煤巷支护施工

2024-10-07

煤巷支护施工(共9篇)

煤巷支护施工 篇1

0 引言

在煤矿巷道掘进技术生产过程中,采用合理的支护技术会使煤矿生产得到有效的安全保障,同时也会促进煤矿的经济发展。目前煤矿开采工作大多采用锚杆支护技术,同传统的木支护技术及型钢支护技术相比,煤矿开采效率大大提高,具有安全高效的特点,在开采过程中取得较为理想的效果。锚杆支护技术从整体效果来看,不断提高中国的煤矿开采水平及成巷进度,节约了大量人力物力,取得较好的发展技术及经济效益,目前是中国现代化煤矿开采技术发展的必要阶段。

1 锚杆支护的本质作用

锚杆支护技术的本质是利用锚杆固定住巷道浅层的岩体,并实现承载结构的稳定性。为了实现锚杆支护的作用效果,要保持锚杆加固的结构完整性,避免出现大面积泄露或网兜现象;锚杆支护的重要作用是加固岩层结构的承载力,通常会根据承载结构内压的实际大小及预应力的扩散面积来判断承载能力,锚杆支护必须具有良好的刚度及预应力效果,预应力的扩散作用对支护技术有着重要的影响效果,比如留巷的巷道具有相对较大的承载能力,而动压巷道与静压巷道相对来说承载能力较弱;承载结构要有足够适当载压的内部煤层体,当煤岩层发生较大强度的深岩来袭,要利用锚杆支护结构来控制深岩强度破坏,而锚杆支护结构能适当地向外推出整体的承载结构。此时应该保持承载结构的完整性,避免因失效的支护结构而引发重大的冒顶片帮等事故,因此要控制锚杆支护在动压较强的煤矿巷道内存在过长的锚杆长度,避免造成锚杆由于动压作用而发生断裂,影响施工效果[1]。

2 锚杆支护技术的作用原理及施工要求

2.1 锚杆支护技术的理论分析

为了更好地理解锚杆支护技术的作用原理,首先需对中国煤层周围的巷道做大致的调查,比如煤矿周围的巷道被破碎围岩体包围,不具有支撑作用,如果脱离了支护的支撑,围岩体很可能脱落,此时具有悬吊作用的锚杆支护技术便发挥不出悬吊作用。通常锚会被固定在周围岩层上,而锚杆支护技术就是靠悬吊作用将煤矿巷道内的围岩体用锚杆悬吊起来,从而形成有效的支护效果。悬吊作用的原理是将煤层中下部不稳定的岩层悬吊在上部坚硬的岩层上,从而增强锚杆的拉力作用。锚杆支护技术通常也会应用于组合梁理论和组合拱理论,中国煤层围岩体多属于层状岩石,破碎程度较深的围岩体一般会通过自身摩擦和相互挤压的作用力而产生一定的稳定状态,在这种环境下,锚杆支护会起到一定的承载力,利用锚杆将围岩体固定为一个整体状态,从而增强承载能力。此时组合拱理论更适用于这种地质环境,组合拱理论的作用原理能合理解释围岩体破碎后仍能处于稳定状态。比如在解决大面积巷道的支护措施,锚杆支护可利用组合拱理论将破碎围岩体组合成一个整体,便会形成具有稳定状态的承载力较强的拱形结构,从而防止围岩体因过度垮落而变形,为工作环境创造一个安全有效的运作机制。随着中国不断加大对煤矿的开采深度与进度,相对完善的锚杆支护技术也在不断适应复杂多变的煤层,只有深刻理解锚杆的支护理论,才能有效把握煤矿巷道开采工作的进程,从而充分实现锚杆支护技术的作用理念。

2.2 锚杆支护技术的施工要求

锚杆支护的作用范围较广,但在实际施工中,要重点把握锚杆的具体施工要求,尽量减少系统误差。比如首先确定锚杆孔的位置,锚杆孔需要提前控制到位,为了控制系统误差,必须选取间距低于100 mm且轴向角度低于5°的锚杆孔,将锚杆孔长度尽量控制在长于锚杆体的有效长度与低于锚杆体长度有余30 mm。安装锚杆时要注意将锚杆直接对准锚杆孔底,锚杆尾部剩余距离不能超过20 mm,保证锚杆安置妥当,不影响安装进程。根据煤矿施工的严格标准,应在整个巷道掘进工作面的范围内悬挂作业牌板,作业牌板的安置悬挂应置于通风照明处,方便施工人员监督与排查。对于较为复杂的煤层区域,可实行特殊的支护手段,比如具有强化功效的加密锚杆。在施工过程中,要重点排查出现问题的煤层区域,控制危险系数,保证在安全环境下作业,此时便要求对支护巷道的稳固性及顶板支撑的锚杆进行定期检查与修护,比如煤矿巷道内存在浮石,应及时毁掉原有的锚杆钻孔,并在此基础上用型钢材料做锚梁,同时安装钢筋混凝土锚杆;巷道内经常发生岩崩危险,应及时清理崩落的岩石,用锚杆固定住煤矿巷道内的下部,在锚杆支护下,可降低岩层再次崩落的频率[2]。

2.3 锚杆支护技术发展现状及存在的问题

煤矿巷道掘进工作采用的支护技术经历了木支护、砌碹支护、型钢支护及锚杆支护,显然锚杆支护技术的应用效果强于其它几种支护手段,主要从其支护材料、设计理念及检测技术上可体现。锚杆技术可适应较为复杂的岩层,支护破碎程度较深的围岩层,使其整合为一个整体不至于脱落,新型组合锚杆支护不仅可起到悬吊作用,还能增强岩层承载力,从而提高了煤矿掘进工作的安全性能。然而锚杆支护技术在应用过程中会出现一些问题,比如机械化程度不满足现代煤矿掘进巷道技术,机械化程度受到中国煤层地质条件及掘进设备影响较大。部分地区发展不发达,煤矿锚固工作在空顶环境下使用手持式钻机,不仅工作效率低,且危险系数极高,稍不注意就会引发煤矿灾难。锚杆支护的配套技术也亟待完善创新,比如对煤层巷道进行钻眼工作,钻眼过程会随之出现大量水流与气流,并冲出钻孔内的岩屑,对工作人员有极大的冲击力,同时加大了施工难度。锚杆支护技术尚处于研究阶段,一些实质性问题比如掘进效率低、锚固作业匹配程度低等,作业匹配程度低就会影响掘进效率,还可能损坏煤矿巷道的工作地板,因此,提升锚杆支护的作用机制,要从不断提高作业之间的匹配度,从而有效提高作业工作效率。

3 快速掘进与支护一体化设备施工工艺研究前景

锚杆支护技术最早发展于德国谢列兹矿,20世纪50年代中国开始在煤矿掘进巷道中推进锚喷支护技术,随后吸收外国先进的锚杆技术,其安全高效、高收益、低成本的优点被人们所熟知,其应用前景逐渐向着快速掘进与支护一体化发展,经过多年应用探索,中国的锚杆支护技术逐渐拥有高端的支护材料、新颖的设计理念及高效的监测技术。随着中国不断加大回采工作面的机械化水平,煤矿采掘工作跟不上回采工作面的推进步伐,这就导致煤矿开采面临现实的发展难题,从而降低了煤矿巷道掘进的工作效率,也拉低了煤矿工业的经济需求。中国现阶段采用的锚杆技术是综合掘进机械化的普通作业性质,利用综掘机综采煤,胶带机运送煤,多为人工操作的单体锚杆钻机。该巷道掘进配套技术自动化程度较低,一般掘进深度每月平均为300 m,最好的情况也是低于800 m,掘进效率并不能满足现代煤矿生产需求。一般造成掘进效率低的主要原因是快速掘进与锚杆支护技术不能实现一体化,且支护时间相对于割煤时间较长,回采工作面的割煤时间大约占17%~34%,支护时间高达67%。随着中国不断引进外国先进的支护技术经验,逐渐实现快速掘进与支护一体化,从而有效提高了煤矿月进尺度,其中在神东矿区大柳塔矿实现了连续采煤机与锚杆台车的推进使用,采掘尺度为月进尺1 500 m,这无疑是坚定中国新型锚杆支护技术的支持态度。由于外国的掘进配套模式并不完全满足中国的煤层开采条件,而要实现月进尺高于800 m的巷道快速掘进设备及配套的施工工艺,必须在了解中国煤矿复杂条件的基础上,研究适合中国煤矿条件的掘进配套模式[3,4,5]。

4 结语

锚杆支护技术应用领域极为广泛,是中国发展较为前端、经济前景较为发达的高新技术。锚杆支护技术弥补了传统支护技术的不足之处,在安全性质、经济效益及运作效率等方面均发挥了重要作用。面对中国复杂多样、开采强度大及开采深度大的煤巷来说,尽管锚杆支护技术的作用范围较大,但更需要开发新型的支护技术,针对不同性质的地质情况,应采用相应的锚杆材料及施工工艺,这样才能有效提高生产效率,取得良好的支护效果,为安全生产提供了保障。

摘要:研究了锚杆支护技术在煤矿掘进巷道发展中的作用理论及施工设备的工艺要求,从而有效提高锚杆支护技术的运作效率及施工的安全性。

关键词:掘进巷道,锚杆支护,施工工艺

参考文献

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[3]康红普,王金华,林健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用[J].煤炭学报,2007,32(12):1233-1238.

