软岩锚喷巷道

软岩锚喷巷道（共7篇）

软岩锚喷巷道 篇1

1前言

大断面软岩巷道, 历来是开拓工程的难点, 其跨度大、自然冒落拱高, 破碎圈范围大, 破碎层接触面积多, 围岩稳定性差, 成巷速度慢, 施工安全系数低, 在以往的支护中大多采用架棚支护, 但架棚支护的弊病又是空, 控顶时间长, 生产事故多等诸多问题, 近年来, 随着锚喷锚索联合支护在大断面软岩巷道中的成功使用, 给大断面软岩巷道支护带来了可喜的前景, 从根本上解决了空, 控顶时间长的弊病, 达到了先封顶后支护的目的, 减少了事故的发生。

怎样进一步解决好锚喷锚索支护在大端面软岩巷道中的推广使用呢, 还有待于在实践中进行探讨及总结, 本文就其问题以梅河六井-50、暗井车场子与暗主井交岔点施工为例, 就大断面软岩巷道使用锚喷锚索联合支护进行探讨与实践。

2地质概况

梅河六井位于梅河煤田西南部, 梅河二井井田南部, 地理坐标东经125°26′-125°41′, 北纬42°20′-42°27′地质年代为新生界下第三系, 开拓区域为下含煤组E2, 开拓巷道岩性为普氏系数:砂岩f=0.85, 泥岩f=0.9, 灰色页岩f=2.13, 煤f=1.2, 由于岩性有松散软易风化, 遇水软化、膨胀的特点, 岩普氏系数较低, 属软岩范畴。-50暗主井车场子交岔点位于九层煤底板, 岩性为褐色泥岩及白色粗砂岩, 根据煤科院围岩松动圈分类法, 该岩石级别Ⅳ-Ⅴ级之间, 为一般不稳定围岩, 即属于LP/cm=200-300大松动圈, 其主要特征是遇水软化膨胀, 围岩变形量大, 变形持续时间长, 为1-6个月, 根据现场所揭露的岩性分析, 刚性支架不能有效地支护顶板, 采用锚喷锚索试验性支护, 锚杆长度2.4m, 锚杆间距为0.6×0.6m, 三花布置, 锚深2.3m, 旄索长度5.4m, 锚深5.0m, 锚索间距1.5m, 如岩性过于松软, 巷道变形量过大, 则采用锚喷与U型钢棚联合支护, 即在锚喷锚索的下方备上U型棚。

该交岔点的变化断面为3.4-8.5m, 长度为17m, 属于大跨度。根据自然冒落拱高度H=B/2f, 式中H为自然冒落拱高度, B为巷道跨度, f为岩石系数, 在岩石系数一定的情况下, 在设计巷道断面一定的情况下, 利用锚杆的特点, 即改变围岩结构, 提高围岩强度, 并在巷道开凿过程中, 使煤岩层径向力在一定条件下向外充分释放, 使其减小到最低程度, 从而达到减小自然冒落顶高度, 减小跨度, 提高安全度, 达到安全生产的目的。

3施工顺序及方法

见图, 先施工Ⅰ部, 即开凿巷道的顶部, 宽约为全宽的2/3-3/4 (小断面部分4m以下可全断面一次开够) , 断面超过4m为全断面的3/4, 断面超过6m后应该施工全断面的1/2, 施工前先安设好激光指向仪, 确定拱高参数, 开凿后把正顶锚上要求必须按光面爆破打周边眼, 周边眼不准超过0.4m, 实行单段空气柱式爆破, 掏槽眼与辅助眼以能破岩为主准。拉底眼必须够深, 达到设计要求。

施工达到S1后, 要打锚索, 因为此时打锚索可不用人工搭跳, 方便作业。S1一般长度6m, S1是Ⅰ部的第一段, 第一段Ⅰ部施工后, 施工Ⅱ部第一段, 即全断面拱形部分全部, Ⅱ部施工后, 必须把S1留有L长度, 如果全部施工将给S2部及Ⅱ部后期施工造成困难, 因拉底后, 将出现断面过高, 不利于向前施工锚网, S1的长度应考虑到开凿后期径向力的释放情况, 使其得到充分的卸载, 根据六井围岩分类为IV-V类, 故此留有2-3m的L, 人员站在自然高度平台上作业, 能提高功效, 保证安全。

施工Ⅱ时, 可根据现场所揭露的围岩性质而定, 也可以把Ⅱ分为Ⅱ、Ⅱ/两次施工, 逐渐掘送。Ⅱ部施工后要喷浆封闭, 之后再向前开凿, 整个交岔点上部竣工后再拉底施工Ⅲ部, 达到设计要求。

4大断面软岩的围岩观测

大断面软岩施工后, 必须进行围岩位移观测给以后施工提供可靠的依据, 找到应注意的问题, 找到规律。

-50暗主井交岔点围岩观测:

位置:交岔点第15m位置。

通过观测, 大断面软岩巷道施工中, 水平移近量小于垂直移近量, 后期垂直移近量不可忽视, 后期垂直移近量往往决定锚网锚索支护的成败, 故此在巷道设计中应考虑到顶板后期下沉量, 留有一定的余地, 要求保证断面, 由于-50暗主井车场考虑到了后期下沉, 现在顶板垂直移近量稳定后, 仍能达到设计高度。

5主要经济技术指标对比

由于该交岔点采用分次开凿法及锚喷锚索联合支护获得成功, 使经济效益大大提高, 与前期施工的±0车场子交岔点对比综合效益及各项经济技术指标都明显占优, 其主要经济指标如下:

5.1单进

±0车场子与暗主井交岔点用26天完成, 单进为19.61m/月。

-50车场子与暗主井交岔点用12天完成, 单进为42.5m/月。

5.2效率

±0车场子与暗主井交岔点0.03m/工。

-50车场子与暗主井交岔点0.067m/工。

5.3主要支护成本

±0车场子与暗主井交岔点:51架棚, 总费用为:13.923万元。

-50车场子与暗主井交岔点:用螺纹锚杆支护。

锚杆:740根×40.00元=29600元;

锚索:30根×55.00元=1650元;

托板:30×30=900元;

锚具:21.5×10=215元;

打锚杆用的钎子, 钎子头, 锚药:3384元;

多用的网子 (顶网双层马尾5m) 0.4348吨;

4100×0.4348=1783元;

合计:37532元。节省支护费用:139230-37532=101698元。

6结论与建议

综上所述, 利用锚杆加固拱理论, 在大断面软岩巷道中采用分次开凿法, 减小初期巷道跨度, 结合本矿井实际留有后期顶板移近量值, 采用锚杆锚索联合支护是能够获得成功的, 也能降低成本, 提高安全系数, 提高劳动效率, 建议相同条件的矿井多采用。

