巷道高效掘进

巷道高效掘进（共11篇）

巷道高效掘进 篇1

平煤股份八矿设计生产能力300万t/a, 是平煤股份主力矿井之一。由于地质条件等多方面因素的影响, 长期以来, 采掘接替紧张一直是困扰八矿发展的难题, 主要原因是掘进工效低, 单进上不去。2009年, 在八矿丁一采区进行了回采巷道快速掘进综合配套技术研究与应用, 取得了良好效果, 探索出了一条实现快速掘进的途径。

1 巷道地质条件及概况

丁5, 6-11220采面位于丁一采区下部西翼, 处于里口向斜轴底部巷道围岩应力集中区。该面运输巷走向长1 997 m, 回风巷走向长2 072 m, 沿丁5, 6煤层顶板掘进。埋藏深度760 m。巷道设计断面净宽4.5 m, 净高2.6 m, 采用锚网索联合支护形式。

丁5, 6煤层厚度较为稳定, 最薄1.69 m, 最厚2.3 m, 平均2.1 m。煤层倾角2°～4°, 煤岩类型为光亮型焦煤。随着埋深的增加, 煤层瓦斯含量较上部明显增大。直接顶为砂质泥岩, 局部为细砂岩, 深灰色, 性脆, 厚约1.32 m, 基本顶为细—中粒砂岩, 灰色石英质, 薄层状, 致密坚硬。底板为泥岩及砂质泥岩, 灰黑色, 含植物根部化石, 遇水易膨胀。

2 施工技术方案

(1) 巷道布置。

根据地质情况设计出大走向、大采长的采面, 为高速高效掘进创造出良好条件。如丁5, 6-11220采面运输巷、回风巷设计长度分别达到1 997, 2 072 m。

(2) 综掘机械。

采用综掘施工工艺和方法, 引进使用EBZ-160型半煤岩掘进机作为掘进机械。该型号掘进机功率大, 设计合理, 经久耐用, 操作简便, 维修容易。

(3) 支护手段。

在丁5.6-11220运输巷、回风巷全面采用锚网索联合支护技术, 使用新型锚杆和新型的支护机具, 主要使用高强预应力让压锚杆, 锚杆排距可增大至1 m;支护机具选用轻型的MQT-100型风动锚杆机, 此种锚杆机质量小, 抬运方便, 可以减轻工人的劳动强度, 加快支护速度。

(4) 施工工序。

完善正规循环作业, 创造条件, 促进施工平行作业, 充分利用工时, 增加掘进的有效时间。采取的主要措施有:①锚索与锚杆平行作业, 即锚索允许滞后工作面20 m, 这样工作面在打锚杆的过程中, 后面可同时打锚索。②在顶板完好段, 每排顶锚杆预留2根锚杆不打 (从上帮数第2根和第4根) , 这样可以缩短支护时间。待下一班接班后, 利用运料和开工准备时间补打上一班预留的锚杆, 充分利用工时。打1根锚杆用时约20 min, 正常施工每班进尺4排, 经优化施工工艺后, 可缩短支护用时160 min, 多进1排, 每班可进尺5排。

(5) 胶带运输。

优化胶带运输系统, 减少运输中转环节。2 072 m巷道只铺设1部800 mm规格可缩胶带拉完全程。

通过综合运用上述5个方面的技术方案和措施, 实现4项主要指标:①单头月进350 m以上;② 工程质量达到优良品标准;③安全生产杜绝轻伤以上事故;④确保采面正常接替。

3 施工技术革新及生产组织措施

(1) 充分发挥综掘机械化作业的优势, 通过对综掘机械进行一些技术改造和革新, 并加强日常检修、保养, 将故障排查、处理在萌芽状态, 保证设备正常运转, 综掘机开机率在95%以上。

(2) 针对长走向巷道运输距离远、工人劳动强度大的特点, 配备了WC3型防爆柴油机无轨胶轮车, 负责运送物料和人员, 减少运料占用的生产时间, 增加掘进的有效时间, 并极大地减轻了工人的劳动强度。

(3) 引进先进的支护机具, 使用轻便灵活的风动锚杆机, 工作面至少配备2台完好的风动锚杆机, 配齐2趟风、水管路, 打锚杆时2台锚杆机同时作业, 加快支护进度。

(4) 优化胶带运输系统, 实现一部胶带长距离 (2 072 m) 运输。采取的技术措施:①每50～100 m安设1组防跑偏托辊, 防跑偏托辊由单位内部自己设计加工, 利用单个托辊焊上托架, 用U型卡固定在胶带边管上, 有效控制胶带跑偏。②胶带长度超过1 000 m后, 机尾受到的拉力很大, 单纯用2根边管顶机尾, 强度不够。为此, 采取在机尾架子两边加焊2个专用底座, 用圆木作为顶柱压在底座上, 实现圆木、边管双重压柱固定机尾, 确保机尾的可靠、安全。③加强胶带输送机的检修、维护。安排2名机电工专职负责胶带检修。胶带司机配备扳手、钳子等工具, 机尾延长后, 在胶带试运转时, 及时调整胶带可缩仓里的导向滚筒, 防止胶带跑偏。

(5) 深化OPM精细化管理, 每天的工作量考核实现“日清日结”, 张榜公布, 实现公开公正公平。每个职工都能在第2天知道自己的劳动报酬, 极大地调动了职工工作的积极性。

4 结语

通过进行合理的巷道布置, 采用新的技术装备、新的掘进施工工艺和方法, 科学管理, 精心组织, 大胆革新, 改进支护手段;推广平行作业, 充分利用工时, 简化施工工序, 减轻了工人劳动强度;在运输系统上减少运输转载环节, 实现了掘进工作面的高速高效施工。该技术在平煤股份八矿丁一采区的应用表明, 全面实现了预定的4项指标, 对缓解采掘接替紧张局面作出了重要贡献, 为矿井的生产、经营、发展奠定了坚实的基础, 为减人、提效、大力发展机械化、建设高产高效矿井找到了一个很好的出路, 经济效益和社会效益十分显著。

摘要：实现回采巷道高速高效掘进, 需要从引进新设备、新材料、新技术及优化施工工艺到加强排矸运料能力、加强生产组织等多方面的互相配合, 共同促进, 才能最大限度地发挥施工潜能, 充分利用工时, 提高掘进速度。重点阐述了将上述环节进行综合配套相应的方案及改进办法, 以求得经济效益和社会效益的最大化。

关键词：回采巷道,快速掘进,工艺优化

巷道高效掘进 篇2

第一节 一般规定

1、矿井应开展巷道围岩分类研究，为巷道支护形式选择提供科学依据。

2、岩巷锚喷施工必须采用“锚-喷”工艺；煤巷应推广应用锚杆支护。

3、岩巷掘进应符合下列要求：

（一）压风管路宜采用四吋管，工作面应采用多钻（锤）打眼。

（二）大断面炮掘作业，应采用中深孔不同阶微差爆破技术。

（三）劳动组织尽量采用“四八”制作业，三班进尺，一班穿插整修。

4、煤巷、半煤巷掘进应符合下列要求：

（一）在条件适宜时，应优先采用综掘机械化施工工艺。掘进机选型应向大功率、高强度方向发展。

（二）运煤系统应采用胶带或刮板输送机。

5、掘进工作面必须使用临时支护，临时支护形式必须在作业规程中明确规定。

严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业。打眼前、爆破后、更换巷道支护时都必须进行敲帮问顶。支护过程中要有专人观察顶、帮情况，发现异常，必须立即停止作业，进行处理。

建立掘进巷道顶板管理巡检制度，发现隐患及时处理。

6、锚杆支护巷道质量检查仪器（包括锚杆拉力计、锚索张拉机具、扭矩扳手等）不齐全、不完好，不得进行巷道掘进施工。

锚杆支护使用的锚固剂应采用树脂锚固剂。锚固剂搅拌时要有计时工具，严格按照作业规程规定的搅拌时间操作。施工现场储存锚固剂必须使用专用箱。不得使用超过保质期的锚固剂。

7、突出煤层巷道掘进必须严格执行《防治煤与瓦斯突出规定》等上级规定及公司有关规定。

第七条 受水患威胁的巷道掘进必须严格执行《煤矿防治水规定》等上级规定及公司有关规定。

8、巷道施工要采取煤质保证措施。

9、巷道施工期间，施工单位、技术管理部门应及时收集、整理地质、测量、设计、施工等资料。

第二节 临时支护

10、临时支护形式应符合下列规定：

（一）岩巷锚喷支护

岩巷掘进过程中必须采用金属前探梁或戴帽点柱（预留器）配合作为临时支护。

（二）煤巷锚杆支护

采用金属前探梁或戴帽点柱（预留器）作为临时支护。

11、金属前探梁可采用直径不小于4吋钢管制作，长度不小于5m；固定点每根不少于3处，应均匀间隔布臵，前探梁端头超出固定点至少100mm；固定件应牢固可靠，其材质强度要与前探梁的材质强度相匹配，采用吊环作为前探梁固定件的，上吊环的锚杆丝扣外露长度不小于30mm。

12、前探梁间距及其到迎头的端面距应在作业规程中明确规定。前探梁与顶板间要背严接实。金属支架支护巷道净宽在4m及以下的采用2根金属前探梁，大于4m的采用3根。

13、采用戴帽点柱作为临时支护的，戴帽规格、点柱形式及数量必须在作业规程中明确规定。点柱支护要及时，生根牢固可靠。

第三节 交岔点（三、四岔门）支护

14、岩巷交岔点（三、四岔门）一般采用锚网喷支护，应采用锚索等方式进行加强支护。

15、煤巷锚杆支护三、四岔门应适当缩小锚杆间排距，并采用锚索等进行加强支护，具体应在拨门措施中作出规定。

第四节 岩巷锚喷支护

16、岩巷锚喷支护巷道应编制支护设计。支护设计可采用工程类比法。

17、岩巷锚喷支护采用“喷-锚-喷”施工工艺，推广全断面一次成巷，其主要施工工序为：光面爆破—敲帮问顶、找顶—临时支护—出矸—打锚杆眼（挂网、钢带等）—安装锚杆—锚杆螺母二次紧固—复喷—养护。

18、岩巷锚喷支护巷道必须采用光面爆破，爆破后的巷道轮廓尺寸基本符合设计要求，眼痕率应达到60％以上。

19、锚杆必须采用左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆；锚杆螺母应采用防松螺母并配合减摩垫圈；锚杆托盘必须优先采用碟形托盘，其次为钢板托盘；网宜采用电焊钢筋平网或菱形铁丝网；梁应采用钢筋梯子梁或W型、M型钢带。支护材料的具体规格尺寸应在作业规程中明确规定。20、锚杆布臵方式应为正顶布臵一根锚杆，然后向两侧均匀布臵，墙基锚杆距底板距离不大于300mm，下扎角度不小于20°。

21、金属网之间必须压接（帮扎）牢固，循环进尺内部应采用锚杆托盘压网，循环进尺之间可采用不低于12#双股铁丝绑扎联网，联接点间距不大于200mm。严禁采用退锚方式进行金属网之间的压接。