[4]刘晓恒,王锴,江帅,等.煤矿掘进巷道锚杆支护方式的应用与分析[J].煤矿机电,2013(2):71-73.

[5]张建新.浅谈煤矿掘进巷道锚杆支护方式的应用[J].价值工程,2014(23):12-13.

煤巷锚杆支护的探讨 篇2

关键词:煤巷锚杆支护认识局限探讨

0引言

庞庄煤矿张小楼井年产煤12Mt,自80年代初开始使用锚杆支护技术以来,7、9煤层为主采煤层,煤层赋存稳定,结构简单,煤厚平均为2.5m,倾角00~280,平均150,煤层普氏系数f=3左右。已先后在岩巷、煤巷中使用,支护材料从快硬水泥锚杆逐步过渡到树脂锚杆,使用范围从浅部的50m到深部的-1025m水平;煤巷锚杆支护的巷道占100%,支护技术得到全面的发展和推广应用,从实体、沿空、大断面巷道,孤岛工作面条件的巷道及特殊地段的岩巷。从推广锚杆支护的条件来看,我们坚持先易后難、由点到面的原则。先在实体煤巷进行试验,然后在大断面切眼、皮带机道、回风道孤岛条件进行锚杆支护,最后发展到把锚杆、锚索联合支护技术应用在煤仓下口悬吊梁锁口上,副暗斜井绞车房大断面岩巷铜室支护上,我们进行高强锚杆、锚索支护,来提高岩巷的支护等级,总回风巷、岩巷交叉点支护上,也进行高强锚杆、锚索支护,增加护顶强度,并取得成功。并在综采大断面切眼、综采面拆除及在无煤柱开采的沿空掘巷中使用该项技术。为了适应深井地质条件变化下安全开采,对深部复合顶板煤巷锚杆支护参数进行了理论计算,并在实践中进行应用,取得了一些成功经验。在设计、施工工艺、巷道监测管理等方面也都有长足的进步和发展。但如何进一步提高锚杆支护质量,确保支护的安全性和可靠性,提高锚杆支护设计的科学性和实用性,进一步降低支护成本,是当前煤巷锚杆支护工作的重要内容,也是每一位工程技术人员的重要职责。

1支护与围岩结构的钢度匹配问题

巷道几乎在开挖的同时及出现围岩的开裂、离层、或松动,普通锚杆未施加预应力,不能阻止这些初起的破坏。只有当围岩的开裂位移达到相当的程度以后,锚杆才起作用,这是围岩以几乎丧失抗拉和抗剪的能力,加固体的抗拉和抗剪主要依靠锚杆来实现。也就是说,锚杆和围岩不同步承载,先使围岩受力破坏,达到一定程度后锚杆开始承载。这就产生,支护结构与围岩的钢度匹配问题。而组合支护中,容易造成锚索初张力较大,围岩初期变形主要集中在锚索上,锚杆、锚索不能有机组合,二者起不到相互加强的作用。通常条件不明显,支护的成功容易掩盖问题的实质,但在高地压、高地应力区域,问题较突出,锚索往往在支护初期发生断裂,导致二者“各个击破”锚索钢绞线延伸率仅为3.5%,抗变形能力差,与锚杆承载不同步。按目前的技术水平,高性能预应力锚杆预应力不超过60~80kN,锚索预应力不超过100~120kN,才能达到同步承载。另外、高强锚杆材质至关重要,严把质量关,不合格锚杆坚决不能使用。

2施工机械化水平较低锚杆机具功率小单进低

目前,我矿煤巷掘进全部采用炮掘,爆破参数选择和炮眼布置不合理,经常造成巷道超挖,顶板破坏严重,直接影响锚杆施工质量,尤其帮锚杆质量难以保证。另一方面,锚杆施工机具扭矩较小,不能预加锚杆足够的初锚力。因此,煤巷锚杆掘进应大力推广机掘、光面爆破和大功率机具,减少煤、岩破坏,保证巷道成型,提高锚杆质量,加快掘进速度。

3锚杆支护设计都采用类比选择的方法,多凭经验,缺乏科学

锚杆支护设计多凭经验,缺乏科学依据。一方面支护参数过于保守,支护成本偏高,另一方面支护强度不够,容易造成安全隐患,甚至个别矿出现冒顶事故。因此,巫待进一步完善锚杆支护设计理论,提高锚杆支护设计的科学性和实用性。

4思想制约生搬硬套对锚杆支护的认识受局限

在贯彻集团公司下发的《煤巷锚杆支护技术规范》上,个别单位思想不解放,生搬硬套,对锚杆支护理论认识受局限,不能进行科学合理的选择支护材料和支护强度。如在集团公司下发的《煤巷锚杆支护设计规范》中规定,中等稳定巷道帮、顶锚杆的锚固力不小于100kN,250N·m≤扭矩≤300N·m,在施工中,他们监测检查就仅仅以锚固力、扭矩、来选材衡量锚杆的支护强度,其实我个人认为,这种规定仅仅是一个最基本的要求,不能作为选材和衡量锚杆的支护强度的标准。尽管煤锚支护目前存在以上问题,但是我们在施工中采取了一定的对策,仍取得了成功的经验。

4.1认真贯彻集团公司下发的《煤巷锚杆支护技术规范>,设计过程应严格遵循巷道围岩分类一初步设计一施工监测一信息反馈一优化设计的程序,充分考虑巷道围岩的可锚性,加强对围岩的分析,强调锚固力和初锚力的重要意义。

4.2煤巷锚杆支护设计要贯彻“动态设计”的思想,不能生搬硬套已有设计。同一矿井、同一煤层、同一巷道的不同区域、不同地段,要根据具体地质条件的不同,选择不同的支形式和参数。

4.3加强对围岩的分析,强调锚固力和初锚力的重要意义。每个巷道设计前,地质部们必须提供工作面详细的地质资料,包括伪顶、直接顶、老顶、直接底板的岩性。施工中,加强对围岩柱状、锚固力和初锚力以及围岩变形量的监测检查,建立健全监测检查制度,技术员负责收集整理巷道监测资料,每天一次,单位负责填写小班班检、区队日检、矿抽检制度表并当天报送技术科矿压组,矿压组对当天围岩柱状、锚固力和初锚力的报表数据进行及时分析、处理和反馈,存在的问题责令施工单位限期整改,重大问题必须停头整改,并追究责任人责任。区队技术员每天负责收集整理巷道监测资料,对支护条件改变的同时进行科学合理的完善变更设计。

4.4煤巷锚杆支护施工应严格执行“三径匹配”的原则,坚持使用高强预应力锚杆。顶板预应力结构能否形成是判断支护形式合理性的标准,预应力结构的厚度和承载力是控制巷道变形的关键,没有预应力的锚杆形不成对围岩的主动支护结构。

煤巷支护施工 篇3

由于围岩的作用机理不同, 进而导致煤矿巷道支护方式存在一定的差异, 通常情况下, 煤矿巷道支护方式分为:一通过支架、砌体等方式对围岩进行直接的支承, 这种方式称为支护;二是对围岩通过注入水泥浆或化学剂的方式进行补强, 进而在一定程度上发挥围岩的自承作用, 该方式称为加固。

