顶板支护设计范文

顶板支护设计范文（精选9篇）

顶板支护设计 第1篇

井下巷道支护设计运用最多的就是井下煤矿开采, 在我国这方面运用的也是十分的广泛。而在许多煤矿井下煤层顶板都是坚硬顶板, 在这种情况下巷道的形状变化就和巷道的支护设计密切相关。如果大量的使用顶板支护材料不但会增加巷道掘进成本, 同时还会留下许多安全隐患。所以要想在坚硬顶板条件下既能够保证工程的质量, 同时又能够节约成本, 最好的办法就是对井下巷道支护设计的优化。这就需要许多的工程测量、参数和实际观察资料。

1 从矿井巷道工程观察内容好人方法方面分析

1.1 从巷道本身特征方面分析

通常情况下, 一个完整的煤矿井下巷道包括巷道掘进断面积、巷道高度和巷道宽度以及净断面面积。一般情况下, 通常都采用钢架结构支护方式, 这种支护方式为锚钢网支护。在局部使用锚索进行支护固定的方式, 然后用铁丝编织成网状联合支护。

1.2 从工程观测内容好人方法方面分析

1.2.1矿井巷道的观测内容主要有变形观测、巷道支护结构的现场实际负荷承载量、巷道围岩的预应力和表面位置移动的测量、顶板隔离层的观测。这些测量观察结果都是进行工程设计的重要参考和依据。具体的可以通过表1进行更加系统的描述。

1.2.2 现场测量位置的布置和观测的方法:

(1) 测量位置的选择, 在现场的位置布置过程中, 测量位置的间距最好是20米, 每个测量位置布局三个观测断面, 之间间距为1米, 在每个观测断面的顶部和上下离层部各布置一个测量点。每个测量点安装一个顶板离层仪和一个锚索测力计以及三个测力锚杆;

(2) 现场的观察方法, 在现场进行井下巷道位移测量的时候一般都是采用三角形的方法进行测量, 观察的方法就是测量三个初始线的基线长度作为每日的现场观察数据。进行顶板离层测量要充分的考虑锚杆松动的位移范围和支护情况, 其观测的现场结果可以直接读数。为了更加了解锚杆的受力荷载情况, 就需要测量顶板锚杆的受力大小, 这就需要利用测力计进行测量, 测力计的测量结果可以直接进行读数。最终采用采集器进行现场测量数据的采集。

2 从观测结果方面分析

2.1 从观测结果的方面分析

在经过一定时间的连续测量之后搜集了巷道表面位置移动的的现场测量数据。顶板最大位移量达到20毫米, 上下离层板变形最大位移量为28mm。这些数据可以通过表2进行更加直观的表述。

通过表2数据可以知道在巷道掘进过程中, 当测量位置距离为20米左右时。测量表面的位置移动变化特别大, 由于此时处于掘进的初始平衡阶段, 受掘进的影响比较明显。当距离为40米左右时, 巷道表面基本稳定状态, 当距离为60米左右时井下巷道基本就没有什么形状变化了。在坚硬顶板的井下巷道中, 其上下离层板的变化比顶板的变化更加明显。通常情况下, 巷道的变形主要集中在上下板的部位, 会发生比较明显的位移和变形。所以巷道的支护设计应该主要集中在上下离层板部位。因为这样才能够适应巷道的矿压显示节奏即矿压变化规律。

2.2 从顶板离层部位观测结果方面分析

在每个测量位置的顶板都安装一个离层仪器用来观测顶板离层的位移变化情况, 最终与三角形方法测得的结果进行比较, 从而确定其巷道支护的稳定性。具体的可以通过表3进行表示。