22、复喷应达到下列要求：

（一）复喷厚度20～40mm，必须覆盖网、钢带、锚杆托盘。复喷成巷后锚杆端部可以适当外露，但应喷一层混凝土封闭外露部分，以防生锈。

（二）喷浆总厚度（初喷+复喷）以不超过90mm为宜。

（三）复喷滞后迎头距离应在作业规程中明确规定。

（四）复喷前必须对锚杆螺母进行二次紧固，确保螺母扭矩不低于150N·m。

23、喷层必须进行洒水养护，迎头50m范围内每圆班不少于2次、100m范围内每圆班不少于1次洒水养护，养护时间不少于7天。

24、岩巷锚杆支护质量检查按照本规定第一百一十五条～第一百一十八条的规定执行。

25、软岩巷道可采用锚注进行加强支护。

26、岩巷锚喷支护巷道，遇下列情况应采取加强支护措施或改变支护形式：

（一）易风化潮解剥落的松软岩层。

（二）各类破碎岩层。

（三）构造破碎带。

（四）其他不稳定的顶板。

（五）迎头围岩有淋水、滴水，采取了封、堵、截、导等治水方法，仍无法继续施工的。

（六）巷道穿层距煤层法线距离小于等于5m时。

第五节 煤巷锚杆支护

27、矿必须建立健全从班组、区队到矿的煤巷锚杆支护质量控制体系，明确各级管理职责，实现全过程质量控制。

28、矿必须对管理人员、技术人员及操作工人进行煤巷锚杆支护技术培训。

29、矿地质部门要及时收集、整理、分析煤巷锚杆支护巷道的煤层赋存状况、顶底板特征、地质构造、空间关系等资料，做好地质预测预报。

30、煤巷锚杆支护巷道必须进行顶板岩性探查，并应符合下列规定：

（一）煤巷锚杆支护巷道每掘进50～100m，必须至少施工1个顶板岩性探查孔，孔深不小于5m，并且不小于锚索孔深度。遇地质构造带、施工锚索（锚杆）孔发现岩性异常等情况，应及时补充施工顶板岩性探查孔。探查孔应按施工先后顺序进行编号，现场挂牌管理。

（二）探查孔现场观测工作必须由专业技术人员负责。观测人员在探查孔施工期间应观测钻孔钻进速度变化、孔内排出的岩粉情况，在探查孔施工结束后应采用钻孔窥视仪对孔内的岩层岩性、厚度、起止位臵、裂隙发育等情况进行观测，并做好记录。

（三）观测人员必须及时整理、分析、反馈探查资料，并编制顶板岩性探查台帐，内容应包括巷道名称、探查孔编号、位臵及孔深、观测人员、钻孔柱状图、分析意见等。当顶板岩性出现异常变化时，应及时采取针对性措施。

（四）观测人员必须经过专门培训，能够准确判定岩性，熟悉仪器操作、维护和保养等。

31、煤巷锚杆支护巷道必须编制支护设计。支护设计可采用工程类比法、理论计算法或系统设计法。

（一）工程类比法应以本矿区或其他矿区类似条件下的工程设计和工程实践的成功经验为依据，进行锚杆支护参数设计。

（二）理论计算法应根据顶板赋存状况可采用悬吊理论、组合梁理论等计算锚杆支护参数。

（三）系统设计法应按下列步骤进行：

1.地质力学评估。主要是围岩应力状态和岩体力学性质评估。

2.初始设计。可采用数值模拟分析、工程类比、理论计算法进行锚杆支护参数初始设计。

3.现场监测。主要是对锚杆受力和巷道围岩表面位移及深部位移的监测。

4.信息反馈与修改、完善设计。以现场监测的锚杆受力、巷道围岩表面及深部位移作为反馈指标，对初始设计提出修改方案。

5.重复进行以上第3～4个步骤，直到满足安全生产需要并且经济合理为止。

32、煤巷锚杆支护设计应包括下列内容：

（一）巷道名称、位臵、用途、规格。

（二）地质条件及围岩分类，包括巷道所处层位、煤层及顶底板岩性、类别、煤层硬度、周围采掘情况、构造、水文及瓦斯情况等。

（三）锚杆（锚索）材质、强度、规格、布臵间排距、角度及确定依据；锚杆（锚索）托盘材质、强度、规格。

（四）锚杆（锚索）锚固参数（孔径、锚固长度、锚固剂选型）及确定依据。

（五）锚杆（锚索）预紧力矩（预紧力）、工作锚固力。

（六）护表构件（梯子梁、钢带、网）形式、强度、规格。

（七）支护材料单位消耗量。

（八）现场监测方案。

（九）补强加固措施。

33、矿井首次采用锚杆支护的煤层要与科研院校合作进行可行性研究和锚杆支护设计，并报公司生产技术部备案。矿井非首次采用锚杆支护的煤层采用锚杆支护时，支护设计应由矿技术部门编制，并经矿总工程师批准。支护设计不得随意更改，确需更改的必须经矿技术部门同意，并经矿总工程师批准。

煤巷锚杆支护设计应根据施工后的现场监测结果进行修改、完善。

35、钻孔直径、锚杆直径、树脂药卷直径要合理匹配。钻孔直径与锚杆杆体直径之差应为4～10mm，钻孔直径与树脂药卷直径之差应为3～5mm。

36、顶板锚杆必须采用左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆。顶板锚杆抗拔力不小于锚杆理论极限载荷的50%(直径φ18mm的锚杆锚固力不小于60KN，直径φ20mm的不小于80KN，直径φ22mm的不小于100KN)。紧靠巷道两帮的顶板锚杆距帮部距离应为200～300mm，并且宜向煤帮倾斜布臵，其倾斜角度应在支护设计中作出规定。

37、帮部锚杆优先采用左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，当煤帮条件允许时，可以使用木锚杆、玻璃钢锚杆、圆钢锚杆等类型的护帮锚杆。木锚杆抗拔力不小于10KN，玻璃钢锚杆不小于30KN，圆钢锚杆不小于40KN，左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆不小于60KN。帮部最上端锚杆距顶板距离应为200～300mm；底脚锚杆距底板距离应不大于500mm，并且宜向底板倾斜，其倾斜角度应在支护设计中作出规定，倾斜锚杆宜与异形托盘配套使用。

38、φ15.24mm锚索的设计理论极限载荷不小于240KN，预紧力100～120 KN，在特殊地质条件下施工的锚索规格及预紧力应在作业规程中明确规定。

39、锚杆（锚索）支护材料（包括杆体、锚固剂、钢筋梁、钢带、托盘、螺母、网、锚索锁具等）性能、强度及结构必须与锚杆（锚索）的设计锚固力相匹配，按行业标准检查产品合格证和材料试验报告，并应符合下列规定：

（一）树脂锚固剂：锚固剂中固化剂的颜色必须统一，超快速为红色，快速为蓝色，中速为白色；每卷锚固剂应有明确清晰的规格型号、生产日期及保质期标识；每箱锚固剂应附产品合格证及产品说明书，锚固剂的性能、特征、外形尺寸、搅拌时间、凝胶时间、固化时间及正确的使用方法均应在产品说明书中说明。

（二）锚杆：金属杆体抗拉屈服强度不小于320MPa，抗拉极限强度不小于500 MPa，延伸率不低于16％；锚杆杆体尾部螺纹必须采用滚丝工艺加工。

（三）钢带或钢筋梁：材料极限抗拉强度不应小于360 MPa。

（四）锚杆托盘：宜优先选用碟形托盘或与锚杆杆体材料相匹配材质的托盘，不得使用铸铁托盘。金属锚杆托盘厚度不得低于8mm，面积不得小于100mm，孔眼眼位居托盘中间，直径比锚杆杆体直径大1.5～2mm，用钻床或冲床加工。

（五）锚索托盘：应用不低于18#槽钢制成，长度为400mm，中间加焊150mm×150mm×10mm或170mm×170mm×10mm的钢板，孔眼居托盘中间，用钻床或冲床加工。

（六）螺母：左旋无纵筋螺纹钢锚杆必须使用加厚的与锚杆相匹配的快速安装螺母。

（七）垫圈：塑性减摩垫圈，其强度必须与螺母扭矩相匹配。

（八）网：在强度允许的情况下，宜优先选用塑料网或塑钢网；采用金属网时，必须使用焊接平网或菱型铁丝网，不得使用钢板网。

（九）锚杆木托盘：规格一般为400mm×200mm×50mm，应采用湿柳木加工而成。

40、矿应建立锚杆（锚索）支护材料检查验收制度，不合格材料严禁入井使用。锚杆（锚索）等支护材料应有产品合格证和材料试验报告。树脂锚固剂应进行质量抽检，验证其规格尺寸、凝胶时间、等待时间和锚固力等是否达到标准要求，并出具抽检报告。

41、锚杆施工应遵守下列规定：

（一）顶板锚杆必须紧跟迎头，逐排由外向迎头顺序施工，每排内锚杆必须由中间向两帮顺序施工。顶板永久支护距迎头最大距离不得超过1个循环进尺加300mm。帮部锚杆滞后迎头距离不得超过4排锚杆，煤壁松软易片帮时应紧跟迎头。

（二）锚杆孔施工：

21.顶板锚杆孔宜采用锚杆钻机钻孔，帮部锚杆孔宜采用帮锚钻机、风煤钻或煤电钻钻孔。

2.钻孔前，应根据设计要求确定孔位，做好标记。3.钻孔应采取湿式钻孔法施工。采取干式钻孔法施工时，必须采取捕尘、降尘措施，工作人员必须佩带防尘保护用品。

4.锚杆间排距允许偏差为±100mm；锚杆角度允许偏差为≤15°；锚杆孔深度误差0～50mm。

5.锚杆孔内的煤岩粉必须吹净，不得有积水。

（三）锚杆安装：

1.顶板锚杆应采用锚杆钻机搅拌、安装，帮部锚杆宜采用帮锚钻机、风煤钻或煤电钻。

2.顶板锚杆孔应打好一个安装一个，严禁采用一次性打好所有锚杆孔后，再一次性安装锚杆的方法施工。

3.锚杆托盘应紧贴梁、网或围岩表面，接触部位及周围50mm范围内的浮煤矸必须找净、找平、找实。顶板锚杆托盘与螺母之间必须使用减摩垫圈。

4.锚杆必须推到孔底，螺母外锚杆丝扣长度应在10～40mm之间。

5.必须对锚杆螺母进行二次紧固，螺母扭距大小、二次紧固时间应在作业规程中明确规定。

（四）网应拉紧并紧贴岩面铺设，网之间必须压接，循环进尺内部采用锚杆托盘压网，循环进尺之间优先采用超前挂网的方式进行压接，不宜超前挂网的应采用自连自方式或不低于12#双股铁丝绑扎联网，联接点间距不大于200mm。严禁采用退锚方式进行金属网之间的压接。

42、锚索施工应遵守下列规定：

（一）必须采用锚索钻机或锚杆钻机钻孔。

（二）锚索顶部应生根在稳定岩层中，并且在其中的锚固长度不低于1m。

（三）锚索间排距允许偏差为±100mm；锚索应垂直于巷道顶板或巷道轮廓线布臵，角度允许偏差为±2°；锚索孔深度允许偏差－100～0mm。

（四）锚索必须推到孔底，尾部露出锁具150～200mm，距巷道底板小于1.8m时应加防护套。

（五）锚索施工后，必须适时对锚索进行检查，发现预紧力不足应及时进行二次张拉。

（六）树脂锚固的锚索锚固位臵不得选择在含水层中。

43、煤巷锚杆支护巷道施工期间，如遇到煤炮、围岩移近量显著增加、底板明显底鼓、顶板淋水增大、围岩节理裂隙发育、突发性片帮掉渣、巷道不易成形、钻眼速度异常等情况，必须立即停止施工，查明原因，由矿总工程师组织有关单位和人员制定相关措施后，方可继续施工。

44、煤巷锚杆支护巷道施工必须建立锚杆、锚索施工台帐，台帐应现场及时填写，台帐内容应包括锚杆、锚索编号、施工日期、班次、施工位臵、施工人员、验收人员、质量情况等。

