巷道支护改革研究

巷道支护改革研究（精选10篇）

巷道支护改革研究 篇1

由于我国煤矿地质条件复杂, 开采技术多样, 支护形式必然也要多样化。然而, 随着采煤工作面机械化程度和单产单进水平的迅速提高, 增加了巷道支护工作的难度, 给巷道支护技术带来带来了巨大挑战。可巷道支护技术的完善与否直接影响到矿井的安全生产和经济效益, 因此巷道支护改革迫在眉睫, 应加速巷道的支护改革。

1 我国巷道支护现状

近几年, 我国统配煤矿每年掘进巷道大约7000km。可目前, 巷道支护问题十分严重, 应当就其现存的问题进行分析, 以便提出一些改革建议。当前, 我国巷道支护存在的主要问题如下。

1.1 支护形式单一, 缺少适用的配套机具

我国多数矿区使用木支架和矿用工字钢支架, U型钢拱形可缩性支架仅占9%, 梯形可缩性支架还不到1%, 锚杆支护在上下顺槽中只占3%左右, 而且这种支架集中在几个矿区。如今, 随着时代的不断发展, 新技术的迅猛发展, 这几种支架的结构形式早已不能满足不同地质和开采技术变化的需要。此外, 支架的架设、安装、维修和回收等设备和机具基本上没有, 就算有其品种单调、且不配套, 从而导致支护的性能和质量较差, 劳动强度大, 安全状况极差。

1.2 刚性支架和木支架比例过大

煤矿巷道工字钢刚性支架、钢筋混凝土支架等刚性支架占很大比重, 高达80%~85%。刚性支架允许围岩变形量仅200mm左右, 而回风顺槽围岩变形量平均达560mm, 远远超过刚性支架允许的围岩变形量。正是由于刚性支架和围岩变形状况很不适应, 从而导致支架严重损坏, 以致于影响安全生产。木支架约占巷道的28%, 上下顺槽约高达50%。其实, 世界上许多国家的金属支架早已占80%以上, 巷道支护耗钢量达25t/万吨煤之上, 而我国还不到10t/万吨煤。木支架承载能力较低, 可缩性也差;而且木支架容易腐烂, 支护效果不好, 现今已完全不能适应围岩活动规律, 完全达不到支护的标准要求。

1.3 缺乏统一的巷道支护规范性文件

这主要体现在缺乏科学的围岩稳定性分类、巷道支护分类、巷道断面和支护的标准化和系列化、支架架设和维修标准等规范性文件。巷道支护工作凭经验办事, 容易造成支架形式选择不当、支护参数确定不合适、支护材料浪费严重等问题。可以说, 无章可循和有章不循是巷道支护质量差的根本原因。

2 巷道支护改革建议

在煤矿市场全面开放的今天, 推行巷道支护改革对降低原煤生产成本, 提高经济效益, 有着巨大的促进作用, 因此必须高度重视。根据我国煤炭产量的不断增加, 森林资源的贫乏, 钢铁供应紧张状况, 笔者对我国巷道支护改革提出了以下一些建议。

2.1 推广可缩性金属支架

推行巷道支护改革, 引入新技术是必要的。应当以钢代木, 发展可缩性金属支架。我国煤矿工作面的推广和应用, 要求巷道断面加大, 巷道金属支架也随之得到广泛的应用和发展。但在使用中多数巷道金属支架的失稳现象严重, 而且容易造成大部分支架破坏, 使得支护效果低。所以, 应当坚持施工质量的严格要求, 充分发挥可缩性金属支架的高支护能力及联体效应;并逐步积极推广高强度型钢、钢筋网背板等新技术, 这也是改善和提高巷道支护金属支架支护效果的有效途径。此外, 在发展拱形可缩性支架的同时还应发展平顶形可缩性支架, 以便达到更好的支护效果。

2.2 发展锚杆支护

锚杆支护技术在当今世界各国煤矿巷道支护中得到极大地重视和广泛的应用, 在一定条件下采用锚杆支护, 不仅可以大幅度减少耗钢量, 降低支护成本, 同时还能提高巷道断面的利用率。因此, 应大力发展锚杆支护, 使之成为巷道的主要支护手段之一。一方面由于锚杆支护属于主动支护, 能及时有效的减小巷道围岩变形。而围岩变形量的减小, 能有效改善作业的环境, 促进围岩的安全可靠。另一方面由于锚杆支护是无腿支护, 可以大幅度减少维护工作面端头区所需的工作人员, 能有效简化工作面端头区的支护工序, 能为实现高产、安全高效创造有利的条件。为了使锚杆支护技术在巷道中得到健康发展, 还须对锚杆支护的构件及组合附件加以系列化和规范化, 尽早解决锚杆施工机具存在的质量不过关、备件供应不及时等系列问题。

从目前国内使用情况看, 金属支架支护和锚杆支护各有自身的优缺点, 应互相取长补短, 使巷道取得更好的支护效果。

2.3 研制和完善与支护有关的配套设备及技术

与支护相关的配套设备有:金属支架成型机、架棚机、不同系列扭矩的风动和电动扳手等;锚杆支护的锚杆打眼安装机、锚固力试验机等;原料来源广、粘结性好的锚固材料。这些设备、机具以及材料目前还须改进和完善, 甚至有的更需组织力量进行研制。由于一般情况下, 大多数事故是在掘进后悬露顶板空顶下作业发生的。因此, 应当研制一种能自行前移到掘进头来维护新悬露顶板的技术设备和设施, 而且它的进出还要不影响支护工序的正常进行, 须达到操作简便、造价低且工作可靠的目标;此外, 还应研制适用于机掘的不同类型的简便临时支护设备。

2.4 科学选择巷道支架形式, 参数优化

支架和两帮维护的好坏与否直接决定着锚杆支护的成败, 应根据围岩稳定性类别、岩石物理力学性质及结构状态进行合理分析, 逐步绘制煤、岩柱状图, 来科学选择锚杆支护形式及两帮的护帮形式。此外, 由于支护形式和支护机理的不同以及锚杆支护设计的理论计算方法的不同, 应当在分析和调研的基础上进行初步设计, 计算优选锚杆所需的支护参数值, 这包括锚杆的长度、直径、类型、支护密度、锚杆布置、锚固力等等。当地质条件复杂时, 可根据实验室及现场试验实测结果来修改初步设计。当地质条件简单、围岩稳定时, 可采用工程类比法来直接确定锚杆支护参数, 然后按照理论进行强度校核。

另外, 还要不断完善支护管理制度, 在实施过程中进行全程监督, 使支护改革工作真正落到实处。一旦发现锚杆失效、发现围岩局部破坏, 要采取加强支护措施, 防止薄弱环节的扩展而导致巷道失稳破坏。

3 结语

巷道支护改革势在必行, 必须引起高度重视, 以迅速改变我国煤矿巷道支护的落后状况。通过巷道支护改革, 能有效改善巷道支护状况, 提高巷道的安全系数, 创造较好的生产作业环境;能以较少的投入, 减少支护材料的浪费, 取得较好的经济效益。总而言之, 煤矿企业必须认真分析巷道支护状况, 及时进行支护改革, 直至取得满意的支护效果。

参考文献

[1]程万里.峰峰矿区巷道支护技术改革探讨[J].河北煤炭, 2000 (2) .

[2]彭建勋.加快巷道支护改革提高企业经济效益[J].同煤科技, 2001 (6) .

[3]汪林光, 毛玉虎, 李家春.浅谈优化巷道支护改革对提高单产单进作用[J].煤矿现代化, 2008 (5) .

巷道支护改革研究 篇2

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巷道永久支护

巷道永久支护是根据设计图纸的规定施工的支护。服务年限长，一般不可能回收复用。根据支护结构的特点，可分为锚喷支护、架棚支护、砌喧支护。

一、锚喷支护

锚喷支护技术的发展可以分为四个阶段：20世纪50年代，开始试用锚杆支护；20世纪60年代，在岩蓼中试作喷浆支护，后发展为喷射混凝土支护；20世纪70年代，试用和推广光面爆破及锚杆、网、喷射混凝土支护，形成了一套比较完善的支护形式；20世纪80年代采用工程量测、试用新奥法，结合煤矿特点，初步形成了一套完善的设计、施工动态管理方法。

锚喷支护技术的发展冲破了传统的支撑概念，形成了充分发挥围岩本身自支承作用，使围岩与支护共同作用的现代支护理论。支护理论的发展，在煤炭系统大致经历了以下几个阶段：20世纪20年代以前，发表了许多地压假说，其共同特点是把围岩作为不变载荷，而支护被看作承受载荷的结构，即所谓的古典压力理论。20世纪20年代至60年代，把岩体视作松散体，认为作用在支护结构上的荷载是围岩塌落拱内的松动岩体重量，即松散体理论。20世纪60年代发展起来的支护与围岩共同作用的现代支护理论，是在锚喷支护的出现和大量采用，以及岩体力学的发展过程中形成的。20世纪70年代以后，光爆锚喷支护的完善与提高，引进和推广新奥法，采用了工程量测，信息化动态管理，促进了这一新技术的发展。(一)锚杆支护 1．锚杆支护作用机理

锚杆支护的作用机理有加固拱作用、悬吊作用、组合梁作用、围岩补强作用和减小跨度作用等，如图5—3所示。

(1)悬吊作用在层状岩层中，锚杆将下部不稳定的岩层悬吊在上部稳固的岩层上。锚杆所受的拉力来自被悬吊的岩层重量。

(2)组合梁作用在没有稳固岩层的薄层状岩层中，通过锚杆的预拉应力，将视为组合梁的各薄岩层挤紧，提高其自承能力。决定组合梁稳定性的主要因素是锚杆的预拉应力及杆体强度和岩层性质。

(3)加固拱作用对于被纵横交错的弱面所切割的块状或破裂状围岩，如果及时用锚杆加固，就能提高岩体结构弱面的抗剪强度，在围岩周边一定厚度的范围内形成一个不仅能维持自身稳

定，而且能防止其上部围岩松动和变形的加固拱，从而保持巷道的稳定。

(4)减少跨度作用巷道顶板打上锚杆，相当于在该处打上了点柱。因此，就相当于把巷道顶板岩石悬露的跨度缩少了，从而提高了顶板岩层的抗弯曲能力。2．锚杆的分类与安装 1)木锚杆

我国使用的木锚杆有两种，即普通木锚杆和压缩木锚杆。

(1)普通木锚杆，是采用优质木材制作的，常用的有榆木、槐木、桑木等。要求木纹平直、无疵病，有足够的强度。普通木锚杆由木内楔、木杆体、木托板和木外楔组成。杆体上下两楔缝应相互垂直，防止打楔造成劈裂。

木锚杆的安装方法是先将木内楔插到锚杆顶端楔缝中，然后将杆体放入眼孔内，在锚杆尾端加力锤击，锚杆锚固后，再上好木托板，在锚杆尾端楔缝中加打木外楔封住眼孔并撑紧托板。

普通木锚杆结构简单，取材方便，加工容易，成本低。但锚固力小，易腐朽变形，多在服务年限短的采区煤或半煤巷中锚固煤帮用，使用时应注意防腐处理。

(2)压缩木锚杆，是利用压缩木制成的锚杆。压缩木是把潮湿的木材加以横纹压缩，就会产生较大的弹性变形，在变形状态掘进工下予以热处理和冷却，弹性变形就转化成塑性变形即成了压缩木。当压缩木吸水后，塑性变形又转化为弹性变形，产生一种能恢复到接近原来尺寸和开头的膨胀特性。压缩木的密度可达1.4t/m力学强度要比一般木材大2～3倍。

压缩木锚杆比普通木锚杆强度大，它是全长锚固，锚固力大。这种锚杆的锚固力可达40 kN。以用于松软煤层巷道煤帮的锚固和综采工作面煤帮的加固(防片帮冒顶事故)为宜。

压缩木锚杆的安装与楔缝木锚杆基本相同，但在放入眼孔前，要把杆体浸湿，马上将浸湿的杆体放入眼孔中。压缩木锚杆的托板多采用金属托板，另外还配有金属衬套。

此种锚杆制作工艺复杂，必须在专门工厂生产，成本高，储存保管不便，因此使用不多。2)倒楔式金属锚杆

这种锚杆曾经是使用最为广泛的锚杆形式之一，由于它加工简单，安装方便，具有一定的锚固力，因此，这种锚杆在一定范围内至今还在使用。

倒楔式金属锚杆由锚头、杆体、托板和螺帽四部分组成。锚头是由与杆体相连的固定楔和活动倒楔两个部分组成，固定楔与倒楔沿斜面相对移动，压紧眼孔壁形成锚固力；杆体通常选用3号圆钢，直径14 mm～22 Inm，长度1．4 m～2．0 m；锚杆尾端加工成长100 Inm～150 mm的标准三角螺纹。

安装时，先把倒楔绑在固定楔的下部适当位置，轻轻送入锚杆眼孔中，然后用一个专用的金属杆沿锚杆侧插入到倒楔处，锤击金属杆时将倒楔顶入固定楔斜面，利用倒楔把固定楔楔紧在眼孔中，使锚杆得到锚固力，再上好托板，拧紧螺帽即可。

这种锚杆安装时不需完全插到眼孔底部就能锚固，所以对眼孔深度要求不严；巷道报废时，可拧下螺帽退下垫板，用锤向里打击杆体，松动倒楔，拆下锚杆，所以这种锚杆可以回收复用。3)管缝式锚杆

管缝锚杆是一种全长摩擦锚固式锚杆，这种锚杆具有安装简巷道支护单，锚固可靠，初锚力大，永久锚固力随围岩移动而增长。

管缝锚杆由高强度钢管或钢板卷制成，沿钢管全长有一条缝，实际上是一条有开缝的钢管，在管的顶端是锥体，尾端焊有一个由8一钢筋制成的圆环。这种锚杆已形成了支护系列。直

径从45 HHn到33 mm，长度从1．4 m至2．0 m，为配合风动锚杆钻机的使用，又研制出直径30 mm的管缝锚杆，经过现场试验表明：锚杆杆体稳定，锚固力大，节省钢材，施工速度快，支护效果好。