美国、前苏联在上世纪40年代, 就将锚杆支护广泛使用到井下巷道中, 其特点主要表现为: (1) 根据本国巷道围岩的地质结构和生产条件, 确定适用的锚杆类型; (2) 国外锚杆通过研制高强度和具有较好延伸率的材料和加大锚杆直径的途径日益向高强度、超高强度发展; (3) 对锚杆施工配套机具进行完善, 在一定程度上促进各国锚杆技术的发展; (4) 建立适合自身条件的锚杆支护设计方法; (5) 对锚杆支护监测系统进行不断的完善。

我国煤矿自1956年使用锚杆支护以来, 在锚杆支护技术方面, 我们取得硕大成果, 主要表现在: (1) Ⅰ、Ⅱ类巷道单体锚杆支护技术趋于成熟, 并得到广泛应用; (2) Ⅲ类巷道锚梁网支护研究取得成功, 同时在Ⅳ、Ⅴ类巷道的锚梁网、锚网架支护方面积累了经验; (3) 国外锚杆支护技术得到引进消化和吸收; (4) 廉价的快硬水泥锚杆得到开发和研制; (5) 引进消化高强锚杆技术; (6) 提高了锚杆支护机械化水平; (7) 研制成功锚注支护技术。

1 锚杆分类及作用机理

1.1 锚杆分类

(1) 木锚杆。普通木锚杆和压缩木锚杆是我国主要使用的木锚杆。 (2) 钢筋或钢丝绳砂浆锚杆。锚杆与围岩的粘结剂通常是水泥砂桨。 (3) 倒楔式金属锚杆。该锚杆曾经使用最为广泛。 (4) 管缝式锚杆。是一种全长摩擦锚固式锚杆。 (5) 树脂锚杆。锚杆的粘结剂选用树脂, 因此成本比较高。 (6) 快硬膨胀水泥锚杆。采用普通硅酸盐水泥或矿渣硅酸盐水泥加入外加剂, 其特点是速凝、早强、减水、膨胀等。 (7) 双快水泥锚杆。通过成品早强水泥和双快水泥按一定比例进行混合而成。

1.2 锚杆作用机理

1.2.1 顶锚杆支护机理

1.2.1. 1 早期强度强化作用

(1) 锚杆和岩体作为相互作用的统一体, 通常情况下需要将锚固体视为统一的承载结构进行研究和分析; (2) 在不同破裂及变形状态下, 锚杆支护能改善岩体的力学参数, 进而在一定程度上提高岩体的峰值强度、峰后强度及残余强度; (3) 破坏锚固体前后, 破裂岩体的力学性能有所改善, 因而变形较大时, 锚固体依然能发挥作用; (4) 锚杆支护增加围压, 岩体的应力状态得到改善, 而软弱破碎岩石强度对围压十分敏感; (5) 对于锚杆支护来说, 通过围岩破碎区及塑性区发展的抑制, 进而在一定程度上控制煤巷围岩的最终变形和破坏。

1.2.1. 2 后期的锚杆和锚索的共同支护作用

在后期, 随着围岩变形的增大, 锚固体的承载能力和自稳性降低, 应力逐渐向深部转移, 把载荷转移到锚索作用下的稳定岩层中, 因此, 此时锚杆支护机理体现在锚杆与锚索的共同作用。图1为围岩———支护共同作用机理图, 由该图可知, 随着围岩和自身变形的增加, 锚岩支护体的承载能力不断降低 (曲线3) , 随着围岩的变形, 锚索的支护能力不断增大 (曲线4) , 锚岩支护体和锚索的特性曲线与围岩特性曲线1不能相交, 进而充分说明单独采用锚杆支护或锚索支护, 围岩的稳定性都不能控制, 如果锚杆和锚索共同作用时 (曲线2) , 其特性曲线和围岩特性曲线1相交, 可以控制围岩的变形破坏, 进而确保了围岩的稳定性。

1.2.2 帮锚杆支护机理

(1) 煤体内部:由于垂直应力对煤体的压剪作用, 使煤体内部出现两组共轭剪切滑移面, 滑移面形成之后, 随着沿滑移面剪切错动的增大和剪切扩容效应, 煤体会发生侧向膨胀而出现松动。 (2) 煤岩交界面:由于煤岩交界面的抗剪强度较低, 煤巷开挖后, 交界面处将出现剪切破坏。

2 锚杆支护设计的一般原则

(1) 一次支护原则。一方面实现了矿井的高效、安全生产的要求;另一方面锚杆支护自身的作用原理决定。 (2) 高预应力和预应力扩散原则。一方面采取措施给锚杆施加较大的预应力;另一方面, 通过托板、钢带等构件实现锚杆预应力的扩散。 (3) “三高一低”原则。通常是指强度、刚度、可靠性高, 支护密度低。 (4) 临界支护强度与刚度原则。临界支护强度与刚度在锚杆支护系统中普遍存在。 (5) 相互匹配原则。锚杆各构件的参数与力学性能应相匹配, 锚杆与锚索的参数与力学性能应相互匹配。 (6) 可操作性原则。锚杆支护设计应具有可操作性。 (7) 安全经济原则。在确保巷道支护效果和安全程度的前提下, 一方面技术和施工可行;另一方面是经济合理。

3 锚杆支护技术施工管理

3.1 爆破要求

(1) 爆破图表的制订, 同时对爆破参数进行合理的确定。 (2) 看线、定点、划轮廓线、量尺、定眼位等要根据爆破图表进行。 (3) 第一个正顶眼要按中 (腰) 线打, 然后插木棍进行导向, 在一定程度上确保打眼质量。 (4) 对于周边眼装药, 通常采用孔口封泥、空气柱, 同时符合安全规程的有关规定。 (5) 实行预留爆破, 放炮后人工刷帮。

3.2“三径”匹配原则

直径42mm的钻孔与直径35mm的锚固剂、直径32mm的钻孔与直径28mm的锚固剂, 以及钻孔直径28mm选配直径23mm的锚固剂相互匹配。

3.3 锚杆安装要求

(1) 根据设计要求, 布置锚杆眼要结合中 (腰) 线。 (2) 当锚杆眼方向与岩层主结构不明显时, 可与巷道轮廓线相互垂直。 (3) 在深度方面, 锚杆眼与锚杆长度向匹配, 打眼时需要在钎子上作标记。 (4) 眼孔内的积水、煤 (岩) 粉渣在安装前通过压风清扫干净。 (5) 开动风动扳手或锚杆钻机, 用锚杆将树脂药卷在10~15s内顶入孔底, 搅拌至规定时间为止。 (6) 搅拌后, 锚固剂初凝后松下搅拌器具。 (7) 锚固剂胶凝后, 剪断锚杆尾端螺母销子, 同时拧紧螺母。

3.4 监测监控

(1) 巷道变形观测。巷道内每30~40m设置一个测站, 采用十字布点法布置巷道顶帮观测点。当观测巷道变形量在设计允许值之内时, 表明支护能够满足需要。 (2) 顶板离层观测。通过LBY-3型顶板离层指示仪观测顶板离层。 (3) 锚杆受力监测。通过MCQ-100型液压枕监测锚杆受力。

3.5 质量监督

(1) 确保锚杆的质量, 通常使用取得MA标志的优质产品。 (2) 现场弄虚作假、蒙混过关的现象, 要坚决杜绝, 迎头的锚杆打眼及安装工作, 通过情况下在小班班组内挑选具备施工经验、责任心强的同志担任, 进而确保施工质量。 (3) 建立和完善多层次的质量验收制度, 确保监督质量。