锚杆可逐排、锚索应逐根编号。锚杆、锚索编号应采用白色油漆及时喷（写）在托盘上。

锚杆、锚索安装时，必须有验收人员在现场监督，施工结束后，验收人员必须在锚杆、锚索施工台帐上签字确认。

45、对锚杆（锚索）安装质量必须检查下列项目，并做好记录：

（一）锚杆（锚索）安装的几何参数，包括间排距、外露长度、钻孔深度、角度。

（二）网、梁及托盘安装质量。

（三）锚杆（锚索）拉力试验。

（四）螺母扭矩。

46、锚杆（锚索）间排距、外露长度、钻孔深度采用钢卷尺测量，角度采用半圆仪测量。网、梁及托盘安设质量采用目测、用手或工具扳动观察。

47、锚杆（锚索）拉力试验应遵守下列规定：

（一）采用锚杆拉力计做锚杆拉力试验，巷道每掘进30～50m或每300根锚杆抽样检查一组，每组抽样检查3根锚杆（顶板1根、两帮各1根），拉力均应达到设计锚固力值，只要有1根锚杆未达到，就应再抽样检查一组，如仍不符合要求，由掘进副矿长（副总工程师）组织相关单位分析原因，并及时采取措施进行处理。

（二）采用锚索张拉机具做锚索拉力试验，每安装10根锚索抽样检查1根，拉力应达到设计预紧力值，否则应按本条第（一）款之规定分析原因，并及时采取措施进行处理。

（三）锚杆（锚索）拉力检测仪器应定期校验，仪器误差不得大于10%。

（四）进行锚杆（锚索）拉力试验必须有安全措施。

（五）试验前，应仔细检查检测仪器各部位及高压油管的完好性。

（六）安装锚杆拉力计前，应卸除被测锚杆螺母及托盘。

（七）拉拔前，必须将张拉千斤顶固定牢固，其轴心线应与被测锚杆（锚索）轴心线一致。

（八）拉拔时，被测锚杆（锚索）下方及两侧严禁站人，所有人员必须撤至被测锚杆（锚索）4m以外的安全地点。加载应均匀、缓慢，拉至设计锚固力值即可停止。

（九）拉拔时，锚杆杆尾一旦出现颈缩状况时，应立即卸载。

（十）拉拔试验后，应及时重新安装好锚杆托盘及螺母。若锚杆因拉拔试验失效，则必须在其附近及时补打锚杆。

（十一）同一根锚杆（锚索）只能做一次拉力试验。

（十二）巷道遇顶板淋水、帮部渗水较大时，应对该区域初期安装的锚杆（锚索）进行拉力试验，确定锚固剂对该区域的适应性，并根据试验情况及时采取针对性措施。

48、螺母扭矩检查必须使用扭矩扳手。班组应对当班施工的全部锚杆的每一个螺母扭距进行检查，均应不低于设计值的95%，未达到的必须将其重新拧紧达到设计要求。

49、矿应建立锚杆（锚索）锚固力抽查制度，并建立抽查台帐。

50、煤巷锚杆支护巷道必须进行锚杆支护质量监测，并做好记录。主要监测指标包括巷道顶板锚固区内外的离层量、围岩移近量、锚杆受力状况，并应遵守下列规定：

（一）巷道顶板离层采用顶板离层指示仪监测。顶板离层指示仪应安装在巷道中部，每隔50m安装一个，地质构造带、三四岔门处等特殊地段必须安装顶板离层指示仪。所有顶板离层指示仪应按安装时间的先后进行编号，并现场挂牌管理，牌板上应清晰标明顶板离层指示仪的编号、安装日期、初始读数、深、浅基点位臵、观测责任人等内容。矿应对不同条件下的顶板离层临界值进行研究分析，总结出一套符合矿井实际的经验值或标准值。离层临界值以及超过临界值后所采取的措施应在作业规程中明确规定。

（二）巷道围岩移近量采用测枪、测杆或其他测量工具量测。巷道每隔100～200m布臵一个围岩移近量监测站，对顶底板和两帮移近量均应进行监测，当发现围岩移近速度急剧增加或一直保持较大值时，由掘进副矿长（副总工程师）组织相关单位分析原因，并及时采取处理措施。

（三）锚杆受力状况采用测力锚杆或锚杆液压枕监测。巷道每隔300～500m布臵一组监测点对锚杆受力状况进行监测，特殊地段可适当加密，每组监测点至少监测4个部位（顶板2个、两帮各1个）。

（四）以上三项监测的观测周期应在作业规程中明确规定，测站位臵均应及时标注在巷道布臵平面图上。

（五）矿生产技术部（科）矿压监测专业组应定期收集监测数据，并进行分析和处理。发现异常时，应立即向矿总工程师及掘进副矿长（副总工程师）汇报，组织相关单位分析原因，并及时采取处理措施。

51、煤巷锚杆支护巷道遇有下列情况之一者，应采取加强支护或联合支护措施，具体支护形式和支护参数要在作业规程中明确规定。

（一）构造破碎区域。

（二）应力集中区域。

（三）采动影响剧烈区域及顶板受采动破坏区域。

（四）顶板淋水地段。

（五）沿空区域。

（六）易离层垮落的复合顶板。

（七）交岔点。

（八）各类大型硐室。

（九）巷宽大于5m巷道。

（十）倾角大于30°煤层。

52、综采工作面切眼采用煤巷锚杆支护时应采用导峒法施工，导峒宽度不宜超过4.2m，切眼刷大时必须采取加强支护措施，具体形式及参数要在作业规程中明确规定。

53、煤巷锚杆支护巷道局部掉顶、片帮时，宜优先采用锚杆支护，不得瞒顶、瞒帮。

54、煤巷锚杆支护巷道遇断层等地质构造时，宜优先采用锚杆、锚索、锚注等支护形式进行联合支护，并适当加大支护密度，此种支护形式应顺延至地质构造带范围以外至少5m。

55、煤巷锚杆支护巷道因条件变化需改为架棚支护时，必须退后架棚。退后架棚距离应根据巷道实际条件，由矿技术部门确定。

56、煤巷锚杆支护巷道后路需要采取加强支护措施的，应针对现场实际，可采用加密锚杆（锚索）、点柱、挑棚、套棚、锚注等形式。采取加强支护措施后，巷道尺寸必须满足安全使用要求。锚杆（锚索）孔集中淋水段，应采用套棚加固，防止因孔壁泥化导致锚杆（锚索）失效引发冒顶。

57、出现不合格锚杆（锚索）的必须及时补打。

58、严禁使用支护锚杆（锚索）或其他护表构件进行起吊、固定保险档等工作。

煤矿顶板破碎巷道掘进 篇3

关键词：人工假顶；撞楔法；架棚整体性；安全距离；顶板观测

1 工程概况

工作面概况：1694W 工作面位于-600水平西大巷六采区9煤层第四工作面，工作面標高-522.0～-640.0，该工作面上有1684W工作面和1693W工作面，现均已回采完毕。顶底板情况：老顶为粉砂岩，厚度0～5.9m，平均3.1m，深灰色，局部含植物化石和炭化体。直接顶为泥岩，厚度0～2.5m，平均1.9m，深灰色，上部含菱铁质结核及黄铁矿散晶，下部质软易碎。直接底为细砂岩，厚度3.3～5.7m，平均4.8m，褐灰色，含大量的根部化石。老底为泥岩，厚度8.1～10.0m，平均9.0m，深灰色，在底部含少量炭质和腐泥质。煤层结构属于复杂结构，局部煤层底部有一层不稳定泥岩夹矸，厚度0～0.2m左右。煤层厚度为1～3m，平均煤厚为2.5m，煤层倾角15°-25°，平均倾角为20°，煤层走向在40°左右。受地质构造、顶板压力影响，造成煤层顶板破碎，掘进时破板、破底厚度加大，局部可能全岩，增大原煤灰分。支护形式采用GU29-10.4m2拱形支架支护，棚距为600±50mm。

2 顶板破碎支护工艺

①临时支护及构造假顶。由于巷道顶板异常破碎而且煤岩体自稳能力差，随着巷道的掘进，顶板及两帮的煤矸倾漏下来，为保证巷道的安全快速掘进，防止顶板冒顶事故的发生，必须要采取相应的支护和构造人工假顶。具体方法是：先在巷道迎头向上25°左右对顶板打眼，深度打入1.4m左右，然后将管缝锚杆打入迎头破碎顶板中，管缝锚杆在架棚上方呈均匀分散布置。形成向前的一个超前支护区域（人工假顶），再在超前支护区域上方填好木料。

②缩小棚距减少空顶面积。调整支护形式，加强支护强度，将棚距由原来的600mm缩小为500mm，从而缩短空顶距，减小整体的空顶面积，在一定程度上控制住不稳定的顶板。

③打点柱、卡铁道加强架棚整体性与支护强度。在顶板破碎地带的架棚支护下，用大板或者液压支柱加打点柱，点柱要打牢打实，并用铅丝连好，可以加大架棚支护的强度，然后用3m长铁道将破碎地带内的架棚全部连在一起，并用斜卡缆将铁道和架棚锁住，从而将架棚的整体性提高，加强了整体的支护强度。

3 现场安全管理措施

掘进使用GU29-10.4m2金属拱型支架支护，棚距为600±50mm（如顶板压力较大，架棚变形严重时必须缩小棚距为500±50mm），棚梁与棚腿间的搭接400-40mm，搭接处上好三个卡缆，卡缆扭矩达到150 N·m，正顶铺塑料网，网搭接不小于100mm，网与网之间用铅丝连好，铅丝要求双丝多扣，连网间距不超过200mm/道。正顶及两帮各使用一趟角铁支拉板，支拉板要求放成线，不回撤。正顶及两帮用木小板插背，间距不大于200mm/块，要求插严背实。每班开工前检查迎头往外15m范围的架棚卡缆紧固情况，使其扭矩均达到150 N·m，歪扭的棚子及时扶正并插背好。对迎头往外20米范围内的巷道杂物进行清理，保持后路畅通。对后路压力大地段的架棚进行加固，在上顶卡好一道铁道，卡缆紧固符合要求，使其扭矩达到150 N·m，两根铁道之间必须穿袖卡，穿袖长度不小于700mm，随掘进向前倒铁道，每班对其进行检查，发现卡缆松的及时重新紧固。对缩搭接比较严重的地段及时打好一梁三柱的托板，梁、腿均使用三米大板。过构造期间，如顶板冒落需做好超前支护，使用半圆或铁撞楔打好超前撞楔控制好顶板，铁撞楔间距不大于500mm，直接打到冒落区域里面边缘，吃住劲，上顶搭好影子板。铁撞楔末端用铅丝或者卡缆固定好，以免伤人。施工过程中认真作好敲帮问顶及找掉工作，严格遵循先外后里、先顶后帮的原则。使用专用的长钎子找掉，找掉时，一人找掉，一人观山，操作要由有经验的老工人进行，严禁在槽口同时进行其他工作。任何人不得进入空顶区内作业。如果顶空小于300mm，用木料插严背实，顶空大于300mm时，打木垛接顶，打木垛时打好影子板，并有专人观山；如果无法打木垛时，上顶填1.0m以上的乱料填实并用小板插严背实。如随掘进迎头末一架棚子能与煤壁贴实，继续向前掘进时必须提前使用风锤（或者风钻）打眼后安装超前管缝锚杆控制顶板。管缝锚杆间距300mm，每排打不少于6根。从末两架棚子间隙向斜上方打，角度比边眼掘进角度略大，管缝锚杆外露不超过300mm。过冒顶区期间必须保证迎头20m范围内断面高度不小于2.4m，且后路畅通，迎头工作人员精神集中，统一指挥，其余无关人员撤职迎头20m以外，施工过程中要安排专人进行观山。迎头前劈严重时，要在巷道内安全地点，采取向前加打锚杆措施，以控制前劈程度，打锚杆时，人员要在有支护的地点操作，并有专人观山。

4 结束语

1694W工作面采用打撞楔的方法进行临时支护和打点柱、卡铁道加强架棚整体性与支护强度的方案以后，加强了巷道的支护强度，也保证了顶板的整体性，从一定程度上来讲，解决了顶板破碎巷道的安全掘进难题，而且大大提升了工作效率，减少了顶板事故的发生，降低了成本的投入，这种施工工艺在以后的顶板破碎工作面的掘进工作中可以大量推广。

参考文献：

[1]高如林.浅析煤矿掘进巷道顶板事故预防措施[J].中国高新技术企业，2013（3）.