管缝锚杆安装对钻孔要求比较严格，目前常用的安装机有两种：一种是用风钻稍作改进制作而成，另一种是液压锚杆安装机。用风动锚杆安装机，需要在安装机与锚杆之间配置连

3接装置——冲击杆。冲击杆的作用是把风动锚杆安装机的冲击力传递给管缝锚杆，以克服锚杆与眼孔壁相互作用产生的摩擦阻力，使锚杆能够装进钻孔中。

一般锚杆直径要比钻孔直径大2 mm～3 mm，用外力强迫压入钻孔中。管径缩小，对孔壁产生环向的径向弹性张力，紧紧挤压孔壁。杆体与孔壁之间产生轴向摩擦力，从而形成锚固力，该锚固力沿锚杆全长分布。此外，托板紧压孔口岩壁，使岩石近似处于三向应力状态。

管缝锚杆安装注意事项：

(1)选用钻头要用游标卡尺测量，精确到毫米级后一位小数点。新钻头直径要大些，即与锚杆直径差要小些，一般以1．5 mm～2 mm为宜。

(2)使用钻头要掌握钻头磨损数据。开始要详细测量两组钻头的磨损量，测算每个钻头的有效钻孔数。待取得实测数据后，再用以指导现场施工。在正常施工时，只要注意钻头钻孔数即可，一旦钻头钻孑L数达到测定规定数，就换用新钻头。这样可大大减少锚杆安装的不合格数量。

(3)钻孔深度要比锚杆长度长50 mm，并要把握住钻孔方向，保持钻孔直度。掘进工(4)锚杆安装，安装机机身轴线应与锚杆轴线相一致，尽量减少偏差，防止锚杆遭受过大弯矩，使锚杆损坏和安装不进去。4)树脂锚杆

用树脂作为粘结剂进行锚固的方式称为树脂锚杆。由于树脂成本高，所以多用端头锚固，但也可以实现全长锚固。

树脂锚杆的杆体可为钢材、木材、竹材或玻璃钢材等。树脂锚固剂根据其凝固固化时问，有超快的CK型，有快速的K型，有中速的Z型和慢速的M型。树脂锚固剂主要技术特征见表

一般树脂锚杆的安装应遵循以下方法：

(1)锚杆眼钻眼工具一般用风动凿岩机、煤电钻或液压钻。

(2)钻眼前应按设计要求定好眼位，做出标记。锚杆眼尽量与岩层层理、裂隙面垂直，当条件不具备时，应与巷道周边垂直。锚杆眼深必须符合设计要求。

(3)钻眼后，应用压缩空气或水将眼中的岩粉清除干净，煤层或软岩中的锚杆眼，煤电钻不许来回拉钻杆，以免扩大眼径。

(4)安装前要检查锚杆眼的方向、位置及平直度是否符合设计要求，锚固剂、杆体是否合格。如果有一项不符合要求，不得进行安装。

(5)树脂锚杆搅拌工具，可采用煤电钻或单体风动锚杆机等。

(6)安装时，先将带螺母的连接头拧紧在杆尾螺纹上；如采巷道支护用六方套连接头，则应预先把两个螺母在杆体上互相挤紧，然后用杆体量准眼深，划好记号，再用杆体将锚固剂送到眼底。搅拌时间应根据锚固剂技术特征而定。

(7)取下煤电钻或搅拌器。采用螺母连接头时，要等锚固剂固化后才准取下；采用六方套筒连接头时，可马上卸下。

(8)Z型锚固剂在锚杆安装后15 min上托板；K型锚固剂安装后10 min上托板；CK型锚固剂安装后5 min上托板。尾部螺母必须用机械或力矩扳手拧紧，确保托板与岩面贴紧，严防松 动。5)快硬膨胀水泥锚杆

快硬膨胀水泥是采用普通硅酸盐水泥或矿渣硅酸盐水泥加人外加剂而成，具有速凝、早强、减水、膨胀等特点，用以锚固锚杆，一般都是做成水泥药卷使用。

水泥药卷一般做成空心的，中心有带砂网的中心孔，锚杆可直接穿人，也可做成实心药卷。安装时先把药卷串入锚杆，上好垫圈，然后手持锚杆体将药卷浸水，浸水5 s后套上φ2020 mm辅助安装钢管，把锚杆送进眼孔中，再用辅助安装管冲压密实即可。

由于下井操作时浸水时间不易掌握，安装质量受人为因素影响较大，现已很少使用。6)锚索

锚索是采用有一定弯曲柔性的钢绞线通过预先钻出的钻孔以一定的方式锚固在围岩深部，外露端由工作锚通过预张拉压紧托盘对围岩进行加固补强的一种手段。其特点是锚固深度大、承载能力高、可施加较大的预紧力，因而可获得比较理想的支护效果，是目前最可靠、最有效的一种手段。其加固范围、支护强度、可靠性是普遍锚杆支护所无法比拟的。

传统的锚索支护一般适合于煤矿井下大断面硐室和巷道的补强加固。锚索钻孔和吨位一般较大，而且采用注浆锚固，这种锚索的技术参数和施工工艺无法满足回采巷道的要求。掘进工

近年来，开发出了适合在煤巷掘进期间按正规循环施工的新型小孔树脂锚固预应力锚索加固技术。其最大特点是采用树脂药卷锚固，通过专用装置可以像安装普通树脂锚杆那样用锚索搅拌树脂药卷对锚索锚固端进行加长锚固，其安装孔径仅为声28mlrt，用普通锚杆机即可完成打孔、安装。

小孔径锚索主要用在破碎、复合顶板回采巷道；放顶煤开采沿煤层底板掘进的煤顶巷道；软弱和高地应力回采巷道；以及大跨度开切眼和巷道交叉点。(二)喷射混凝土支护

喷射混凝土支护是将一定配合比的水泥、砂、石子混合均匀搅拌后，加入适量的速凝剂，通过混凝土喷射机，以压风为动力，使拌合料沿输料管输送到喷枪出口处与有一定压力的水混

合，以较高的速度层层喷捣在岩面上凝结硬化而成的高强度与岩面密实粘结的}昆凝土层，而形成的构筑物。

喷射混凝土支护具有及时、密贴、早强、封闭的特点。1．喷射混凝土支护作用原理

(1)支撑作用。喷射混凝土支护具有良好的物理力学性能。特别是抗压强度较高，可达200 kg／cm2以上，因此能起支撑地压作用。又因其中掺有速凝剂，使混凝土凝结快，早期强度高，紧跟掘进工作面起到及时支撑围岩的作用，有效地控制了围岩的变形和破坏。

(2)充填作用。由于喷射速度很高，混凝土能及时地充填围岩的裂隙、节理和凹穴的岩石，大大提高了围岩的强度。

(3)隔绝作用。喷射混凝土层封闭了围岩表面，完全隔绝了空气、水与围岩的接触，有效地防止了风化潮解而引起的围岩破坏与剥落；同时，由于围岩裂缝中充填了混凝土，使裂隙深处原有的充填物不致因风化作用而降低强度，也不致因水的作用而使得原有的充填物流失，使围岩保持原有的稳定和强度。(4)转化作用。由于前三个作用的结果，不仅提高了围岩的自身支撑能力，而且使混凝土层与围岩形成了一个共同工作的力学统一体，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。

根据使用机具或施工方法的不同，喷射混凝土大致可分为干式喷射法、半湿式喷射法和湿式喷射法。一

目前，使用较为普遍的是半湿式喷射法，半湿式喷射法采用的是潮料。潮料就是先将喷射混凝土的骨料在地面或井下矿车内用水浇透，停放最少10 h以上，其含水率保持在7％～8％。然后按水泥配比拌合过筛即称为潮料。潮料用手抓起握紧成团，松手扬起基本没有粉尘浮游，即“手捏成团，松手即散，口吹无灰”。使用潮料可以使喷射混凝土各工序操作地点的粉尘浓度大大降低。

2．喷射混凝土的施工及工艺参数

(1)施工准备。检查喷射地点的安全情况和巷道规格。喷前首先排除作业范围内不安全因素，确认安全没有问题时，然后全面检查巷道断面是否满足设计尺寸要求，有欠挖部分应除掉，以保证成巷规格。

喷前检查设备与管路的完好情况。

冲洗岩帮。喷射手在喷射前用压力水冲洗岩帮，以冲洗粉尘和浮矸，提高了混凝土与岩壁的粘着力。降低回弹。对于软岩和易风化的岩石，一定不要冲洗全部巷道，因为冲洗过的巷道，若不能及时喷浆，受水冲洗过的围岩容易片帮冒落，应做到洗一段喷一段。

掌握轮廓线。在喷射范围内的巷道顶部中心与两肩窝部位，两侧拱基线上下七个部位，沿巷道轴线方向在巷道轮廓线上用铅丝拉好控制线，控制线多少视巷道成型情况和喷射手技术熟练程度而定。

(2)喷射顺序。喷射作业要求喷射手严格按操作规程进行。操作喷头时一手托住喷头，一手调节水阀，再联系送料，开始喷射。喷头移动方式，可先向受喷的刚性岩面用左右或上下移动的扫射方式喷一薄层，形成一薄塑性层，然后在此薄层上以螺旋状一圈压半圈，沿横向作缓慢的划圈运动，划出的圆圈直径一般以100 mm～150 mm为宜，喷射顺序应先墙后拱，自下而上，以防止混凝土因自重而产生裂缝和脱落，墙基脚要喷严喷实，拉开区段，顺次喷完半边巷道，然后调转喷头喷另半边巷道，最后合拢收顶。

对于一些凹凸不平的特殊岩面，应先凹后凸，自下而上地正确选择喷射次序，遇到较大或较深的凹坑，可采取间隔时间分层喷射，或沿周边分成几块喷射而向中间合拢的方法。

若遇光滑岩面，可先薄薄喷上一层砂浆，形成粗糙表面，间隔一段时问后再喷射。遇有钢筋时，应采用近距斜向和快速“点射”的方式喷射，以保证钢筋后面喷射密实不留空隙。(3)喷头位置。喷头一般距喷射点0．8 m～1．2 m为宜，若距离过大，会使喷射料束分散，以致射捣无力，影响喷射层质量和增加回弹量；若距离太近，会引起灰浆回溅，回弹剧增。

喷头与喷射点的角度在喷射两帮时，由下而上喷射，喷混凝土可将喷头下俯10。～15。，喷浆时可将喷头下俯5。～10。，其他方向始终要求喷头的喷射方向垂直于受喷面。(4)喷头的操作。喷射手要经常保持喷头的完好，应做到以F几点： ’

①喷头在作业前应进行检查，各部件连接要严密，无漏水漏风现象，结束后应及时用水清洗干净，并使水眼保持畅通； ②经常注意检查拢料管、水环有连接部件的磨损程度，发现磨损或磨穿要及时更换。

人工操作时，喷头由喷射手掌握，另设一人协助移动输料胶管，随时注意不使胶管出现硬弯和死弯。掌握喷头的方法是：一手握紧喷头，控制喷射方向和转动速度，另一手握住水环进水阀门，控制加水量。另外可使用MK一Ⅱ型风动液压传动的混凝土喷射机械手和JP4型电动液压机械手，以改善劳动条件，保证安全施工。

(5)一次喷射厚度。当喷射混凝土支护要求较厚，如超过100mm时，一般应分层喷射。一次的喷层厚度：侧墙下部可达70 mm～80 mm，拱顶一次喷厚可为30 mm～40 mm。当喷射材料中掺加速凝剂时，一次喷射厚度一般可增加一倍左右。加速凝剂时，分层喷射的间隔时间为15 min～20 min。

(6)水灰比的控制。掌握合适的水灰比对保证混凝土质量，减少回弹率和降低粉尘有密切关系。在实际操作中靠喷射手的经验来控制，喷射时以喷射面无干斑、无流淌、表面有光泽为宜。

(7)速凝剂的掺量控制。速凝剂的掺量必须严格进行控制，在喷射前的最短时间内加入，尽量做到边搅拌边喷射。

速凝剂能使喷射混凝土凝结速度快，早期强度高，后期强度降低，干缩变形增加不大。合适的速凝剂应使初凝在3 min～5min范围内，终凝不大于10 min。一般速凝剂的掺量为水泥重量的2．5％～4％，使用不同速凝剂和不同水泥应作掺合比试验，以取得合理配比，当速凝剂掺量大于7％时，会出现一种“急凝”现象，并大大地降低混凝土的后期强度。(8)喷射混凝土的养护。混凝土喷完2 h～4 h后，应开始喷水养护，喷水次数以保持混凝土具有足够的湿润状态为好，喷水养护时间不得少于7 d。3．喷射混凝土工艺存在的问题

(1)堵管。堵管是喷射混凝土过程中容易出现的现象。

发现堵管时，应立即停电动机、停料、停水，但不停风，以便检查确定堵塞部位。用脚逐步踩输料管，发现管内有硬物不能打弯，则是输料管堵塞部位。若输料管全是软的，则是出料弯管堵塞。在确定堵塞部位后，应停风，卸开堵塞处的接头，敲击输料管，使堵塞物松动，然后上好接头，给风吹管，把管内堵塞物吹出。用压风吹管时，其工作压不得超过0．4MPa。

在用压风吹管时，在喷出前方及其附近严禁有其他人员，防止突然喷射和管路跳动伤人。在敲击管路时，喷枪手应将枪头朝下，靠近枪头的一段输料管要放直。拆管时，不得面对管口，管口应朝向岩石或无人处，以免排风不净突然出料伤人。

(2)回弹。喷射混凝土施工时，部分材料回溅落地是难以避免的。但回弹过多，使喷射效率降低，材料消耗增大，经济效果就差。

回弹的多少几乎与喷射作业中各个施工环节都有关系，其中以拌合料中粗骨料的含量、使用的水泥及速凝剂质量、混合料的均匀度、喷射机的性能以及喷射手掌握水灰比和操作喷头的技术等为主要因素。实践证明，只要严格要求，提高操作技术，就可以把回弹量控制在：侧壁10％以内，顶拱15％左右。另外，湿式喷射可以减少回弹10％。