软岩锚喷巷道 篇2

随着经济的快速发展, 我国大部分的矿井已经转入了深部开采, 尤其对于一些比较小的矿井企业。由于企业井田的面积比较小, 必须经过频繁的延深开采来保证矿井既定的产量, 这就造成了矿井发生接替紧张的局面。但是, 和浅部矿井相比, 深部软岩锚喷支护巷道的掘进技术难度比较高, 非常容易形成过大的爆破震动影响, 进而影响矿井的安全施工。这主要是由于巷道的成形质量较差、支护参数也不合理导致的。目前比较普遍使用的巷道快速掘进技术是钻爆法施工, 但是对于提高掘进效率的研究仍处于初始阶段, 因此, 加强对该方面的研究对于企业的可持续发展和员工的生命财产安全都有着积极的意义。

根据深部软岩锚喷支护巷道快速掘进的实践表明, 只有使用先进的破岩工艺, 同时保证巷道支护的质量, 对施工制度进行多方面的优化, 这样才能保证掘进效率的有效提高。本文通过某工程实例的施工, 介绍了使用多向高效破岩技术进行深部软岩锚喷支护巷道快速掘进的工程实例, 工程效果良好, 对其他工程的进一步改进有一定的指导意义。

2 巷道快速掘进过程中的主要问题

深部软岩锚喷支护巷道快速掘进过程中面对的主要问题就是光面爆破情况。光面爆破是目前比较普遍使用的一种控制爆破方式。光面爆破以后, 深部软岩锚喷支护巷道的断面不仅能够保证符合设计的轮廓要求, 还能够对围岩的松动范围进行有效的控制, 这样就能够改善巷道支护状态, 充分发挥巷道自身的抗压能力, 对支护效果的显著提高有着积极的作用。所以说, 深部软岩巷道施工中, 光面爆破是一个非常重要的环节。

但是, 因为巷道结构中一部分软弱的围岩最小抵抗线非常小, 这就给光爆参数的制定造成了很大的难度, 使得最终光爆的效果不甚理想, 造成支护效果的不完善。针对这种问题, 我们在以往经验的基础上对原有的施工工艺进行了优化。

3 深部软岩锚喷支护巷道快速掘进技术的工艺优化

3.1 快速掘进技术简介

多向高效破岩是深部软岩锚喷支护巷道进行快速掘进施工的一个重要技术。该种工艺主要根据对炸药能量的高效合理使用, 并同时配合特制的爆破装置, 从而达到巷道岩石合理爆破的目的, 并且能够有效保证巷道的支护质量。

本工程使用的爆破装置主要通过将装入的药卷挤压形成聚能穴, 使得在爆炸的过程中炸药的能量能够沿聚能穴的方向进行汇聚, 从而形成高速的射流, 最后在产生的气体作用下快速扩展, 对岩石形成的碎块产生切割作用, 并能够有效的减少爆破的震动影响。

该项技术的优点就是能够保证在掏槽爆破中避免炮孔孔壁形成压碎区, 并且有效改善炸药能量的释放形式, 能够保证岩石沿着聚能穴方向产生定向的断裂, 岩体的成型质量较好, 稳定性比较高, 支护费用也有很大程度的降低, 和传统爆破方式相比, 达到相同爆破效果的情况下, 能够减少大约10%的炸药耗量。

3.2 工程爆破实施方案

一般情况下, 在深部巷道掘进之前双楔形的复式掏槽围岩会受到较高的压力, 这就导致了爆破夹制力过大, 使得无法得到满意的掏槽效果。除此之外, 巷道的围岩结构比较软弱, 爆破过程中产生的震动会对围岩造成严重的影响。因此, 在以往经验的基础上, 我们针对原有的爆破设计, 通过使用双楔形复式结构的掏槽方式, 以弥补垂直的楔形掏槽方式效果不理想的问题。这种掏槽方式对于人工多台钻机进行并行施工的情况非常适合。实践证明, 该种工艺在深部软岩锚喷支护巷道的快速掘进过程中能够取得比较好的效果。具体的施工顺序为先内后外, 并且逐层加深, 同时要求把一段掏槽的药量分为两段, 这样就可以有效减少爆破的振动效应, 不仅能够显著提高施工的效率, 还能够有效保证炮孔利用率的合理高效利用。

3.3 提高深部软岩锚喷支护巷道掘进速度的其他条件

3.3.1 高效的运输补给系统

为了有效提高深部软岩锚喷支护巷道的掘进速度, 高效合理的运输补给系统是必不可少的。这样才能够保证人员的快速到位, 设备的快速更新。可以通过在主、风井设置临时的提升系统来提高了装车速度, 并减轻工人的劳动强度。

另外, 矿井的施工过程中, 对一些设备、材料的供应要严格保证, 供应部门要积极主动地采取多种方式保证设备和原材料的及时供应, 这样才能保证矿井的速掘进。

3.3.2 合理的人力资源配置

施工企业要组建专业化的矿井掘进小组, 并且对于该组要保证装备、技术以及施工条件的需求。保证快速掘进队的优势充分发挥, 就能够以点带面推动整个矿井企业的高效运行。

另外, 对于企业的人员要保证充足。根据集中生产以及快速掘进的需要, 对巷道掘进队伍进行有效的整合, 保证快速掘进队伍人员的充足, 从而满足高强支护平行作业的需要。

3.3.3 对劳动组织进行合理的配置

根据矿井断面大且出矸量较多的特点, 可以采用“三八”制的作业方式, 这样对有效提高工时利用率有积极的作用。另外, 还可以增加耙矸机到迎头的距离, 从而减少移耙矸机的次数, 实现打眼、临时支护以及帮部支护等工序之间的平行作业, 保证了空间和时间的有效利用。

3.3.4 完善可靠的激励保障体系

一个完善可靠的激励保障体系能够调动人们的积极性、创造性和智力效应。因此, 实施多种激励方式, 优化施工队伍内部的劳动组织和管理, 采取多种方式调动了职工的生产积极性, 对于确保工序的有序衔接、时间和空间的充分利用以及快速掘进的目标有着积极的意义。

4 结论

深部软岩锚喷支护巷道快速掘进就是使用先进的爆破技术、合理的支护方式, 以及合理科学的管理施工工序, 从而得到施工作业效率的最优化, 保证各个施工工序的顺利进行。本文主要介绍的新的施工工艺, 对于劳动组织的优化和保证各个施工工序的合理衔接以及顺利进行都有着显著的效果, 能够保证整个生产施工的良性快速推进, 从而实现了深部软岩锚喷支护巷道快速掘进施工。

参考文献

[1]刘泽, 朱川曲, 谢东海等.小断面硬岩巷道爆破参数优化设计与实践[J].采矿与安全工程学报, 2007.[1]刘泽, 朱川曲, 谢东海等.小断面硬岩巷道爆破参数优化设计与实践[J].采矿与安全工程学报, 2007.

[2]黎明镜.深井巷道围岩温度场分布规律研究[J].山西建筑, 2010.[2]黎明镜.深井巷道围岩温度场分布规律研究[J].山西建筑, 2010.