通过表3可以很清楚地知道在顶板离层的变化过程中, 主要的形状变化发生在1.5m以内。而在1.5~3m之间的顶板离层变化量只是2mm。在一些部位较浅的地方其变化也比较小。而且与此同时2号测量位置的变化也十分的小, 这主要是由于顶板岩层的坚硬以及得到及时的支护。因此, 现在运用的支护方式可以有效控制巷道在掘进初始阶段的形状变化, 从而为井下巷道作业提供一个安全稳定的场所。

2.3 从锚杆, 锚索固定测量点的结果分析

(1) 首先对测量的结果可以用一些简单的图形进行描述 (图1-3) 。

通过图1-3可以很清楚地知道在巷道掘进的初始阶段, 巷道周围的预应力有明显的增加。这主要是由于巷道在开挖的初始阶段改变了岩层的应力状况。所以只有通过重新布局才能够使岩层预应力达到平衡。在预应力达到稳定时期以后才能够充分的改变岩体的受力结构, 最终使整个井下巷道保持稳定平衡的状态。

(2) 现在运用的支护方式和得到的支护数据都是比较符合实际的, 在实际过程中能够发挥很好的支护作用。保证井下支护工程的顺利实施, 同时也能够为目前的生产及后期阶段提供可靠的安全保障。但是锚索在支设维护的过程中所起的作用甚微, 在这方面可以比对其做进一步的改进。

(3) 在一些地质结构不稳定的岩层下进行支护工程就必须对巷道的支护现场进行矿层压力的检测, 并最终通过合理的方式对其进行优化, 最终使其保证生产作业现场的安全和稳定。

3 从巷道稳定性内容方面分析

在巷道围岩的稳定性方面, 有许多的种类, 这些岩层的特性都是在各自不同的地质条件下形成的, 要想在这样的地质条件下进行安全的井下巷道作业就必须要知道岩层具体有哪些种类。根据地质结构的不同, 其地下结构的稳定性也有所不同, 要在这样的岩层井下巷道作业就必须对其稳定性做一个全面的分析。在选择测量稳定性标准的依据时应该对其现场的测量结果进行细化, 即稳定性固定承载压力和移动承载压力的影响。

这种方式可以解决多种情况下突发的井下巷道安全事故, 所以对岩层的稳定性进行分析是一个管理方面的要求, 同时更是一个工程技术方面的要求。在目前还不能够完全解决稳定性的情况下, 应该对一个完整的井下巷道工程进行全方位的支架维护, 不仅仅是在顶板离层, 同时还应该考虑在巷道的左右两侧进行支护。

4 结束语

总而言之, 在许多情况下我们根本就不可能对井下巷道进行如此繁杂的观测和分析, 在实际生产生活中需要许多现场灵机应变的措施才能够保证这些技术在井下巷道支护工程中的运用。在井下有许多的自然情况, 这是测量仪器无法精确测量出来的, 所以在进行井下巷道支护设计时一定要对所设计的工程对象有一个全面真实的了解, 因此对现场进行测量的同时还应该把各种意外因素考虑进去。

参考文献

[1]王琦.深部厚顶煤巷道围岩破坏控制机理及新型支护系统对比研究[D].山东大学, 2012.

[2]詹平.高应力破碎围岩巷道控制机理及技术研究[D].中国矿业大学 (北京) , 2012.

[3]于水, 伍永平, 曾佑富.坚硬顶板巷道矿压观测与分析[J].陕西煤炭, 2012, 02:1-3.

[4]李强, 付玉平.坚硬顶板条件下回采巷道支护技术研究[J].科技情报开发与经济, 2012, 16:126-128.

[5]武占星.超前预裂坚硬顶板巷旁无充填留巷技术研究与应用[D].河北工程大学, 2012.

