网-绳-锚支护技术

网-绳-锚支护技术（精选5篇）

网-绳-锚支护技术 篇1

综采工作面收尾工程是一个工作面在大规模回采作业即将结束时, 工作人员在一定回采范围内控制工作面产量和质量, 为下一步顺利拆除综采工作面设备而采取的特殊的作业方式和顶板管理方式。它是煤炭综合机械化生产中的重要一环, 其收尾工程的质量直接影响着一个矿井的安全生产, 并对矿井经济和安全效益产生一定的影响。

开滦集团钱家营矿2075E综采工作面根据其具体工程地质条件, 在工作面收尾期间采取了一系列顶板控制措施, 支护效果明显, 为工作面拆除设备提供安全技术保障。

1 工作面概况

开滦 (集团) 钱家营矿2075E综采工作面, 位于十采区东翼, 西侧为十采皮带山、轨道山及专用回风巷, 东侧为十一采皮带山、轨道山和专用回风巷。倾斜上、下方暂无工程, 上覆及下伏各煤层暂无工程。煤层厚度3.0-6.4m, 平均4.9m, 西部较厚, 东部较薄, 煤层走向在40°-140°之间变化。工作面东部切眼附近煤厚有一定变化, 西部较稳定。工作面走向长1141.7m, 倾斜长156m, 工业储量140.977万t, 可采储量131.108万t。伪顶为深灰色粉砂岩, 厚0-1.2m, 易掉落;直接顶为深灰色粉砂岩, 厚1.5~3.82m;老顶为浅灰色细砂岩, 厚9.23m;直接底为褐灰-深灰色粉砂岩, 厚1.46~3.3m。

工作面为一次采全高, 使用设备主要有:工作面使用98组ZY9200-20/42D型液压支架控制顶板, 上下机头各安3组ZY9200-17/38D型过渡支架, 共104组液压支架。使用MG650/1515-WD型电牵引采煤机, 前滚筒割顶煤, 后滚筒割底煤和扫浮煤, 一刀一循环。机组自开缺口, 斜切进刀 (割三角煤的进刀方式) , 斜切进刀长度为20m, 滚筒截深0.8m。工作面使用SGZ-960/1050型刮板运输机, 下出口使用SZB-730/75×2型转载机一部, 下运道采用DSJ-120/3×200皮带输送机, 十采四中运斜使用SZZ-960/400转载机一部 (包括PLM-2200破碎机) 、DSJ-100/2×200皮带输送机一部。

2 工作面支护工艺设计

钱家营矿综采工作面收尾时传统工艺:在工作面液压支架顶梁上插3米大板梁配合单体液压支柱支护, 随着工作面的循环推进割煤反复抽梁, 所以必须反复升降液压支架, 给顶板管理及工人安全操作环节带来不利影响, 煤壁到位时要打好贴帮柱防止片帮, 整个收尾过程工人劳动强度比较大, 安全没有保证。采用网-绳-锚支护技术后, 不仅大大降低了工人劳动强度, 同时增加了顶板支护强度, 给以后综采工作面设备拆除提供了良好条件, 提高了安全系数。

2.1 网-绳-锚支护概念

网-绳-锚支护技术即在综采工作面收尾时采用铺网、铺倾向钢丝绳及在煤壁及顶板打锚杆或锚索的支护形式。

锚杆布置:参照煤炭部《煤巷树脂锚杆支护技术规范》, 顶锚杆采用20MnSi的螺纹钢锚杆支护, 其规格为直径22mm, 锚杆长度为1.8m, 每孔装药量3卷。帮锚杆使用长1.8米直径20mm的无纵筋右旋等强锚杆, 每孔2卷药卷, 并与方形托盘配套使用。

2.2 网-绳-锚支护工艺流程及工序设计 (见图1)

2.2.1 铺金属网

在采面铺金属网前, 要先调整好采面工程质量, 液压支架及面溜要走齐拉直, 保证平、直、顺。当工作面煤壁距离停采线15m时开始上单网, 距离停采线12米时开始上双网, 距离停采线3m时上单层网。顶板使用金属网, 采面煤壁使用塑料网, 网与网之间要用18~20﹟铅丝联好, 网扣距不大于200mm, 联网采用双丝单扣联接, 网的搭接长度为沿走向150-250mm, 沿倾向300-400mm, 允许有±50mm的偏差, 双网联结形式为鱼鳞式搭接, 上下机头末组支架各多铺设1.0m的富余量。煤壁网下垂至工作面底板, 偏差在±300mm范围内。