回弹物料是一种粘结性差的松散物质。施工中应重视回弹物的回收和利用，如立即将回弹物回收掺人新料中继续使用时，但要注意其掺量不宜过多；也可将回弹物适当掺拌水泥后，用来灌筑混凝土水沟或预制水沟盖板等。

(3)粉尘。粉尘的来源是水泥。干式喷射混凝土的水是在喷头处加入，极易拌合湿润，故易产生粉尘。另外，装干料时或设备密封不良时，也易产生粉尘。长期吸入水泥粉尘就会引起鼻炎、肺气肿和水泥尘肺病等。

使用湿喷机，发展湿喷工艺，是消除或减少喷射混凝土粉尘的根本途径，初步表明，可降低粉尘浓度40％以上。(三)联合支护 1．锚喷联合支护

锚喷支护是喷射混凝土支护与锚杆支护两者联合使用的结构。该支护方式中以锚为主，以喷为辅。起主要作用提供主要支护抗力的是锚杆，而喷层只起辅助以封闭围岩防止风化的作用。

在锚喷联合支护中，有先喷后锚和先锚后喷两种基本方式。一般情况下，应首先及时初喷混凝土封闭围岩，紧接着打注锚杆，复喷到所需喷射混凝土厚度。2．锚喷网联合支护

锚喷网联合支护主要适用在稳定性差、强度低，易风化掉碴，自稳能力小和自稳时间短的围岩中。加金属网在于改善喷射混凝土的性能，减少其厚度，使喷层不易开裂，从而更好地起到封闭围岩，防止风化，防水和防止锚杆间岩体的松动掉落，达到保护和发挥锚杆支护效果的目的。

在锚喷网支护结构中，所采用锚杆宜采用全长胶结锚固式锚杆，并与巷道压力，服务年限相适应，锚杆还要有适当尺寸和足够强度的与锚固力相匹配的托件与配件，以保证锚固力可靠、有效地紧固金属网。

金属网应随巷道轮廓辅设，并与岩面保持不小于30 mm的间隙，金属网与锚杆要连接绑扎牢固。喷射作业中如果发现脱落的混凝土被金属网架住时，应及时清除进行补喷。3．锚梁网支护

锚梁网支护主要适用在围岩强度低、节理裂隙发育，易片帮塌落，自稳能力较差的巷道，如遇断层，无炭柱，过煤层或顶板松软破碎时。支立金属梁，必须在有效的临时支护下进行。支立时，首先将组合好的梁用托钩托住，然后用拉杆或特制的卡钩固定，最后进行挂金属网与喷射混凝土工作。梁要与金属网用铁丝

二、架棚支护

架设棚式支架进行巷道支护是煤矿井下常用的支护形式。

棚式支架俗称棚子，由一梁(顶梁)两柱(柱腿)组成。常用于巷道围岩十分破碎不稳定，不适宜采用锚喷支护，而且巷道服务年限不长(8 a～10 a)，砌碹又不合算的梯形断面的巷道。

按棚式支架的材料构成，可分为木支架、金属支架和装配式钢筋混凝土支架三种；按巷道断面形状可分为梯形支架和拱形支架等；按支架结构可分为刚性支架和可缩性支架。(一)梯形支架

梯形支架可用木支架、金属支架及装配式钢筋混凝土支架。一般由一梁两柱组成。

架设梯形支架，应用四个角楔把梁腿接口处与顶板围岩之间楔紧。这个地方又称为“肩窝”，挤压力较大，岩石比较容易片落，故支架的梁腿接合处不仅受力集中，并且要通过它使支架构件相互传递作用力。因此，此处接合得是否紧密，肩窝处处理是否得当，会直接影响整个支架的稳定性。

背板通常可用板皮、次木材或荆条棍，它的作用是使地压能均匀地分布到顶梁和柱腿上，并防止破碎矸石掉落下来。根据顶帮、围岩的坚固程度，背板有密集布置的，也有间隔放置的，背板后面和围岩间若有空隙，应用矸石或废木料填实。

每架支架的平面应和巷道的纵轴相垂直。根据围岩压力的情况，支架一般每米架设1～3架。为了增加各架支架的稳定性，支架之间应设撑木或拉杆。

架棚前首先看好中线、腰线，量取棚距，并按中线接三角线找正架棚方向，确立棚腿位置，挖够腿窝深度，清出实底，栽好柱腿再上梁，并严格做到梁腿亲口结合严密，不得出现前吊、后缺、错口等不合标准现象，上梁后再一次校正中腰线，然后才能盘帮刹顶，刹紧背实，打好支撑，刹杆不得出现单数。若木质构件不直，必须弓形朝上朝帮。

倾斜巷道架棚时，作业人员必须站在棚子的上方操作，并保证有符合质量标准要求的迎山角，上好撑木或拉钩。1．木支架

木支架以梯形结构为主，由一根顶梁、两根棚腿以及背板、木楔等组成，坑木的直径一般为16 mm～22 mm，按照顶梁与柱腿的连接形式有亲口棚子和鸭嘴棚子两种。亲口棚子顶梁和柱腿的连接为相互咬合的亲口接合形式，这种方法最简单，可以在各种地压条件下使用。鸭嘴棚子顶梁与柱腿的连接是采用相互搭接的鸭嘴式接合形式，只能承受来自顶板方向的压力，而且柱腿容易臂裂，很少使用。

在井下加工梯形木棚时，应遵守下列规定：(1)用量具准确度量棚梁和棚腿的尺寸。

①柱腿用料时，要将料的粗端在上，超长的坑木只准截去细端：

②按作业规程中规定的接口方式和规格量，画好勒口线，柱口和梁口的深度不得大于料径的1／4；

③用弯料时，必须保证料的弓背朝向巷道顶帮。(2)锯砍棚料时的注意事项：

①锯砍棚料时，应将木料放平稳，不许发生滚动；

②砍料时，要注意附近人员和行人的安全。斧头和斧把不能碰在障碍物上；

③砍料人不得将脚伸到砍料处近旁；

④及时清除粘连在斧头上的木屑，注意木料上的木节、钉子，避免砍滑伤人；

⑤锯、砍料的地点，应避开风、水管路和电缆。

木支架重量轻，加工容易，易架设和具有一定强度，能适应多变的地质条件，同时，当地压突增时还会发出警号声响，所以，它在井下巷道支护使用得最早，应用也最广。但是，木支架有很多缺点，如强度小，易腐朽，不耐火和不防火，不能阻水，不防围岩风化和使用年限短且木材资源紧张等，故使用逐渐减少。2．金属支架

金属支架具有坚固、耐用、防火、架设方便，可制成各种构件，可回收复用等优点。

金属梯形支架有两种类型，一种为梯形刚性支架，另一种为梯形可缩性支架，一般多用梯形刚性支架，梯形可缩性支架应用较少。

梯形刚性支架为一梁两柱结构。常用18 kg／m～24 kg／_m钢轨，16～20号工字钢及11号和12号矿用工字钢制作。梁柱连接方式多采用在柱腿上焊接一块槽板，梁上焊接一块挡块，限制梁和柱腿接口处的移位。为了防止柱腿受压陷入底板，可在腿下焊一块钢板底座。梯形可缩性支架，也是一梁两柱结构。顶梁用矿用工字钢，柱腿用U型钢，由两节构件组成，用卡缆连接，具有可缩性能。

架设梯形金属支架时应遵守下列规定：

(1)严禁混用不同规格、型号的金属支架，棚腿无钢板底座的不得使用，卡缆构件要齐全。

(2)严格按中、腰线施工，并及时返线，保证巷道的坡度和方向。(3)柱腿要靠紧梁上的挡块，不准打砸梁上焊接的矿用工字钢挡块。

(4)梁、腿接榫处不吻合时，应调整梁腿倾斜度和方向，严禁在缝口处打入木楔。(5)按作业规程规定背帮背顶，并用木楔刹紧，前后棚之间必须上紧拉钩和打上撑木。(6)固定好前探梁及防倒器。3．装配式钢筋混凝土支架

装配式钢筋混凝土支架简称钢筋混凝土支架。它可分为两大类，一类是普通混凝土支架，另一类是预应力混凝土支架。

钢筋混凝土支架构件断面有矩形、T形、梯形、工字形、槽形、空心矩形和管形等。选择断面形状时，应充分利用混凝土抗压强度大的特点，在抗弯构件中，应使受压和受拉区断面配合适当，使受拉钢筋距中性轴有较大的距离，以便在同样材料消耗情况下，能抵抗更大的弯矩，目前最常用的断面是矩形、工字形和T形，顶梁和柱腿一般采用相同形式的断面。

钢筋混凝土支架背帮顶常用钢筋混凝土背板。背板有板形和槽形两种。

钢筋混凝土支架均适应于地压稳定，服务年限长及断面小于12一的巷道，但应避免用于受采动影响的巷道。

架设混凝土支架必须遵守下列规定：

(1)所用支架构件应无开裂、露筋现象，支架接口处要垫上经防腐处理的20 mm～30㈣厚的木垫板。

(2)找正支架时，不准用大锤直接敲打支架，必须敲打时，应垫上木块等可塑性材料，保护支架不被损坏。

(3)混凝土支架巷道一般采用预制水泥板背顶背帮，梁、柱不准直接与顶、帮接触。(4)在煤岩和软岩巷道中，混凝支架紧跟工作面时，必须采取防炮崩的加固措施，确保不崩倒、崩坏混凝土支架。(二)拱形支架

金属拱形支架可分为两类，即普通金属拱形支架和u型钢拱形支架。普通金属拱形支架多采用工字钢、矿用工字钢或轻型钢轨制造，没有可缩性，一般仅作巷道临时支护和锚喷支架巷道联合支护用。U型钢拱形支架采用U型钢制造，具有可缩性，多用于地压大，受采动影响显著的采区巷道。

普通金属拱形支架分为无腿、有腿和铰接三种。无腿拱形支架适用于两帮岩石较为稳定的巷道，用托架承托梁，因无腿不妨碍砌墙工作，简化了工序，有利于安全，不易被掘进放炮崩倒，有腿拱形支架采用18 kg／m旧钢轨、槽钢或矿用工字钢制作，其构件有架梁、架肩、架腿5节的和只有架梁、架腿3节的两种，5节的多用于宽度较大的巷道。铰接拱形支架由3～5节支架组成，支架节间采用铰接形式，具有可缩让压的性能，连接方式也较简单。该支架适用于岩层松软和受采动影响较大的采区巷道。U型钢拱形支架可分为半圆拱、直腿拱和曲腿三心拱三种。

常用的拱形可缩性支架的架设方法按照升梁方式可分为三种，即支架器上梁支架方法、前探梁托梁支架方法和掘进机截割臂方法。

支架器上梁方法。在掘进工作面放炮、出煤结束后，搬运支架器安置稳妥，架设支架由外向里逐架进行，架设时需先把支架顶梁放到支架器上。3节支架可以直接把一根顶梁放上，4节支架需先2根顶梁连接好，5节支架需先把3节顶梁连接好，再放到支架器上。巷道需要铺设金属网的，在这同时要把金属网连接好。然后，开始升支架器把顶梁升到位，搬运支架到位，使梁腿搭线吻合，达到规定的连接长度，上紧连接件，最后穿上背板，掘进工打紧所有木楔。

前探梁上梁方法。掘进工作面放炮结束，立即向掘进迎头撺前探梁，然后再把顶梁放到前探梁上，前探梁上可以放2～3架支架的顶梁。顶梁上好后，在梁上穿背板、背笆片，再铺设金属J网，尔后打紧木楔。上梁护顶工作结束后，开始出煤，出完煤，把柱腿放到位，使梁腿搭接吻合，达到规定的连接长度，上紧连接件。补齐两帮的背板，打紧所有的木楔。

三、砌碹支护

砌碹支护是指用料石、混凝土或钢筋混凝土砌筑而成的连续整体式支架。煤矿经常采用的主要形式是直墙拱顶式。它由拱、墙和基础三部分组成。

拱的作用是承受顶压，并传给墙和基础。做成拱形是为了使拱的各个截面都承受压应力，充分利用石材抗压强度高而抗拉强度低的特性。至于截面中产生的弯矩，可通过采用调整拱形，使其尽量减少。如弧形拱比半圆拱、三心拱为优。

墙的作用是支承和抵抗侧压，在拱基处传给墙的压力是斜的，要求壁后必须充密实，防止拱与墙开裂，侧压过大时，可用弯曲的墙。

基础的作用是把墙传来的载荷和自重均匀传给底板。当底板岩石坚硬时，墙与基础可以等宽(厚)度；底板若比较软时，基础必须加宽，如果底板有底鼓时，还可以砌底拱。

砌碹支护是一个连续支护体，对围岩能够起到封闭防止风化的作用。该支护具有坚固、耐久、防火、阻水、通风阻力小、材料来源广、便于就地取材等优点。缺点是施工复杂，劳动强度大，成本高，进度慢。

砌碹一般使用在巷道服务年限超过10年以上，围岩十分破碎，同时很不稳定，且有大面积淋水和部分淋水，及水质有化学腐蚀的地段。在用各种锚喷联合支护不易实施时，可根据现场具体情况，加以选用。料石砌碹支护工序较多，在进行砌碹作业前应首先拆除临时支架。

拆除临时支架应分两步进行。在巷道压力不大，围岩比较稳定时，可先卸去临时支架两帮背板，处理两帮活矸，再拆下支架的架腿，其架顶、架肩部分则仍托在托钩上或在无托钩的临时支架架肩处打上临时顶柱，待砌拱时再拆除。在顶压较大、围岩破碎时，必须将顶和帮维护好后再拆柱腿和梁，防止冒顶。掘砌基础。在临时支架的保护下，先将两帮底板浮石清理干净，再用风镐按设计将基础坑挖出。岩石坚硬风镐挖不动时，可打浅眼、少装药将岩石崩松后再挖。打眼放炮时，必须符合《煤矿安全规程》规定，确保安全。