4 结论

煤巷锚杆支护作为系统工程, 要认真评价巷道工程地质条件, 对锚杆支护参数通过科学的手段进行优化, 提高锚杆支护的可靠性, 确保安全高效生产。

摘要:简要分析了煤巷锚杆支护的应用情况及发展水平, 分析了煤巷锚杆支护设计的一般原则, 对锚杆支护的施工进行详细的论述。

关键词:煤巷支护,锚杆支护,施工管理

参考文献

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

煤巷支护施工 篇4

关键词:锚杆支护快速掘进发展

0 引言

在煤矿巷道掘进工作中,快速支护施工工艺已成为提高巷道支护效果、实现快速掘进的关键。然而,锚杆支护作为一种有效的采准巷道支护方式,由于对巷道围岩强度的强化作用,可显著提高围岩的稳定性,加之具有支护成本较低、成巷速度快、劳动强度减轻、提高巷道断面利用率、简化回采面端头维护工艺、明显改善作业环境和安全生产条件等优点,可提高矿井的经济效益,因而成为煤矿企业矿井巷道的一种主要支护形式,代表了煤矿巷道支护技术的主要发展方向。我国在“七·五”期间开始对煤巷锚杆支护技术进行研究,“八·五”期间把采准巷道的锚杆支护技术作为重点科技攻关项目,对锚杆支护的设计方法、支护材料、施工工艺及监测手段与仪器等方面进行研究,使锚杆支护技术有了新的发展,进入以锚梁网为代表的组合锚杆支护阶段。到“九·五”期间锚杆支护又被列为继续攻关和推广的重点。从目前来看,我国煤巷锚杆支护的比例还不到30%,仍有着广泛的发展前景。

1 煤巷锚杆支护快速掘进技术的发展

1.1 支护材料的改进 目前使用的锚杆多为自产自销,缺乏必要的检测和监督,为此一定要严格审核锚杆的加工质量,严禁不合格的锚杆下井。另外还要进一步改进锚杆支护材料,发展新型錨杆,实现锚杆强初撑力、急增阻、高阻力。对于锚杆的附件,应重视W(或H型)钢带梁和减磨增压垫圈的作用,并应进一步提高锚杆托盘的质量,防止托盘损坏造成锚杆失效。树脂锚固剂是决定锚固力的关键。要提高树脂锚固剂的强度和刚度,以提高围岩与锚杆的粘接强度;保证锚固剂质量,超快段能够及时凝固,使锚杆能够尽早预紧,快速承载。

1.2 设计方法及设计参数的优化 支护设计以往主要是依据悬吊理论、组合拱理论或挤压加固理论,采用工程类比法和计算公式法。但由于地质条件的复杂性,就一种方法或一个公式不能给出合理的设计参数。为解决这一难题,采用以地应力为基础的动态设计法,并在此基础上建立计算机辅助设计的专家系统。该方法主要内容为“地质力学评估数值模拟初始设计现场监测利用反馈信息修改设计”。现场监测非常关键,监测取得的数据是作为二次修改设计的依据,修改设计后再应用于实践。只有经过不断地改进支护设计,才能使锚杆支护更为经济、合理。在选定设计方法之后,还要根据不同的顶板岩性及地质构造特点,优化设计参数,为快速掘进提供技术依据。

1.3 开发掘锚新机具 当前煤巷快速掘进的施工方法为:掘进机割煤桥式胶带转载机和固定皮带机运煤敲帮问顶顶锚杆机打顶眼并安装、帮锚杆机打帮眼并安装,实现一次成巷,及时支护。这种方法的主要矛盾是掘进工作面的开机率较低,一般在30%以下,支护时间过长,跟不上机掘速度,影响单进水平的提高。因此发展掘锚联合机组,实现“掘支锚一体化”平行作业,将是加快煤巷锚杆支护单进速度的必要手段。就目前的施工工艺而言,影响快速掘进的主要因素有两方面:一是掘进机割煤速度;二是锚杆机打眼及安装速度。现在使用的S100及EBJ132型掘进机功率较小,割煤速度较慢,打眼使用的MQT-50型风动锚杆钻机钻进速度慢,维修率较高。因此,要实现快速掘进,一方面要发展应用大功率掘进机,如S200型;另一方面要研制新型锚杆钻机。现在澳大利亚液压工程公司生产的机载锚杆机,拥有ARO4000系列顶锚杆钻机、ARO5500系列帮锚杆钻机等型号,可安装在任何型号掘进机上,以掘进机自身液压系统为动力,具有安全、高效、准确、快速、使用寿命长等优点,能够实现顶帮锚杆的快速安装。它将是我国煤巷快速掘进的又一发展方向。

1.4 增大安装预紧力 根据锚杆组合梁作用原理,较大的安装预紧力可在顶板内形成强度较大的组合岩梁,增强顶板岩梁的整体抗弯能力。一般来讲,安装预紧力与安装扭矩呈线性比例关系,增大安装扭矩便可获得较大的安装预紧力。这样可在顶板内快速形成强度较大的组合岩梁,增强顶板的整体强度。

1.5 锚杆联合支护 稳定的围岩采用单一的锚杆支护是可行的,但是在受到动压影响,处于软岩层中,围岩容易变形、地层压力大的不稳定围岩,则必须采用不同的锚杆联合支护。对于不稳定或极不稳定巷道,这类巷道的特点是围岩破坏范围和变形量大,除锚杆支护配锚梁网组合支护外,还应采取加长锚杆长度、缩小锚杆间排距、顶板注浆、锚索加固等特殊手段加强支护。另外,在大跨度的交岔点、硐室、切眼和地质构造破碎带,单纯的锚杆支护不足以维护工程稳定,还须用上述手段辅助加强支护。如果这些问题得以解决,就可以把锚杆支护作为唯一的顶板支护方式,实现巷道支护锚杆化,进一步提高巷道的掘进速度。

1.6 二次支护 在施工设计时,考虑到围岩的自身承载能力,以现场监测数据为指导,增大锚杆间排距,先布置低密度锚杆,后路及时进行二次支护,与迎头支护平行作业,使支护强度达到最终支护密度。具体施工时,还要确定二次支护距离迎头的距离。二次支护可采用小孔径锚索或柔性锚杆,以弥补一般锚杆支护的不足,锚固到深层坚硬岩层,增强支护的可靠性。

2 加强施工管理与员工培训

首先,锚杆支护除了严格要求按措施施工、加强工程质量监督之外,监测是监督施工质量、保证支护安全可靠的重要手段。目前主要使用顶板离层仪及无损锚杆测力计来检测顶板离层和锚杆受力。目前需要一种综合测力装置,同时监测巷道顶板离层情况及锚杆所受载荷,据此可对支护效果进行综合分析评价,使支护更加经济、合理。

其次,快速掘进的施工组织采用综合作业队劳动组织形式,其特点是施工的主要工种和辅助工种组织在一起,既分工又协作,一队多能。此外还应建立健全各种规章制度,包括现场交接班、岗位责任、质量验收、设备维修、技术管理和材料管理制度等,实现区队管理制度化、规范化。在技术管理上,要坚持正规作业循环和多工种平行作业,这是实现快速掘进的有效方式。在施工管理上,必须达到一次成巷,不留尾巴工程。

最后,加强技术培训提高人员素质,因为锚杆支护的技术性较强,其质量需要有科学的设计、精心的施工和严格的检验来保证。其中关键是设计、施工、管理人员必须有较高的素质。为此,必须加强对所有人员的技术培训。

3 结束语

目前,煤巷锚杆支护及快速掘进技术取得了长足的发展,锚杆支护在理论上正逐步完善,支护效果也达到预期要求,但仍然跟不上采煤技术的发展,并且在现场施工中仍存在较多问题,造成掘进速度上不去,这就需要尽快实现锚杆支护技术科学化、系统化、规范化,为更好地协调采掘关系,为矿井的高产高效建设奠定坚实的基础,从而推动快速掘进技术的全面发展。

参考文献:

煤巷掘进支护方式探讨 篇5

随着煤矿现代化生产的发展和技术不断更新,原煤巷掘进巷道普遍使用的矿用工字钢棚和U型棚支护越来越不适应采矿掘进工艺的发展,严重影响矿井实现高产高效建设,鹤岗某煤矿在掘送15号中厚煤层的上下顺槽时,建矿以来一直是采用木亲口棚、矿用工字刚棚或U型棚支护,由于煤层厚、埋藏深,受地压影响造成底鼓、巷道变形较大,经常需要进行二次或多次恢复,为改变这种被动支护的落后局面,该矿在充分论证的基础上,通过选取合适的支护参数和支护形式,在-178南15层煤巷掘进工作面使用锚索、锚杆、锚网组合梁、喷碹支护取得较好效果。