2.2.2 铺钢丝绳

前梁将双网吃进去1m沿工作面走向开始铺设钢丝绳, 预计一共铺钢丝绳12~13根, 绳距0.6~0.8m, 绳距要均匀。钢丝绳要平直地铺在金属网的下面, 用18-20﹟铅丝与金属网连接好, 扣距为400~600mm, 双丝单扣。上、下机头两端的钢丝绳要留出4~5m的富余量, 上顺槽的钢丝绳要从上机头上托板绕过, 下顺槽的钢丝绳要从下机头下帮托板绕过, 并上好三道绳卡子, 钢丝绳要理顺、拉紧、拉直, 绳卡子要卡牢。

2.2.3 顶板、煤壁打锚杆及工作面收尾 (见图2) :

顶锚杆沿走向排距900±100mm, 沿倾向排距1000±100mm。顶锚杆使用长1.8m、Φ22.5mm的高强锚杆, 锚杆外露长度不大于50mm, 顶锚杆垂直顶板布置, 角锚杆与顶板垂线夹角10°-20°, 每眼装3个树脂锚固剂药卷。距离停采线3m时, 架子定位后, 走第一刀时不再上双层金属网及钢丝绳, 只上单层金属网, 将架子前伸梁伸出, 护帮板拍出, 待走一刀后, 停机闭溜, 机组摘刀摘电, 开始打锚杆。打锚杆时, 将所打锚杆位置的架子前伸梁及护帮板收回, 其它支架不得进行操作, 打完后再伸出前伸梁、拍出护帮板, 然后到下一组支架下继续打锚杆, 如此循环。当打到机组位置时, 人员及锚杆机全部撤出溜子道, 开动机组及面溜, 将机组行至不妨碍打锚杆位置处, 然后机组摘刀摘电, 溜子停机并双闭锁, 将原机组位置锚杆打好。当一排锚杆全部打完后, 所有人员及设备撤出机道, 开始顶溜、走架子、联网、开机组割煤, 如此循环, 每次正常顶溜距离不少于0.8m。第二刀割完后, 架子护帮板全部拍出, 联网、打锚杆, 同时跟打一排锚索, 锚索长度6m, 预应力不小于10t, 锚索距前梁1.5m, 间距5m, 锚索外露长度不超过350mm。待所有锚杆及锚索打完后, 面溜断开与架子的联接, 用3m单体液压支柱顶溜子, 然后开机组割煤。割第三刀时, 每走30米, 就停机组等待打锚杆, 打完以后机组再走30米再打锚杆, 如此循环。割第四刀时, 重复第三刀的循环, 第四刀割完后, 前梁尖距离煤壁3.0米。待所有顶锚杆打完后, 开始打帮锚杆, 帮锚杆使用长1.8m、Φ20的无纵筋右螺旋等强锚杆, 锚杆垂直煤壁布置, 每眼装2个树脂药卷。帮锚杆每排锚杆数量4个, 垂直间距、倾斜间距均为1000±100mm, 最上边一根帮锚杆距顶不大于200mm, 最下边一根帮锚杆距底不大于500mm。

3 安全及经济效益分析

3.1 安全效益分析

3.1.1 网-绳-锚支护技术具有工序简单, 撤离支架区域开阔、安全可靠等优点。

3.1.2 人员在空顶区作业的几率低。

网-绳-锚支护技术人员进入空顶区作业的次数分别为初次上网1次, 打锚杆3次, 共4次, 与在工作面液压支架顶梁上插3m大板梁配合单体液压支柱的传统支护形式 (需要人员反复进入空顶区作业10次) 相比, 显著降低了人员进入空顶区作业的次数, 有效减少了事故发生的几率。

3.1.3 支架对顶板的初撑力。

网-绳-锚支护技术支架上为金属网与钢丝绳, 可将支架升起紧贴顶板, 保证达到支架的初撑力, 支架对顶板支护安全可靠, 可防止顶板离层垮塌事故;而传统支护技术由于支架顶梁上差3m大板梁, 柔韧度不够, 为防止升断大板梁, 支架不能紧贴顶板, 支架对顶板的初撑力低, 顶板出现离层垮落现象的可能性大。

3.1.4 撤架通道支护。

网-绳-锚支护形式的撤架通道呈稳定的桁架结构状态, 支护强度大, 整体性较好。

3.2 经济效益分析

采用网-绳-锚支护形式, 钢丝绳使用的是废旧钢丝绳, 撤架通道需投入锚杆600根, 按每根25元计算共需1.5万元, 而采用传统工艺需要大板梁共35m3, 按每立方1100元计算共需3.85万元。