按巷道中、腰线放上边线。将基础沟槽内的积水排净，在硬底上先铺上50 111m左右厚的砂浆，当基础坑的深度大于设计要求时，也可在硬底上铺一层碎石混凝土，然后在其上砌石材基础。砌筑碹墙。砌筑料石墙，垂直缝要错开，横缝要水平，灰缝要均匀、饱满。用荒料石或片石砌筑时，砌缝间的凹凸不平，应用片石垫平咬紧，使砌块与灰浆紧密结合。砌石材墙应做到横平、竖直。随砌随将壁后空隙充填密实。

砌碹拱。包括拆除临时支架的架肩、架顶、过梁、立碹胎、搭工作台和砌碹拱。拆除临时支架时，先用长钎子处理顶、帮浮石，必要时局部打上顶柱或架过顶梁管理顶板。此项作业时，人员一定站在安全地点。确认安全后，便可按中、腰线稳立碹胎和模板。碹胎顶端高度应比设计高30 mm～50 mrn。碹胎柱一定要立牢，不得下沉。碹胎立好后，用拉钩拉紧、稳固，再测量校正一次位置，便可搭稳固的工作台，开始砌拱。砌拱必须从两侧拱基向拱顶对称进行，使碹胎两侧受力均匀，以防碹胎向一侧歪斜变形，随砌随铺放模板，砌块应垂直于拱的辐射线，在拱背上用石片楔紧。同时应做好壁后充填。封顶时，最后的砌块必须位于 正中，并由内向外进行；封拱顶时，最后一块砌块应在四周和顶充满砂浆用力推进去后固定。混凝土拱封顶时，水灰比应适当减掘进工

每砌筑一段拱、墙，都应留有台阶式咬合碴，以便下次砌筑接合密实。

拆模清理。砌碹完毕后，要待拱、墙稳定后，才能拆除碹胎和模板。拆模时切忌用大锤敲打，以免碹胎、模板损坏变形；拆下的碹胎、模板应洗刷、整理，堆放起来，损坏变形的要及时修理，以便复用。砌碹表面质量不足之处，如灰缝不饱满、局部有蜂容麻面等，应用砂浆勾缝、抹面，或必要时进行挖补处理。

倾斜巷道的操作顺序和方法基本上和水平巷道相同。主要要求是：砌块要和巷道倾斜角度平行，立碹胎要和巷道底板垂直。同时应有以下安全技术措施：

在上山掘进和砌碹平行作业时，在砌碹工作面上方5 m～10 m，要设置安全挡。在下山掘进和砌碹平行作业时，除了在下山上部设置安全挡以外，砌碹和掘进工作面的上方5 m～10 m处，也要设置，以防跑车。同时对砌碹处的材料和工具等都要有安全存放措施，防止向下滚动伤人。

四、其他支护(一)抬棚

巷道交岔点采用抬棚支护时，无论直角三通、斜交三通或四通抬棚、插梁都不得少于4根。排列间距要均匀，插棚的细头应搭在主抬棚上。抬棚架完后，应架设锁口棚，锁口棚柱腿应紧贴抬棚柱腿，但深度不得超过抬棚柱腿，锁口棚高度不应超过主抬棚。(1)在顶板完整、压力不大的梯形棚子支护的巷道，抬棚应按下列顺序施工：

①在老棚梁下先打好临时点柱，点柱的位置不得妨碍抬棚的架设；

②摘掉原支架的柱腿，根据中、腰线找好抬棚柱窝的位置，并挖至设计深度；

③按架设梯形棚的要求立柱腿、上抬棚梁；

④将原支架依次替换成插梁，最边上的两根插梁应插在抬棚梁、腿接口处。更换插梁不准从中间向两翼进行；

⑤背好顶、帮，打紧木楔。

(2)在顶板破碎、压力大的地点，抬棚应按下列顺序施工：

①将原支架逐棚更换成插梁，在插梁下打好临时点柱或托棚。所有插梁都应保持在同一水平上；

②架设主抬棚，抬住已替好的插梁； ③撤除临时点柱或托棚；

④逐架拆除原支架并调正插梁，背实顶帮；

⑤架设辅助抬棚。

(3)在倾斜巷道架设抬棚时，柱腿应根据巷道坡度相应加长下帮柱腿，靠近水沟一侧的抬棚或插梁腿，应蹬在水沟基础以下的实底，不许放在松动的煤矸上。(4)采用矿工钢架设抬棚时，梁和腿必须有可靠的连接固定和防滑装置。(5)在拱形棚子支护的巷道，抬棚应按下列顺序施工：

①上紧抬棚附近支架的卡缆，将架设抬棚范围内的支架打好中柱；

②刷好两帮，挖出抬棚柱窝，立好棚腿，然后刷梁道、上顶梁，立抬棚要向内倾斜3。，梁腿搭接处应上3个卡缆；

③将三角架托梁放在拱形支架棚梁上，每个三角架的固定卡缆不得少于2个；

④由一侧开始窜插梁，u型钢插梁应大面朝下扣放，并用卡缆将托梁与插梁固定，插梁与机板之间要背实、背严；

⑤副抬棚(即托棚)要垂直于插梁架设；

⑥采用软落法回撤老棚；

⑦锁口棚要紧靠抬棚架设，其顶梁上也要安放三角架托梁。(二)架设点柱应遵循下列规定

(1)每根点柱都必须带帽，柱帽的规格应符合作业规程的要求，柱端平面应向上，与柱帽接触处要用木楔打紧，严禁在一根少．支柱上使用双柱帽和双楔子。

(2)打点柱时，坑木粗头向上，柱帽要居中。水平巷道中的点柱应垂直顶底板，不准歪斜；在倾斜巷道中，每5。～6。的倾角支柱应有1。的迎山角。„

(3)根据作业规程规定的排距和柱距挖掘柱窝，并要见实底，如煤层松软可在柱下加木垫。木垫的规格也应符合作业规程的要求。(三)前探梁支护

(1)架设梯形棚前探梁应遵守下列规定：

①梯形木棚、工字钢棚所用的前探梁应采用钢管、工字钢、轻型钢轨、槽钢等金属材料，固定前探梁可用卡箍或吊棚器，前探梁及固定装置的规格或强度，均应符合作业规程的规定；

②前探梁的长度不得小于3．5 m：

③放炮后，前探梁前伸，其长度不得大于棚距的80％，然后紧固吊梁器或卡箍；

④在前探梁上应用横放方木接顶并用板皮、木楔固紧，接顶方木必须略高于后方的棚梁。(2)架设拱形棚铰接前探梁应遵守下列规定：

①铰接梁的规格、型号必须一致，紧固的楔销应配套通用；

②放炮后，应尽快拆除最后一节铰接梁和卡具，并及时与最前端的铰接梁用水平调角楔悬臂铰接；

③在最前端把棚梁放于悬臂铰接梁上，找正方向和高度后，再用卡具将棚梁与铰接梁固定；

④背顶后，再挖柱窝和架设柱腿。(3)锚喷巷道架设前探梁应遵守下列规定：

①巷宽小于3 m时，可在巷道顶使用2根前探梁；巷宽大于3 1TI时，应再增加1根前探梁；

②卡环间距和前探梁的间距，应按作业规程规定的锚杆间、排距确定，卡环的方向必须有可调性；

③放炮后，松开卡环，应及时将前探梁伸移到迎头，并用板皮、木楔背顶；

巷道支护改革研究 篇3

【关键词】巷道支护技术；煤矿；井下掘进

前言

相比于煤矿的露天开采来说，地下开采的更具有危险性，稍不注意就会造成巨大的人员伤亡，造成无法挽回的后果。为了保证煤矿开采人员的生命安全，就必须要提高巷道支护技术水平，打破传统的巷道支护实施方案，针对煤矿的实际情况进行巷道支护方案的设计，提升巷道支护工艺与手段，确保巷道支护的质量，为煤矿井下开采人员的生命安全提供保障。

一、巷道支护技术的相关概述

（一）巷道支护技术的基本介绍

巷道支护技术是煤矿井下掘进常用的技术手段，一般分为主动支护与被动支护，不管是哪一种支护方式，都具有多元化的特征。被动支护主要就是围岩支护，其中比较常见的被动支护有棚式金属支架支护，使用金属支架对矿井中的围岩进行支撑，确保煤矿开采人员在下井工作的时候不会受到围岩脱落的干扰。但是，这种支护形式并不适宜长期使用，其使用过程中经常会出现各种各样的安全隐患，无法为煤矿开采工人的生命安全提供保障。其他常见的巷道支护技术还有锚杆支护技术[1]。

（二）巷道支护的主要形式

1.型钢支护

型钢支护是采取了钢材的强度高、韧性强的优势，在实际煤矿井下掘进的时候能够表现出抗压、抗拉等不同的性能。一般情况下，煤矿巷道支架需要承受来自两个方向的作用力，分别是横向荷载、纵向推动力，如果巷道支架不能够承受这两个方向的荷载力，就会造成巷道支架的不稳定，使巷道支护失去其本来的效果。型钢支护能够承受的负荷比较强，及时面临比较大的横向荷载与纵向推动力，也能够抵抗住压力带来的影响，确保巷道支护的正常使用。

2.预留煤柱支护

预留煤柱支护是一种巷道支护技术中比较传统的一种，分为上区段与下区段两个方向进行预留，一般情况下，会将上区段作为运输平巷，将下区段作为回风平巷。不管是上区段还是下区段，都要预留出一定宽度的煤柱，确保回风平巷能够准确的避开支撑压力的峰值，防止支撑压力将下区段压倒，造成不必要的人员伤亡。从技术层面的角度来看，预留煤柱支护技术的可操作性比较强，不需要非常繁琐的步骤就能够完成，对于煤矿井下的通风、排水等活动也有着积极的影响，是一种比较实用的巷道支护方式。但是，在预留煤柱支护技术的实际使用过程中，会耗费大量的人力、物力、財力，不仅会增加巷道支护技术的成本支出，还会增加对巷道的维护难度[2]。

二、煤矿井下掘进过程中巷道支护存在的问题

从现阶段我国地下煤矿的开采现状来看，巷道支护技术的应用还存在很多的问题，不利于地下煤矿开采的顺利进行。煤矿井下掘进过程中巷道支护存在的问题主要表现在两个方面，一方面是巷道围岩产生变化影响煤矿的开采进度与开采质量，另一方面是巷道围岩遭到破坏，增加了地下煤矿开采过程中的不稳定因素，煤矿开采工作人员的生命安全无法得到保障。巷道围岩具有遇水膨胀的性质，一旦巷道围岩膨胀起来，就会对周围的岩壁造成挤压，导致围岩变形，影响巷道支护效果的发挥，甚至会使巷道支护失去效果，煤矿开采人员在毫无防备的情况下进入没有进行巷道支护的矿井内，稍有不慎就会发生冒顶事故[3]。

三、煤矿井下掘进过程中巷道支护技术的应用策略

（一）完善锚杆支护技术的应用

锚杆支护技术适用于软岩性质的巷道支护，因此，在进行巷道支护之前，首先要明确巷道的材质，如果是软岩性质，就要在第一时间采取锚杆支护技术。软岩性质的巷道与正常巷道存在很大的区别，在进行巷道支护的时候，必须要采用专门的巷道支护方式，根据巷道的之际情况去完善巷道支护技术，大大降低了煤矿施工过程中难度，为地下煤矿开采工作人员的生命财产安全提供了基本保障。另外，还要注意巷道参数的变化，不同时期、不同情况下的巷道参数都是不相同的。

（二）严格遵照巷道支护的规章制度

不管使用哪一种方式进行巷道支护，都要严格遵照巷道支护的规章制度进行，只有这样才能实现巷道支护的目标。煤矿工作人员要积极的对煤矿周围以及内部的环境进行分析，完善与煤矿相关的观测资料，根据观测结果与煤矿的实际地质情况进行分析，选择最佳的巷道支护技术，并且严格按照规章制度进行设计与实施。在巷道支护实施过程中，要明确施工的方式与施工的目标，确保巷道内部的光滑平整，最大限度的发挥巷道支护技术的效果[4]。

（三）合理的使用巷道支护技术手段

根据地下煤矿的地质情况进行巷道支护技术手段的选择，传统的巷道支护形式为预留煤柱，将地下煤矿划分成上区段和下区段，上区段属于运输平巷，下区段属于回风平巷，不管是哪一种划分形式，都要预留出一定宽度的煤柱才能确保巷道支护的正常使用。现代化的巷道支护形式为型钢支护，在韧性、强度上都有很大的提升。由此可见，这两种方式都有各自的优势，面对不同的地下煤矿地质情况，合理的进行巷道支护技术的选择，确保巷道支护技术的效果能够得到充分的发挥。

（四）注意锚网索支护技术的应用

锚索网支护技术能够对锚杆和非锚固岩层间的变形进行有效的控制，对于已经被破坏的岩体进行支撑，确保地下煤矿开采人员在进行工作的时候，不会受到脱落岩体的影响，为他们的生命财产安全提供了基本保障，避免了地下煤矿崩溃、坍塌的现象。由此可见，锚网索支护技术的合理使用在巷道支护中发挥着重要的作用，不仅能够缓解煤矿开采对周围岩层造成的压力，还能够解决巷道煤矿支护进行难度大的问题。另外，锚网索支护技术还能够减少地下煤矿在开采过程中产生的瓦斯，如果不及时对瓦斯进行处理，就会造成瓦斯的积累，不仅会增加巷道维修的工作量，严重的还会造成地下煤矿爆炸的危险。

四、结论

综上分析可知，随着不可再生资源的逐渐减少，给我国煤矿资源的开采造成了很大的危机，地下开采面临着很多挑战，如果不能够妥善解决好地下煤矿开采的问题，不仅会对煤矿开采人员的生命安全造成伤害，还会大大降低我国煤矿产量，阻碍我国国民经济建设的发展。由此可见，对煤矿井下掘进中巷道支护技术的研究是非常必要的，在不影响地下煤矿开采质量的前提下，进行成本的降低，有助于提升煤炭企业的经济效益与社会效益。

参考文献：

[1]李亚辉.化乐煤矿泥化软岩巷道支护及快速掘进技术研究[D].中国矿业大学，2015.