巷道高效掘进 篇4

要实现回采巷道的掘进工作能实现既高速又高效, 就必须合理对相关环节进行调配, 使其相互间能有效配合, 最终让施工潜能得到最大的发挥。某煤矿的计划生产能力是260万t/a, 然而长期受地质条件的制约和影响, 使掘进工作呈现出进度慢、效率低等特点, 这些特点将严重影响到煤矿的长远发展。因此, 煤矿为了解决这一难题, 便把综合配套技术运用于回采巷道的高速掘进中, 经过一段时间的观察发现, 该项技术确实起到了非常显著的效果, 为实现高速度、高效率的回采巷道掘进开辟了一条新的路径。

1 巷道地质情况分析

本次工作面运输巷的长度约为1 899m, 回风巷的长度约为2 102m, 其平均埋藏深度为750m。巷道对断面的设计为4.6m×2.7m (净宽×净高) , 支护形式采用的是锚网索相结合的方式。该工作面的煤层厚度相对比较稳定, 其平均厚度为2.12m, 煤层倾角在3°~5°之间, 从煤岩类型来看属于光亮型焦煤。埋藏深度越深, 其瓦斯的浓度也开始逐渐增大。处于直接顶层的是砂质泥岩, 并有少部分参杂着深灰色的细砂岩, 它的厚度约为1.29m, 且性脆;基本顶是灰色的石英质细沙粒岩, 它虽致密坚硬但却不是太厚;底板既含有泥岩也含有砂质泥岩, 颜色呈灰黑色, 其中还包含有植物化石, 并且性状不够稳定, 遇水则容易膨胀。

2 施工技术方案

2.1 巷道设计

参照地质的实际情况设计出科学合理的工作面, 为高速度、高效率的回采巷道掘进提供有利条件。例如此次的作业面在运输巷以及回风巷的设计中, 二者的长度分别为1 899m和2 102m, 这对后续的掘进是非常有利的。

2.2 综掘机械

充分利用好综掘施工工艺及其方法, 在选取掘进机械的时候, 可以采用如EBZ-160这一型号的半煤岩掘进机, 因为这一型号的掘进机它具有功率较大、操作方法简单、设计合理以及维修方便等特点, 因此被广泛使用于回采巷道的掘进中。

2.3 支护方法

在本次掘进中, 运输巷以及回风巷在支护技术上均采用锚网索相结合的方式, 锚杆间的排列距离可控制在1m左右, 同时在支护机具的选择时, 尽量选用较为轻便的锚杆机, 比如风动锚杆机, 由于它较为轻便在搬运的过程中自然会比较方便, 这相当于间接降低了工人们的劳动量, 使支护的速度得到有效提高。

2.4 施工的工序安排

施工工序如果安排得恰到好处, 便能起到事半功倍的效果, 这对有效提高掘进速度有着非常重要的作用。首先, 可以让锚索和锚杆同时进行作业, 实现这一目标只需要将锚索往工作面后方移动20m, 这样就可以在工作面打锚杆的同时, 在20m的后方打锚索;其次, 在顶板较为完好的地方, 可以以预留的方式间隔1根锚杆的距离不打 (即从头数只打第1根与第3根) , 如此便能省去许多支护的时间。但是预留的锚杆一定要让接班的工人, 在运料以及做开工准备的时候, 及时把预留的锚杆给打上, 这样便能让同样的工时换取更多的进度。

2.5 胶带运输

合理对胶带运输系统进行优化, 可以有效控制运输的中转环节。例如本次2 102m的巷道长度仅铺设1部规格为800mm的可缩胶带便可。

3 施工技术改革和生产组织对策

第一, 为了让综掘机械作业所具有的优势得以充分发挥, 我们必须对综掘机械在技术上进行一定的改良以及创新, 同时注重对机械的日常保养与检修, 对存在的问题真正做到及早发现、及时处理, 并把综掘机的开机故障率严格控制在5%以下, 从而确保所有设备都能正常运转;

第二, 对于巷道长度较长、工人劳动量大等特点, 可以选择使用无轨胶轮车来运送施工物料或是工作人员, 这样可以节省因运料而花费的时间, 切实做到了既节省掘进时间, 又降低工人相应的劳动强度;与此同时, 施工人员必须经过专业技术培训, 考试合格, 持证上岗, 能独立工作。学徒工不得独立进行操作;必须熟悉《煤矿安全规程》、《煤矿机电设备完好标准》、《煤矿机电设备检修质量标准》及电气防爆标准等有关规定;必须熟悉综掘设备和电气设备性能、结构和原理, 具有熟练的维修保养以及故障处理的工作技能和基础知识。熟悉维修范围内的供电系统、设备分布、设备性能及电缆与设备的运行状况;

第三, 由于风动锚杆机既轻便又灵活, 所有在支护机具选择时应尽量使用风动锚杆机, 且在工作面至少要配备有2台性能良好的风动锚杆机, 以及2趟风、水管线, 这样在打锚杆的时候就可以让2台锚杆机一同进行操作, 有效提高支护的进度;

第四, 对胶带的运输系统及时进行优化, 使其能胜任以一部胶带就能完成2 102m的运输任务。技术上采用的方法:

1) 每隔50m~100m就装1组以防出现跑偏的托辊, 这一防跑偏的托辊通常是单位内部根据实际情况进行设计与制作, 其主要作用是防止胶带跑偏;

2) 如果胶带的总长度大于1 000m, 其机尾便会承受较大的拉力, 机尾紧靠2根边管是根本不够的, 因此, 要想对这一问题进行处理, 就必须在尾架两边分别焊上2个底座, 同时用圆木压在焊好的底座上面, 这样便能很好对机尾进行固定, 消除机尾所存在的安全隐患;

3) 不断加强对胶带传输机的保养和检查维修。可以设置2名专业人员负责该项工作, 同时让胶带司机随时配备好一些常用工具, 以便在工作过程中能及时对问题进行处理;

4) 不断对管理模式进行创新, 并以一些符合员工心理的方法, 充分调动起员工的工作积极性, 让员工每天都能以饱满的精神投入到工作之中。

4 结论

综上所述, 通过对工作面实际的地质情况分析, 科学合理地对巷道进行设计, 有效利用各类新型技术装备, 采用先进的掘进施工工艺及方法, 勇于创新与改革, 探索出行之有效的支护手段, 大力提倡同时作业法, 从而降低工人的劳动强度, 不断改善胶带的运输系统, 最终使工作面能够实现高速且高效的施工。与此同时, 它对有效缓解当前掘进接替方面的紧张局面, 也具有极大的帮助。所以, 掘进综合配套技术的应用, 为实现高速度、高效率的回采巷道掘进开辟了一条新的路径。

摘要：要实现回采巷道的掘进工作能实现既高速又高效, 就必须合理对相关环节进行调配, 使其相互间能有效配合, 最终让施工潜能得到最大的发挥。本文主要对与回采巷道掘进有关的综合配套方案, 以及相关改进措施进行阐述, 期望既能为回采巷道创造好的条件, 又能帮助煤矿收获最大的经济效益。

关键词：回采巷道,掘进,综合配套

参考文献

[1]徐长龙, 吕中星.回采巷道高速高效掘进综合配套技术的应用[J].中州煤炭, 2010, 7.

[2]李忠.大倾角下回采巷道掘进技术[J].河北煤炭, 2005, 6 (15) .

[3]杨宗义, 符大利.回采巷道快速掘进技术研究与应用[J].中国煤炭工业, 2012, 1.

硬岩下山巷道快速掘进技术 篇5

关键词：掘进  巷道施工  施工技术

1 概况

平煤股份二矿己一回风下山位于二水平己一采区，地面标高+330～+490，是服务于主要回风巷道，断面净宽为4.6m，净高为3.4m，S毛=14.3m2，S净=13.4m2，岩石以深灰色石灰岩为主，中部为浅灰色铝土泥岩，普氏硬度f=4～8。目前炮眼深度1.6m，属于浅孔钻眼爆破技术，平均每月进度在65m，严重影响采掘接梯。如何通过技术措施，加快回风下山巷道的掘进速度，保证矿井正常采掘接替，是我们面临的主要问题。

2 存在问题分析

影响快速掘进的因素有很多，无论是全自动机械化作业还是全人工原始施工，施工人员是关键因素，因此，在施工前和劳动过程中，加大对工人的技能培训尤为重要，可极大提高工作效率。

经过一段时间的跟班观察统计，发现现有的开拓施工工艺有如下问题：①人员不足。迎头平均有4～5个人，有4台钻。②岩体夹钻。己一回风下山岩体出现夹钻，卡钻现象，钎子不容易拔出来，严重制约了掘进的进度。③眼深偏小。炮眼设计深度1.5～1.6m，实际进尺1.3～1.5m，属于浅孔爆破，统计表明，4台钻同时作业，60多个眼需要90～100分钟。④供风的影响。风压不足严重制约着迎头风钻的数目。⑤掏槽影响。掏槽眼效果不理想。⑥出矸影响。出煤系统和出矸系统为一个系统，出矸时间平均每班有2h，严重制约着掘进的速度。⑦爆破影响。两次装药两次放炮，两次放炮等待装药、放炮、排烟的时间达25min，有时候放炮把炮眼崩塌，处理一次花更长的时间。

3 快速掘进措施

3.1 合理设计爆破参数

炮眼深度是确定掘进循环劳动量和工作组织的主要参数。炮眼加深可使每循环进尺增加，但随着炮眼深度的增加，岩石的夹制作用增加，当岩石条件一定时，其夹制作用强度随着炮孔深度的增加而加大，同时，凿岩速度会明显降低。

根据现场实测数据分析，随炮眼深度的增加，钻眼速度明显下降。对于细砂岩，2.2和2.0m深的炮眼相比，钻眼速度下降了约16.5%;当钻孔深度达到2.4m时，和较浅的钻孔速度相比下降了22.5%。所以通过综合考虑，炮眼设计深度不宜超过2.2m。

通过现场实测分析，不同炮眼深度随着钻头直径的增大，钻眼时间明显增加，对2.2m，2.3m，2.4m的炮眼眼深，以32mm与42mm的钻头相比，钻眼速度下降了12.1%～19.6%。通常，增加掏槽眼和药包直径有利于增加单孔装药量。增大药包直径，有利于加大槽腔抛掷爆破漏斗的深度，更有利于破岩。

3.2 实行多工序平行作业

岩巷掘进采用三八制，两掘一喷。掘进班将钻眼与装矸平行作业。先将迎头矸石耙到距迎头不少于5m的耙斗装岩机前，这样钻眼和装矸就实现了平行作业。每个掘进班剩留约一茬矸石交给下一个班装运，喷浆班在拌料期间装运剩留的矸石，并完成铺道、移耙斗装岩的作业，这样充分利用空间进行作业。

3.3 建设储矸仓

装岩是岩巷掘进劳动量最大的工序之一，是能否实现快速掘进的关键，其作业时间常占掘进循环的一半左右。储矸仓在排矸系统中起到了重要作用，它不仅可以实现快速装岩、联续不间断的装矸石，降低装岩占掘进循环的时间，提高岩巷掘进速度，而且可以省去人工推车，减轻工人的体力劳动。所以我们在胶带机头建立了储矸仓。

3.4 加强设备保养与管理

设备全部实行专人管理、专人维修、专人操作。设备配置足够的易损零部件，以备急用，配件放置在指定位置。

4 经济效益

■

表所列效益额的计算依据说明：

①提高了岩巷月单进水平，每月可增加进尺25m，按岩巷每米单价2650元计算每月可增加6.6万元。

②巷道成型得到了提高，可节约喷浆料等支护成本，按市场价水泥每吨364元、砂子每立方60元，石子每立方86元，速凝剂每吨1430元，雷管每发2.2元，炸药每千克10元计算，每月单头可节约材料消耗4.8万元。

③工效提高后，可节约3-4名作业人员，人工工资按150元每工计算，每月可节省人工工资1.5万元左右。

④年节支总额：12×（6.6+5+1.5）=154.8万元

通过试验研究和实践应用得出结论：改进的“两掘一喷”施工工艺、优化的交叉平行作业劳动组织、爆破参数设计、建设储干仓以及加强设备、设施的保养与维护的综合应用，提高了工效，降低了成本投入，对提升钻爆法岩巷单进水平具有重要作用，具有科学性、实践性，经济效益明显，有较好的推广应用价值。

参考文献：

[1]袁文华，马芹永.煤矿深部岩石力学性能试验分析与硬岩巷道快速掘进方法研究[A].第十一次全国岩石力学与工程学术大会论文集[C].2010（10）.