4 网-绳-锚支护形式的技术关键

4.1 工作面顶网必须严格按规定进行联网固定, 出现扯网时, 要及时采取补网措施。

4.2 拉架时要防止支架刮网及推网现象发生, 架子后顶网必须全部压入采空区后方可停止拉架。

4.3 钢丝绳铺设必须超出端头架4~5m, 且必须展平, 固定牢固, 工作面两端的钢丝绳必须固定好。

结语

采用网-绳-锚支护进行综采工作面收尾工作, 工人无需反复升降架子, 且无需多次进入空顶区作业, 工人劳动强度大大降低, 工人在空顶区作业几率大大减少, 提高了人员工作时的安全性。同时提高了支架对顶板的初撑力, 形成的桁架结构也较传统的收尾方式的悬臂梁结构更稳定。

采用网-绳-锚进行综采工作面收尾支护, 技术上可行, 安全及经济效益显著, 是综采工作面收尾过程中比较合理的支护形式, 具有广泛的推广使用价值。

参考文献

[1]张继远.龙门煤矿支护形式的变革[J].煤炭技术, 2008年01期.

[2]李寿军, 安福军.谈综采工作面生产管理[J].煤炭企业管理, 2004年12期.

[3]李连祥, 陈连军, 姜小明.多支护形式在复杂环境深基坑中的应用[J].土工基础, 2007年02期.

网-绳-锚支护技术 篇2

针对国投新集能源股份有限公司口孜东煤矿埋藏深、地压大、煤巷维护难等问题, 对该矿111303工作面机巷沿13-1煤层顶板掘进, 前期掘进时采用锚网索支护, 巷道破坏较快, 不能满足正常生产需要情况, 经研究优化为直墙半圆拱形断面, “刚+柔”双层锚网支护, 并将锚杆改为五花布置, 取得了较好的支护效果。

1 地质概况

口孜东煤矿111303工作面标高-967 m, 该面机巷主要在13-1煤层及其顶板泥岩、细砂岩层中掘进, 13-1煤层厚度为4.36 m, 中间夹2层夹矸, 主要为炭质泥岩和泥岩, 夹矸厚度约0.4 m。13-1煤层剖面倾角东倾约1°～3°, 断面倾角10°～20°。13-1煤层直接顶板主要为泥岩和细砂岩, 泥岩裂隙发育, 局部较松软。

2 支护形式

(1) 巷道断面形状为直墙半圆拱形, 宽度5.8m, 高度4.3 m, 净断面积21.33 m2, 拱基线以上2.9 m, 墙高1.4 m。实际作业中将巷道伪顶挑掉, 一般情况下挑顶0.8 m左右。

口孜东煤矿111303工作面机巷支护断面如图1所示。

(2) 临时支护采用戴帽点柱, 正常情况下最大控顶距不超过1.6 m, 帮部滞后顶部支护不超过7 m, 当矿压较大时逐排施工, 最大控顶距不超过0.8 m, 帮部支护紧跟迎头支护。

(3) 永久支护采用锚网索。

(4) 成巷后巷中及时打一排托棚。

3 支护参数

由图1可知, 支护参数: (1) 每排布置22根锚杆 (包括增补左肩窝2根, 右肩窝3根) , 锚杆间排距为700 mm×700 mm, 锚索每排布置7根。其中, d锚索按正顶施工, b、f锚索布置在煤岩交线下方300～400 mm处, c、e锚索分左右布置在d锚索下方1.5 m位置, a锚索布置在b锚索下方1.2 m;g锚索布置在f锚索下方700 mm位置, 如果e、f锚索间距大于2 m, 则g锚索布置在e、f锚索正中, M型钢带用锚索纵向压茬使用。 (2) 网片采用塑料网片与钢筋网片双层铺设, 先铺设塑料网片, 再铺设钢筋网片。塑料网片搭接长度不小于40 mm;每排钢筋网片横向搭接加压普通H型钢带, 搭接长度100 mm。 (3) 锚杆安装参数。采用φ28 mm钻头施工锚杆眼时, 每根锚杆使用3卷MSK2350型或MSK2360型锚固剂锚固, 当采用φ32 mm钻头施工锚杆眼时, 每根锚杆使用3卷MSK2850型锚固剂锚固, 锚固剂搅拌时间为20～35 s, 抗拔力不低于80 kN。 (4) 锚索安装参数。采用φ32 mm钻头施工锚索眼时, 每根锚索使用4卷MSK2850型锚固剂锚固, 锚固剂搅拌时间为20～35 s, 预应力不低于160 kN。 (5) 正常支护时采用一梁四柱托棚梁加强支护, 托棚梁规格为φ200 mm, 长3 200 mm圆木, 托棚腿采用φ300 mm, 长4 400 mm圆木, 棚柱间距1.0 m。 (6) 过断层时打一梁五柱托棚加强支护, 棚梁采用φ200 mm, 长3 400 mm圆木, 棚腿间距0.8 m。