[3]王汉军, 杨仁树, 李清.深部岩巷爆破机理分析和爆破参数设计[J].煤炭学报, 2007.[3]王汉军, 杨仁树, 李清.深部岩巷爆破机理分析和爆破参数设计[J].煤炭学报, 2007.

采用灰渣代替河砂进行巷道锚喷 篇3

巷道进行一次支护后 (既锚杆, 架棚等) , 再进行二次支护 (喷浆) 能更好的长时间保证巷道的完好性, 更好的延长巷道的使用寿命但喷浆往往又增加了巷道的造价。因此降低喷浆的成本, 普及巷道喷浆是很多工程技术人员都想解决的一个问题。下面我想论述一下利用矸石电厂废料灰渣代替河砂对巷道喷浆, 降低巷道喷浆成本。

1 使用灰渣喷浆代替混凝土喷浆的可行性

(1) 支撑作用, 即混凝土抗压强度为200kg/cm2, 而灰渣喷浆抗压强度为60kg/cm2, 在有锚杆支护巷道使用混凝土喷浆和使用灰渣喷浆作用一样。

(2) 充填作用:喷射速度高, 能很好充填围岩的裂隙。节理和凹穴的岩面, 从而提高围岩的强度, 使用混凝土喷浆和使用灰渣喷浆作用一样。

(3) 隔绝作用:喷浆封闭了围岩表面, 完全隔绝了空气, 水、围岩的接触, 有效防止了风化潮解而引起的围岩破坏与剥落, 使围岩能保持原有的稳定和强度, 使用混凝土喷浆和使用灰渣喷浆作用一样。

(4) 转化作用:高速喷射, 有很高的粘结力和较高的强度, 喷浆与围岩紧密结合, 能在结合面传递各种应力, 再加上充填、隔绝作用的结果, 提高了围岩的稳定性自身的支撑能力, 形成一个共同工作和力学统一体, 具有把岩石荷载转化为岩石承载结构的作用, 从根本上改变了支架消极承压的弱点。使用混凝土喷浆和使用灰渣喷浆作用一样。

因此结论使用灰渣喷浆代替混凝土喷浆是可行, 通过九井西采一路联络车场石门巷道灰渣喷浆试验效果比较好。2003年4月用灰渣喷浆的巷道至今支护状态仍然很完整。

2 适应条件

(1) 井下各种类型巷道 (半煤巷、全岩巷) 。 (2) 巷道顶板岩性:比较稳定, 砂岩或砂页岩。 (3) 高沼气矿井、低沼气矿井、瓦斯突出矿井。 (4) 无冲击地区, 而且动压和巷道侧压均较小的巷道。 (5) 永久巷道支护。使用锚杆或锚杆挂网支护的巷道。

3 技术特征

(1) 巷道断面5~12m2。 (2) 喷射厚度100mm左右。 (3) 使用1.6m长的φ16mm的钢筋水泥快硬药卷锚杆, 锚杆布置形式为矩形间排距为800×1000mm。 (4) 水泥与灰渣配合比为1:2~3 (重量配合比) , 水灰比:0.45~0.55。 (5) 锚固力达到6吨以上。 (6) 炮眼布置:设置周边眼, 爆破后要求巷道凹凸±50mm。

4 施工工艺及主要安全措施

4.1 施工工艺

根据巷道的岩石的破碎程度及巷道压力的大小、作业方式选择二掘一喷, 边掘边喷, 以及浅眼小循环、多工序平行交叉作业, 工序安排是全断面一次爆破后打设锚杆支护, 初喷20mm以上, 成巷班复喷至设计厚度。喷浆前必须用水冲洗, 巷道帮顶, 将喷浆地段的浮石、活石清理干净, 锚杆按要求打设牢固, 垂直岩面不小于75°, 露头不大于5公分, 喷浆作业时, 严禁与工作面平行作业, 保证喷浆质量达到设计要求, 喷射顺序要先墙后拱、自下而上, 一次不得喷全厚, 可分两次。

严格按操作规程正确使用喷射机, 尤其要注意调整风压、水压, 以减少回弹量, 降低粉尘浓度, 保证喷层质量。

喷头操作要先给水后送料, 及时调整水灰经, 喷头应尽量与岩面垂直, 并与岩面保持1米左右间距, 喷射顺序应先墙后拱, 自下而上呈螺旋状轨迹移动, 旋转直径以200mm左右为宜。

为了保证喷射质量, 提高工作效率, 应合理划分喷射区段。一般以6m长为一基本段, 基本段再分为2米长的三小段, 喷墙时每喷完1.5米高使依次向相邻小段前进, 见附图。对一些凹凸严重的岩面, 应先凹后凸, 自下而上地正确选择喷射次序。

干料的拌制和拌合料静放时间、掺速凝剂2%时, 静放时间不得超过5分钟, 不掺速凝剂时不得超过2小时, 尽量作到随拌随用。

为防止喷浆收缩开裂, 保证水泥标号425#以上, 坚持在喷层终凝后进行洒水养护是很重要的。

4.2 安全措施

(1) 断面爆破为全断面一次性爆破, 雷管使用毫秒延期电雷管, 炸药采用2#煤矿硝铵炸药。 (2) 巷道顶板极破碎时, 要铺设护顶金属网, 避免巷道超挖现象。 (3) 当煤层硬度有变化或有夹石层时, 要调整装药量, 以确保爆破效果。 (4) 为保证喷射质量, 对淋水较大的地点要采取打眼放水的方法来减少巷壁积水。 (5) 为确保安全, 工作面禁止空顶作业, 最大空顶距为1.0m。 (6) 喷浆作业要由有经验的老工人操作喷射机, 发现异常先停喷射机进行检查处理。 (7) 喷枪作业时前方不得有人或把枪对人, 喷浆作业前要将喷管顺好, 不得有死弯。

5 结束语

滴道矿九井西采联络车场子2003年2月采用矸石电厂废料灰渣代替河砂对巷道喷浆, 效果非常好该巷道至今仍在使用。现在滴矿立井主运巷及六采部分巷道也采用矸石电厂废料灰渣代替河砂对巷道喷浆, 这项技术与原锚杆支护喷射混凝土支护相比, 可节省大量的河砂, 按照中宽2.6m, 墙高1.6m, 半圆拱巷道, 喷浆厚度为100mm, 100米巷道使用河砂为100× (2×1.2×0.1+2.6/2×3.14×0.1) =100× (0.24+0.41) =65 (m3) , 可节省资金65×20=1300元。一年喷4000M可节省资金4000×13=52000元。

一般使用混凝土喷浆, 回弹率在15%左右, 而用灰渣喷浆因灰渣容量为1.048吨/m3, 砂子容重2.5吨/m3, 因而采用灰渣喷浆回弹率为5%左右, 100米巷可减少回弹料10%×65=6.5m3。一年可节省水泥资金:4000米×6.5m3÷100M×400元/M×2.5T/m3=260000元。4000M巷道共节省资金:26+5.2=31.2万元使用电厂遗弃的废料灰渣喷浆可以变废为宝, 解决矸石电厂灰渣占地污染环境诸多问题。