[2]鄢耀.煤矿井下巷道掘进顶板支护研究[J].河南科技，2013，12：35.

[3]杨磊，高远.探析煤矿井下巷道掘进顶板支护[J].河南科技，2013，17：38-39.

论巷道支护改革与提高经济效益 篇4

辽源矿业集团公司的巷道支护改革, 历经了木支护、碹体支护、工字钢支护、U型钢支护到软岩锚喷、煤巷锚网支护的艰苦历程。1995年以前, 木支护和碹体支护在全公司支护中还占一定的比重, 不仅支护成本增加, 翻修量大, 安全存在一定的风险。

近些年来, 针对集团公司梅河矿、金宝屯矿软岩巷道和西安矿残煤开采巷道支护的特点, 我们因地制宜的加大了矿井支护材料的投入, 采用U型钢支护逐步取代了木支护和料石发碹支护, 收到了较好的效果, 生产条件和环境得到了改善, 生产事故大大降低。但是, 近两年来随着钢材价格的迅猛上涨, 矿井支护成本大大增加。为了降低支护成本, 找出适应软岩巷道支护的新方法, 我们通过外出考察学习确定了在软岩巷道中大力推广锚喷锚网支护。

2 锚网支护的作用机理

2.1 锚杆的作用

锚杆作为一种主动支护方法, 可以紧锁破碎的岩体, 使之强度提高。每根锚杆在其全长范围对围岩岩体提供作用力, 形成一个加压区。所有锚杆加固区相互联结, 就使巷道围岩形成一个连续的加固拱 (或加固圈) , 这个加固圈具有拱的效应, 既能承受外部岩体地压, 防止其变形, 又能使本身强度提高, 增强自支承效应。锚杆将围岩松动圈进行加固, 形成锚杆一围岩共同承载的组合拱, 并可随围岩共同移动。

2.2 网的作用

网主要使围岩表面破碎圈完整化, 同时增加抗弯、抗剪能力, 并具有较高的柔性和较大的变形量。锚网联合支护解决了锚杆抗拉不抗剪的特性, 同时也使由于围岩破碎造成锚杆失效的不足得以补充, 二者有机结合, 使加固拱形成一个更完整的机体, 使围岩的自承能力大大提高。

3 合理选择锚杆支护参数

由于煤的普氏系数较低, 一般在1～3之间, 煤层直接顶相对稳定性也较差, 巷道围岩松动圈相对来讲要大一些。因此在全煤巷道施工时, 在进行锚杆支护设计时, 应适当加大锚杆长度并减小锚杆的间排距, 在应用工程类比法计算锚杆长度及间排距的同时, 应用松动圈理论进行参考。

4 对应力集中点的处理

一般情况下, 煤巷应力集中点一般集中在顶与帮的连接处。该处首先易于变形抽漏, 因此, 加密该应力集中点至关重要, 一般情况下顶部锚杆距该点不应大于0.1～0.2m, 帮锚杆距该点不应大于0.1～0.3m。

5 临时支护的选择

临时支护可根据顶板不同性质及类型及断面的不同形状加以选择, 我们辽源矿业集团公司各矿井都是拱形巷道可选用前探铁刹杆及吊环配套进行。各施工地点应依据现场实际选择不同的临时支护方式。

6 实施光面爆破

光面爆破可使掘进的巷道轮廓基本符合设计要求, 使围岩表面光滑, 成形规整, 岩帮基本不受破坏, 裂隙少, 稳定性高, 有利于巷道的维护。因此, 在锚网支护的巷道必须使用光面爆破。煤巷光面爆破也应预留光爆层, 光爆层厚度一般在400mm左右, 周边眼眼距一般在400～300mm左右。在帮顶交点处每侧应施工一个导向的空心眼, 且帮眼与顶眼与空心眼间距应以不大于200mm为宜。放炮时, 应分次放炮, 按拘槽、辅助、周边眼的顺序进行, 光爆周边眼装药量一般在150g左右, 装药结构一般采用单段空气柱式结构。

7 锚杆眼的施工及锚杆安装

在锚网支护施工中, 锚杆眼的角度至关重要, 在顺山支护的巷道中, 顶部锚杆角度应尽量垂直岩层 (煤层) 的层理方向, 两腿锚杆与层面有角度时, 锚杆的有效支护长度应大于拱区加圆拱的厚度, 施工中严禁施工串皮锚杆。锚杆安装前, 应先用吹风管吹净眼内残余的煤 (岩) 粉末, 树脂药卷的个数应就具体情况而定, 搅拌时应符合要求, 上锚杆托盘及螺丝时, 必须使网紧贴煤 (岩) 避, 并将网拉紧。

8 锚杆、锚索联合支护

锚索是将锚网支护形成的组成悬吊在稳定的岩石中, 起到加强支护的作用, 因此, 全煤巷道应根据煤层厚度情况, 复合顶板应根据软岩厚度确定锚索长度, 树脂药卷个数应根据实际确定。一般锚固力在于20.0kN左右, 在锚索施工的巷道中, 由于锚索机加斜杆的高度确定, 因此, 巷高应大于锚索机高度加钎杆高度, 根据各矿实际, 巷高不小于2.2m。

9 锚杆支护的实践

从2003年初我们就开始在全公司推广螺纹钢锚杆, 配树脂药卷的锚喷支护, 其支护工艺要求是:锚杆采用直径22㎜, 长2.4m的螺纹钢锚杆, 配树脂药卷。施工时锚杆间距0.5～0.7m;在压力大、顶板破碎的巷道加打锚索, 锚索长5～8m, 间距1～2m。挂网采用菱形网, 喷射混凝土厚50～100㎜, 使顶板支护取得明显成效。为全面推广这一支护新工艺, 我们从集团公司到矿都采取了硬性的措施, 梅河矿明确提出除断层带、旧采迹下、过旧巷、泥岩段、遇冒顶以上五种条件可以不锚外, 其余的巷道支护必须采用锚喷支护, 并且凡是使用U型钢的地点, 必须经过集团公司、矿共同现场鉴定。由于认真实施这一硬性规定, 有力地推动了锚喷、锚网支护工作力度。同时我们还不断扩大锚喷支护使用范围, 突出抓了梅河矿、金宝屯矿特殊条件软岩巷道的支护攻关, 并在大修巷道中采用锚喷、锚网支护试验, 均取得了可喜的成功。从而使U型钢的投入大幅度降低, 年减少1882吨, 节省费用783万元, 降低了矿井支护成本。特别是梅河矿的掘进巷道支护实现了钢铁化, 其中的开拓巷道95%以上实现了锚喷支护。

在大力推广锚喷、锚网支护的同时, 我们还十分重视对新技术的引进。重点对锚喷、锚网支护的设备进行了更新换代, 投入资金100多万元, 对梅河矿各井的喷浆罐、压风机及锚喷机具进行了更新, 提高了锚喷、锚网支护巷道的工程质量和速度。梅河三井岩石巷道锚喷支护单进达到了102m的水平, 并做到锚杆纵成线、横成行。金宝屯矿N106区开切眼开大帮, 跨度7.5m, 如果按以往的常规支护方法采用坑木或U型钢给大棚, 上完综采架子难以回收, 浪费十分严重。现采用锚喷、锚网锚索联合支护, 获得成功, 节约U型钢300多吨, 节省资金110万元, 取得了较好的技术经济效益, 也为快速安全上综采架子创造了良好条件。针对树脂药卷用量越来越大, 为进一步降低支护成本, 我们经过学习和考察, 在梅河矿自行建成了树脂药卷自制加工厂, 经反复试验取得成功, 现已批量生产投入井下使用。全集团公司每年将使用90万支药卷, 仅此一项可节省成本135万元。

总之, 锚杆支护是适应巷道围岩变化的一种支护形式, 我们将大力推广锚杆支护, 特别是在软岩巷道中推广锚杆支护, 为集团公司节支降成做出贡献。

摘要：通过分析和实践对巷道支护的多种形式, 及锚网支护的作用及参数, 进行了论述, 大力提倡推广和应用新技术, 推广锚杆支护为集团公司节支降成做出贡献。

锚网支护巷道维修安全技术措施 篇5

由于我矿锚网支护巷道严重变形失修，为保证巷道安全质量及通风运输要求，决定对+2206运输顺槽（宽3.0米、高2.5米）、+2206东运输巷（宽3.0米、高2.5米），+2216回风顺槽（宽2.2米、高2.0米）、+2182西运输巷进行（宽3.0米、高2.5米）、+2182东探煤巷（宽2.2米、高2.0米）进行加固维修，特制定以下安全技术措施。

1、巷道维修必须坚持由外向里、先顶后帮的原则，逐步推进。严禁多点同时作业。

2、现场施工人员进入现场后，严格执行先检查后工作制度，对所施工的巷道顶帮和巷道支护情况进行认真检查，发现问题必须及时处理。不能处理的，必须立即汇报调度室和跟班领导，整改到位，措施到位，方可组织施工，严禁盲干，杜绝违章指挥。

3、施工前，保护好巷道内的电缆、电气设备、风水管路等设施，防止人为损坏。在转载机或皮带机机道工作时，必须闭锁转载机或皮带机停电。

4、维修巷道时，应加强支护，必须先采取临时支护措施，先支后修，防止冒顶伤人或堵人。作业期间，严禁人员进入施工地点以里巷道。非施工操作人员不得在作业地点下方逗留。

5、维修巷道时，应将巷道内的积水、淤泥、浮煤、矸、木材等杂物清理干净，备用支护材料码放整齐，保持巷道畅通。

6、在施工过程中，发现锚杆断裂、失效、超长的要及时进行补打。

7、在顶板破碎、压力大时，及时缩小锚杆排距600～800mm，并相应缩小循环进尺。

8、处理巷道高冒地段时，必须由有作业经验的工人进行；现场必须有矿领导跟班指挥，在作业全过程中应有专人观察顶板，发现异常必须先撤出人员进行处理，方可继续作业，确保作业安全。

9、应加强工程质量管理，确保巷道规格质量符合要求。严格执行“敲帮问顶”制度，并贯穿施工的全过程。处理网兜或架设临时支护，人员都必须在支护完整牢固处工作，严禁空顶作业。

10、现场要做好交接班制度和现场跟班带班制度，对现场存在的问题或隐患必须排除完毕，才能向前施工。

11、每班交班后，班长要安排专人对迎头10米范围内的顶帮锚杆进行二次紧固，锚杆扭矩力必须达到要求。

12、各点维修必须保证巷道高、宽及断面积符合原巷道设计尺寸。

13、对部分压力大、冒落区、跨度大、丁字口、十字口的巷道要采用锚索钢衍架加强支护。锚索支护要求及施工措施。① 锚索机打眼，配上6m套钎，眼深误差±50mm，眼位偏差为±150mm。

② 安装锚固锚索：把锚索末端套上专用驱动头，拧上导向管并卡牢，将树脂药卷用钢绞线送入锚索孔底。将专用驱动头尾部六转方插入锚杆机上，边推边搅拌，前半程用慢速，后半程用快速，旋转约40秒，停止搅拌，继续保持锚杆机的推力约1分钟后，缩下锚杆机，卸下专用驱动头和导向管，装上托盘，锚具。并将其托至紧贴顶板的位置。把张拉油缸套在锚索上，使张拉油缸和锚索同轴，并使用安全链把张拉油缸固定到顶部金属网上，人员撤开。张拉油缸下方不得有人,进行张拉达到设计预紧力，外露超长部分卸下张拉油缸后要进行处理。

③ 开机前,施工人员必须站在安全地点,用长柄工具站在安全地点，撬掉危岩悬矸，排除隐患，确保顶板与两帮围岩稳定，进行安全作业。

④ 钻孔时，不准用手去试握钻杆。开眼位时，应扶稳钻机，进行开眼作业。

⑤ 钻孔时，不要一味加大气腿推力，以免降低钻孔速度，造成卡钻、断钎、崩裂刀刃等事故。

⑥ 锚索机回缩时，手不要扶在气腿上，以防伤手。

⑦ 锚索机加载和卸载时，会出现反扭矩。用力要均匀，取得平衡。特别是突然加载和卸载时，操作者更应注意站位，合理把持摇臂手把。

⑧ 打眼操作时，一人操作，一人监护，打眼期间要密切注意钻孔情况，有异常时立即处理。锚孔必须按设计位置、深度、角度布置，打眼必须符合要求。

⑨ 锚索涨拉时，必须有专人负责，用涨拉器将锚索张紧，压实锁头，使托盘受力不松动。锚索施工人员必须熟悉锚杆打眼机的操作维修，掌握好锚索设计的技术参数和安装要求。⑩ 打锚索眼时，要注意观察钻进情况，有异常时必须迅速闪开，以防断钎伤人，钻机附近5米以内不得有闲杂人员,施工中设专人监护,发现问题立即进行处理。进行张拉和预紧上托盘时，人员要站在距锚索眼2米以外的地点操作，并使好安全链，严禁站在张拉油缸下方或2米范围内操作或观察。锚索盘圈及松开使用时，要不少于2人协调操作，用力抓牢，以防锚索突然弹开伤人.其它未尽事项严格执行《煤矿安全规程》相关规定及<<锚索支护工技术操作规程>>正规操作程序。