4 支护材料

锚杆采用左旋无纵筋专用Ⅱ级高强螺纹钢加工, 规格为φ22 mm, 长2 500 mm;锚杆托板采用厚10 mm钢板加工成窝型托板, 规格为长×宽×厚=120 mm×120 mm×10 mm;锚网采用φ6 mm钢筋焊制, 规格为长×宽=2.0 m×1.0 m, 网孔规格为100 mm×100 mm, 塑料网带采用塑料制成 (塑料筋中间增加钢丝以增加强度) , 规格为长×宽=2.0 m×1.0 m, 网孔规格为40 mm×40 mm;锚索采用φ21.8 mm钢绞线, 长6.3 m, 锚索托板采用14 mm钢板加工, 采用大小两块托板叠加, 大托板规格为长×宽×厚=300 mm×300 mm×14 mm, 小托板规格为长×宽×厚=150 mm×150 mm×14 mm;H型钢带规格根据现场情况确定;锚固剂为MSK2350型、MSK2360型或MSK2850型;M型钢带采用厚5 mm Q235钢板, 长3.1 m, 宽190 mm, 每隔1.4 m布置一φ30 mm钻孔。

5 安全技术要求

(1) 螺母扭矩。锚杆生根在岩层中时锚杆螺母扭矩不小于400 N·m, 生根在煤层中时锚杆螺母扭矩不小于300 N·m。

(2) 锚杆抗拔力不小于80 kN/根, 锚索预应力不小于160 kN/根。

(3) 底脚锚杆支护距底板不允许超过350 mm, 当超过350 mm时, 必须增设锚杆加强支护。

(4) 过断层时, 断层及其前后10 m范围M型钢带纵横方向井字布置, 并打托棚支护;当断面墙高高于3 m时, 则在3 m以上墙体增补“锚索+纵横方向M型钢带”支护;采用上述支护后顶板压力还持续显现明显, 则必须进行套棚加强支护。

(5) 顶板破碎易漏冒时, 在靠近迎头第一排锚杆的钢带上方以比巷道坡度大10°～15°角度增打密集超前钢筋控制顶板。超前锚杆采用φ30 mm, 长3 000 mm螺纹钢筋, 间距不超过200 mm。

(6) 顶板离层后的加固措施。如顶板离层达到80 mm时, 必须在离层仪前后25 m范围内采取锚索吊梁或一梁四柱托棚的方法加强支护。锚索吊梁沿巷道中线平行布置4排 (间距1.4 m) ;吊梁采用12#工字钢加工, 长3 m, 一梁三索;正常支护时, 托棚棚腿间距为1.0 m, 当过断层时, 棚腿间距为0.8 m;过断层破碎带措施:如过断层破碎带、托顶煤掘进, 当锚索能锚固在岩石中时, 采用锚杆做临时支护, 锚索代替锚杆做永久支护 (锚索长度在6.3～9.3 m之间调整, 以保证锚索生根在稳定岩层中2 m以上) 。断层两盘必须安设顶板离层仪, 并打托棚加强支护。当锚索不能锚固在岩石中时, 采用架棚支护;托棚应成直线, 底板为煤时棚腿必须打在硬底上, 并牢固可靠, 棚腿必须深入底板300 mm以上, 虚底时棚腿必须穿石鞋, 其规格为300 mm×300 mm×100 mm。托棚距迎头最大距离不超过60 m;对于巷道受矿山压力影响, 局部地点锚索、锚杆被拉断的情况, 必须在被拉断的锚索、锚杆旁重新补打或打设点柱。巷道内顶板离层仪损坏的必须及时进行安设;暴露山墙的高度超过2.6 m的巷道, 自底板起1.5 m高度以上的部分必须使用防片帮护网。

6 结论

网-绳-锚支护技术 篇3

关键词：巷道,锚网支护,技术

煤巷支护中以锚杆、金属网、钢带 (钢筋梯) 等组成的联合支护形式, 即为锚网支护, 且随着技术的发展, 还逐步形成预应力锚索支护技术和锚杆桁架支护技术等。这些技术已在不同条件巷道的支护中取得了较好的技术经济效果。