参考文献

锚喷巷道湿式喷浆工艺的应用 篇4

1 干式与湿式喷浆施工工艺的比较

1.1 干式喷浆施工工艺

干式喷射混凝土是国内外发展较早、使用较广的一种喷射混凝土工艺, 使用的主要设备是干式混凝土喷射机 (简称干喷机) , 各种材料按照设计配比要求进行拌和———拌和好的松散混凝土通过人工上料直接喂入喷射机料斗———由高压风携物料通过输料管送到喷头处———在此处加入水与物料混合———在风压作用下喷射到受喷面上。干喷机具有输送距离长、工作风压低、喷头脉冲小、工艺设备简单、对渗水岩面适应性较好, 以及混合料可以存放较长时间等特点。但是干喷机施工粉尘大, 回弹率高、作业时产生的粉尘危害工人健康, 尤其是狭窄巷道工程中, 粉尘更为严重, 更重要的是拌合料与水的混合不充分, 大大影响了喷射质量。

干式喷浆施工工艺流程:

1.2 湿式喷浆施工工艺

湿式混凝土喷射机组 (简称湿喷机) 是把各种材料按照设计配比要求进行充分搅拌———拌和好的混凝土通过搅拌机直接喂入湿喷机组料斗———由湿喷机组的泵送机构将湿料通过输料管输送到喷头处———在此处加入定量速凝剂与物料混合———在高压风的作用下喷射到受喷面上进行喷射的设备。由于混凝土是在搅拌机内进行搅拌的, 因此搅拌质量高, 所以回弹量可降至10%以下, 喷射后的混凝土强度可提高25~60%, 而空气中的粉尘含量可降低到2mg/m3以下, 达到了国家规定的卫生标准, 保护了施工人员的卫生健康。

湿式喷浆的特点:

1) 回弹率小, 与干喷相比一般可减少十个百分点以上, 节约原料消耗。

2) 粉尘少, 干喷作业时粉尘浓度可达50mg/m3以上;湿喷作业时粉尘浓度在10mg/m3以内, 大大减少了粉尘对人的伤害。

3) 搅和料充分, 喷射层均质性好, 强度高。在同样强度要求下, 湿喷与干喷相比可节约水泥用量8~10%。

4) 一次喷层较厚。

5) 易损件消耗少, 使用寿命长。

6) 行走方便, 便于移机。

湿式喷浆施工工艺流程:

结合两种喷浆施工工艺的比较, 湿式喷浆的特点尤为突出, 为了获得较好的喷浆施工质量, 降低粉尘浓度和回弹量, 我矿购买了一台JSB6T-L型湿式混凝土喷射机组并于井下开始试验和应用。

2 JSB6T-L型湿式混凝土喷射机组的构造原理及技术性能

JSB6T-L型湿式混凝土喷射机组由滚筒式混凝土搅拌机、推送机构、料斗及搅拌装置、混凝土分配阀、行走装置、液压传动系统、电气系统、喷机罩和输送管路、喷浆辅助系统等九个部分组成。机型样式如图所示:

滚筒式混凝土搅拌机的构造原理:

本搅拌机属于JZC自落式双锥反转出料搅拌机, 按照GB/1912-2000《混凝土搅拌机机械条件》设计制造。搅拌滚桶由双齿圈传动, 四拖轮辅助传动, 工作时正转搅拌, 反转出料, 可一搅拌塑性和半干硬性混凝土。

此混凝土滚筒搅拌机由 (1) 搅拌机构、 (2) 传动机构、 (3) 上料机构、 (4) 机架和行走总成组成, 各部分的位置如图所示。

1) 搅拌机构

搅拌机构由准1080滚筒, 双齿圈, 双拖轮跑道组成, 滚筒内中部对称焊接高低叶片一对, 出料口处焊接两片出料叶片。

2) 传动机构

采用YBK2-132S-5.5的防爆电机配一级齿轮减速器, 速比为3.6, 大齿圈与小齿轮比为12.9, 皮带轮速比为2。

由减速机的带动小皮带轮, 由皮带传动大皮带轮, 小齿轮带到大齿圈转动。从而带动滚筒转动, 由电机正反转带动滚筒正反转, 从而完成搅拌和出料过程。

3) 上料机构

上料机构由液压缸和料斗组成。通过液压缸来控制料斗的升降, 完成上料过程。

4) 配水系统

通过定量水箱控制水的加入。达到需要的水灰配比。

5) 机架和行走总成

(1) 机架

机架由型钢焊接而成。各个总成通过机架连接成一个整体。

(2) 行走装置

轮胎型由行走轮。行走轮的轮胎一般为实芯轮胎, 也可根据用户需要配充气轮胎。

当滚筒搅拌机行走时, 支撑必须升起, 使之离开地面200毫米左右。机架上设有4个支腿, 设备工作时必须放下支腿, 支撑设备。

6) 湿式喷浆机的主要性能特点

(1) 工作效率高:采用全国独创全液压泵松设计, 系统可靠性能大大提高。

(2) 喷射距离远:最大可达水平200米, 垂直80米。

(3) 喷射量连续可调。 (无极变速)

(4) 速凝剂添加量连续可调:0~9%范围内无极调节。

(5) 设备配件消耗低:主要易损件使用寿命不低于喷射3000 m3。

(6) 集中润滑系统, 有效延长了磨损件的使用寿命。

(7) 产品履带式设计移动方便、适应性强。

(8) 实现了混凝土连续给料, 湿喷机的连续作业。

(9) 具有强力搅拌系统, 能够将输送过来的物料进行很好的搅拌, 自动定量注水, 有效控制水灰比, 同时将搅拌好的物料输送到喷射机的料斗里。

3 结语

通过对锚喷支护巷道湿喷混凝土工艺的调研和应用, 成功地解决了干喷存在的粉尘大、回弹率高等问题, 较干式喷浆工艺具有明显的优势, 但也存在设备较为昂贵、易赌管、设备维护技术含量高等问题。虽然湿式喷浆工艺在煤矿锚喷巷道喷浆中仍少有使用, 但随着湿式喷浆机具的不断改进, 湿喷技术的不断完善, 湿式喷浆工艺一定会在煤矿锚喷巷道工程中发挥越来越重要的作用。

参考文献

[1]JSB6T-L型湿式混凝土喷射机组使用说明书[Z].

[2]GB/1912-2000混凝土搅拌机机械条件[S].

