩应力状态、围岩力学性质、岩体结构、岩石的组成和胶结状态、围岩中水分的补给状况等。

2、巷道围岩的保护及支护措施

（1）在巷道围岩中钻孔卸压、切槽卸压、宽面掘巷卸压及在巷旁留专门的卸压空间等方法，使巷道围岩受到不同程度的卸载，把作用在巷道周围的集中载荷，转移至离巷道较远的新支承区，实现降低围岩应力。

（2）采用围岩钻孔注浆、锚杆支护、锚索、巷道周围喷浆、支架壁后充填、围岩疏干封闭等措施方法，增高围岩强度，优化围岩受力条件和赋存环境。

（3）架设支架可以对围岩加径向力，支撑松动塌落岩石，加大巷道的围压，保持围岩三向受力状态，提高围岩强度，限制塑性变形区和破裂区的发展。按巷道矿压显现规律，巷道支护可分为巷内支架支护、加强支架支护、巷旁支护和联合支护等形式。

3、选择巷道支护形式

煤矿井巷的回采巷道的长度一般占矿井巷道总长度的60%~70%。开拓巷道布置在较稳定的岩层内，回采巷道受煤层开采产生应力集中的影响，回采巷道支护的选择和维护就比较困难，这是一些巷道的支护方式与围岩的变形特性不适应，巷道支护的参数选择不科学；巷道支护装备和机具配套的不合理；新的材料、工艺和设备配套的技术措施、规范等跟不上，导致巷道支架失效，维护较难，必然影响煤矿的生产和安全。

回采巷道支护形式与参数的选择的基本要求，一是回采巷道要按不同煤礦的环境条件和材料，选择适合煤矿条件的支护形式；二是选择较为技术先进的支护形式，改善生产条件、减轻员工的体力劳动强度；三是巷道支架遵循巷道围岩变形规律。确保巷道断面满足煤矿生产中的掘进、采煤、通风、运输等需要，为采煤提供有利的条件；四是选择巷道支护形式要满足综合机械化采煤的要求，为高产、高效和集约生产奠定基础。

总之，关于巷道围岩压力及影响因素，煤矿技术人员要进行理论分析和进行实践总结，关于采取哪些围岩保护和支护措施、方法，选择何种巷道支护方式，应在地质和采矿理论的指导下，从矿井地质的实际出发，科学进行分析和论证而确定。

参考文献

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[2] 倪先杰等：刘庄矿首采面回采巷道支护形式的选择，陕西煤炭，2008.6

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[4] 卢海亲：巷道底鼓机理与控制措施的研究，商品与质量，2010.16

[5] 黄胜等：浅谈巷道底鼓的防治措施，矿业工程，2006.5

巷道掘进与支护 篇10

1 煤矿井下巷道掘进的支护形式

为了促进煤矿井下巷道掘进工作质量以及效率的提高, 需要相关的施工技术人员加强对于支护技术的使用。现阶段, 我国最常采用的支护形式有三种。

1.1 矿用支护型钢

矿用支护型钢在实际的应用过程中主要有椭圆形、半圆拱形、圆形等多种类型。由于煤矿井下环境比较恶劣, 所以在借助矿用支护型钢进行煤矿井下巷道支护的过程中, 需要确保支护型钢具有良好的抗压、抗拉及抗剪切性能。不仅如此, 在进行煤矿井下巷道支护的过程中, 顶板支架往往需要承担来自多个方向的负荷, 这就要求支护型钢在使用的过程中还需要具备较高的载荷能力。

1.2 可缩性支架

作为煤矿井下顶板支护过程中常见的支护形式, 可缩性支架在使用的过程中往往具有双向可缩性。目前, 该种支护形式往往运用在巷道断面积小、巷道类型为III类的情况下。作为一种常用的支护形式, 可缩性支架在实际的运用过程还具有较强的承压能力和载荷能力。

1.3 预留煤柱

作为最传统的巷道顶板支护技术, 预留煤柱往往被运用在巷道上区段与下区段之中 (在实际的巷道掘进过程中, 巷道被分为上区段和下区段, 其中上区段指的是运输平巷, 而下区段则为回风平巷) 。