[2]袁文华，马芹永.煤矿深部岩石力学性能试验分析与硬岩巷道快速掘进方法研究[J].岩石力学与工程学报，2010（05）.

巷道高效掘进 篇6

关键词：巷道侧压,施工工艺优化,顶板管理,物料运输,瓦斯管理,防自燃发火

1 工程概况

平煤股份十二矿位于河南省平顶山市区东部, 东、西边界分别与八矿和十矿为邻。原设计生产能力30万吨/年, 始建于1958年6月, 1960年7月1日矿井投产, 经多次技术改造, 现年生产能力为130万吨/年。十二矿主要开采单一己组煤层, 己组煤层分为己14、己15、己16和己17四层煤, 其中己14煤层作为三水平主采煤层己15煤层的上保护层进行开采, 己16、己17煤层合为一层, 称为己16-17煤层。煤层自然发火期为3~6个月, 煤层均有煤尘爆炸危险性, 煤尘爆炸指数22.93~31.11%。

己16-17-17080掘进工作面位于十二矿一水平己七采区, 北邻十矿己15-24030采空区, 南邻己15-17-17062采空区, 西邻井田边界线, 东邻己15-17100采空区, 上部外段分别为己15-17100、己15-17060煤柱面采空区, 里段上部为己15-17-17120采空区。己16-17-17080采面采长182m, 走向长1 398m, 煤层厚度为0.8m~2m, 煤层倾角为3°~6°左右, 储量666 622吨。己16-17-17080回风巷设计总工程量1 514.801m, 方位299°15′。巷道采用机掘施工, 掘进机型号为:EBZ-260H型。支护方式采用4.4m29U型钢支护, 巷道规格:净宽×净高=4.4m×3.2m, 棚距600mm。己16-17-17080回风巷外段沿己16-17煤层顶板掘进;里段为己15-17煤层合层, 沿再生顶板掘进。开口向里施工期间将依次经过“六三二”地质构造带, 即“六条老巷”, 先后从己15-17080进风巷、己15-17080切眼、己15-17060煤柱回风巷、原己15-17080切眼、己15-17061斜回风巷、原己15-17060煤柱进风巷老巷下方穿过;“三条断层”, 其中一条逆断层落差4.4m;“两段实体煤”, 开口向里386m和487m处分别穿过一段长约14m、17m的实体煤柱。

2 下分层施工条件分析与对策

2.1 巷道侧压呈现明显

己16-17-17080工作面埋深在370m-400m, 煤层平均厚度2m, 局部有不稳定的夹矸, 局部煤层裂隙发育, 易破碎。由于己16-17-17080回风巷工作面南部相邻的己15-17-17062采面在2013年8月份刚刚回采结束, 稳定时间短。并且该采空区与己16-17-17080回风巷间距大约5m, 局部巷道施工不久, 就会出现棚腿变形、棚梁压缩、背板折断等现象, 矿压显现比较明显, 支护难度较大。施工对策:一是采用特殊木楔预留让压空间。特殊木楔 (规格为:长约400mm, 宽200mm, 厚150mm~180mm) 掘进机切割作业时, 有意识地使荒断面巷帮及顶部空间增加100~200mm。架棚时, 对压力集中区段先用特殊木楔把棚子帮顶打实背牢。棚子施工完毕后, 安排专人定期对此段巷道巡检, 当发现特殊木楔有受压变形现象时, 对木楔进行少量回撤, 待巷道压力稳定后再更换为正常木楔打实背牢, 可以有效减少支护受压变形量。二是变撑木为撑板。以往架棚时, 习惯将两架棚子之间梁腿搭接部用￠16圆钢加工的拉钩进行连接后, 再用小大板由验收员截取与棚距相当的撑木进行加固, 保持棚子稳定。现在施工时将拉钩更换为撑板 (规格为:20mm厚钢板×宽50mm×长随棚距而定) 后, 不仅增加了棚间的支护强度, 同时减少了每架棚子3块撑木的投入及人员加工功效。

2.2 顶板管理

己16-17-17080回风巷由于受多条老巷、断层、实体煤和分叉合并线等地质构造因素影响, 局部顶板锈结不好, 顶板易垮落、冒顶。老巷下方巷道压力集中, 实体煤段煤顶破碎, 留不住。在下分层施工期间, 顶板管理、瓦斯管理和防自然发火管理难度随之增加。为此, 我们采取安全措施如下:一是架棚前必须使用专用长柄工具 (钩钎中间采用六分管, 两头采用六棱钎子焊接, 一头尖、一头钩, 长度1.5m、2m各2根) 进行敲帮问顶, 及时找掉危矸活岩。二是过煤柱、老巷、停采线及煤层分叉合并线施工期间, 采取小循环进尺, 一次一架, 顶板破碎或托顶煤施工时采用打超前穿楔进行护顶, 采用φ20mm长度2000mm的等强锚杆或φ35mm圆钢穿楔托顶, 做为临时超前支护。每循环施工前, 在工作面迎头第一架棚子顶梁处打超前等强锚杆或φ35mm圆钢穿楔。要求比施工坡度高2-3°, 均匀布置在巷道顶部棚梁以上, 间距和数量以能有效控制住顶板为宜。后端滞后第二棚梁下100~200mm, 圆铁穿楔的回收率较高, 超过95%以上, 并且弯曲率不超过5%。不仅可以防止掉顶或片帮而造成的瓦斯超限, 还可有效控制工作面上方大块矸石的跨落, 有效控制下分层顶板。三是为了避免迎头煤体片落伤人。我们采用在超前支护下安设前脸护网, 上前脸护网时要求三人协同操作, 两人抬护网一人打单体柱固定, 并有专人观山, 保证后路畅通, 将前脸护网用两根单体柱或圆木固定在顶板上, 单体柱与护网下端用大板和楔子打紧, 护网上端与巷道或棚子内侧间隔平均不大于300mm。 (若顶板破碎或空顶单体柱无法接顶时用φ20mm长度2m的等强锚杆固定迎头前脸, 但必须保证护网使用时的安全有效) 。

2.3 物料运输

己16-17-17080回风巷运输距离最远为1 500余米, 加上外围己16-17-17080斜回风巷至己七一期1#片盘大约800m, 合计2 300余米。在今年1-2月份施工期间, 根据每个班完成8~13架棚子工作进度, 圆班约29棚预算, 仅钢梁就需116根, 以及钢网、大板、小板、楔子、卡兰等其它物料, 物料多、运距长、劳动强度大。为解决此问题, 我们在外围采用型号为JWB-132BJ无极绳绞车将物料运至回风巷一部皮带机头后, 再通过UTL80/2x75可缩800皮带将物料运至工作面迎头, 这样不仅减少了运输环节、提高了运输效率, 同时也保证了运输安全。

2.4 优化施工工艺

以U型钢拱形支护为例, 一般为四节, 两根梁和两根腿。传统的架棚方法是空窑完成后, 前移前探梁, 先在前探梁上两根顶梁搭接后再依次搭接两帮腿子, 这样在高空需完成至少三次搭接任务。通过实践, 我们采取撕棚搭接法, 具体为空窑完成后, 先敲帮问顶找掉活矸利用超前穿楔前探护顶后, 通过迎头最后一架支护腮处设置的别环将左右已提前在下面搭接好的梁腿进行顶梁对接。这样只需在高空进行一次搭接就可满足需要, 操作方便、简单、快捷、安全。每架棚子架设时间较以往大约可以节约10分钟, 提高了工作效率, 同时也保证了安全施工。

2.5 瓦斯防治管理

为了避免在实体煤段顶煤、前脸煤体垮落和断层裂隙发育带造成瓦斯超值事故, 在保证风机正常供风和风筒末端与迎头距离符合规定可以有效稀释迎头瓦斯浓度的情况下, 我们主要采取的方法如下:一是掘进机切割时截割头由上至下单向“一字”切割法。二是瓦斯异常地带坚持小循环进尺, 一次一架, 有效控制截割深度。三是临界值预警法。切割期间设专人观察里外瓦斯监测传感器, 当瓦斯显示浓度达到0.3%时就及时预警, 放慢切割速度。

2.6 防自燃发火管理

十二矿己16-17-17080工作面外段为己16-17煤层, 里段为己15-17合层煤层, 煤层绝对瓦斯涌出量:0.72m3/min, 自然发火期:3~6个月, 自燃倾向等级点数:Ⅱ。结构单一, 煤质较好, 属于中等变质程度肥焦煤。南部相邻的己15-17-17062采空区实体煤段回采期间, 留有一定底煤。受压力影响, 回风巷与该采空区留存煤柱少, 压力集中、裂隙发育, 给该工作面的自燃发火安全管理带来一定隐患。实际工作中, 十二矿在加强顶板管理, 严格落实穿楔超前护顶支护和前脸护网等安全设施的同时, 减少旷帮空顶, 避免了隐蔽工程。在过老巷区段, 采用“两掘一喷”施工组织及时对现场地测和通风部门标定区段进行喷浆堵漏。喷浆采用转子V型喷浆机喷射, 水泥为42.5级普通硅酸盐水泥、中粒砂、直径5~10mm青石子, 配合比为水泥:砂:米石=1:2:2, 水灰比为0.45, 掺合速凝剂3%, 喷浆厚度与棚子内缘喷齐。通过系列措施的逐步落实和CO监测系统观察, 工作面没有出现过异常, 防自燃发火工作效果明显。

3 施工进度与效果

通过项目实施, 多措并举, 己16-17-17080回风巷掘进速度有了较大提高, 施工进度由原来月度180米左右, 提高到300米以上, 尤其是我们在生产组织上, 创出了日进尺20米、小班单进9米的好成绩。在巷道维护、物料投入和人员出勤功效利用上, 均取得了较好的经济效益, 达到了我们立项研究的目的。

4 结语

巷道高效掘进 篇7

1 我国矿业掘进巷道掘进技术的发展现状

1.1 掘锚一体化的巷道掘进技术

近年来, 伴随着锚杆支护技术的迅速发展, 各行各业开始借助此项技术完善自己的操作技能, 矿业开采企业也不例外, 将现有的巷道掘金技术与锚杆支护技术相结合, 创新出了掘锚一体化的巷道掘进技术[1], 提高了煤炭开采工作的质量与产量, 减小巷道掘进过程中的空顶距, 避免作业人员在空顶下施工作业, 保证了现场作业人员的安全。目前正在使用的掘锚机组依据作业方式的不同, 可以分为同时进行掘锚作业的机组和先截割再支护的机组两种[2]。同时进行掘锚作业机组的典型代表机组型号是12CM15-15DDVG;先截割再支护机组的代表机组是ABM20。同时进行掘锚作业的机组是暂时最为先进的掘锚一体化技术, 此项机组实现了截煤与安装锚杆工作同时进行, 极大地提高了煤炭开采工作的效率, 将矿业的巷道掘进工作变成操作简单、便利的工作。