软岩锚喷巷道 篇5

关键词：高速公路隧道,软弱岩体,锚喷支护,剪切滑移理论,支护失效

锚喷支护体系自从20世纪50年代问世以来, 随同现代支护结构原理,尤其是新奥法的推广,已广泛应用于地下建筑结构的施工,已成为隧道复合式衬砌结构的重要组成部分。由于锚喷网支护作用的不确定性、多重性以及受力系统的复杂性,对于锚喷支护结构的设计与计算,目前还没有一套合理的计算模型,主要的设计方法还是以经验为主的工程类比法[1—4]。由于不同隧道地层岩性结构的复杂多样性,使得经验法设计的初期支护结构形式和参数很难与实际地质条件形成良好的匹配,由此导致支护围岩体的破坏失效,进而引发大范围的围岩失稳塌方,这在软弱围岩隧道中表现的尤为突出。

在对这种不良施工地质灾害进行处理时,也大多依靠经验判断盲目地提高初期支护的参数,但往往并不能取得满意的支护效果,造成变形破坏进一步恶化。所以,要想合理地解决目前软弱围岩隧道大变形难题,必须对其锚喷支护力学效应进行分析, 揭示锚喷支护失效的根本原因,从而有针对性地提出解决措施。

针对软弱围岩条件下锚喷支护力学效应的研究,大量学者和专家试图建立比较合适的地质力学模型,利用数值分析方法来阐述支护系统的力学机制[5—7]; 也有学者采用监控量测手段对软岩隧道支护结构进行量测,揭示其受力变形特性[8—10]。但上述方法都是将围岩和支护体视为两个独立的部分, 两者是施力和受力的关系,并未考虑与围岩的相互作用。

剪切滑移理论[11]是由奥地利人Rabcewicz提出来,1966年Rabcewicz根据试验指出当围岩压力不大时,剪切破坏才是柔性支护破坏的主要形式。通过长期对隧道破坏过程的观察,提出了隧道围岩与锚喷支护破坏的剪切锥模型。现以油坊坪隧道软弱围岩为例,运用剪切滑移理论分析隧道锚喷支护受力效应,并依此分析油坊坪隧道围岩失稳支护失效的根源,从而为类似隧道的设计施工方案优化、围岩变形控制提供理论依据。

1工程概况及锚喷支护破坏特征

1. 1工程概况

油坊坪隧道是谷( 城) —竹( 溪) 高速公路的一座小净距隧道-分离式隧道,进口段为小净距隧道, 出口端为分离式。隧道长度左线长1 092 m,右洞起止桩号为: YK41 + 105 ~ YK42 + 222,长1 117 m。隧址区属构造剥蚀侵蚀低山-低中山区,隧道轴线经过地段地面高程约420 ~ 540 m,相对切割深 度约120 m。隧址区在大地构造上位于南秦岭构造带内, 未见明显的不良地质构造现象。

1. 2工程地质条件

从地质调绘和区域资料揭示,隧道主要穿越地层为元古界武当群( Pt2w) 片岩,鳞片变晶结构,片状构造; 进出口附近坡面覆盖有第四系残坡积层。 节理裂隙较发育,片岩强度不高,属于比较典型的软岩隧道; 片岩物理力学参数如下表1所示。

现场片岩 具有典型 的片状构 造,片理产状295° < 22°; 隧道最大埋深约120 m,没有高地应力现象; 地下水类型主要为基岩裂隙水,其次为残坡积黏土层中的孔隙水。基岩裂隙水受大气降水垂直入渗补给,赋存在片岩裂隙和破碎带中,水量较贫乏, 局部地段因为裂隙发育,裂隙水补给较好。

1. 3隧道围岩失稳破坏特征

油坊坪隧道采用钻爆法,上下台阶开挖的施工方法,支护采用的是复合式衬砌结构,锚喷网组成初期支护结构。在隧道掘进中,围岩大变形、初支破坏现象时有发生。经过大量的现场观察发现,油坊坪隧道的围岩-支护体变形破坏都具有相似的特点,现以发生大规模塌方的地段( YK41 + 414-431段) 为例说明其特点; 研究段隧道锚喷支护参数( S4b型) 如下表2所示。

经过现场调查发现,破坏发生时,首先在隧洞两侧中部出现轻微裂缝,裂缝宽度为2 ~ 5 mm不等, 随着掌子面继续向前推进,裂缝逐渐加宽; 在初期支护破坏初期,随着两侧围岩收敛变形的加大,裂缝逐渐延伸到整个断面,进而发展为纵向裂缝。接着发生大规模围岩挤入式变形破坏,破坏由两侧的锚喷支护开始,侧墙向内鼓进,出现纵向张裂缝。在侧墙内挤张裂的同时,拱顶支护在拱顶部位被剪切错位。 由于顶部逐渐失去承载拱的支撑作用,顶部开始出现不可控的变形,最终导致油坊坪隧道顶部大规模的塌方。整个破坏过程是由两侧锚喷支护失效而起,最终导致顶板发生垮落。破坏过程如图1所示。

2剪切滑移破坏理论

新奥法创始人( Rabcewicz) 经多次工程实践观察和模型试验发现,圆形断面的软岩巷道,将在两侧围岩中形成楔形的塑性区,楔形体向围岩深处扩展, 荷载逐渐增大,如果支护抗力不足,围岩两侧开始塌落,继而引起顶部大规模破坏。在这种条件下,楔形体的剪切滑移破坏是其最主要的破坏模式,如图2所示。

根据Rabcewicz的剪切滑移理论,剪切破坏理论锚喷支护设计计算方法认为: 锚喷支护作为半刚性( 或称柔性) 结构,与围岩黏贴紧密,共同工作; 由喷射混凝土、钢筋网、系统锚杆等提供的承载力之和PiW应不小于围岩特性曲线的最小支护抗力Pmin:式中Pist,PiA,PiR,Pis分别为钢支撑、锚杆和岩石承载环、喷射混凝土的承载力。可通过相关计算方法确定或通过测试确定[12—14]。

按照莫尔-库伦理论,及岩体产生剪切滑动的条件,两组滑移 线方程分 别为r = r0e( θ-α) cotα,r = r0e- ( θ - α) cotα。其中: θ 为极角,范围为( α,π/2) ,α 为剪切角,r0为圆形断面的半径,r为滑移面迹线的极半径。

该曲线即为隧道侧壁岩体的滑移线方程。也是破坏楔形体的边界线。令b = 2acosα,则b表示破坏楔形体的宽度。这样就建立了围岩破坏的剪切滑移破坏模型,如图3所示。

3隧道锚喷支护力学效应分析

3. 1锚喷支护的受力计算

根据剪切锥理论,锚喷支护系统由于受力作用的复杂性,现根据各支护结构的容许抗剪强度简单的叠加来计算支护结构对围岩的容许承载力。根据油坊坪隧道塌方地段的实际情况进行计算。相关围岩参数及支护参数见表1和表2。

3. 1. 1隧道断面的等效换算

参照等效圆半径的几种求法,取大小半径之和作为其等效半径[12]。则油坊坪隧道的等效半径为

计算得,计算隧道的等效半径r0为4. 3 m。

3.1.2锚喷支护结构对围岩的承载力计算

根据相关文献[12—14]做如下求解

1求剪切角 α 与剪切滑动区域宽度b

18. 5°,b = 8. 156 m。

2喷射混凝土支护承载力Pis

喷射混凝土层厚度ds= 0. 22 m,喷射混凝土容许抗压强度sc= 20 MPa,剪切角 αs= 30°,抗剪强度取为 τs= 0. 43 sc,则计算得喷射混凝土容许抗剪强度 τs= 8. 6 MPa。则喷混凝土支护承载力PiS通过文献[12]推荐的公式计算可得Pis= 0. 928 MPa。