14、过溜煤眼、上风眼时上口要做防坠栏，下口做煤嘴或网片封闭。

15、维修过的巷道必须符合规定要求，邦顶规整、底板平直、网片托板紧贴煤壁。锚杆外露长度符合要求。

16、每班跟班人员必须负责当班维修巷道的工程质量，并签字上报，做好记录。

17、各巷道维修过程的通风系统、运输系统、避灾路线严格按照相应作业规程执行。

煤矿巷道支护类型研究 篇6

1.1 巷道的支护类型

巷道的支护类型根据不同的条件有不同的划分方法。根据井下煤矿的开采位置确定巷道的三种开采位置及用途。第一种是开拓巷道, 为全矿井或者一个开采水平服务的巷道属于开拓巷道。如主、副井和风井、井底车场、主要石门、阶段运输大巷和回风大巷、采区回风和采区运输石门等井巷, 以及掘进这些巷道的辅助巷道都属于开拓巷道;第二种属于准备巷道, 为采区、一个以上区段、分段服务运输、通风巷道和准备巷道。属于这些巷道的有:采区上 (下) 山、区段集中巷、区段石门、采区车场等;最后一种是回采巷道, 形成采煤工作面及其服务的巷道。属于这类巷道的有:采煤工作面的开切眼、区段运输平巷和区段回风平巷。根据支护力对周围岩石的作用方式, 可将煤矿巷道分为以下四类。第一种支护力是作用在巷道围岩表面, 例如砌碹支护、各种类型的支架以及喷射混凝土等;第二种支护作用力不但在围岩表面, 并且也作用在围岩内部, 例如锚杆与锚索支护;第三种是通过对围岩的作用力而改善巷道围岩的力学性质, 并且提高围岩强度, 例如注浆加固方法;最后一种是改善巷道围岩应力状态, 使处于应力降低区, 例如应力控制技术。

1.2 巷道的破坏机理

巷道的破坏机理主要考虑的是岩石应力状态的改变而引起对巷道支护力的改变。主要分为三个方面: (1) 岩石的原始应力状态; (2) 巷道围岩的应力分布; (3) 自然平衡拱的形成及破坏。

在煤矿开采之前, 煤矿中的原始应力之一重力应力的作用下, 围岩将会沿着三个互相垂直的方向产生变形, 同时围岩也受到构造应力、温度应力和膨胀应力的作用。这些开采前存在于围岩的原始应力成为开采后围岩应力的主要来源。煤矿在进行开采的过程, 原始的应力平衡状态遭到了破坏, 应力将会重新分布, 其分布的结果是围岩顶层的两端出现了应力集中, 接着在自重的作用下, 顶板开始出现弯曲下沉的现象。当超过顶层岩石所能承受的压力极限值时, 顶层岩石发生破坏, 围岩应力重新进行分配, 从而也促使了围岩产生新的运动。在采出煤炭之后, 顶板被暴露出来, 其受力如同支撑梁一般。如果此时不及时进行支护, 经过一段时间的受力后, 顶板将出现向下弯曲的现象, 对靠近顶板的岩层产生拉应力。拉应力超过岩石的承受极限之后, 岩石出现裂隙, 继而破碎、脱落。形成自然平衡拱, 自然平衡拱的出现将加重围岩顶层的受力, 自然平衡拱也将会发生扩大, 对巷道的侧面产生压力, 倘若底板岩层较软时, 侧压将会传递给底板, 使底板凸起。最后造成巷道的破坏。

2 煤矿巷道支护的理论基础

巷道支护的目的就是要提高巷道的稳定性。决定巷道稳定性的三大因素是巷道所处的应力环境、围岩性质与巷道支护。这三个决定条件中, 只有巷道支护是可以改变的, 采取不同的方式得到的效果不同。

2.1 巷道支护工艺

(1) 刚性支护:主要是架棚巷道, 采用的方式是木棚和金属棚;

(2) 金属支架:适用于应力降低区或者是岩层属性比较稳定的岩层中, 采用的是U型的可伸缩支架;例如山西、内蒙古的一些矿井, 支护形式非常简单, 但也能保障巷道的稳定性;

(3) 锚杆、金属网联合支护:适用于不稳定层8~10m的较为广泛的复合顶板, 利用了围岩的自稳能力及承载特性。随着开采难度的加大, 这种支护工艺目前应用广泛。

2.2 不同煤矿巷道的支护类型

开拓巷道的岩层性质属是岩石巷道, 特点是服务年限长。对于开拓巷道, 需要选择合适的巷道布置岩层层位即稳定的岩层, 即布置在应力环境、围岩条件好的区域, 这样可以减少巷道在生产过程中所需要的维护量。

准备巷道服务于整个采区, 主要是沿煤巷道, 因此对巷道的断面支护、服务时间等等一些要求比较高, 在巷道掘进时要适当在断面上留有一定余量。同时由于巷道内部的空气比较潮湿, 造成的风化比较严重。基于以上特点, 对准备巷道需要采用喷浆处理, 同时将巷道封闭处理, 这样可以延长巷道年限, 同时减少翻修的次数。同样采取锚杆、金属网联合的巷道支护工艺, 采取喷浆处理的巷道翻修周期比不适用喷浆的巷道时间上差一半左右。

回采巷道的主要特点是服务时间短, 巷道内壁收到的动压严重, 其工作面主要为两顺和切眼。因此, 对于回采巷道的支护策略首先要解决的是克服动压对巷道内壁的影响, 其次要保证正常的运输及通风。

3 软岩采取的巷道支护

由于软岩受水文地质、物相成分、埋藏深度、赋存性状以及矿山压力等因素的影响, 致使软岩表现出不同的流变特性, 这给软岩控制带来了非常大的困难。目前国内外采取的软岩巷道支护形式以锚杆支护、注浆加固和刚架支护为主。但存在的问题是, 由于各矿的软岩特性地质条件、物相成分、矿压环境等因素相差较大, 表现出不同的变形特性。如果采取单一的支护形式对软岩的巷道支护都不能取得很好的控制作用。单纯的锚杆支护, 由于树脂药卷处理后与孔壁并不能很好地结合, 会降低锚杆的初始锚固力。另一方面, 锚杆的外端裸露在外, 使得围岩容易产生挤压破碎, 最终导致锚杆的支护能力下降;单纯的钢架支护, 钢架支护中钢架的两腿稳定性较差, 容易受到巷道侧向压力而出现两腿失稳, 如果出现失稳将会对接下来的修复工作产生很大的阻力;单纯的泥浆加固, 由于泥浆本身的特性, 容易在加固过程中出现受力变形破坏、吸湿引起膨胀变形、体积收缩产生新的离析。

因此, 对于软岩这种特殊的复杂巷道需要采取联合支护的形式。在确定支护方案是需要满足以下条件:承载能力强;充分发挥围岩的自承载性能;降低支护成本。

4 结语

松散破碎围岩巷道支护研究 篇7

随着煤炭开采强度的不断增加, 巷道掘进与维护工程量日益增多。尤其当巷道所处围岩地质条件复杂时, 巷道掘进后围岩多处于松散破碎状态, 高围压状态下围岩积聚了大量变形能, 使得巷道围岩表现出初期变形速率快、整体收敛、四周来压及强烈变形等特点, 传统单一支护方式很难达到围岩稳定性控制的目的。因此, 加强针对松散破碎围岩巷道支护技术的研究, 对于提升矿山生产安全性具有重要意义[1]。

1 松散破碎围岩巷道破坏机理分析

借由对过去煤矿松散破碎围岩巷道破坏资料的分析研究, 可知影响松散破碎围岩巷道稳定性的因素主要有三点, 分别为构造应力、高应力与动压、岩性差异。

1.1 构造应力影响性分析

对于松散破碎围岩巷道, 地下构造应力是影响其稳定的重要因素, 特别是通过断层等特殊地质构造时, 过高的构造应力极易导致围岩裂隙的进一步发育, 从而加剧围岩破碎性, 导致作用于巷道围岩支护体的变形压力及松散压力增大, 从而提升了围岩塑性范围, 使得巷道围岩出现流变或泥化现象, 对支护体的稳定及井下生产安全造成严重影响[2]。

1.2 高应力与动压影响性分析

以埋深200 m的深部巷道为例, 其在上覆岩层重量的作用下产生的主应力根据式 (1) 可知为5 MPa:

式 (1) 中, σ为地应力, MPa;γ为上覆岩层平均质量, kg (地质实测可知通常为25 k N/m3) ;H为煤层埋深, m。

而深部巷道围岩的抗压强度多在25 MPa以上, 稳定系数多为0.5左右, 这时在静压作用下巷道多难以维持稳定状态。而当处于煤层回采期间, 巷道动压系数会远高于巷道稳定时的静压系数, 多介于1.5~2之间。由此可知, 对于绝大多数深部巷道围岩而言, 其在高应力及动压的影响下巷道很难依靠自身围岩强度保持稳定, 所以必须通过一系列加固手段提升巷道围岩整体强度, 使其力学性能获得大幅改变, 从而有效实现巷道围岩的长久稳定, 为安全生产奠定基础。

1.3 围岩岩性差异影响性分析

在导致松散破碎围岩破坏的诸多影响因素中, 围岩岩性差异对巷道稳定影响显著。根据专业调查统计显示, 若巷道修建于灰岩、砂岩等高强度岩层中, 其稳定性往往不易受外界因素 (动压、高应力等) 的干扰, 而当巷道处于页岩、砾岩等强度较低的岩层中时, 其稳定性则往往极易受到动压影响进而出现变形破坏[3]。

2 松散破碎围岩巷道常见支护工艺

对于高应力松散破碎围岩巷道, 为确保其生产的安全、稳定, 依据巷道破坏状况有两种常用的合理支护工艺, 即锚注预加固联合支护、锚喷注联合支护。现对两种方案进行具体叙述。

2.1 锚注预加固联合支护

对于已发生围岩完全破碎的巷道而言, 其必须重新掘进全新的巷道以替代已彻底损毁的巷道。而对于新掘巷道, 在进行初次支护时必须对原有支护参数进行全面修订, 对锚杆材质及长度进行重新设计并将锚杆同钢筋和金属网等进行联合使用, 从而形成完整的联合支护锚网带。同时, 在初次支护完成后还应及时对锚网带进行二次喷浆加固, 从而进一步增强围岩整体性与强度。通过上述2次联合加固后, 新掘巷道基本可有效承载外部动压的作用。最后施工作业人员还可依据实际情况补打一定量的注浆锚杆, 进一步加强巷道稳定性, 从而有效保障井下生产安全。

2.2 锚注预加固联合支护工艺

对于出现裂隙但尚未完全破坏的松散破碎围岩巷道, 可通过锚注预加固联合支护对其进行加固补救。首先, 通过喷浆作业对巷壁表层裂缝进行封堵并通过打入巷壁的注浆管对壁后破碎围岩进行注浆加固。在注浆作业完成后进一步使用树脂锚杆与注浆锚杆对巷道周边围岩进行全方位深部围岩注浆加固。同时, 针对发生破坏变形的巷道局部位置还应进行独立的二次加固, 从而确保锚杆、浆液及破碎围岩的完美结合, 使三者成为有机联合体, 真正有效实现对围岩稳定性的保护, 为进行安全生产提供保障[4]。

3 松散破碎围岩巷道支护实例分析

龙马煤业南轨道巷道开拓过程遇断层, 断层岩层主要为泥岩和细粒砂岩, 受构造应力和环境水影响, 围岩裂隙极度发育、破碎严重。巷道原支护采用架棚支护方式, 这种方式无法对周边围岩进行有效主动加固, 使得煤体受采动影响严重, 从而导致棚后的空帮、空顶现象频发, 围岩无法有效构成完整承载体, 巷道掘进过程中变形现象严重, 对井下生产的高效开展造成了严重威胁。鉴于此, 通过相关围岩支护理论的研究并结合龙马煤业南轨道巷道实际地质条件, 提出巷道喷锚注联合支护方案。

3.1 联合支护方案

a) 预注浆加固。工作面两帮分别布设两注浆孔, 注浆孔距顶 (底) 板和煤壁分别为500 mm与250 mm, 向巷帮内倾斜20°, 注浆孔孔深6 000 mm, 间距1 000mm, 孔径42 mm。钻孔注浆每3 200 mm (4个掘进循环) 为1次注浆循环;

b) 煤帮喷混凝土。向巷道两帮喷涂厚度10 mm左右的混凝土涂层, 对裂隙进行封堵的同时, 确保锚杆预紧力达标;

c) 锚带网锁联合支护。巷道断面为矩形断面, 尺寸4 200 mm×3 500 mm。顶板选用左旋螺纹钢锚杆、3 200 mm W型钢带及金属网实施联合支护。锚杆长度2 500 mm、直径20 mm, 配备直径28 mm的树脂药卷加长型锚固, 锚杆布设间排距为750 mm×800 mm, 共布设5根;锚杆长度2 500 mm、直径20 mm, 配备直径28 mm的树脂药卷加长型锚固, 锚杆布设间排距为800mm×600 mm, 共布设3根;巷道两帮选用右旋螺纹钢锚杆、2 800 mm M型钢带及金属网实施联合支护, 锚杆长度2 500 mm、直径20 mm, 配备直径28 mm的树脂药卷加长型锚固, 锚杆布设间排距为800 mm×600mm, 共布设4根;顶板依照五2- 1- 2的形式布设长锚索进行加强支护, 锚索长度8 300 mm、直径15.24 mm, 布设在钢带之间, 并配合托盘共同使用, 布设时锚索间排距1 600 mm×800 mm;

d) 锚杆注浆加固支护。在巷道顶板上每间隔3排螺纹钢锚杆布设1排注浆锚杆, 对煤体进行注浆加固。注浆锚杆长2 000 mm、直径25 mm, 注浆孔深2 000mm、孔径42 mm。同时在巷道两帮依照800 mm×3 200mm的间排距分布设3个注浆孔。

3.2 支护效果分析

依照方案进行支护作业后对巷道围岩变形进行检测, 图1为巷道围岩变形量示意图。通过图片分析可知, 通过支护作业, 巷道两帮及顶底板变形均获得有效控制, 两帮变形最大25 mm, 顶底板移近量最大60mm, 均处于安全控制范围内, 支护取得了理想效果。

4 结语

松散破碎围岩支护问题作为深部巷道支护中极为常见的安全问题之一, 对井下生产的安全高效开展有着严重威胁。因此, 对于矿山企业而言如何通过科学、合理的支护工艺实现此类巷道的有效支护, 对于保障煤炭生产的持续与安全进行意义显著。作为一名合格的煤炭技术人员理应投身相关工艺的探索中, 从而为中国煤炭产业的长久发展提供保障。

参考文献

[1]王清标, 张聪, 王辉, 等.松散破碎岩体锚固与监测技术应用研究[J].防灾减灾工程学报, 2014 (6) :771-777.