1 锚网支护

网有多种形式, 如图1所示。按材料划分, 可分为金属网、非金属网和复合网。金属网分铁丝网和钢筋网。铁丝网一般采用直径为2.5mm-4.5mm的铁丝编织而成。按网孔形状的不同, 又分为经纬网和菱形网。由于菱形网具有柔性好、强度高、连接方便等优点, 现在逐步代替经纬网。为克服金属网钢材消耗量大、成本高等缺点, 一些矿区采用塑料网。塑料网的特点是成本低、轻便、抗腐蚀等。塑料网分编织网和压模网。编织网强度和刚度低, 整体性差, 受力后变形大, 围岩易鼓出;塑料压模网整体性好, 强度和刚度明显增大, 护表能力显著提高。复合网将钢丝与塑料采用一定的工艺复合在一起, 整体性、强度和刚度进一步增大, 控制围岩变形的能力强。已广泛在推广应用, 是一种很有应用前景的支护方式。

2 锚带网支护

锚带网支护是由锚杆、钢带 (钢筋梯) 及金属网等组成。

2.1 平钢带

平钢带由一定厚度和宽度的钢板制成, 截面形状为矩形。平钢带是一种直接轧制的普通钢带, 因其厚度较小, 平钢带与砰型钢带一样在压力大时容易撕裂, 使其强度大的特点无法发挥出来;其材料一般为Q235碳素结构钢, 屈服强度为240MPa.抗拉强度为380MPa, 对顶板的支护效果较差, 只是适合于顶板压力较小的条件下。

2.2 W型钢带

W型钢带是利用带钢经多组轧辊连续进行冷弯、辊压成型的型钢产品。材料为Q235碳素结构钢, 冷弯前的抗拉强度为380MPa。由于带钢在冷弯成型过程中的硬化效应, 可使型钢强度提高10%-15%;并且冷弯成型出材率高, 与冲压及热轧型钢相比, 可节约钢材10%~30%。W型钢带的几何形状和力学性能使其具有较好的支护效果, 是一种性能比较优越的锚杆组合构件。W型钢带的结构如图2所示。

2.3 M型钢带

M型钢带的特点: (1) 以型钢带强度大, 抗弯刚度大, 钢材利用率高; (2) M型钢带向下截面模量远大于向上的截面模量。顶板安装钢带时, 向上截面模量小, 钢带与顶板紧;钢带承受压力时, 向下抗弯截面模量大, 控制围岩变形能力强; (3) M型钢带由于翼缘比较高, 抗撕裂性能好。材型钢带的缺点是护表面积比较小。目前M型钢带已成系列化产品, 必须按条件不同的地质条件、不同的强度要求选用不同的型号, 其主要技术性能见表1。并有专用托盘与之配套, 确保托盘与钢带之间的更加紧密的贴合, 以提高托盘与钢带之间的摩擦力, 减少在顶板来压时托盘与钢带之间的错动而对锚杆杆体产生的剪切破坏, 使钢带、托盘、锚杆三者之间成为一个统一的整体。

2.4 钢筋托梁 (钢筋梯)

选择钢筋托梁时要按巷道规格确定, 并可进行现场加工。钢筋托梁的性能不如W型和M型钢带, 而成本较低, 并具有较大刚度。要保证钢筋梯的整体焊接质量, 并在施工中确保锚杆托板能切实托住钢筋梯。表2是几种规格的钢筋托梁的几何尺寸与力学参数。

L-钢带长度;B-钢带宽度;L0-钢带墙距;L1-钢带孔间距;B0-钢带槽宽;d-钢带孔直径;h-钢带高度;t-钢带厚度

Á注:钢材为Q235, 屈服强度бa=240MPa, 抗拉强度бb=380MPa;托梁宽度80mm, 每米一个托架。

参考文献

[1]张恩强等.井巷工程[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2010, 8.

[2]东兆星, 吴士良.井巷工程[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009, 7.