3计算钢拱架与钢筋网承载力Pist

对于钢拱架,钢材的剪切角 αst= 45°,钢材的容许抗拉强度为335 MPa,则钢材容许抗剪强度取 τst= 167. 5 MPa。隧道平均纵向一延米加强钢筋的截面积

计算可得Pist1= 0. 147 MPa

对于钢筋网,计算方法一样,不同的是 τst= 117. 5 MPa,隧道平均纵向延伸一米范围内加强钢筋的截面积8. 04 × 10- 4m2,同理计算可得Pist2= 0. 032 7 MPa。

综上可得pist= pist1+ pist2= 0. 180 MPa。

4锚杆对围岩作用的径向平均压力piA

取容许抗拔力为60 k N,计算可得piA= 0. 041 7 MPa。

5岩石支撑环的承载力PiR

考虑 σ3则是由各种支护结构分别提供的, σ3= 1. 150 MPa,σ1= 12. 06 MPa。由 τR( 剪切滑面上的切应力) ,σnR( 剪切滑面上的垂直压应力) 与主应力的关系可得 τR= 3. 28 MPa,σnR= 2. 25 MPa, ( 岩石支撑环内摩擦角) 与s( 岩石支撑环内剪切滑面的长度) 的值受岩石支承环厚度W的影响,W的值可由锚杆长度l,锚杆间距t。计算可得W = 2. 587 m。利用解析法求得:  = 40. 33°,s = 8. 153,最后算得岩石支承环承载力PiR为2. 008 MPa。

6锚杆的承载力PiA

综上,计算可得PAi= 0. 048 7 MPa。

7锚喷支护的总承载力PiW

锚喷支护总承载力计算公式如下

最后得出PiW= 3. 212 MPa。

3. 1. 3阻止剪切锥体向内滑动所需要的最小支护

抗力Pmin计算

先由式( 5) 求出破裂带半径极值[15]

式( 5) 中Rp,为破裂带半径极值,P为原岩应力,r0隧道等效半径,γ 为破裂圈内围岩容重。

根据勘察资料Ⅳ级围岩密度 ρ = 2. 2 g /cm3,计算区域隧道埋深约80 m,则P根据天然应力计算公式计算可得p = 1. 724 MPa。

由式( 5) 计算可得: Rp= 6. 373 m,由于最小支护抗力Pmin可根据下式计算

计算可得Pmin= 0. 045 6 MPa。

3. 1. 4锚喷支护受力分析

由上述计算可知在原设计参数条件下,锚喷支护提供的承载力为3. 212 MPa,远大于围岩剪切破坏的0. 045 6 MPa,计算结果表明在设计锚喷支护参数作用下围岩是不可能发生失稳破坏的。

由上述分析已经知道,油坊坪隧道为软岩隧道, 剪切破坏是其最主要的破坏模式,这已被Rabcewicz经多次工程实践观察和模型试验所证实; 而且现场的破坏特点也符合剪切滑移破坏特点,因此用剪切滑移理论分析油坊坪隧道的锚喷支护是符合理论依据的,理论计算的结果是可靠的。

但在现场实际条件下,本段锚喷支护仍然发生了破坏,说明原支护参数条件下,锚喷支护并未发挥理论设计上的作用和强度。在此可以从围岩、施工等方面分析围岩变形、锚喷失效的原因。

3. 2锚喷支护失效原因

理论计算结果显示锚喷支护能够提供围岩保持稳定所需抗力,但在现场实际条件下,本段锚喷支护仍然发生了破坏,说明原支护参数条件下,锚喷支护并未发挥理论设计上的作用和强度。在此可以从围岩性质、施工条件等方面分析围岩变形、锚喷失效的原因。

3. 2. 1围岩性质方面

隧道围岩为绢云母片岩,云母含量高,强度低, 片理、节理发育,围岩较为破碎,属于软岩范畴。现场观察显示与初期支护接触部位围岩风化严重,围岩基本失去承载、自稳能力。围岩黏土矿物含量高, 在地下水作用下发生崩解、软化、膨胀等现象,导致围岩力学性能下降。因此围岩参数的选取上实际的参数可能和勘察设计资料有较大的差距,例如饱和的片岩与之前内摩擦角就可以相差到4° ~ 5°,导致其支护抗力可以相差好几倍[13],并且计算的支撑力也会减小很多。其他的参数同样可能与实际有很大的差别,所以实际的锚喷支护总承载力PiW小于上面的计算值,而支护结构还需承受产生的膨胀应力, 隧道围岩的松动圈、塑性圈范围较大,最小支护抗力Pmin大于上文实际计算值,进而出现支护结构变形、 破坏现象。

3. 2. 2施工条件方面

参照油坊坪隧道现场监控量测的资料可以知道,隧道变形破坏持续时间很长,且隧道变形与施工工序的多次扰动密切相关,因此施工的影响对围岩的变形破坏影响也很大。

由于片岩独有的片理构造,在施工爆破的影响下,导致开挖后的围岩极其松散破碎,而且在掌子面爆破时,往往产生严重的超挖现象,使得洞周岩体形态很不规则,产生很大的应力集中效应,加剧了围岩的破碎,这样在锚喷支护时,围岩的支承能力大大降低,松散区岩体的范围很大,因此锚杆的支撑力与围岩的支撑力也会大打折扣。受施工扰动的影响,围岩将进一步劣化,松动圈和塑性圈范围增大,进而导致作用于初期支护上的形变压力增大,促使支护结构破坏; 若松动圈范围超过锚杆的长度,锚杆的悬吊等功能丧失,锚杆只起初步强化围岩的性能,而整个松动圈和锚杆等作为一个整体作用于支护结构上, 则很可能导致大变形和塌方的出现。此外,施工中拱架落底、锁脚没有按要求施做,超前支护以及注浆效果等没有达到设计要求,仰拱、二衬与掌子面之间的间距不合理控制等都会促使支护变形破坏。

综上得到油坊坪隧道失稳破坏的机理在于: 由于围岩本身的特点,实际锚喷支护总承载力小于计算值,而保持围岩稳定所需的最小支护抗力大于计算值; 在施工爆破震动等扰动下,围岩进一步劣化, 岩体物理力学性能进一步降低,松动圈范围进一步扩大,甚至导致锚杆主要功能丧失,而作用于支护结构的总荷载进一步增大,加上相关施工工艺并未达到要求,最终,锚喷支护各系统所提供的承载力远不及设计要求,小于阻止剪切锥体向内滑动所需要的最小支护抗力,不能维持其平衡。隧道两侧的围岩以剪切锥体的形式沿着剪切破坏滑移线向隧道洞体方向产生滑移,从而导致了锚喷支护的大变形与破坏,导致锚喷支护失效。