[2]亓忠明.高应力松散破碎围岩巷道支护技术研究[J].能源与节能, 2014 (6) :178-180.

[3]刘晓宁.松散破碎半煤岩开拓巷道围岩变形破坏机理及控制技术研究[D].徐州:中国矿业大学, 2014.

巷道支护技术的研究与应用 篇8

煤矿巷道支护历经漫长的发展历程, 从木架支护到砌碹支护, 从砌碹支护到型钢支护, 从型钢支护到锚杆支护。和以往的支护相比, 锚杆支护不但能够降低成本、节约劳动力, 更能保证支护的安全。

1 煤矿巷道支护技术

巷道锚杆支护经历了从低强度、高强度至高预应力及强力支护等发展过程。从钢丝绳砂浆锚杆、机械锚固锚杆和端部锚固树脂锚杆等被动支护, 逐渐发展为高强度锚杆支护。

1.1 锚杆支护技术概述

煤矿巷道锚杆支护技术已经广泛应用于煤矿井下各类巷道中。包括集中巷、大巷、回采巷道等, 锚杆支护技术基本上已经涵盖我国煤矿的各类巷道类型。

煤矿巷道从用途上划分, 可以分为为开采服务和为采区服务两类。有为煤矿开采水平服务的大巷, 主要有上下山及石门等, 这类巷道属于煤矿主要通道;为采区服务的有上下山、集中巷等采区重要通道。此外, 还包括为回采工作服务的回撤通道、开切眼和顺槽通道以及交岔点、联络巷和硐室等。

某矿区属于典型的深井矿区, 在生产过程中, 高地应力巷道的支护问题一致较为困难, 因此采取锚杆支护进行大量试验和研究。经过多重数值模拟计算, 拟定运输大巷的支护形式为树脂加长锚固强力锚杆支护, 同时喷射混凝土。采用的锚杆杆体的长度为2.4 m, 直径为25 mm左旋无纵筋锚杆专用螺纹钢筋, 其屈服力为294 k N, 极限拉断力为400 k N。树脂加长锚固。同时采用W型钢护板以及钢筋网护帮和护顶。将两帮及顶板锚杆间的距离设置为800 mm, 在每排设置13根锚杆;底板位置设置锚杆13根, 排距为800 mm, 间距为1 000 mm。待巷道开挖完成后, 及时喷射混凝土, 喷射厚度为30 mm, 以便起到临时支护作用。等待锚杆施工完成后, 滞后掘进工作面50 m, 并进行底板锚杆施工, 实施二次混凝土喷射施工, 喷射厚道控制在120 mm。巷道支护断面如图1所示。

通过井下监测数据分析, 巷道开挖11d、掘进22 m后, 围岩变形已达到最大值, 之后逐渐趋于平稳。在开挖阶段, 顶板的最大下沉量为17 mm, 最大下沉速度为5.0 mm/d。处于相对稳定阶段, 顶底板的平均移近量为350 mm, 平均移近速度为1.08 mm/d。在掘进期间, 顶板锚杆受力保持在100 k N之间, 帮锚杆受力维持在105~125 k N之间。巷道在稳定期间及掘进期间的位移量较小, 相对趋于稳定状态。实践证明, 高预应力、强力锚杆支护能够有效控制深部高应力岩石大巷的破坏和变形, 能够满足巷道支护的要求。

1.2 锚杆支护技术的不足之处

1) 设计缺陷。我国对煤矿巷道锚杆支护技术制定相应规范, 但是在实际应用过程中, 依然存在设计方面的缺陷。锚杆支护设计由于受到较多因素影响, 导致设计不合理、不够完善, 容易造成安全事故。

2) 材质问题。选择锚杆支护材料时, 由于材料质量无法达到规定要求, 导致最终支护无法达到预期效益, 无法保障安全生产。

3) 设备落后。目前, 锚杆支护一般选择常规设备进行施工, 设备实用及精度等方面较为落后, 无法满足实际运用的需要。

4) 技术施工不足。在锚杆支护施工过程中, 由于受到技术限制, 无法按照设计方案进行施工, 对系统理论无法理解, 对工程管理水平不高, 导致支护效果受到影响。

1.3 加强锚杆支护的策略

1) 确保支护设计的科学性和合理性。科学合理的支护设计是确保支护强度达到要求的基础保障。合理的支护手段能够有效保障岩体的连续性, 从而解决深度较高、具有复杂性的煤矿巷道开采阻碍, 更好地满足煤矿安全生产的需要。立足于现有理论基础之上, 进一步开发出具有多种技术进行测试和维护的、成套性的支护技术, 从而让锚杆支护技术成为实际应用当中的一个首选, 确保能够有效地控制围岩的强烈变形, 使其长时间地保持稳定。

2) 重视锚杆支护效应。在位移测量之上可以选用测杆、单点和多点位移计等方式进行。针对锚杆的锚固力和轴向力之上的测量, 可以利用锚杆拉力计、托盘式压力盒等方式。这些多元化的测量方式, 有效地为设计提供了重要依据。在锚杆支护当中, 锚固的作用有两种效应。

第一种是轴向效应。它的主要作用是径向的作用于围岩, 在最大限度之上保障三向压应力状态, 从而确保进行开挖之后能够形成新的较为稳定的状态。

第二种是横向效应, 主要是阻止剪切破坏。当岩体发生错动之时, 或者受到的剪应力太大, 就会相应地造成剪切破坏。而锚杆支护的横向效应主要就是为了提高横向之上的抗剪切强度。

通过锚杆支护的应用, 有效地推动了煤矿企业的快速稳定发展, 保障了煤矿巷道的安全性和稳定性, 提高了工作效率。

3) 保证锚杆具有极高初锚力的措施。

(1) 三径匹配要合理, 它直接影响锚杆的锚固效果、初锚力及锚杆支护的安全可靠性。

(2) 选用大功率、大扭矩的锚杆钻机。

(3) 锚固剂的安装顺序要正确, 先安装快速锚固剂, 后安装中速锚杆剂。

(4) 锚固剂的搅拌要及时充分待锚固剂被推到眼底时开始匀速搅拌, 搅拌时间不少于30 s, 锚固剂的凝固时间在60 s以上。

(5) 掉顶处的处理, 掉顶处要用方木、垫板等物料接顶, 使金属网紧贴岩面。

(6) 锚杆安装的合格标志, 锚杆的减磨垫圈必须严重变形或被挤出。

(7) 必须有专人对锚杆进行二次拧紧, 使锚杆的预紧力和扭矩达到设计要求。

1.4 利用复合巷道支护技术

包含着软弱夹层的复合顶板不同层数之间结合力较小, 容易发生脱层、冒落, 难以形成整体性的共同承载, 不适于应用型钢支护, 难以进行维修。同时顶板成为载荷体之后, 载荷传递到两帮, 容易造成两帮极软煤体塑性区、破碎区的范围扩大。而采用树脂全长锚固高强锚杆时在锚固范围内的1 m延伸量能够提供10 k N支撑力, 阻止复合顶板离层变形的同时还能够避免复合顶板沿着弱面进行错动, 把符合顶板结构固定成为了整体, 提高了承载体强度、刚度, 提高了承载体整体的刚度和轻度, 降低了下沉量。这种结构形式还能够使深部的煤体处于三相应力状态, 这种应力状态能够提高岩体强度和承载能力, 进一步降低两帮维护的难度。

2 结语

煤矿巷道安全是安全生产及正常施工作业的重要保障。通过充分考虑煤矿巷道的实际地质环境, 采用合理的巷道支护技术, 提高煤矿巷道围岩强度, 避免出现巷道围岩变形、发生恶性事件, 确保煤矿开采的经济、节能、可靠和安全。

摘要：巷道支护技术的应用为煤矿巷道安全提供了保障。结合工程实例, 主要对煤矿巷道支护技术中的锚杆支护技术进行简单分析。

关键词：煤矿巷道,巷道支护,支护技术,巷道支护技术,煤矿安全

参考文献

[1]贾伟.关于煤矿巷道支护技术的探究[J].科技与企业, 2013 (21) :156-156.

[2]吴继飞, 华国, 于伟, 等.煤矿巷道支护技术的应用分析[J].城市建设理论研究 (电子版) , 2014 (2) .

[3]晏勇, 曹桂宝, 李杰远, 等.关于煤矿巷道支护技术的研究[J].内蒙古煤炭经济, 2014 (1) :9-10.

[4]刘晨, 张金涛, 杨桂林, 等.煤矿巷道支护技术的研究与应用[J].中国科技纵横, 2013 (16) :182-182

[5]张路亭.关于煤矿巷道支护技术的探究[J].产业与科技论坛, 2011 (8) :93-94.

[6]康红普, 王金华, 林健, 等.煤矿巷道支护技术的研究与应用[C].//纪念“综采”四十年学术研讨会论文集, 2010:1809-1814.

软岩巷道支护方案优化研究 篇9

金家庄煤矿主采煤层为3#与4#煤,其中3#煤为现采煤层,煤层厚度均值1.58 m,以亮煤为主,强度较小。煤层顶板为褐色泥岩,厚度均值7.5 m,整体松软,强度较低;煤层底板为厚层状泥岩,均厚6.18 m,富含植物化石,质地松软强度降低。受煤层及周边岩层力学性质影响,3#煤下山为典型软岩巷道,稳定性差,加之井下产量较高,要求巷道断面尺寸较大,使得巷道管理维护难度极高。

1 巷道原支护分析

1.1 原支护方案

巷道原支护选用“锚网索+钢棚+喷浆”的综合支护工艺,支护分2次进行,第一次为锚网索加混凝土喷浆支护;第二次为U36钢棚加混凝土喷浆。

一次支护:支护锚杆选用长2 800 mm,直径20mm的左旋滚丝锚杆,布设间排距600 mm×600 mm;锚索选用长7 000 mm,直径17.8 mm的钢绞丝锚索,锚索布设间排距1 600 mm×1 600 mm;金属网选用直径6 mm圆钢所制经纬网;混凝土选用C20型,初喷厚度50 mm。

二次支护:钢棚布设间距1 000 mm,使用棚拉板进行彼此间的相连,并借助长2 500 mm,直径20 mm的全螺纹锚杆进行紧固;喷浆选用C20型混凝土,复喷厚度150 mm。此外,进行U36钢棚加混凝土喷浆支护时对底板进行“钢筋+混凝土”的反底拱支护,所用钢筋为直径20 mm圆钢,布设间排距250 mm×250 mm;混凝土为C30型,浇筑厚度400 mm~800 mm。图1所示即为巷道原支护结构示意图。

1.2 原支护应用破坏现状

a)喷浆曾开裂。在软岩地层中开掘巷道后,围岩松软易变性,而C20混凝土喷浆可塑性较低,在作业完成后受围岩应力影响容易产生变形开裂,特别是巷道顶板喷浆层变形开裂极为显著;

b)棚腿扭曲。由于软岩地层围岩松软、破碎,这导致巷道周边岩体压力不仅大且分布不平衡,原支护所使用U36钢棚刚性不足,在围岩影响下极易出现跪腿或棚腿扭曲现象;

c)两帮收敛,钢棚断裂。在巷道水平应力的持续影响下,金家庄乡煤矿软岩巷道帮壁收敛速度较高,使得钢棚所承受剪切应力较大,钢棚容易出现破坏变形,严重的会发生剪切断裂;

d)低谷变形。巷道开掘后在地应力与水平应力的作用下,巷道底板受到挤压应力影响出现严重底鼓现象,针对底板所采用的钢筋混凝土反底拱支护受到损害[1,2]。

2 巷道失稳原因分析

通过对变形破坏巷道周边岩体岩性、巷道断面形状、支护设计等要素的分析,总结得出巷道失稳变形破坏的原因:

a)围岩承载力不足。巷道所处地层围岩破碎性高,整体力学性能较低,强度不足。特别是在遇水后,强度会发生进一步下降,使得在日常使用中,容易出现个别支护体失稳,进而引发巷道围岩变形与顶板冒落事故;

b)地应力以水平应力为主且较大。金家庄乡矿围岩应力以水平应力为主,其中最大水平应力可达15 MPa~16.2 MPa;最小水平应力可达8.8 MPa~9.57 MPa。井下围岩垂直应力为8.3 MPa~8.5 MPa。最大水平应力为最小水平应力的1.9倍~1.92倍,最大水平应力为垂直应力的1.7倍~1.95倍。这表明地应力对井下巷道稳定性的影响以水平应力为主,结合现场工程实测可知巷道破坏多由此导致,应是后续优化设计中需要考虑的主要因素;

c)巷道断面尺寸与支护方案不合理。原有支护方案中巷道形状为直墙半圆拱形,此结构不适用于软岩巷道,使得支护体受力不均,局部存在应力集中现象,随着应力集中的持续影响,支护薄弱环节易发生损坏,从而导致支护失灵。此外,原支护方案中混凝土复喷作业受钢棚阻隔导致整体性能下降,当巷道围岩发生应力显现时易导致喷浆体开裂,引发整体支护结构的失稳[3,4]。

3 巷道支护优化设计

3.1 工艺优化

a)一次支护。一次支护扔采用“锚网索+混凝土喷浆”的支护方法,将锚杆布设排间距更改为800 mm×700 mm,其中顶板布设锚杆型号无需改变;底板选用长2 000 mm,直径20 mm高强滚丝锚杆;两帮选用长2 400 mm,直径20 mm高强滚丝锚杆。锚索布设间排距更改为1 200 mm×1 800 mm;

b)二次支护。二次支护选用“单层钢筋+混凝土浇筑”相结合的砌喧施工工艺,所用钢筋直径20 mm,混凝土标号为C30。混凝土浇筑厚度350 mm,施工完成后需洒水养护25 d。与此同时,将巷道断面形状有原来的直墙半圆拱形更改为马蹄形或圆形,优化应力分布的同时加速掘进效率。图2所示即为优化后巷道支护结构示意图。

3.2 优化方案应用效果分析

a)巷道砌喧作业达成后,通过十字布点的方法对巷道变形进行持续监测,监测点布设以50 m为间隔,定期对各测点数据进行记录。经过半年的持续观测,将数据汇总分析后可知,巷道两帮与顶底板的移近量均小于10 mm,同时自砌喧施工完成后未发生过任何强力矿压显现现象;

b)巷道断面优化后断面形状由直墙半圆拱更改为圆形,经通风测算得知可继续满足井下生产的通风需求,同时单位长度巷道施工作业混凝土使用量减少2m3,钢筋使用量减少12 m,矸石产出量减少5 m3;

c)经过方案优化,井下巷道掘进作业量及支护施工速度获得显著提升,成巷速度由原先的每月50 m提升至每月70 m[5,6]。

4 结语

通过金家庄煤矿工程实践可知,在软岩巷道支护作业中,“锚网索+砌喧”相结合的施工方法能对软岩巷道变形实现有效控制。同时表明,软化巷道支护必须充分结合自身工程实际,在综合考虑各项地质因素的基础上,对一般支护方案进行针对性优化改良,方可真正取得良好支护效果,从而为井下生产作业的安全持续开展提供根本保障。

摘要：结合金家庄煤矿工程实践,在分析其软岩巷道原支护方案不足的基础上,分析其破坏失稳原因并就如何更好地实现软岩巷道支护提出这针对性优化方案,方案优化后应用结果表明:“锚网索+砌喧”的综合施工方案实现了对软岩巷道的有效支护,保障了井下生产作业的持续、安全开展。

关键词：矿井,软岩巷道,支护优化,效果分析

参考文献

[1]张爱杰,张传鹏,宋明明.软岩开拓巷道支护方案的研究与优化[J].煤炭科学技术,2015(S1):45-47.