1 支护方式选择

1.1 工程概况

-178南15层掘进工作面,掘进断面8m2,采用锚索锚杆锚网组合梁喷碹联合支护,煤层倾角22°,节理、裂隙发育,巷道沿煤层底板施工。

1.2 支护方式和参数确定

根据上段地质条件、矿压显现和回采巷道掘进实践经验,选择煤体组合梁支护方式,即保持巷道围岩的整体性,使其成为巷道的支护主体。

巷道为矩形断面(见图1所示),采用以锚索锚杆为主体与菱形网喷碹为辅助的主动支护,这种支护方式的优点是具有较高的承载能力和较好的可缩性,初始承载能力高。

煤体组合梁厚度为5m,为了形成5m厚稳定的煤体组合梁,锚索选用Φ15.24mm钢绞线,长度6.3m,间排距为1000×1000m,采用端头锚固,2卷树脂药卷,锚梁选用矿用工字钢,锚梁长2.5m,锚索、锚梁布置详见图1。为了形成稳定的墙体、顶板和封闭煤体,锚杆选用Φ20mm,排距1000mm,间距800mm,巷道两帮由于测压比较大,考虑到泄压,安装150mm厚的木托盘,木托盘承载面积200mm×600mm,铺设菱形网,规格1.0m×10m,网目为60×60mm,墙体和顶板喷射混凝土厚度100mm。

2 施工工艺

2.1 施工设备选择

打眼采用YT-27型风动凿岩机,出货用ZYP-17耙斗机配备3t矿车,打锚索配备MQT-70CC锚索机,帮式锚杆机锚机1台,Ⅳ型喷浆机1台,LJS性搅拌机1台。

2.2 施工顺序

循环进度1m,循环作业完成是以完成工作面支护和出净货为标志,即完成喷碹工作和出净货。接班打前进眼,装药、爆破、落煤;由里向外进行,一梁三柱,找临时柱窝,并穿木鞋,木鞋规格400×200×60mm,顶网铺到工作面;锚梁锚索孔位置打锚索眼,孔深6.3m,上锚索;铺帮网,安装帮顶锚杆;撤掉单体;出货;喷碹。

2.3 施工技术要求

施工中采取多打眼少装药放松动炮的方法,以确保煤层顶板的完整性,顶板超前锚杆向上倾斜15°角,两侧顶板锚杆各向帮倾斜60°,锚梁工字钢必须紧贴煤壁,锚杆锚索的间排距不允许超过设计值±100mm。

3 质量管理及监测

3.1 质量管理

15#煤层掘送回采巷道采用锚索、锚杆网组合梁喷碹支护在我矿还是首次进行,施工质量的好坏,不仅关系到支护能否成功还直接关系到今后锚杆支护技术的推广应用。因此,在施工中严把施工关,成立作业技术人员组成的质量领导小组,坚持跟班作业,对锚索、锚杆的施工质量进行全面检查并监测,收集支护的基础数据,以便掌握巷道成形质量。

3.2 位移观测

从观测结果看(见图2),U型棚支护巷道开掘一周内巷道变形明显,U型棚移进量为150mm,底板最大移进量为200mm,煤体组合梁喷碹支护一周内巷道变形显示两帮移进量30mm,顶板里层最大值为50mm,一周后基本稳定,对以施工巷道的锚索测试受力在180KN左右,锚杆受力80KN左右,符合作业规程规定。

4 结论

煤巷支护施工 篇6

1 选择合理巷道断面形状的依据

天祝煤业公司三号井为侏罗纪煤田, 面积4.04km2, 工业储量4313.5万吨。矿井1970年开工兴建, 1988年投产, 属高瓦斯矿井。煤层总厚平均8.26m, 煤层倾角在16o~24o之间, 开拓方式为反斜井单水平两翼开拓, 采区各中巷一般布置在距煤层30m的底板岩石中, 工作面布置为走向长壁倾斜工作面, 一次采全高开采, 工作面走向长在1000~1800m之间, 采煤方法为走向长壁、金属网假顶全部垮落法。除网下工作面外, 煤巷掘进中巷道支护均采用煤巷锚网索带联合支护。

矿井主要可采煤层两层, 即上层煤和中层煤。上层煤煤厚平均3.31m, 中层煤位于上层煤之下, 中间隔有平均厚度为0.67m的油页岩, 中煤层平均厚度4.95m, 煤层伪顶厚0.2~0.3m, 为浅褐色或灰褐色劣质油页岩或泥岩, 呈鳞片状或团块状, 随采随落。直接顶平均厚度10.98m, 为黑褐色油页岩, 普氏系数f=3.06~7.08, 平均4.7, 为中等稳定性顶板。老顶为灰绿色泥灰岩和深灰色泥岩互层, 厚度80m。

由于煤层层理发育, 煤层顶板光滑完整, 掘进放炮后, 沿煤层层理煤与顶板自然分层。因此, 选用梯形巷道断面较为合理, 其巷道顶板为煤层顶板, 这种支护效果较半圆拱和其他断面形状支护效果好[2]。

2 选择合理迎头支护方式的依据

2.1 锚网支护情况简介

天祝煤业公司回采巷道一般采用锚网支护。锚网支护的锚杆采用滚丝螺纹钢成品锚杆加托板、托盘, 托板采用长×宽×厚=200×200×60mm的高强度菱镁复合托板, 托盘采用长×宽×厚=120×120×8mm的穹形铁托盘;用树脂锚固剂进行锚固, 锚杆长2.4m;金属网规格为10×1.2m, 采用10#铁丝编织成细孔经纬网, 网孔50mm×50mm, 搭接宽度不小于100mm, 帮、顶全断面铺设。顶部松软、破碎、硐室及交叉点段为双层金属网。锚杆成排成线布置, 每循环炮放完后, 先铺金属网, 再用单体支柱, 配合铰接顶梁进行临时支护, 然后进行锚杆永久支护。永久支护到工作面迎头的最大距离为2.4m, 最小距离为0.2m。

2.2 迎头支护方式的选择

锚杆支护的原理主要是以维护和利用围岩的自承受能力为基点, 及时地进行支护, 控制围岩变形和松弛, 使围岩成为支护体系的组成部分[3]。其支护作用表现为组合梁作用, 减少跨度作用, 挤压加固作用和悬吊作用, 因此, 如何及时有效地对巷道窝头暴露的顶板进行支撑, 是迎头临时支护要解决的一个主要问题。根据这一原理, 我公司开始推广锚杆支护时, 采用2.4mπ型长花边钢梁, 配合单体支柱作为临时支护, 但在使用过程中, 发现其缺点较多。一是前探梁较长, 重量较大, 前移劳动强度大;二是在前移过程中必须将支柱卸载, 将长钢梁取下方可前移, 既不利于顶板管理, 又妨碍前探梁顶部锚杆的安装。经过反复研究, 将前探梁改为单体支柱配合分节铰接掘进前探梁临时支护设施, 这样既可及时支护新暴露的顶板, 又可使后方锚杆永久支护不受临时支护的影响。

3 迎头支护的支架结构及架设方法

3.1 支架结构

改进后的临时支护, 采用四根金属单体支柱, 配合四根金属铰接顶梁, 架设两副走向抬棚。临时支护的长度为2.4m, 金属铰接顶梁每根长度为1.2m, 单体支柱采用DZ-3150型, 柱距1.2m, 巷道施工每循环进度为0.8m。

3.2 架设工艺及方法

支架架设工艺及方法图1所示。掘进每循环炮放完后, 先进行敲帮问顶, 清除活矸, 紧贴巷道顶板挂一层金属网, 然后将四根铰接顶梁的后两根前移与前方顶梁铰接, 再在前面顶梁下打好单体支柱, 单体支柱根据煤层倾角带有3o~5o的迎山角, 以保证支撑有力, 支柱采用2SYB-40型手动试压泵升硬。支柱升硬后, 在支柱上拴好保险绳, 保险绳一头牢固地连接在顶板金属网上, 以防倒柱伤人。

临时支护后, 先打顶部锚杆眼, 安装顶部锚杆, 然后开始出碴, 碴出完后, 再打煤帮锚杆眼, 安装煤帮锚杆。随着工作面不断前进依次将后部分节顶梁取下, 倒装在前方, 以实现及时支护的目的。