4结论

通过上述分析,得到如下结论。

( 1) 利用剪切滑移理论,计算表明了在理想条件下,设计支护参数条件下油坊坪隧道的锚喷支护参数是偏于保守的,支护体系本身具有的结构抗力是有安全保障的。

( 2) 隧道围岩失稳破坏的原因是由于围岩本身性质和施工等原因导致的。受施工扰动影响,松动圈进一步增大,围岩持续恶化及加大的形变围岩压力,造成隧道两侧的围岩以剪切锥体的形式沿着剪切破坏滑移线向隧道洞体方向产生滑移,进而引发大范围的顶部塌方,导致锚喷支护失效。

福建煤矿巷道锚喷支护的推广使用 篇6

福煤集团下属三十几对矿井, 但各矿井的地层又有所区别, 如福建煤电公司下属龙岩、永定、苏邦三矿区开采地层为下二迭童子组一段及三段地层, 漳平煤业有限公司下属矿井为上三迭统大坑组上段及下段地层。在福煤集团公司内, 各矿区顶板的岩性以泥页岩、细粉砂岩、粗粉砂岩、细砂岩为主, 矿区范围内, 地质构造比较复杂, 特别是小断层、小褶曲、节理裂隙特别发育。各煤矿顶板又有各自的特点:部分矿井矿山压力显现比较大, 如福建能源 (漳平) 煤业有限公司下属文宾山煤矿、福建煤电公司下属坑柄煤矿;一些矿井局部地区压力显现比较明显, 如福建煤电公司下属培丰煤矿+150环型车场及附近压力比较大;一些矿井可采煤层中, 其煤层顶板条件也存在差别, 如福建煤电公司下属苏一煤矿37#、39#煤层顶板条件比较好, 而38#煤层顶板就相对比较破碎, 给顶板管理带来了困难。

2 福建省近年来煤矿开采巷道支护情况

近年来, 随着福建省各煤窑开采深度、广度及开采强度的不断提高, 地质条件日趋复杂化, 强烈采动影响巷道、松软破碎围岩巷道及特大断面巷道和硐室等复杂困难条件占的比重越来越大, 显著增加了巷道支护难度。煤矿巷道支护也经历了木支护、砌碹支护、U型钢支护到锚杆支护的漫长过程, 经过文宾山一系列的论证, 锚杆支护是目前经济、有效的支护技术。

3 文宾山矿井概况

文宾山煤矿隶属福建能源 (漳平) 有限公司, 主管部门为福建能源集团有限责任公司。矿井位于漳平新桥镇, 对外交通方便, 区内有公路通往鹰厦线, 距麦园火车站10km, 到漳平市50km。井田位于戴云山支脉之一的城门隔山-马水尖山脉北部, 区内地形受岩性、构造等因素的控制, 平地少, 井田地形是中部高, 向北两侧逐降低。

矿井目前开采煤层属上三迭统大坑组下段中带, 开采煤层有d4、d5。煤层顶底板特征见下表。

4 煤矿巷道支护形式:

现阶段文宾山矿井巷道支护形式主要采用以下几种支护方式:

4.1 砌碹支护:

砌碹支护在很早就开始应用于矿井生产中, 按其砌碹支护材料可分为:料石、混凝土砌块等, 但其支护属刚性被动支护, 成本高、施工速度慢、劳动强度大且不适合围岩大变形。所以在矿井生产中, 除了特殊巷道和硐室, 一般不选择砌碹支护。

4.2 锚喷支护:

取锚杆支护和锚喷混凝土支护的优点。用锚杆支护进行支护时, 在两锚杆之间的围岩表面附件, 会产生拉应力。如果岩石松软, 则在拉应力作用下, 可能产生局部的破坏, 这样削弱岩石加固拱的稳定性和承载能力。因此, 锚杆与喷射混凝土联合使用, 就可以防止局部岩块的松动和坠落, 从而加固了岩石, 加固了拱的承载能力。因此锚喷支护不仅成为了岩巷首选的、性能优越的支护形式而且锚杆支护也成为煤巷的主体支护方式。

4.3 棚室支架:

棚室支架曾经是煤矿巷道的主要支护方式, 按其支护材料可分为木支架、钢筋混凝土支架及金属支架, 其中木支架与钢筋混凝土支架已经逐步淘汰。金属支架按材料可分为工字钢、U型钢及其他。棚室支架也属于被动支护, 支架与巷道表面很难密切接触, 控制围岩早期变形的能力差, 在负载困难条件下支护效果差、成本高。棚室支架的用量在逐年减少, 被锚杆支护所替代。

5 巷道支护方式对比

根据现阶段文宾山采区巷道围岩揭露情况, 文宾山采用以下3种支护方式 (其断面规格均适合《煤矿安全规程》规定) 。

5.1 巷道断面5.8m2 (梯形断面) , 采用25kg/m U型金属支护, 棚距为1m。

5.2 巷道断面5.3m2 (半圆拱断面) , 采用砌碹支护, 砌碹墙、拱厚度0.2m。

5.3 巷道断面5.3m2 (半圆拱断面) , 采用树脂锚杆支护, 每米巷道按菱形安装5根/米, 并加上防护网。

5.4 支护方式比较 (见下表)

6 各支护材料经济比较

6.1 掘进工程材料费

金属支护:485元/m;砌碹支护:458元/m;树脂锚杆支护422元/m。

6.2 支护工程材料费

金属支护:805元/m;砌碹支护:435元/m;树脂锚杆支护208元/m。

6.3 人工工资费

金属支护:560元/m;砌碹支护:1012元/m;树脂锚杆支护615元/m。

6.4 安全管理费

金属支护:76元/m;砌碹支护:83元/m;树脂锚杆支护70元/m。

6.5 支护方式费用对比表 (维护费用、运转电费、安全基金等视同一致, 不予计算)

单位:元/米

综上所述, 在综合考虑经济、技术、安全的基础上, 经对比, 树脂锚杆支护可作为该采区系统巷道的主要支护方式。

7 结论

煤矿巷道支护经历了木支护、砌碹支护、U型钢支护到锚杆支护的过程, 实践证明锚杆、锚喷支护在经济上、安全上是可靠的, 尤其对我省的井巷的支护发展起到积极的推动作用。特别是在我省地质如此复杂的情况下, 锚杆、锚喷支护的发展越来越趋于成熟, 同时结合福建煤层条件特点, 在同等的条件下尽量采用锚杆支护, 如运输大巷、运输顺槽等尽量采用锚杆支护, 对服务年限比较长, 如水平运输大巷、水平石门、平硐、斜井尽量采用锚喷支护。

摘要：福建省煤矿生产中, 由于煤层赋存条件复杂、煤层厚薄不一、巷道支护方式的多样性, 传统上普遍应用坑木支护, 已经不能适应现代高产、高效和安全的要求。本文针对我省尤其文宾山的不同的支护方式进行比较, 认为锚杆、锚喷支护的推广使用具有社会的、经济的、现实的意义。

关键词：煤矿,支护,研究

参考文献

[1]东兆星, 等.井巷工程[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2004.