1.2 煤巷综合机械化的巷道掘进技术

我国多数大矿业企业及中小型矿产开采企业普遍采用的是传统的综合机械化巷道掘进技术[3], 此项综合机械化掘进技术的组成设备主要有供电系统、通风除尘设备、转载机、悬臂式掘进机、可伸缩式输送机、单体锚杆钻机等零部件。在传统的煤巷综合机械化巷道掘进技术中, 悬臂式掘进机是核心组成部分, 所发挥的作用也是不容小觑的。最早的悬臂式掘进机出现在20世纪60年代, 工作效率比较低, 后来随着煤炭开采事业的蓬勃发展, 我国先后引进了AM50、S100型号的掘进机, 以满足经济发展对煤炭资源的需求, 极大地提高了煤炭开采工作的效率。现在随着科学技术的不断发展, 结合我国煤炭开采工作的迫切需要, 我们对传统的掘进机技术进行改进与创新, 自由研发出了EBJ-120TP型号的掘进机[4], 这在国际上都具有先进的领先水平。EBJ-120TP型号的掘进机的优点主要有:机器的重心很稳、机身矮小方便搬运、机体结构合理紧凑, 最大的特点就是破岩能力极强。EBJ-120TP型号的掘进机的工作性能完全可以取代国外的技术, 而且更加符合我国矿产资源的开采方式, 让矿业巷道掘进技术的工作有了更大程度上的提高。

1.3 连续采煤的巷道掘进技术

采掘合一、采煤速度快是连续采煤掘进技术独有的优势。连续采煤掘进技术[5]能够完成大断面落煤、输送同时进行的工作, 并且在双巷乃至多巷矩形断面开采, 或者是短臂开采工作中都具有无法估量的积极促进作用。目前, 神华集团等一些大的矿业发展企业都在使用连续开采的巷道掘进技术, 在大断面巷道掘进和短臂开采工作普遍使用连续采煤机。连续采煤掘进技术根据运输方式的差异分为连续式运输和间断式运输两种方式。连续式运输环境需要胶带运输机、铲车、采煤机、锚杆钻车、连续运输系统等组成部分;间断式运输工作界面, 只是将连续式运输工作面中的连续运输系统换成了运煤车和给料破碎机。

2 我国巷道掘进技术未来的发展趋势

2.1 深入发展掘锚一体化掘进技术

现有的掘锚一体化技术还可以与连续采煤机组进行组合创新, 进一步开展掘锚一体化技术。目前, 美国、澳大利亚等发达国家采用的掘锚一体化技术[6], 就具有很好的支护效果, 采煤的工作效率也很高, 此项掘进技术的适用范围更加的广泛, 也被认为是矿业巷道掘进技术历史上的一次技术革命。除现有的掘进技术外, 开发研究与悬臂式掘进机能够同时进行工作的掘进机组, 把矿业的巷道掘进技术带入新的发展领域。

2.2 推动综合机械化掘进技术的进一步发展

综合机械化掘进技术一直是我国煤炭开采过程中的主要工艺, 也要随着社会的进步不断进行创新。悬臂式掘进机仍有很大的改进空间, 比如借助于自动化技术等新技术手段提高悬臂式掘进机的适应性;对悬臂式掘进机的元部件进行设计, 提高机器的可靠性等;对悬臂式掘进机制定后续配套的运行方案, 提高机组和整个系统的协作能力。

2.3 连续采煤掘进技术的推广

我国连续采煤掘进技术已经具备国际先进水平, 在矿业采煤工作中也取得了非常好的效果, 并创造出了许多巷道掘进技术方面的记录。所以, 现有的连续采煤技术具备了在矿业开采企业中进行推广的趋势。连续采煤掘进技术优点很多, 如工作效率高、机器运行灵活、产煤速度快、投入的成本少、对工作环境的适应性强、安全系数高、减少了人力资源的投入等。连续采煤掘进技术的优点符合矿业企业追求经济效益的发展目标, 在矿业开采行业具备很好的推广条件。

2.4 制定配套的巷道掘进方案

在创新与发展单项工作机组的同时, 还要制定出相应的成套巷道掘进技术工作方案。在发展综合机械化掘进技术的同时, 融入自动化控制技术, 实现掘进技术的智能化发展。在发展掘进技术的同时, 一定要有配套的除尘系统。

3 结语

我国既是煤炭开采的大国, 也是煤炭消耗大国, 只有保证煤炭资源的开采量满足社会发展的需求量, 才能够促进我国经济的稳定发展。而制约煤炭开采工作进程和效率的关键因素就是巷道掘进技术的发展以及对先进掘进设备引入与使用。矿业企业在发展煤炭开采事业的同时, 还要提高煤炭开采过程的安全性, 这是促进煤炭开采事业进入到良性发展的重要环节。矿业企业需要以国外的先进巷道掘进技术为发展的目标, 加大对国内矿业开采技术的开发与投资, 把先进的矿业开采技术及时的应用于我国的煤炭开采工作中, 并为我国的建设事业增砖添瓦。

摘要：我国煤炭资源的储存条件复杂多样, 各地区煤炭资源埋藏深度较大, 通常采取井工开采的方式对煤炭资源进行采掘。井工开采需要施工大量的巷道掘进工程, 用以采煤工作面的通风、辅助运输、供排水、煤炭提升运输等。近年来, 随着科学技术的不断发展, 以及自动化等先进设备及技术的推广, 我国的煤矿掘进技术有了很大的提高, 掘进设备也越来越先进。本文针对我国矿业开采行业发展的现状, 展望我国矿业巷道掘进技术发展的未来趋势。

关键词：矿业巷道掘进技术,现状,未来发展趋势

参考文献

[1]程峰.矿业掘进巷道掘进技术的现状及未来发展[J].机械管理开发, 2015, 04:123-125.

[2]王虹, 黄华城.煤巷掘进设备发展状况与对策[J].煤炭科学技术, 2004, 25:8-11.

[3]韩荣仕.煤矿巷道掘进技术研究[J].工程技术, 2012, 6:136.

[4]樊磊.我国矿井巷道掘进技术和装备的现状与发展[J].科技传播, 2013, 2:83+85.

[5]赵爱民.矿业掘进巷道掘进技术的现状及未来发展[J].科技传播, 2013, 24:84+83.

巷道掘进技术发展研究 篇8

富煤、贫油、少气是中国自然资源的基本特点, 自然资源的构成特点决定了中国能源供应中煤炭的核心地位, 煤炭资源在人们的日常生产生活中发挥着举足轻重的作用。近年来, 随着经济发展、社会进步, 煤炭行业的发展也越来越受到重视。中国煤层条件复杂多样, 煤层厚度从零点几米到几十米不等, 为了达到稳产高产的目标, 需开掘大量煤岩巷道, 同时, 巷道掘进作为煤矿生产的重要一环, 掘进技术直接关系到生产能力和生产安全, 因此必须得到充分保证。

1 巷道掘进技术发展

巷道掘进是煤矿生产的一项经常且重要的工作, 采用合理的掘进破岩、装岩和支护技术, 科学管理施工过程中的各个工序, 是煤矿行业高效高产的重要保障。中国煤巷高效掘进主要有三种方式, 现分别介绍如下。

1.1 煤巷综合机械化掘进

煤巷综合机械化掘进, 即悬臂式掘进机与单体锚杆钻机配套作业线, 主要掘进设备为悬臂式掘进机。该方式适用范围广, 是煤矿掘进应用中最常用、最普遍的技术, 在国有重点煤矿中有广泛应用。

煤巷综合机械化掘进由悬臂式掘进机、单体锚杆钻机、转载机、可伸缩带式输送机 (或刮板输送机) 、供电系统及通风除尘设备等设备组成。其中, 悬臂式掘进机是关键设备, 其性能对于掘进效率提升及掘进进尺具有重要作用。

煤巷悬臂式掘进机在中国的研制及应用始于20世纪60年代, 传统的悬臂式掘进机功率较小, 80年代初引进了以AM50型、S-100型掘进机为代表的机型, 并在引进机的基础上研发出了适合中国自身煤炭储藏特点的机械化掘进设备, 推动了中国掘进机技术发展。近年来, 中国开发了以EBJ-120TP为代表的替代机型, 在整体技术性能方面达到了国际先进水平。中国研制的新一代掘进机具有设计合理、结构紧凑、工作稳定、产能高、破岩能力强、适应性好、可靠性高、具有工矿检测和故障诊断功能等特点。

悬臂式掘进机在中国煤矿中已普遍应用, 为煤矿稳定高产发挥了重要作用。但因是单巷掘进, 且采用单体锚杆进行锚杆支护, 导致掘进和支护不能平行作业, 从而制约掘进速度的进一步提高。

1.2 大断面煤巷连续采煤机高效掘进

连续采煤机是一种综合机械化掘采设备, 其集落煤、装运及行走为一体, 具有较大截割宽度、采煤速度快、装煤效果好、生产能力高等特点。与悬臂式掘进机单巷掘进不同, 连续采煤机广泛应用于矩形断面的双巷、多巷掘进及短壁开采, 已发展成为现代矿井高产高效的重要设备。

连续采煤机的引进始于20世纪80年代, 经历了单机和成套设备引进两个阶段。按照掘进工作面设备配置的运输方式不同, 连续采煤机可大致分为间断式运输方式及连续运输方式两种。前者工作面配置为连续采煤机、运煤车或梭车、给料破碎机、锚杆钻车、铲车及胶带输送机;后者工作面配置为连续采煤机、锚杆钻车、连续运输系统、铲车及胶带输送机。连续采煤机作为现代高科技设备, 其应用可以大幅提高煤矿行业的生产效率, 减少人力物力成本, 提高企业利润。

1.3 掘锚一体化掘进机

受中国煤矿生产力、地质条件等因素的限制, 锚杆支护方式大多采用气动支腿式锚杆钻机, 因而必须实行掘锚交替作业, 这种方式效率低、劳动强度大、作业危险。有机结合锚杆支护与煤炭掘进技术, 实现掘锚一体化将是未来巷道掘进的发展趋势。

掘锚一体化技术的实质是将采掘机或掘进机组与支护设备结合起来操作的成巷掘进技术, 其关键技术是通过一体化设备实行掘进与打锚杆同时平行作业, 要求一体化设备不但能够完成钻煤、切割、装煤工序, 还能够具备钻孔、安装锚杆等功能, 可实现切割后直接锚杆支护, 不必倒车, 因而相关人员及设备上需要消耗的资源较少, 且在变化多样的巷道条件下, 一体化掘进对巷道的适应能力更强, 掘进效率大幅提升。

2 巷道掘进技术影响因素

巷道掘进是一个系统工程, 受到人、技术装备、安全管理及环境等诸多因素的影响, 先简要归纳分析巷道掘进技术影响因素如下。

2.1 煤矿巷道地质条件

煤矿巷道地质条件是影响巷道掘进技术应用的主要因素, 良好的地质条件是掘进技术及设备能够应用的前提, 复杂苛刻的地质条件会严重影响掘进效率及工作进度。

2.2 施工机械设备

现代技术的发展已使掘进机的效率和质量稳步提升, 但设备性能、自动化程度对掘进技术的影响不容忽视。此外, 实际巷道施工过程中对设备的选择及应用将直接影响巷道掘进效率。

2.3 施工人员素质

无论是人工施工作业还是高度的机械自动化作业, 人员都是关键因素, 施工人员的劳动技能、教育程度、专业知识、安全意识等都对巷道掘进整个过程产生重大影响, 因此掘进施工前应进行必要的培训, 保证掌握流程、规范、设备;掘进施工中, 应保证分工明确、配合密切、按规范高效操作。