4 井下试验效果

试验在我公司3229工作面进行, 该工作面的煤层厚度为2.2~7.6m, 平均厚4.9m, 煤层厚度变化不大, 煤层伪顶平均厚0.25m, 直接顶平均厚16.7m, 为黑褐色油页岩, 普氏硬度f=4.7, 巷道施工工艺为炮掘全断面一次爆破。在该工作面先后掘巷道560m (断面12.28㎡) , 证明这种前探梁临时支护确能安全、高效地起到及时支护顶板的作用, 采用该方法支护避免了巷道迎头空顶作业, 实现了快速、安全、高效支护的目的, 深受现场职工的欢迎。

5 结论

⑴该前探梁结构简单, 操作方便, 便于使用和维修, 从支柱到后梁的安装, 打单体支柱, 一般不超过3min。

⑵由于放炮后能及时有效主动地支护顶板, 及时控制了围岩的变形和松弛, 防止了巷道窝头顶板离层和冒落。永久支护安装锚杆后, 使围岩成为支护体系的一个组成部分, 从而有效地支护了顶板, 降低了回采过程中巷道的失修率。

⑶由于铰接式前探梁重量轻, 各分节顶梁与其物件重25㎏, 工人可灵活操作, 从而降低了劳动强度, 缩短了循环时间, 且在后巷进行锚杆永久支护时可不撤除临时支护, 在临时支护保护下作业, 既安全又省时, 从而提高了掘进速度。

⑷我公司在利用该项技术后, 由于临时支护措施简便、易行, 使煤巷锚网支护月进度由以前的200m/月, 提高到250m/月左右, 巷道优良品率达90%以上。同时, 防止了在安装锚杆前顶板围岩离层, 使回采过程中巷道失修率由以前的40%减低为8%左右, 经济效益十分显著。

参考文献

[1]赵奇.淮北矿区煤巷锚杆支护安全质量保障体系[J].矿山压力与顶板管理, 2004, 02.

[2]马兴华, 赵长红.圆弧拱断面在三软煤层中的应用[J].煤矿安全, 2012, 12.

煤巷掘进中锚杆支护技术 篇7

关键词:掘进,锚杆支护,施工工艺

锚杆支护是在巷道掘进后围岩钻锚杆眼, 再将锚杆安装在锚杆眼内, 使软质的岩体得到加固, 形成完整的支护结构, 提供支护抗力, 共同抵抗其外部围岩的变形和位移。由于在煤巷掘进中恰当的使用锚杆支护技术既经济又合理, 因而在实际工程中得到广泛应用。

1 锚杆支护的优点

锚杆施工机械及设备的作业空间相对较小, 可以适合各种场地;通过抗拔试验获得锚杆的设计拉力, 保证设计有足够安全度;锚杆采用预应力可控制变位量;用锚杆做侧壁支撑, 可以节省大量钢材, 改善施工条件;施工量和振动比较小。

2 地质力学评估

围岩具有两大特点:岩体含有内应力, 地应力场的大小和方向可以明显的影响围岩的变形和破坏;岩体内部的节理、裂隙等会产生不连续面, 这些不连续面在一定程度上会改变了岩体的变形特征和强度特征, 致使岩块与岩体的强度相差特别大。因此, 锚杆支护前应认真研究围岩地质力学特征, 这样可以使锚杆支护更加安全、合理、可靠。地质力学特征评估工作主要包括:调查现场地质条件, 测定巷道围岩力学性质, 做短锚拉拔试验。

3 锚杆支护施工工艺

3.1 确定锚杆支护形式和参数选择的原则

(1) 一次支护原则。锚杆支护应减少支护次数, 尽量做到一次支护就控制围岩变形。 (2) 高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度原则。在保证支护系统可靠性的条件下, 可以通过提高锚杆刚度和强度, 降低支护密度, 减少单位面积上锚杆的数量, 提高掘进速度。 (3) 相互匹配原则。为最大限度地发挥锚杆整体支护作用, 托板、钢带、螺母等锚杆构件的参数与力学性能应该相匹配, 锚杆与锚索的参数与力学性能也应相匹配。 (4) 临界支护强度与刚度原则。如果锚杆支护系统的强度和刚度小于临界值, 将导致巷道长时间处于不稳定的状态, 不能有效的控制围岩的变形和破坏。 (5) 可操作性原则。锚杆支护设计应有利于工作人员操作, 可以有效地提高井下掘进速度和施工管理。 (6) 高预应力与预应力扩散原则。预应力作为锚杆支护的重要因素, 不但要采取措施提高锚杆预应力, 而且要通过托板、钢带等构件实现锚杆预应力的扩散, 提高锚固体的整体刚度和完整性, 使锚杆支护转变为主动支护。

3.2 锚杆施工应严格执行“五不准”制度

(1) 对不符合设计要求的巷道断面, 没有处理危岩活石, 没有消除安全隐患, 班组长不准划眼位。 (2) 班组长没有划眼位, 打眼工不准打眼。 (3) 对不合格打眼或不按规定打眼, 不准安装锚杆。 (4) 对质量部不合格的锚固, 不准使用。 (5) 对不符合规格、质量要求的锚杆杆体及附件, 不准使用。

3.3 施工工艺过程

选用合适的施工机具, 施工作业方式可以选用三掘一准, 掘支单行, 一次成巷的作业方式。

(1) 巷道掘进与支护工艺过程:首先施工机具掘进出煤至巷道成形, 其次敲帮问顶找掉危岩, 然后施工机组机载式临时支护托上金属网或W钢带, 再打第2、第4眼锚杆进行临时支护, 最后安装其它锚杆及锚索。 (2) 锚杆施工工艺:首先利用锚杆钻机钻进锚杆钻孔, 其次对孔洞进行清扫干净, 然后在孔底放入树脂药卷, 接着将锚杆钻机升起并利用搅拌器连接锚杆尾部和锚杆钻机, 搅拌树脂药卷, 再用气扳机拧紧螺母至设计扭矩, 最后安装其它锚杆。 (3) 锚索施工工艺:首先应定位锚索孔位, 其次利用锚杆钻机钻进锚索钻孔, 清理钻孔后放入树脂药卷, 将树脂药卷送入孔底。然后用搅拌器联接锚索尾部和锚杆钻机, 搅拌树脂药卷一定时间。停止搅拌后再等待规定的时间, 收缩锚杆机, 卸下搅拌器, 15min后安装锚具。最后用张拉设备张拉锚索使预紧力达到设计值。

3.4 锚杆和锚索的安装

(1) 锚杆安装;锚杆支护要及时, 应紧跟掘进进行, 一次掘双排最大空顶距不应大于2.6m;如果顶板比较破碎, 一次掘单排最大空顶距不应大于1.6m。开动锚杆钻机前应将锚杆机升起, 钻头要插入对应的W钢带孔内, 应保证钻孔角度且钻孔深度在2290mm与2320mm之间, 待达到预定孔深后回缩锚杆钻机, 清除泥浆和煤粉。放入树脂药卷, 在锚杆杆体套上托板和带上螺母, 杆端插入树脂药卷得钻孔中, 杆尾联接锚杆机机头和安装器, 将药卷送入孔底。用锚杆钻机搅拌树脂药卷, 拧紧螺母, 至锚杆有一定的预紧力, 力矩应达到500N·m, 锚杆排距误差范围在设计值的±100mm内。 (2) 锚索安装;锚索应紧跟掘进工作面安装, 锚索下端要用专门锚索钻机和锚索相连。搅拌速度应先慢后快, 在锚索全部插入钻孔后, 用全速旋转搅拌一定时间, 停止搅拌后等待一定时间, 收缩锚杆机, 卸下搅拌机, 锚索外露长度不超过350mm。采用张拉千斤顶张拉锚索到设计预紧力, 之后卸下千斤顶。锚索间距误差范围应在设计值的±150mm内。