软岩锚喷巷道 篇7

1 施工巷道地质条件

1.1 位置及概况:

Ⅲ52上皮带机上山沿5煤层底板施工, 上覆3、4、5煤均未开采, 6煤层已开采完毕。该巷道拨门施工层位为5煤层底板以下约15m。

1.2 顶底板岩性:

该巷道沿5煤层底板施工, 距5煤层8~15m。5煤层直接底板为灰黑色泥岩, 厚1.5~2.5m, 含植物根茎化石;下面为深灰色砂质泥岩, 厚8~10m, 含植物叶片化石, 下部含0.1m的煤线;向下为铝质泥岩, 厚4~5m, 有滑感, 贝壳状断口, 下部含菱铁鲕子。

1.3 地质构造:

据勘探钻孔及周边巷道分析, 该巷道整体为一单斜构造。根据旁边Ⅲ52上回风上山揭露的地质资料分析, 该巷道掘进过程中将揭露6条断层。另外还有可能揭露隐伏构造。

1.4 水文地质概况:

该巷道沿5煤层底板施工, 其含水组为下石河子组砂岩裂隙含水组, 该含水层富水性弱。预计巷道在掘进过程中可能常会出现顶板滴水现象, 水量小于1m3/h。

2 典型案例

2.1 2009年10月4日中班, Ⅲ63轨道下山施工, 下午18:40左右领钎人员刘某某作业时因迎头端面防护不到位, 被片帮的矸石砸伤右小腿造成骨折。

2.2 2010年11月郭某在Ⅲ52上皮带机上山施工, 放炮后在定顶板锚杆眼位时, 因防护不到位被迎头端面片帮的大块矸石推倒, 造成多处肌肉挫伤, 脚关节脱臼。

3 防片帮网的材料、尺寸选择

3.1 材料选择。

防片帮网多采用尼龙绳和经纬钢筋网做为原材料, 但是尼龙绳和经纬钢筋网均不同程度存在缺点。3.1.1尼龙绳网为软网, 易吸水, 在施工过程中打眼水和项板少量淋水及喷浆回弹料的吸附造成网加重, 给挂网带来不便, 而且尼龙网的强度不够, 打眼的钢钎或片落的矸石易造成网破损使网孔变大, 不能起到有效防护。在挂网期间由于网太软没有一定的固定形状不便使用, 最少需要三人才能将网挂好。而且打眼的钢钎容易缠住网的毛边给施工造成安全威胁。3.1.2经纬钢筋网固定后, 打眼过程中钢钎与网格的相互摩擦造成网上下小距离的滑动, 装药时炮眼眼口很容易和经纬网的钢筋重叠, 造成药卷不能顺利送入炮眼, 现场操作人员为了把药卷送入炮眼, 保证爆破效果, 很可能会把防片帮网取下, 造成迎头端面在无防护状态下施工, 给施工人员的人身安全带来威胁。而且, 在炮药装好后, 拆除钢筋网时可能会对雷管脚线造成刮伤, 出现拒爆、残爆等事故, 给施工带来大的安全隐患。由于经纬钢筋网的边是毛茬, 使用时容易刮伤施工人员的手或刮破手套。3.1.3根据现场的实际应用, 防片帮网的材料既要有强度还要有适当的柔软度, 经过对多种材料的对比最终选择软钢丝做为防片帮网的原材料, 软钢丝直径3mm, 在软钢丝外另加套了一层耐磨聚脂软管, 这样不仅保证了强度而且不吸水, 还有利于装药, 拆除网时也不会给雷管脚线造成刮伤, 保证了放炮的正常进行。使用时最多需要两人, 而且在取网时一人便可轻松操作。

3.2 尺寸选择。

网格尺寸100×100mm, 整网尺寸要根据巷道断面来定, 但是必须保证整网尺寸比巷道毛断面超宽300mm左右, 为了方便使用把网分成四片, 以半圆拱断面为例 (如图1) 。

4 防片帮网的使用方法

4.1. 巷道放炮后待炮烟吹净, 人工敲帮问顶找净浮矸活石, 然后使用单体支柱进行超前临时支护, 根据设计断面定好炮眼后, 先打防片帮网固定眼, 防片帮固定眼以巷道设计轮廓线为准向外偏50~100mm, 防片帮网固定眼眼深350~600mm (根据岩性选择) 固定好防片帮网后进行打炮眼作业。

4.2. 打下部炮眼前要先进行倒矸作业, 但使用耙矸机倒矸时容易造成耙斗碰刮防片帮网, 给网造成损坏, 缩短网的使用时间并且降低网的防片帮效果, 因此在上部炮眼打好后将防片帮网向上卷起 (图2) , 卷起高度以耙矸机固定回头轮以上200mm为易, 然后再进行倒矸作业, 待矸石倒好后将网放下重新固定牢固, 打下部炮眼前同样要先打防片帮固定眼, 然后将下部防片帮网固定好, 再进行打下部炮眼作业, 确保打炮眼的整个过程都在防片帮网的防护下。

4.3 固定点的插杆采用直径12mm的钢筋加工成“T”型, 小头焊接一个三角倒刹, 大头长150mm (因网格为100mm见方) 有利于压网。然后用直径10mm钢筋一头压扁, 另一头焊一螺帽或圆环与“T”型插杆连在一起作为一组插杆使用, 使用时先将“T”型插杆放入打好的眼中, 以大头贴岩面为准, 然后将带圆环插杆压扁的一头紧贴“T”型插杆放入眼中至三角倒刹处, 最后用大锤砸紧。

5 现场应用效果

5.1 该防片帮网经过多次的改进, 现使用郊果较好, 该网重量轻, 来回搬运使用方便, 一般两人便可完成操作, 职工愿意使用而且该网结实耐用, 使用寿命长成本低。

5.2 有利于放炮的管理, 装炮药方便并且在拆除网时不会对雷管脚线造成刮伤, 避免出现因放炮不利造成的事故。

5.3 在巷道掘进过程中, 由于断层等地质构造或者穿层施工时, 岩性变化较大, 很多时候会遇到砂质泥岩或层状页岩, 这些岩石容易出现离层、片滑, 尤其在打锚杆或打炮眼时, 由于遇水后更易掉落, 给迎头端面的安全管理带来很大难度, 该网使用以来, 基本杜绝了由于岩石离层、片滑、遇水后易掉落等原因造成的迎头矸石掉落、片滑伤人事故, 做到了巷道施工的全过程防护, 对安全生产起到了有力的推动。

摘要：锚喷巷道在打锚杆及打眼过程中均存在迎头片帮的安全隐患, 为了解决锚喷巷道施工期间的全过程防护, 控制事故发生。本文结合我矿在锚喷巷道中防护措施的应用实践, 阐述了防片帮的做法及应用效果。