事实上, 这种传统的巷道顶板支护技术具有操作简便的特点, 在对巷道顶板进行支护作业的过程中, 往往能够在最大程度上促进巷道的排水与通风。但是, 相较上述两种支护方式, 预留煤柱技术在使用过程中往往会耗费大量的资金, 不仅如此, 一旦用于顶板支护的煤柱出现损坏, 其往往会对巷道的正常维护工作产生直接的负面影响。此外, 在采煤作业的过程中, 若煤柱承受的支撑压力传送到底部, 其会造成相邻巷道受到影响, 从而增强了井下采煤工作的安全隐患。

2 影响支护稳定性的因素

2.1 煤矿井下的地质环境

目前, 顶板的支护装置往往是在煤炭井下直接构造起来的, 故而就使得煤矿的节理、层理发育, 巷道围岩的硬度等因素会对顶板支护的稳定性产生最直接的影响。

一般来说, 当煤矿的地质条件良好的状态下, 相关人员可以减少巷道内的支架数量, 从而节约了煤矿井下的空间, 促进了采煤工作效率的提高。但是若地质条件较为恶劣, 需要降低煤炭开采的速度, 并逐步加强顶板支架的设置, 从而促进煤炭井下的安全。

2.2 施工工艺

此外, 矿井下巷道掘进方式的施工工艺也对支护的稳定性产生极大的影响。目前, 最为常用的煤矿井下巷道掘进方式是钻爆法掘进, 这种技术在实际的运用过程中往往需要加强锚网喷支护的配合, 从而实现支护效果的提高。

与传统的支护技术不同的是, 钻爆法掘进在运用的过程中不仅仅能够提高巷道掘进的速度, 还能够在最大程度上确保巷道的稳定性。但事实上, 锚网喷支护的质量会受到火药点的位置设置以及装填数量的影响, 故而一旦施工人员计算失误, 其往往会对煤矿井下巷道掘进顶板支护的稳定性产生影响, 严重时还会导致井下事故。基于此, 施工人员在进行支护稳定性的保障过程中, 需要加强对于施工工艺的改进, 并在支护作业过程中按照相关的标准进行操作。

3 解决支护存在问题的技术措施

3.1 提升支护技术

在进行煤矿井下巷道掘进顶板支护工作之前, 需要煤炭开采部门的相关管理人员对煤矿井下的地质条件进行现场勘查, 并以此为基础, 结合相关的规范标准, 制定出合理的施工方案。

此外, 在进行施工方案制定的过程中, 相关人员必须对支护材料的规格、尺寸、数量等因素进行全面的考量。不仅如此, 为了确保支护作业的质量以及施工效率, 相关的人员还需要对施工现场进行严格的监督、管理, 确保施工作业人员以施工要求为基础进行操作。

而在支护安装的过程中, 一定要对顶板支护的承载能力进行检验、考查, 确保其参数符合施工需求。不仅如此, 在施工的过程中还需要扩大支护模块间的接触面积, 并将支护体固定在稳定性较高的岩层之上。

3.2 加强煤矿井下掘进支护施工的安全质量监督管理工作

为了实现采煤工作的首要原则 (安全生产) , 需要煤矿企业的相关部门以及人员加强对于煤矿井下掘进支护施工质量的安全管理监督。在这一过程中, 一方面需要对矿区的地质以及施工人员素质进行全面的了解, 并在此基础之上合理选择井下巷道掘进顶板支护技术。另一方面, 还需要加强对于顶板支护操作规范的明确, 并促进质量监督检查制度的制定。

除此之外, 相关部门还需要加强对于施工安全的管理。在这一过程中, 需要煤矿企业加强对于煤矿工人进行技能操作的培训以及安全生产的教育, 从而促进员工的技术水平和安全意识的提升, 提高了相关的安全性能。

3.3 采用新技术以及新工艺

事实上, 在煤矿企业发展、运行的过程中, 采煤技术、方法的选择和运用都会对煤矿企业的安全、运营产生重要的影响。目前, 我国采煤技术正朝着智能化、自动化的方向做出改变。面对这样的状况, 就需要加强对于新技术以及新工艺的引进, 从而由此促进采煤工作效率的提高, 促进煤炭开采作业的安全性。

摘要：为了确保工作质量, 在井下巷道掘进工作实际开展过程中, 需要施工人员采取正确的施工设备以及工艺, 合理安排好掘进速度。本文主要分析了煤矿井下巷道掘进顶板支护技术的使用, 以及该技术在使用过程中所取得的效益。

关键词：煤矿井下,巷道掘进,顶板支护,技术研究

参考文献

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