3.5 施工注意事项

(1) 成孔质量的要求;孔直度要高, 在接换钻杆时, 确保钻机位置不动, 保持在一条中心线;孔深应准确, 钻孔用的钻杆应与锚杆等长, 误差不应超过2cm;孔壁应用水反复冲刷, 直到孔内出清水, 不要留有煤岩粉。 (2) 锚杆应保持较高的初锚力;搅拌应及时均匀, 整个搅拌时间应达到30s;掉顶处可以采用木楔调节, 木楔应放置在金属网和钢带之间, 使金属网紧贴岩面;为使锚杆的预紧力达到设计值, 专业工作人员应对锚杆进行二次加扭。 (3) 锚杆安装合格标志塑料减摩垫圈应有明显变形或挤出;丝扣外露≤40mm, 在锚杆上紧后还应留有丝扣;金属网应封闭顶帮岩煤体, 金属网搭接长度100mm, 接扣间距≤50mm。 (4) 锚索安装注意事项;锚索钻孔施工过程中应保证钻孔直径、锚索直径、药卷直径合理匹配;钻头直径Ф27mm, 钻孔时不要晃动, 保持钻孔直立, 以免钻孔扩张;孔深不宜过浅或过深, 钢绞线外露150mm~350mm。药卷安装应在锚索钻孔施工之后立即进行, 1节K2550药卷加3节或4节Z2550药卷;对效果比较差的锚索锚固, 可用细铁丝做成毛刺, 在锚固段底部加挡环, 同时搅拌药卷, 确保药卷搅拌均匀。 (5) 锚杆支护快速掘进的对策;加强割煤和支护这两个主要工序的管理工作, 以免在出现停水、停电等情况时造成施工混乱。优化锚杆支护参数, 根据巷道围岩条件可以及时调整支护参数, 缩短支护作业时间, 提高掘进效率。配套优良的设备, 比如采用大功率掘锚机组, 改善掘进机装、运煤部件, 采用安装顺槽单轨吊车运输和胶带运输机底胶带辅助运输。应重视锚杆钻机扭转及钻头抗磨、锚固剂凝固时间与搅拌时间的匹配、锚杆弯曲度等环节, 这些环节直接影响单机作业效率。

4 结语

锚杆支护技术具有支架和加固作用, 同时可以加快施工速度、降低成本, 因而在煤巷掘进中得到广泛应用。在实际工程中, 应认真做好地质力学评估、支护形式和参数的选择、施工工艺过程、锚杆和锚索安装等工作, 同时应根据实际情况提出加快掘进的对策。

参考文献

[1]宋宏伟.井巷工程[M].煤炭工业出版社, 2007.

煤巷综掘临时支护技术研究 篇8

伴随煤矿生产规模的日益提高, 为保证煤矿生产顺利进行, 顶板管理成为安全管理的关键内容, 尤其是临时空顶区的管理, 属于其中的重点, 做好该项工作成为消除巷道顶板事故的重中之重。所以, 掘进的时候, 必须首先选用科学有效的临时支护方式, 才能够切实强化顶板管理, 确保煤矿生产安全, 实现较高的效益。

1 14026工作面概况

14026工作面座落在某矿的九采区, 属于九采区的第二个采面, 14026的标高是+36.62 m, 其标高处于-639~-477 m之中, 南部是正断层与相应的保护煤柱, 北部是九采区水仓及其辅助轨道巷与皮带巷, 东部是正断层与相应的保护煤柱, 西部是没有采掘的煤体。总体来说, 九采区地层为向斜构造, 14026处在向斜轴部周围, 14026总体倾角处在5.1°~25.8°范围内, 平均倾角为14.9°。该区三1号煤层厚度处于1.9~3.6 m范围内, 平均为2.57 m。对于煤层来说, 其直接顶平均厚度是5.67 m, 属于泥岩, 其基本顶厚度平均为11.98 m, 属于细中粒砂岩。对于工作面来说, 其基本底和直接底厚度平均分别为14.97 m和2.44 m, 两者分别是细粒砂岩和泥岩。

2 临时支护方法

掘进的时候, 14026工作面主要通过两种方式进行临时支护, 以下分别进行阐述。

2.1 轻型单体液压支柱配合π型梁式

2.1.1 支护材料

主要使用6根轻型单体液压支柱, 2根π型梁, 长度为3.6 m, 1支注液枪, 10根防倒绳 (其材质为棉线) , 1个柱压表 (其最大的量程是7 MPa) , 1个放液手把。轻型单体液压支柱的相关参数我们通过表1进行描述。

2.1.2 具体工艺流程

具体步骤:敲帮问顶→挂连顶网→上π型梁→液压支柱布设→注液→防倒绳布设→测压。

1) 掘进机割煤后, 相关操作者必须先开展敲帮问顶, 接着通过3个职工立于永久支护下, 把提前备好的金属网片通过铁丝连接与顶网上。

2) 2个人负责将顶网与π型梁托起, 第三个人负责将单体柱固定稳妥, 同时通过注液枪将压力水注入单体柱之中, 将顶网与π型梁撑起。同时必须通过挂钩将单体柱与π型梁两者的防倒绳固定在顶网上, 避免它们发生坠落而损伤工作人员。

2.1.3 轻型单体液压支柱供水水压计算

1) 其支撑的岩石重力求解公式如下所示:

式 (1) 中, γ指支撑岩石的体积力, 取25 k N/m3;L与s分别指π型梁排距与长度, 两者分别取0.8与3.6 m, B指巷道掘进宽度, 4.2 m, H为冒落拱高度, m, f指岩石坚固性系数, 取3.0。将上述数值带入公式, 求解获得50.4 k N。

2) 其所需供水水压求解公式如下所示:

式 (2) 中, n指单体支柱根数, 此处取值为3, d指柱体直径, 此处取值为0.1 m。求解获得供水水压为1.6 MPa。

3) 矿南部巷掘进工作面集中供水水压P=1.0 MPa<Pmax, 因此无法有效迎合临时支护需求, 所以, 供水必须通过风动增压泵来提高压力。

在这里, 该泵主要通过高压胶管来连接供风管路, 高压胶管一头连接泵具的进水口, 另一头连接供水管路, 而泵具出水则连接注液枪, 相连位置都通过标准U型卡进行。该泵的相关参数见表2所示。

2.2 前探梁式临时支护

2.2.1 支护材料

4根无缝钢管, 其长度为3.5 m, 8个前探梁吊环, 6块背板 (长、宽、厚分别为2 000 mm、200 mm、40 mm) 。

2.2.2 应用吊环

为使受力均衡, 引入8个吊环, 将它们布设于最前面永久支护两排钢带的第二至第五根 (总共4根) 锚杆上, 注意使用之前探梁吊环的顶锚杆外露必须满足条件:≥30 mm。

2.2.3 布置方式

1) 前探梁前部一定要与迎头顶紧, 其尾部外漏长度≥100 mm。

2) 临近2个背板间的空顶距必须小于等于其中任意背板宽度, 倒数第一块背板与迎头之间的间距必须≤300 mm。

3) 各个背板必须由2根及其以上的前探梁上承载, 前探梁上用背板背好, 两头超过前探梁长度必须≥200 mm。

4) 背板到巷帮的空顶距离必须≥400 mm。

5) 前探梁使用过程中, 需要把顶网与钢带两者都在顶板上紧背, 钻眼过程中, 以及顶锚安装过程中, 无需将其拿下来就能够进行。

6) 如果背板不稳定, 此时, 则能够对螺母进行调节, 通过木楔将其固定, 应用这种方式确保背板与顶板紧贴。

2.2.4 工艺流程

具体步骤:落煤→敲帮问顶→挂连顶网→布设吊环→穿前探梁→上钢带→前移前探梁→上背板→调整钢带位置→楔紧背板。

割煤结束之后, 施工者先通过钢钎来实施敲帮问顶, 令施工处于安全状态之后, 操作者立于永久支护下将顶网连好, 将吊环固定在紧跟迎头的两排钢带的第二至第五根顶锚杆上, 充分使其处于稳定状态, 穿入前探梁, 同时将背板等托起, 然后将钢带的迈步调整合理。

3 注意事项

1) 临时支护过程中, 一定要配备跟班队长在施工一线进行指挥。

2) 通过第一种方式进行临时支护的过程中, 3个工作者负责将π型梁与顶网托起, 一个人负责升柱, 所有职工需要立于支护完毕的顶板下, 保证后路顺畅。

3) 使用第二种方式支护, 安装前探梁的过程中, 一名工作者负责查看顶板, 同时负责进行指挥, 两名工作者负责将钢带与网和托起, 两名工作者负责穿前探梁, 同时也应使他们的后路畅通。

4) 临时支护过程中, 如果观察到顶板压力相对较大、发出响声, 在这种情况下, 就应当接着终止作业, 将所有职工都撤离现场, 等到其稳定以后, 从外及里做好支护以后才能够接着操作。

5) 通常来说, 各循环进尺必须小于等于两排锚杆排距, 如果顶板出现破碎, 那么各进尺必须小于等于一排的排距。

4 结语

本文分析了某矿14026工作面临时支护技术, 探讨了两种方式的具体操作流程等问题, 在实践中取得非常好的效果, 保证了该矿生产安全, 使煤巷实现了安全快速的掘进。

摘要:以某矿14026工作面为研究对象, 以临时空顶区管理为主要内容, 对14026巷掘临时支护实施细分, 然后仔细总结了两种方法, 探讨了各种方法的材料、布置等方面内容, 愿为相同类型的某矿开展临时支护起到帮助作用。

关键词:临时支护,煤矿,综掘工作面,支护技术

参考文献

[1]秦建锟.煤巷机掘临时支护机理与技术研究[D].河北:河北工程大学硕士学位论文, 2013.