2.4 施工管理

在巷道掘进施工组织中, 管理者的组织管理能力及技术水平对于煤矿高产高效开采尤为重要。倘若施工设计不合理、组织不完善、管理不到位、制度不贯彻、监督不落实, 将不仅影响巷道掘进技术的应用效果及项目进度, 也势必带来安全隐患。

3 巷道掘进技术发展趋势

中国虽然是煤炭储量大国, 但是煤炭资源有限, 面对经济的飞速发展及人口快速增长, 如何实现煤矿的安全、高效开采已成为当前亟待解决的问题。对于巷道掘进技术未来的发展趋势简要分析如下。

3.1 改进创新传统综合机械化掘进技术

煤炭开采中应用最广泛、最普遍的是综合机械化掘进技术, 针对悬臂式掘进机的改进措施, 可考虑在元部件的设计上提高设备的可靠性、通过自动控制技术来改进机器的适应性、采用企业创新体制转型等策略来提高市场应变性。

3.2 推广新型连续采煤机掘进技术

连续采煤机掘进技术具有出煤速度快、操作性强、安全性高等优点, 在国外已发展成熟, 但在中国并未得到普遍推广应用, 要实现煤炭掘进技术突破新的发展, 须大力推广新型连续采煤机掘进技术。

3.3 提高掘进机的稳定性及适用性

高效作业离不开稳定可靠的设备支持, 因此, 必须结合实践应用中遇到的具体问题, 改进掘进机组成构件及传动方式, 提升其工作稳定性及对不同地质环境的适应能力。

3.4 发展掘锚一体化掘进技术及设备

被誉为煤巷掘进技术的又一次革命的掘锚一体化技术, 已在实际应用中体现出了其掘进效率高、支护效果优、适用范围广等优点, 并引发世界各国开采界的关注。据统计, 掘锚一体化施工技术相对传统技术可提速70%左右。因此, 发展应用掘锚一体化掘进技术和设备将是中国煤矿巷道高效掘进技术发展的重要方向, 也是中国煤矿行业产量及效率提升的重要保障。

3.5 发展高效掘进配套技术

巷道掘进技术和设备的配套技术如故障诊断技术、自动化控制技术、信息传输技术、自动截割轮廓成型技术、配套除尘技术、断面监视技术等, 也将是今后煤矿行业大力研究发展的技术方向。

4 结语

煤矿开采中, 巷道掘进是主要环节, 从对巷道掘进技术的发展探讨可以看出, 中国煤炭巷道掘进技术已取得了很大的进步且发展形势良好, 但同时中国煤炭生产过程中仍有一些问题, 因此必须开展高效巷道掘进技术及配套技术的研究及应用, 切实提高中国巷道掘进作业效率及质量, 推动中国煤矿行业生产技术不断发展。

摘要：为了高效安全地生产更多煤矿资源, 研究开采技术尤为重要。巷道掘进作为煤矿开采的重要环节, 分析了其相关技术的发展, 探讨了影响因素并指出未来高效巷道掘进技术的发展趋势。

掘进巷道中腰线标定方法 篇9

1 采用倾斜仪牵线法 (要求精度不高的巷道)

在巷道一侧尽量避开吊挂风筒一侧, 选择一处巷道一帮平滑无凸凹的部分, 并且还要有测量点的位置, 假设若在此点已知点的标高为H, 巷道全高h, 则巷道底板标高为H-h, 设计腰线为轨道面以上1.5m时, 应选择底板标高加1.5m (加上轨面高度) , 在此点处拴上线绳, 做为腰线的起始点, 用倾斜仪量取所要标定的倾角度数, 一个人拉长线绳, 另一个人用矿灯光束垂直照准线绳投影到巷道帮上, 用刷子沾上油漆先点上几处小点, 然后沿着巷道方向连成一条线, 即为腰线。

2 用经纬仪在中心线上标腰线

2.1 采用经纬仪标腰线

在已知的中心点架好经纬仪, 量取仪上高i, 按设计腰线的坡度用盘左读取倾角δ1, 在前进方向上, 指挥由远及近, 标定出至少三条垂线, 并且做好标记, 用倒镜盘右再读取倾角δ2, 取1/2 (δ1+δ2) 的平均值, 再指挥前视标定人员由远及近在三个标记点上向左右移动三条垂线标记, 重新校定三条垂线上的腰线标记, 最后按设计要求的腰高度a (应考虑是从巷道底板还是从轨面算起) , 先求出架仪器点的底板标高, 看已知点标高H-i是否与在此架仪器站的腰线点标高H1相符合, 若差一个数值b, 则应再次在已标定完的三处垂线的标记上往上或往下量取b值, 做好标记, 此三点连线即为腰线, 一定记住量好的各点到顶板的高度做为以后检核校对的数据。

三条腰线的垂线中间距离最好大于10m。

巷道施工长度在30m以上时将3#、1#与导线点连测, 求出3#、1#点的腰线坡度进行校对。如图1。

2.2 在激光仪下用经纬仪标腰线

在巷道已有的中心上固定好激光仪, 调整好激光束照准巷道前进的方向, 在已知导线点上连测激光镜头发出光束中心的标高, 设标高H为此处底板标高 (在前一站测量时须要将此处标高求出) , 并将经纬仪移至激光仪下, 按设计的坡度读数正倒镜位经纬仪天顶距读数, 取平均值, 指挥前视人依次由远及近钉好三个欲设腰线的点1、2、3号, 指挥前视人标好记号, 依据设计腰线与底板的高度, 利用激光束镜头中心的标高调整腰线高度, 再求出经纬仪标坡度与激光束平行标坡度的差值b:b=H1-i-H, 将激光束照准点依次向上或向下移一个b值, 使激光束标定的方向与经纬仪标定的方向坡度相一致。记录移动b值以后在垂线上的注记与巷道顶板的距离长度做为检核点是否移动的依据。移动b值后的标记点要与设计要求、巷道底板 (或轨面) 的腰线高度值相比较, 从而确定准确的与设计坡度相一致的腰线高度 (也可以上下移动激光仪及三个垂线点调整标准的腰线坡度) 。如图2。

2.3 利用经纬仪在中心点下向巷道两帮返腰线 (多用于精度要求高的长距离钢丝绳皮带机标腰线)

第一步, 在标定腰线的已知点A号点下按经纬仪读取天顶距正、倒镜倾角, 取平均值标定一段距离, 在中心线下设为B点, 经纬仪在A读取水平角数值加90度垂直于中心线方向, 向巷道一侧投点A′, 转180度倒镜向另一侧投点为A″点, 量取经纬仪垂直度盘中心到底板高度h1, 按照设计腰线高度, 计算出腰线高度h, 计算出腰线高度h-h1 (或△h=h1-h值的差值) , 分别在A′和A″用钢卷尺向下或向上量取一定长度a′、a″, 最终确定腰线高度h值。同时由A向B点正、倒倾角, 标定出前视B点的腰线基点, 并量取由顶板到基点垂直长度, 做为下站检查用。

煤矿掘进巷道过断层技术问题研究 篇10

【关键词】沿煤层底板掘进；过断层；安全生产

1.断层对掘进施工的影响

1.1支护困难

当巷道掘进施工遇到不同程度的困难的时候，特别是对于煤巷的掘进工作面遇到有比较难过的断层时，这样会对工作面有很大影响，最终使得工作面的掘进方向发生很大的偏移，这时候必须对工作面的上山进行追煤掘进。众所周知，锚杆支护是一种相对木支护的主动支护，它是煤矿用于巷道支护的最有效的方式之一，在煤矿中得到广泛的使用，锚杆支护的主要作用有利用悬吊理论，将直接顶较为软弱的岩层能够悬挂在相对坚硬的基本顶上，这样能够使得更加稳定坚硬，锚杆顶部用锚固剂锚固好，增强下面软弱岩层的稳定性，从而起到有效的支护作用。如果上部岩层的基本顶破碎，这样会使得悬吊理论失效，同时失去锚杆支护的作用，不能够起到很好的支护作用。巷道顶部得不到安全有效的支护。

1.2影响施工进度及安全

沿掘进施工方向断层造成煤层下移时，必须以下山角度破岩施工追煤掘进。巷道底部容易存在积水，造成底部钻孔易进水，爆破装药困难，爆破效果差，严重影响施工进度。另外，由于底部钻孔易进水，固定刮板输送机尾部的地锚锚固效果变差，容易抬甚至被拉翻，不利于施工安全。

2.案例分析

某煤矿东翼运输大巷北邻东翼轨道大巷，顶板为细砂岩、中細砂岩，胶结较好，比较坚硬；底板为灰白色中粗粒砂岩，较坚硬；煤层以暗煤为主，具镜煤及亮煤，沥青光泽，棱角状-贝壳状断口，条带结构，层状构造，水平层理，外生裂隙发育，密度大，质硬，煤层上部含暗煤成分多，中下部则以亮煤成分居多。巷道掘进至450m位置时，遇到一处正断层，断层落差2.2m，倾角70°，断层面与掘进巷道斜交30°。

2.1断层形成及特点

断层的形成，主要是因为当岩石受力超过其承受力时，产生破裂，形成微隙，当许多微隙连在一起时，就形成一个断面层。断面层两侧会产生滑动，根据滑动的方向，断层可分为正断层和逆断层。正断层：即断层面上盘相对下盘沿断层面向下滑动的断层。特点：产状较陡，通常在45°以上，而以60°左右较为常见。逆断层：即断层面上盘相对下盘沿断层面向上滑动的断层。特点：产状一般较缓，大多45°。

2.2断层揭露及过断层方案

东翼运输大巷沿煤层底板掘进，煤层倾角较小，煤层底板为细砂岩，岩石硬度 7.5。巷道施工断面为矩形，掘进宽4.7m、高3.1m。掘进迎头遇一处正断层，断层落差2.4m，倾角70°。根据断层情况，提出如下两种过断层方案：

方案1：退后10m从变坡点处按0腰线破岩掘进，即后退卧底法，以保证运输大巷皮带安装及正常使用，确保巷道不留积水，整体为下山巷道。

方案2：从断层面退后5m挑顶按8°上山掘进，直到遇到煤层底板时再沿煤层底板掘进，即后退挑顶法。

2.3方案的比较与选择

通过沿巷道掘进方向用钻机打探钻及无线电波透视探测技术，确定掘进前方岩石长约40m。

2.3.1方案1优点与缺点

优点：保证巷道整体平直，无起伏，无积水，不需要在巷道中间施工水仓。缺点：退后卧底时，底板岩石较硬，向前掘进破岩较多且破岩掘进距离较长，只有用炮掘代替综掘，用综掘机出渣（矿方无岩巷扒装机等设备）影响出渣速度，从而影响掘进速度，进而影响整个矿井的采掘生产接续计划。

2.3.2方案2优点与缺点

优点：破岩掘进距离较短，影响掘进单进水平的时间较短；雷管、炸药的使用量较少，便于对爆炸材料管理；不需要安装岩巷扒装机等设备。缺点：需要在大巷变坡点处施工临时水仓并安装排水泵；挑顶预计用时8h，影响掘进速度。

2.4方案选择原则

后退卧底法：沿掘进施工方向，断层造成煤层下移时，采取后退卧底法过断层，待卧底掘至断层面时，巷道顶部将恰好达到断层面上盘煤层顶板，锚杆支护用于煤层顶板，从而使锚杆起到应有的支护作用。有效可靠地支护。该方法适合于断层面造成掘进施工方向上的煤层下移时。当卧底至断层面时，巷道的顶部刚好到达断层面的上盘的煤层顶板，可使用锚杆支护顶板，保证支护的稳定之后，便可继续向前掘进。该方法也可用于当断层面造成掘进施工方向上的煤层上移的时候。