[2]苏静,陈才贤,谢小平.易风化大断面开拓巷道合理支护技术研究[J].煤炭技术,2016(2):60-62.

[3]高杰,韩立军,孟庆彬,等.基于软岩巷道围岩分类的支护方案优化[J].煤矿安全,2016(8):212-215.

[4]房博,王明,宁廷洲.深部矿井准备巷道联合布置设计优化[J].山东煤炭科技,2016(8):25-26.

[5]刘明杰,孙增飞,梁顺.湖西矿深部大断面软岩巷道支护参数优化设计[J].煤炭工程,2010(9):3-6.

动压巷道锚杆支护技术研究 篇10

目前, 单侯矿区回采巷道支护方法普遍采用的是锚网支护。但是, 由于对窄煤柱巷道的稳定性在受到邻近工作面采动影响时, 造成的采动压力没有考虑周全, 导致部分巷道变形严重, 维护条件差, 影响到矿井生产和安全。所以, 本文对产生上述情况的原因进行了深入的、系统的分析, 从矿区的地质条件、围岩性质和采动引起破煤深度等入手, 对矿区的巷道支护参数进行了优化设计以减小回采巷道在生产期间的变形, 确保矿区的安全生产。

1 工程背景

单侯矿位于河北省张家口市蔚县涌泉庄乡境内, 本矿的回采作业方式为两采一准, 巷道支护采用锚网支护。

N6101为单侯矿首采工作面, N6102工作面位于N6101首采面西侧, 中间留设7 m小煤柱与采空区隔开, 如图1所示。由N6101工作面及相邻工作面位置图可以看出, 随着N6101工作面回采工作面的推进以及N6102工作面回采巷道的掘进, N6102工作面进风巷道将受到本工作面掘进和邻近N6101工作面采动双重的影响, 另外N6102工作面进风巷道还要受到本回采工作面采动影响。因此N6102工作面进风巷道要经历由静压到动压的多次变化, 巷道围岩压力、变形、位移也相应发生多次变化, 这就使原来巷道的支护方式存在的问题逐渐暴露出来, 主要表现为局部片帮使部分锚杆失效, 两帮移近量加剧, 从而影响到矿井的正常生产。因此, 为保证矿井的正常回采, 以单候矿N6103工作面回风巷道为实验区域, 研究在采动条件下的巷道锚杆支护参数, 以减小巷道围岩变形量, 确保回采巷道在生产过程中的安全使用, 保证矿井的正常生产。

2 巷道地质概况

N6103工作面回风巷道断面为4.6 m×3.0 m, 巷道沿煤层顶板掘进, 回风巷道埋深为350 m, 所在6煤厚度为2.85～3.5 m, 平均厚度3.15 m, 主要成分为丝炭夹镜煤, 中部含1～2层夹矸, 夹矸为粘土岩, 且含炭质碎屑。直接顶为1.5～3.5 m的粘土岩, 岩性较均一, 细腻致密, 具滑感及塑性, 层理不发育。老顶为9.2～16.45 m细砂岩, 灰色岩性均一, 水平层理很发育, 抗压强度45～72 MPa, 单向抗拉强度7.1 MPa, 普氏硬度系数为28.3, 岩性较硬。直接底为9.55～16.72 m粉砂岩, 以泥质为主。

3 巷道围岩变形原因分析

随着N6101工作面的回采推进, N6102工作面进风巷道压力增大, 且N6102工作面的回采巷道为煤巷, 护巷煤柱宽度小, 强度较低, 导致巷道围岩破裂区和塑性区范围增大, 造成锚杆在原来的长度和支护密度下, 护巷煤柱变形严重, 顶板不能锚固在相对稳定的岩层中, 从而使巷道产生严重变形。

4 动压巷道锚杆支护参数优化

4.1 采动影响下回采巷道锚杆支护优化设计[1,2]

根据巷道锚杆支护悬吊理论在锚杆支护设计时不但要考虑本煤层的采动影响, 还要考虑到邻近采空区的固定支撑压力的影响。结合冒落拱理论法以确定巷道围岩受采动影响时的破坏区范围, 即巷道两帮的破坏深度c及巷道顶板破坏高度d。根据已有实测数据和资料设计锚杆支护参数。

4.1.1 巷道支护参数的确定

4.1.1. 1 锚杆长度L确定

式中, n为锚杆的有效长度;Δ为锚杆外露长度和锚固段之和, 锚杆外露长度取150 mm, 锚固段长度取700 mm。

4.1.1. 2 锚杆间排距[4]

式中, m、n为锚杆间排距, 结合施工成本和施工情况具体决定。

4.1.2 巷道两帮破坏深度C的确定

因为本巷道受到临近采空区的固定支撑应力的影响, 有冒落拱理论法的B (B为采动影响的无因次系数) , 取B=1.3。

设此时的受压巷道破煤深度为C, 有下式确定:

式中, KCX与断面有关的应力系数, 取1.2;H为巷道埋深, 300 m;γ为上覆岩层的平均容重, 10 kN/m3;f为煤的硬度系数, 3.15;h为煤层厚度, 3 m, φ为巷道的侧向压力内摩擦角, 30°。

经计算C=1.02 m

取锚杆外露长度和锚固段长度为850 mm, 由式 (1) 、式 (2) 确定巷道两帮支护参数为:锚杆长度2 000 mm, 间排距800 mm×800 mm。

4.1.3 岩层的离层厚度b的确定

式中, a为相对巷道的半跨距, 1.5 m;Ky为顶板岩层稳定性系数, 0.8;σcr为锚固岩层的硬度系数, 试验测得30 MPa;λ为巷道的侧向压力, MPa;α为煤层倾角为6°。

经计算b=1.16 m

取锚杆外露长度和锚固段长度为850 mm, 由式 (1) 、式 (2) 确定巷道顶板支护参数为:锚杆长度为2 200 mm, 间排距800 mm×800 mm。

4.1.4 锚索支护参数的确定[3]

为了避免锚杆在相邻工作面的附加压力下造成深层的岩层的破坏而失效, 采用锚索加强支护, 对破坏顶板起到悬吊补强效果。根据国内外经验, 结合该矿的具体情况, 采用φ15.24 mm×7 000 mm锚索支护, 顶板中间单排布置, 间距1 600 mm。

4.2 采动影响下回采巷道的锚网索支护参数

经过上述研究计算, 对原锚杆支护参数进行修正、优化。提出了锚网索联合支护方案。支护参数为:顶采用φ20 mm长2 200 mm锚杆左旋螺纹钢锚杆, 间排距800 mm×800 mm, 并架设钢筋梯和金属网。帮采用φ18 mm长2 000 mm圆钢锚杆, 间排距800 mm×800 mm, 帮网采用塑料网。锚索支护采用φ15.24 mm长7 000 mm锚索, 顶板中间按照单排布置, 间距1 600 mm。巷道支护断面如图2所示。

4.3 数值模拟论证

本次数值模拟主要是运用美国Itasca公司推出的离散元软件UDEC来模拟验证此方案的可行性。模拟的主要内容:以单侯矿受采动影响的N6103工作面的回风巷道为现场模型, 在其受到采动影响条件下, 研究巷道的表面位移、围岩活动状况;巷道塑性区范围;巷道水平应力和垂直应力的分布情况等。从数值模拟的结果, 可以得到如下结论: (1) 受相邻工作面回采影响, 巷道右帮变形较大, 最终巷道的顶板下沉量、底鼓量、左帮移近量、右帮移近量分别为263 mm、61.3 mm、310 mm、237 mm;右帮受相邻工作面采动影响, 采空区上方顶板大面下沉, 影响范围大, 造成顶板位移量大, 顶部距巷道20 m左右, 位移矢量还有30 mm左右。 (2) 尽管受到在采动和掘进双重作用, 顶部塑性区高度为4.5 m左右, 底部塑性区为4.0 m左右, 左帮的塑性区宽度为5.5 m左右;右帮塑性区宽度约5.9 m左右;由于巷道开挖空间完全破坏, 巷道围岩向巷道内挤压, 使得巷道围岩内的应力得到释放, 所以巷道周围垂直应力减小; (3) 距离巷道顶板3.5 m处水平应力最大达到20 MPa。 (4) 距离左帮5 m左右达到应力最大值25 MPa, 距离右帮6.6 m左右达到应力最大值30 MPa。通过数值模拟论证, 在此锚网索支护方案下, 巷道变形量小, 巷道支护效果好, 可以达到安全生产的要求。

5 锚网索支护效果检验

为了检验采动条件下此锚网索支护方案对巷道的支护效果, 选择N6103工作面回风巷1 500～1 700 m段作为实验区域, 布置两组矿压观测站, 即:在N6103工作面回风巷1 500 m处, 左右两帮各布置四个测点, 距煤壁距离分别为1 m、2 m、3 m、4 m, 顶板布置两个测点, 距顶板距离分别为4 m、7 m;在N6103工作面回风巷1 650 m处, 左右两帮各布置四个测点, 距煤壁距离分别为1 m、2 m、3 m、4 m, 顶板布置两个测点, 距顶板距离分别为4 m、7 m。

观测结果为: (1) 1 500 m处测站两帮和顶板的主要变形量集中在巷道成巷的一个月内, 以后巷道基本保持稳定, 巷道左帮的最大变形量为50 mm, 最小变形量为10 mm, 右帮的最大变形量为35 mm, 最小变形量为5 mm, 顶板的最大变形量一般为15～25 mm, 顶板的变形不同于两帮, 这主要是顶板直接顶为破碎泥岩, 由于时间效应, 顶板破碎而产生离层, 顶板下沉量会继续增加, 但总下沉量不大。巷道锚杆受力变化与巷道围岩变形趋势一致, 随着巷道变形量的增加, 锚杆的受力逐渐变大, 但整体上看, 锚杆受力偏小, 左帮锚杆最大受力为35 kN, 右帮和顶板锚杆受力约20 kN, 这主要是由于巷道变形量小, 表明巷道支护效果好。 (2) 1 650 m处测站两帮和顶板的主要变形量集中在巷道成巷的一个月内, 以后巷道基本保持稳定, 巷道左帮的最大变形量为55 mm, 右帮的最大变形量为20 mm, 顶板的最大变形量一般为25 mm, 顶板的变形不同于两帮 (原因同1 500 m测站) , 但总下沉量不大。锚杆受力情况基本与1 500 m测站处锚杆受力相同。

6 结论

通过合理的锚网索支护参数的设计、优化, 有效控制巷道的强烈变形;利用锚索的悬吊补强作用, 有效地控制了顶板的破坏和离层, 避免了顶板的跨落和变形;以单侯矿N6103工作面的回风巷道为背景, 采用离散元软件UDEC建立了动压巷道锚网索支护的数值模拟模型, 论证了新的支护参数的可行性;通过锚杆支护的优化设计, 保证了矿井的安全生产, 提高了经济和社会效益, 并为采动条件下的锚杆支护参数设计提供参考依据。

摘要：单侯矿6煤层开采时, 回采巷道受邻近工作面采动影响, 变形严重, 影响到矿井的正常生产。分析了回采巷道严重变形的原因, 对受邻近工作面采动影响的回采巷道顶板和两帮破坏深度进行了计算, 在此基础上为6煤层动压巷道寻求出一种有效、合理的锚网索联合支护方案, 并采用离散元模拟软件udec对此方案的可行性进行了论证。由井下观测结果表明, 采用新支护方案后, 有效控制了巷道断面的剧烈变形, 保证了矿井的正常、安全生产, 同时, 也为相似条件下的锚杆支护参数设计, 提供了思路和科学依据。

关键词：回采巷道,采动影响,锚网索,悬吊理论

参考文献

[1]赵庆彪, 侯朝炯, 马念杰.煤巷锚杆-锚索支护互补原理及其设计方法[J].中国矿业大学学报, 2005.34 (4) :490-493

[2]勾攀峰.巷道锚杆支护提高围岩强度和稳定性的研究[D].徐州:中国矿业大学, 1998

[3]沈运才, 王风, 王勤俭.非常规地应力破碎顶板巷道支护技术[J].矿山压力与顶板管理, 2005, 22 (1) :71-73