网-绳-锚支护技术 篇4

范各庄矿是新中国第一座自行勘察、自行设计、自行建造的大型现代化矿井。1964年10月投产, 原设计能力年产180万吨, 1996年核定矿井综合生产能力320万吨, 2002年矿井年产量达到410万吨, 达到了设计标准, 2006年核定矿井综合生产能力450万吨, 2007年产量达到450万吨。根据国土资源部2001年颁发的采矿许可证, 范矿井田总面积为32.33平方公里。范各庄矿当前生产区域逐步转向深部延伸, 目前大部分的掘进工作面, 已经从原来布置在一、二水平, 变为三、四水平。随之而来, 掘进巷道的支护面临的问题将更加复杂、困难, 主要困难包括:首先是掘进工作面巷道埋深比以往增大, 矿山压力增强, 压力显现愈加明显。其次是地质条件更加复杂, 且深部巷道更多程度地受上覆煤层, 及同层附近煤层开采动压影响, 巷道支护将面临更大的挑战。最后是随着矿井综合机械化开采水平的不断提高, 采煤技术装备日益更新, 对巷道规格有更高要求, 为保证工作面运输、通风、行人与巷道受压等要求, 需要大断面巷道才能实现。综上几方面的因素, 在这种条件下, 如果延续以往的支护形式, 势必不能满足新的形式下的巷道支护要求。因此有必要针对性的研究深井、高应力、复杂条件下大断面巷道支护技术。

1大断面巷道支护技术研究方向

大断面巷道支护技术研究发展的方向主要包括: (1) 积极开展地应力测量, 提高锚杆支护的科学性; (2) 高应力区域大断面锚杆支护技术规范化; (3) 进一步完善和普及煤巷锚杆支护设计方法; (4) 规范锚杆材料生产; (5) 加强锚杆支护工程监测; (6) 完善和发展锚杆机具。深井、高应力、复杂条件下大断面巷道支护技术研究, 在国内外开展较早, 并取得了较大的成绩, 为巷道支护和安全回采提供了保证。

按照生产衔接安排, 该公司的生产工作面, 逐步向深部煤层开采, 随着矿井上覆煤层开采、开采深度的增加, 以及附近工作面回采压力影响, 压力集中区域越来越多、新区域的地质构造更加复杂, 巷道支护也越来越复杂。目前, 在深部开采, 煤层顶底板岩石力学性质参数与深部矿压显现规律, 均需要验证, 需探索新区域锚网支护技术参数, 因此如何解决巷道支护成为当务之急。我公司开展此项工作较晚, 从已经掘进的4171、4173上山以及4171S工作面来看, 矿山压力显现非常明显, 影响巷道的安全使用。随着新区域、新战场的不断投入, 进行复杂地质条件下大断面巷道支护的尝试已成当务之急。确定合理的锚网支护参数和支护技术, 迫切要求在新区域开展此项工作。

2范各庄矿大断面巷道支护技术研究情况

范各庄矿井位于开平向斜东南翼, 北部、西北部与吕家坨矿相邻, 西、西南部与钱家营矿相邻, 东北部、东部及南部以14煤层基岩露头为界。最下一个可采煤层为十二煤层, 开采最大深度为-800m。当前概况的主要生产水平在-620, 因此该矿井的深部围岩压问题逐渐凸显。范各庄矿为解决深部围岩压力问题, 进行了大断面巷道支护技术的深入研究。

主要研究内容包括:取得深部区域主应力方向、各方向应力值大小, 该区域各可采煤层顶底板岩石力学性质参数, 包括抗压强度、抗拉强度、抗剪强度等, 与上水平比较, 得出矿山压力变化曲线。获取各种矿压数据后, 在此基础上, 论证大断面巷道支护的合理性和安全性。

具体实施内容包括:根据以往巷道支护经验, 结合现有的条件, 在4173N工作面进行大断面巷道规格:5.2m*3.0m。通过实践, 取得煤层顶底板岩石力学性质参数, 包括抗压强度、抗拉强度、抗剪强度等, 掌握巷道压力显现规律, 对锚网支护参数不断修改完善, 进而得出4173N工作面大断面巷道高预应力支护参数, 在不适合采用锚网支护地段, 采用29U12.69m2金属拱形支架支护, 确保在掘进、回采时, 巷道变形小, 强度高, 满足巷道回采要求。并为该区域其他工作面支护设计提供准确保障。

最终成果:取得研究区域的地质资料;进行矿压监测, 掌握在现有支护条线下的巷道压力显现规律, 对锚网支护参数不断修改完善, 进而得出4173N工作面大断面巷道高预应力锚网支护参数, 为该区域其它工作面支护设计提供准确保障。

3结束语

为保证深部开采安全, 针对上述情况分析, 范各庄矿首先进行复杂区域的大断面巷道支护的尝试, 获取复杂条件下的开采煤层矿压参数, 锚网支护的参数, 对支护方式进行综合评价。从而达到提高巷道支护强度, 实现工作面安全开采。并为该区域其他工作面或类似条件下的其他工作面的掘进支护设计提供准确保障。科学的进行深井、高应力、复杂条件下大断面巷道支护技术研究, 能够实现巷道顶板及两帮煤岩稳定, 为复杂条件下大断面巷道支护技术提供了强有力的技术支撑。采用大断面支护, 为先进采煤配套设备的引进创造了条件, 提高了回采效率, 实现工作面回采快速推进, 减轻员工劳动强度, 增强安全性。