煤巷锚网支护技术探讨 篇9

煤巷锚网支护由于能主动的加固围岩, 最大限度地保持围岩完整性、稳定性, 控制围岩变形、位移和裂隙的发展, 充分发挥围岩自身的支撑作用, 把围岩从荷载变为承栽体, 变被动支护为主动支护, 有效改善煤巷的支护状况, 具有施工方便, 效率高, 有利于加快施工进度, 减轻工人劳动强度, 降低施工成本, 支护效果好等特点, 而成为当今煤巷支护改革的主要趋势。煤巷锚网支护重点是研究动压条件下煤巷锚杆支护问题。

2 影响煤巷围岩稳定的主要因素

煤巷支护目的是为了控制巷道围岩的变形, 位移和裂隙的发展, 保持巷道稳定性, 从而保证巷道在各种因素影响后以能保持足够的断面和支撑力, 来满足生产的需要。

根据井下煤巷实测数据及有关研究成果表明, 影响煤巷围岩稳定性主要有以下几个因素:

2.1 巷道围岩强度的影响

软弱的围岩易产生变形和破坏, 巷道稳定性差, 维护比较困难。一般而言, 巷道顶、底板移近量随围岩强度增加而降低, 说明随着围岩强度增加, 围岩承载能力增加, 巷道越稳定。但围岩强度低于某一值时 (30MPa) , 顶、底板移近量随着强度降低而急剧增加 (主要是塑性变形阶段) ;当围岩强度大于某一值时 (50MPa) , 顶、底板移近量随着围岩强度增大变化甚微, 主要是围岩自撑力能承担部分或全部载荷。

2.2 地应力影响

地应力一般包括上覆岩层的自重应力, 地质构造应力, 采动引起的集中应力等。地应力的大小, 是引起巷道围岩变形和破坏的主要作用力。

2.2.1 自重应力和影响

原岩自重应力大小, 取决于岩层容重和埋藏深度, 即巷道顶底板移近量随巷道埋藏深度增加而增加, 围岩变形量增大, 稳定性减弱。特别围岩强度较小时 (20MPa) , 巷道埋深对其围岩变形影响强烈, 低强度围岩抵抗增加的自重应力的能力弱;当围岩强度大于某一值时 (50 MPa) 在一定埋深度范围 (软化临界深度) 内, 巷道埋深的变化对围岩变形影响不大, 高强度围岩有足够的强度抵抗因埋深增加而增加的自重应力。

2.2.2 地质构造应力的影响

地质构造越发育, 围岩的完整性越差, 巷道围岩的稳定性越差, 围岩及顶、底板移近量随顶板裂隙数目增加而增加。

2.2.3 采动集中应力影响

回采工作面采动前后压力分布影响巷道围岩的稳定性, 巷道顶底板移近量与开采煤层的煤层厚度、直接顶、老顶的强度和厚度以及层位结构有密切的关系, 直接顶厚度与采高的比值N越大, 老顶来压强度越小, 对邻近的巷道影响越小, 巷道顶、底板移近量越小, 特别是当N≥4时, 老顶的垮落和错动对巷道维护状况无多大影响, 同时还受到临近工作面采动压力影响, 形成压力叠加, 两侧采空的巷道影响的程度远大于一侧采空的巷道。

2.3 巷道断面形状与巷道断面尺寸影响

2.3.1 巷道断面形状影响

在掘送煤巷过程中, 巷道围岩应力重新分布, 而影响围岩应力分布的主要因素是原岩应力和巷道断面形状。对于某一特定巷道, 原岩应力是不变因素, 但可以通过改变巷道断面形状来改变围岩应力分布状况。而采用锚网支护的煤巷, 为保持其顶板的完整性, 巷道均沿顶板或某一层位施工, 即属平顶形巷道, 其受力状况与曲线拱断面受力状况不同, 平顶形状巷道顶板中部出现拉应力, 而岩石的抗拉强度仅为抗压强度3%~30%, 因此在采用锚网支护的煤巷中, 顶板岩石强度小, 顶板中常见被拉应力破坏的裂纹。

2.3.2 巷道断面尺寸的影响

巷道顶底板移近量, 随巷道宽度增加而增加, 巷道两帮的移近量, 随巷道高度增加而增加, 现场观察可知, 平顶形煤巷在主应力作用下, 主要是发生剪切破坏, 破坏位置在巷道上下帮两端, 且剪切力大小与巷道垮度和高度成正关系, 即巷道垮度和高度大, 破坏更严重。

2.4 其它因素影响

影响围岩稳定性因素很多, 如地下水影响, 地下水对相当数量岩石有软化和泥化作用, 尤其对软岩, 地下水容易使其崩解和膨胀, 围岩软化而影响其稳定性, 巷道上下采面, 开采顺序及时间, 间隔的开采方法等, 也都是影响巷道围岩稳定性的因素。

3 煤巷锚网支护注意的几个问题

煤巷一般沿顶板或某一层位掘进, 支护的主要对象是两帮的煤层和顶板, 一般情况下煤层较松软, 层理、节理发育, 抗压强度低, 从实践中得知, 煤巷锚网支护破坏一般从锚杆之间煤 (岩) 层局部冒落开始, 并破坏支护结构, 因此, 煤巷采用锚网支护时应注意以下几个问题:

3.1 沿顶板或某一层位掘进施工实行光面爆破, 以不破坏顶板和少震动巷帮煤体,

特别煤帮为原则, 以保证巷道顶板和两帮平整, 防止巷道周边应力集中, 以满足巷道自身的稳定性。

3.2 在断面设计上要确保巷道有足够的掘进断面, 允许巷道有一定的变形量。

3.3 在巷道布置上要综合考虑护巷煤柱的留设宽度, 尽量避免将巷道布置在采动压力集中区域内。

3.4 根据煤巷特点,

选择合理的支护参数和支护形式, 在支护形式上, 可采用锚网索, 锚喷, 锚网喷等形式。在支护参数方面, 关键是要确定锚杆的合理长度和排间距, 锚杆长度一般应大于煤岩松动圈0.2~0.4M, 以适应动压对巷道影响。对破碎的煤岩, 应采用全长锚固锚杆, 以对锚杆周围的煤岩有一个固结作用。锚杆的排间距应根据锚固力大小, 梁网结构强度, 掘进巷道顶板分类、围岩松散破碎情况和塑性变形大小确定, 一般为0.6~1.0M, 锚杆必须有托护结构, 必要时可使用钢筋梯或W钢带, 并产生一定的托锚力。

3.5 由于煤巷大多采用平顶形断面,

巷道上、下帮顶端由于受剪应力影响, 因此顶板锚杆不易全部垂直于顶板方向布置, 而将靠巷道两帮的顶板锚杆改成向帮有一个倾斜角度的布置, 使锚固端超过两帮非有效承栽宽度, 从而使锚固端受到两帮的有效支撑。

3.6 围岩出现弱面,

特别是出现沿煤巷走向方向的弱面时, 必须采用特别加固措施, 以防止在弱面处发生剪切破坏, 造成事故。

摘要:从巷道围岩强度, 原岩自重应力, 地质构造应力, 采动集中应力影响和巷道断面形状等方面影响煤巷稳定性的因素进行分析, 提出了煤巷锚网支护应注意的几个问题。

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