后退挑顶法：沿掘进施工方向断层造成煤层上移时，待挑顶掘至断层面时，下盘煤层顶板，继续向前掘进时，锚杆支护用于煤层顶板。从而使锚杆起到应有的支护作用，使断层面附近顶板得以有效可靠地支护。这种方法适合于当断层面造成掘进施工方向上的煤层上移的时候。当挑顶至断层面的时候，巷道的顶部刚好到达断层面下盘的煤层顶板。使用锚杆支护顶板，保证支护的稳定之后，便可继续向前掘进。

2.5方案的确定

根据东翼运输大巷所遇断层实际情况，通过对后退卧底法和后退挑顶法2个方案优缺点进行比较，最终确定采用方案2（后退挑顶法）作为巷道过断层的方案。

2.6效果分析

通过实际施工，在巷道下半部采用震动炮破岩，综掘机装岩出矸，放炮时采用“多打眼，少装药”，减少每孔的装药量，降低因放炮对断层带附近破碎顶板的震动；巷道上半部使用综掘机切割成巷。使用该方法掘进10m后便可沿煤层底板掘进，使用该方案比方案1节省1个月的时间，减少了购买岩巷扒装机的费用，保证了掘进速度，从而保证了矿井的生产接续。

3.提高煤巷掘进进尺

3.1选好转载运输系统

根据综掘机械化作业线主要类型有以下4种：一是掘进机+梭车的作业线；二是掘进机+刮板输送机的作业线；三是掘进机+胶带输送机的作业线；四是掘进机+矿车的作业线。前两种用胶带输送机时运输能力大。而用刮板输送机时变化大、长度较短的条件，两种输送机各有优缺点，要根据实际情况仔细分析论证，不能盲目选用。后两种矿车使用在小型矿井或在输送机运煤系建成之前。连续运输同样要根据实际情况，科学论证，要重视决策的重要性。

3.2炮掘进尺

我国目前煤巷及半煤岩巷仍多数使用钻眼爆破掘进法。正是由于这种掘进技术前期见效快，技术含量又不高，具体的操作工人又较容易掌握，所以，在许多煤矿比较受欢迎。因此，如何有效提高炮掘进尺是实现高产高效矿井一项值得重视和研究的技术，具有进一步推广的价值。要在钻眼爆破的设备和器材上有所保障，目前为减少钻眼产生的煤尘，应提高工人的精神状态，对提高效率和减少人的不安全行为也有益处。就这样可以提高工作效率。由于煤软，尽量不浪费物资和做不必要的运煤。还应当采用保边爆破，使用雷管一次放炮。这样就可以在钻跟爆破这个环节上节省时间，提高工效。

4.结论

通过综合考虑断层的性质、落差大小及矿井接续安排，采用后退挑顶法处理断层，顺利通过了断层段的施工，确保了施工期间围岩的稳定性和施工安全，加快了掘进速度，从而保证了矿井的生产接续。实践证明，在巷道遇断层时，采用后退挑顶法通过断层，成本低、支护效果好，而且施工工艺简单，不失为一种简易且行之有效的方法。 [科]

【参考文献】

巷道过断层掘进对策分析 篇11

关键词：巷道掘进,过断层,掘进对策

0 引言

在煤矿井下巷道掘进过程中, 断层一直是最为常见的几种地质构造形式, 依据有关生产调查统计, 因过断层而引发的各类事故一直高居矿山事故前列。特别是近年来随着中国能源需求的不断增大和浅层煤炭资源的日益殆尽, 煤矿开采深度不断加大, 开采地质条件也相应越发复杂, 井下巷道掘进中遭遇断层的几率也不断增多, 为井下生产的顺利进行造成了严重威胁。因此, 如何选择科学、合理的过断层方法就成为了能否实现断层巷道快速、安全掘进的关键所在。同时, 有效的过断层掘进技术在有效保障施工人员人身安全的同时对于提升巷道掘进效率, 延长工作面走向, 增加煤层可采储量也有着积极意义[1]。

1 断层出现的原因及影响

1.1 断层形成原因分析

断层作为地质构造中最为常见、发育最广泛的构造形式, 对于煤岩层的完整与连续有着严重威胁。一般而言, 断层的产生是在地壳运动产生的作用力影响下引起的, 当该作用力大过煤岩层自身应有的强度就会导致煤岩层发生裂错, 随后随着裂错不断发展, 就会出现破裂面, 而破裂面两盘在相互运动时, 若上盘下降且下盘上升就形成了正断层;若上盘上升而下盘下降就形成了逆断层;若破裂面位水平走向, 当两盘相互移动时就会形成平推断层[2]。

1.2 断层对矿山生产的影响

a) 断层对巷道掘进量的影响。在井下巷道掘进中, 断层的出现多会导致掘进工作严重受阻。要对断层发育状况进行辨识, 工作人员必须停止掘进工作而进行断层探测。如此便不可避免地会导致巷道掘进速度的降低, 从而降低掘进效率, 提升掘进成本, 严重的则会使得采掘正常交替受到影响, 从而直接影响矿井经济效益;

b) 断层对生产安全的影响。由断层发育而形成的煤岩破碎带不仅是瓦斯及地下水流通的天然通道, 更是瓦斯与地下水的存储仓库。因此, 在巷道掘进时若遭遇断层, 瓦斯突出及透水事故的发生概率会大幅提升, 从而对掘进工作的正常开展及工作人员安全造成严重威胁。此外, 断层发育引起的巷道局部顶板破碎, 也会大幅提升巷道顶板管理的难度, 导致冒顶事故频发, 威胁生产安全[3]。

1.3 断层出现的征兆

巷道掘进施工遭遇断层前, 多会伴随一定的征兆, 大致可归纳为以下几点:a) 煤层及巷道顶底板呈现出显著的节理化现象, 且越靠近断层节理化程度越严重;b) 煤层顶底板标高出现突然性变化, 特别是同一煤层的煤巷中煤层顶底板在较短距离内存在骤变;c) 煤体强度显著下降, 煤层破碎性增加, 滑面增多;d) 煤层产状变化明显, 断层附近存在牵引褶皱或褶曲[4]。

2 巷道掘进过断层的方法

巷道掘进过断层方法的选择上不仅要充分考量巷道顶底板条件、围岩特性, 还要考量掘进机、运输机等设备的衔接性, 从而确保通过断层时掘进工作的有效开展。常见的过断层方法可分为导硐、卧底、挑顶及挑顶卧底四种形式, 具体选择时可遵循下述几种方法:

a) 当断层落差在35 m以上时, 则需采区绕行等预处理方法;

b) 当断层落差介于15 m~35 m时, 可采用导硐注浆方式通过。即先借助小断面通过断层, 然后在巷道一定间距内依照断面设计的轮廓合理布设注浆钻孔, 从而增强巷道围岩的完整性, 提升其强度, 随后在施工至断层破裂面10 m左右时安设混凝土止浆泵向掘进迎头前方10 m实施封闭喷浆作业并360°布设注浆孔, 待加固后即可直接掘进通过断层;

c) 当断层落差小于15 m时, 可依据煤层厚度、围岩特性等条件选择过断层方法。当断层破裂面致使煤层出现上移时, 可选择后退式挑顶法过断层, 从而使巷道顶板同断层下盘煤层相连;当断层导致煤层下移时, 则可选择后退式卧底法使巷道顶板同上盘煤层相连。

3 巷道掘进过断层的技术措施

3.1 前期准备阶段的技术措施

a) 依据断层情况由相应技术部门或人员 (诸如生产科、技术部等) 制定符合实际情况的针对性过断层方案, 将其发放至相应施工单位, 并对执行情况进行严格监督;

b) 在距离断层预计位置相距20 m左右时, 采取边掘边探的方法进行作业, 依据断层前期产状对断层落差真实情况进行预判, 并将收集的有关防突钻孔的各类数据资料进行整理后移交至生产技术部门, 由其对断层真实情况进行精准判断;

c) 掘进中若发现断层厚度出现异常改变, 应立即停止掘进作业, 进行钻探作业, 对瓦斯及地下水情况进行探明, 并针对性地制定相应掘进应对措施;

d) 在巷道掘进施工前先开展卸压孔与探孔作业, 并指派专人对钻孔验收单上的见岩等情况进行详实记录, 并对岩石特性进行简要说明后上报至防突部门与通风部门;

e) 预测钻孔的挖设必须严格遵守巷道煤层倾角有关要求, 施工必须传过岩层后再进入另一盘的煤层, 同时对另一盘煤层瓦斯存储状况进行预测;

f) 在钻探作业中, 钻孔若发生涌水现象, 则应立即对出水钻探深度进行详实记录, 并立即将涌水情况向相关技术部门进行汇报;

g) 在钻探作业时若发生顶钻或喷孔等异常现象, 应立即将上述情况上报至通风调度部门。而通风部门应立即排出专业技术人员赴现场进行确认, 若情况属实, 则应立即停止钻探作业, 转而进行卸压作业。

3.2 掘进施工阶段的技术措施

a) 巷道掘进在断层面进行施工作业时, 必须严格遵守“边探边掘”的施工原则。在钻探时, 每次探测都应超前掘进工作面2 m以上进行, 若探测煤层厚度超过2 m, 则应先停止掘进作业, 实施钻孔卸压作业。当探测到断层距离掘进工作面不足5 m时, 则应停止所有钻孔作业, 实施相应的过断层措施;

b) 断层落差超过煤厚一半厚度而低于煤层1倍厚度, 则应先在本盘煤层顶板0.5 m处向另一盘煤层钻设8个深度20 m的卸压钻孔, 随后依据断层煤厚挖设另一组钻孔, 确保其能控制到断层面之后5 m~10 m的煤岩层, 钻孔间距为2 m~2.5 m, 每排钻孔数量以3个~4个为佳;

c) 断层落差超过煤层1倍厚度, 则在进行钻孔卸压作业时应依据施工倾角的改变进行。通常而言, 卸压钻孔应选择距离断层面3 m以上的位置进行作业, 并依据浅探钻孔探明的具体情况来确定应钻设的卸压钻孔数量;

d) 断层落差不超过煤层一半的厚度, 则可直接分两排直接钻设20 m深的卸压钻孔16个, 若在进行二次预测时仍存在超标现象, 则再次重复上述操作;

e) 卸压钻孔作业时, 应先对断层周边煤层厚度进行探测, 若煤层厚度超过正常厚度的一半, 则应多设置一排卸压钻孔;

f) 卸压钻孔作业施工时, 若出现顶钻或喷孔现象, 则应以该钻孔为核心在周边多钻设数个钻孔, 直至异常现象消失为止;

g) 若掘进工作面前方断层地质条件过于繁复而难以准确判定时, 则可直接钻设20 m深的卸压钻孔6个, 向前掘进7 m进行边探边掘[5]。

4 结语

在巷道掘进过断层施工作业中, 断层对巷道掘进的影响多方面的。因此, 作为一名合格的矿山管理工作者, 必须从技术、管理及员工素质多方面着手, 全面强化对掘进施工的现场管理和技术规范, 增强施工的实时监督, 从而自根本上确保巷道过断层掘进作业的高质、高效进行, 实现矿山生产安全与经济效益的双赢。

参考文献

[1]王平.掘进巷道过断层综合技术措施研究[J].机电信息, 2011 (33) :130-131.

[2]申家志.巷道掘进过断层方法及技术措施研究[J].内蒙古煤炭经济, 2014 (9) :129-130.

[3]徐苏翔.煤矿掘进巷道过断层技术探讨[J].能源技术与管理, 2014 (6) :70-71.

[4]孙启生.浅谈断层对巷道掘进的影响及对策[J].煤炭技术, 2003 (12) :38.