摘要：随着地下矿开采强度与规模的扩大, 为满足大型开采设备的使用、运输以及矿井通风等要求, 巷道尺寸不断增加。巷道尺寸的增大降低了围岩的稳定性, 这给巷道支护工作带来新的挑战。大断面巷道的支护已成为一个亟待解决的难题。尤其是深井、复杂条件下的大断面巷道锚网支护技术的研究, 已经关系到深部矿井的生产安全。范各庄矿当前生产水平逐渐深入, 因此文章以该矿为例, 研究其深井、复杂条件下大断面巷道锚网支护技术的应用情况及该技术的研究方法, 探究深井、复杂条件下大断面巷道锚网支护技术的改进方式及发展趋势。

关键词：深井,复杂条件,大断面,巷道支护

参考文献

[1]张向东, 黄开勇, 楚金炜.软岩条件下大断面巷道支护技术的实践与研究[J].力学与实践, 2012 (2) :34-37.

[2]刘福伦, 徐天才, 孟庆宝.深部开采矿井大断面巷道支护技术实践[J].山西建筑, 2011 (8) :71-72.

网-绳-锚支护技术 篇5

煤矿综采开切眼, 由于面积小, 空间狭窄, 在掘进和支护施工过程中, 都受到了一定的条件限制。在这样的环境下施工, 如何保障其掘进速度快、支护效果好, 以及避免存在施工安全隐患是关键问题。因此, 综采开切眼掘进与支护方式值得研究和探讨。

1 综采切眼掘进与锚杆支护方式

1.1 传统掘进支护方式。

进行传统的综采开切眼施工时, 多使用梯形断面及木棚支护的方法。使用小断面进行综采支架的安装时, 再刷成大断面。一棚梁中部加打一到两根金属的或木支柱对支护进行加固, 棚柜为0.6m-1.0m。该支护措施的掘进速度不够, 会耗费大量材料, 需要很多人员的参与以及支付很多人工费, 且劳动强度也不低。刷大断面进行大抬棚的架设, 其危险性较高。该切眼支护措施也妨碍安装工作, 缩小了作业人员可利用的空间, 比较危险。在开切眼内安装“替柱、回柱”和回“大梁、柱腿”等设备的过程中, 危险性较大, 它还无法对顶板及其四周的煤体进行早期管理, 不能有效控制顶板离层及冒顶现象。

1.2 锚杆支护设计方法。

锚杆支护可针对围岩复杂多样的特性, 设计前进行井下监测及信息反馈、现场勘察及地质力学评估、日常监测的动态信息设计等措施好进行控制。现场勘察的内容包括锚固性能测试、地应力和围岩的结构及强度等。以现场勘察为前提对围岩进行分类及地质力学评估, 能够将准确的参数提供给设计工作。可通过以往的经验及数值计算的方式进行设计, 科学的设计方案是按照已测数据及围岩参数而制定的。在施工过程中, 可根据详细的围岩位移和锚杆受力监测, 以及监测、验证结果, 来修正锚杆支护设计。加上施工后的日常监测, 可确保巷道的支护安全。

2 综采工作面切眼锚杆支护实例

2.1 工作面状况。

在朔里矿的北翼、西翼煤层赋存中, 不少煤层都从上而下的逐渐变薄。煤层厚度变化不稳定, 且含砂岩夹石, 常在0.1m—0.6m之间。底板和煤层顶采用褐色泥岩, 直接顶采用白色砂岩, 约0.8m厚, 坚硬且没有伪顶。多个工作面主体构造均为向斜轴单斜构造, 构造极为简单。基本上都是在这样的条件下开切矩形切眼, 且打眼放炮和掘进均通过人工方式一次完成成巷施工。

2.2 巷道支护方式。

进行开切眼巷道的支护施工时, 往往通过树脂端锚锚固锚杆组合支护, 同时采用锚索补强及单体液压支柱对支护进行加固。顶板、巷帮支护、补强支护的施工, 主要采取如下措施进行:

2.2.1 顶板支护。

此方法往往常用于永久性支护的施工中。使用的是Φ16mm×1600mm的钢筋锚杆及Φ22mm×2400mm的螺纹端锚锚杆。还采用600mm的间排距, 同时设置为矩形;15.24m m×6400m m的锚索, 配以长为4m的钢带托梁和树脂锚固剂, 使排内钢带托梁和每两根锚索构成一个支护整体。其横向布设钢带, 且将支护对称设置于巷道中心线两侧。且锚索之间及钢带托梁之间均留出2.4m的距离。顶锚杆为每排8根, 间隔使用钢筋锚杆及螺纹锚杆。锚索滞后工作面之间保持小于2.4m的间距。

2.2.2 巷帮支护。

开切眼的正帮则通过贴帮戴帽点柱的方式进行支护;采用DZ-35型单体液压支柱, 木托板的柱帽, 1.0m的戴帽点柱间距, 同时采用大板背帮。通过锚杆一网一木托板的方式对反帮进行支护, 使用Φ16mm×1600mm的帮锚杆、800mm的排距及900m m的间距, 并将其设置为矩形。

2.2.3 补强支护。

加固支护时一般使用π型钢棚, 其为3.6m的梁长。DZ-35型单体液压支柱作为棚腿, 保持1.6m的棚距。垂直于巷道中心线, 并在其两端对称设置π型钢棚, 巷道中心线和钢棚下单体支柱保持1.5m的间距。π型钢棚的架设工作往往保持10m以下的滞后工作面。

支护的总体效果。按照以上步骤及围岩状况使用锚杆支护, 然后是补强支护, 顶板不会出现太大的变形, 且开采的是单一煤层, 也为出现明显的切眼内矿山压力, 围岩没有较大变形, 且一直保持着3m m以下的顶板变形量。采用顶板支护后, 其状态已基本稳定, 又因为锚网对两帮进行支护, 同时配以大板背帮及支柱, 片帮现象不会出现, 该支护措施在顶板控制上比传统的支护措施具备较好的优越性。通过多处的支护证明, 其施工效果较好, 一次性取得了成功。

3 锚杆支护的优越性体现

3.1 技术性。

(1) 采用锚杆支护的综采开切眼, 准备工作及设备安装工艺变得简单了, 同时使安装时间减少了, 采区接续紧张的状况得以缓解, 有助于生产。 (2) 若条件相同, 锚杆支护断面往往小于木棚支护所需断面, 也减小了综采开切眼的运输及安装、通风和掘进断面的设计参数, 使其更为科学合理。减小了开切眼的高度及跨度, 投入的资金及工作量也相应减少, 大大提高了安全系数。

3.2 安全性。

(1) 因为增加了综采切眼可利用的空间, 安装综采支架的工作受架棚式支护的制约作用也随之减小, 同时也大大提高了安装作业的安全系数。 (2) 在工艺流程上, 锚杆的安装比木棚的架设的灵活性强, 从而使笨重大抬棚的架设工作更加安全。 (3) 锚杆支护下的整个空间的安全系数大于被动支护下的空间。锚杆支护能够充分利用顶板的自承能力, 及时控制围岩状况及顶板离层, 避免出现冒顶现象。 (4) 因为在开切眼内安装支架设备时省去了“回柱、替柱”及回“大梁、柱腿”开大帮等步骤, 故降低了安全事故的发生, 在很大程度上提高了安装进度。

3.3 经济性。

按照朔里矿某综采工作面 (长度为75m) 一个开切眼计算。对投入的材料进行分析, 锚杆支护与架棚支护相比能够节省850元/m的材料费, 从而减少了63750元的总的材料费。对工作费进行分析, 锚杆支护也相较于架棚支护, 在单位长度上减少了350元/m的投入, 总共节省工作费为26250元。两项累计节省9万多元。对掘进进度进行分析, 锚杆支护的进度相较于架棚支护来说节省了6-10天的工期。对安装进度进行分析, 如果按照75m来计算开切眼, 就应该安装的支架为50架, 若使用锚杆支护, 则要经过10天的安装;若采用架棚支护, 由于要刷大帮, 还要在大断面上重新架棚支护, 因此要经过25天的安装, 还要10天的时间上架子。二者相比, 由于改变了开切眼支护的形式, 因此使安装综采支架的工期缩短了25天。某综采面, 相较于架棚支护, 综采开切眼锚杆支护节约的经济收益 (节省支护材料及工资费用) 达20万元, 工期提前, 并且提前出煤, 显然创造的经济效益非常可观。

根据以上分析可知, 技术先进、经济合理、施工进度加快、采面准备时间缩短、设备安装便捷、劳动强度减轻, 且巷道施工安全可靠、成本降低、经济效益好等, 明显体现出综采开切眼大断面采用锚杆支护替代木抬棚支护的优越性。

4 结束语