支护质量、顶板动态监测制度 第2篇

支护质量、顶板动态监测制度 二0一七年元月

第一章 总则

第1条 为认真落实“安全第一、预防为主、综合治理”的方针，切实加强顶板管理的各项基础工作，不断提高顶板管理水平，确保矿井安全生产，结合我矿顶板管理工作的实际情况，特制定本制度。

第2条 支护质量、顶板动态监测是井下顶板安全管理的主要组成部分。矿各部门、各相关专业管理机构、各级管理人员必须把此制度作为企业管理的基础工作来抓。

第二章 支护质量、顶板动态监测管理机构及职责

第3条

为进一步做好支护质量、顶板动态监测管理工作，矿成立专业领导小组，以矿长为组长，总工程师、分管生产（安全）的矿长为副组长，分管副总工程师以及生产技术科（地测）、通风科、机运队、调度指挥中心及采掘工程队单位负责人和工程技术人员为成员的支护质量、顶板动态监测专业领导小组。办公室设在生产技术科。

第4条 顶板管理专业领导小组成员在组长的领导下，负责研究制定支护质量、顶板动态监测管理制度，落实上级指示、指令；负责全矿的支护质量、顶板动态监测工作的协调；做好采掘工作面支护质量、顶板动态监测的管理；对各工程队的日常支护质量、顶板动态监测工作负责检查、监督、指导、考核，并向上级主管部门反馈信息。

第三章 责任分工

第5条 总工程师对支护质量、顶板动态监测负主要技术责任。

1、负责支护质量、顶板动态监测制度的制定及修订。

2、健全机构，配齐人员，落实岗位职责。

3、组织支护质量、顶板动态监测，及时分析观测资料。

4、组织开发和推广支护质量、顶板动态监测的新技术和新工艺。第6条 生产副矿长对采掘工作面支护质量、顶板动态监测工作负主要领导责任。

1、检查和督促支护质量、顶板动态监测工作的开展和规章制度的落实，及时对支护质量、顶板动态监测的分析结果做出决策和指令。

2、组织对监测出的隐患进行排除。

第7条 安全副矿长对支护质量、顶板动态监测工作负监督检查责任。

严格按《煤矿安全规程》、《煤矿工人安全技术操作规程》、《作业规程》和《兴隆县平安矿业有限矿支护质量、顶板动态监测制度》的要求，对工作开展情况进行监督检查，确保各项措施落实到现场。

第8条 分管副总工程师协助总工程师做好分管范围内的支护质量、顶板动态监测工作，对分管范围内的支护质量、顶板动态监测工作负技术责任。

第9条 有关职能部门对支护质量、顶板动态监测工作负专业管理责任。

1、生产部是支护质量、顶板动态监测的主管部门，负责支护质量、顶板动态监测管理工作，要监督责任单位按规定开展支护质量、顶板动态监测工作，及时对观测资料进行分析并拿出分析意见。地质情况或生产条件发生变化时，要及时安排责任单位根据分析结果编写相应的加强顶板管理措施

2、地测部要及时查清采掘工作面地质构造变化情况，及时填图分析，提供地质资料，除每月至少要进行一次地质预报外，对可能或已出现的地质构造要及时通知相关单位，提出合理建议。对贯通巷道要及时下达预透通知单，协助生产部制定切实可行的顶板管理措施。

3、调度指挥中心要按时调度各类支护质量、顶板动态监测后分析出的顶板隐患处理情况及初采工作面和老面撤除的顶板管理措施落实情况，同时负责各生产工程队生产现场素描的收集。

4、通风科要严格按规程措施规定，认真检查支护质量、顶板动态监测措施的落实情况，严格把住安全检查关，不安全不准生产。对存在的问题隐患要督促有关部门进行整改，重大顶板隐患问题，要专门安排安监人员盯现场处理。组织对顶板事故的分析处理，提出防止顶板事故的措施。对工人进行关于支护质量、顶板动态监测所涉及的顶板管理及安全方面的培训学习。

5、机运工程、供应科要保证及时向采掘工作面供给合格的、足够数量的支护材料、设备机具和检测仪器。要求各支护材料及设备仪器必须有合格的煤安标志。

6、各生产、辅助工程队按照各单位卫生责任工程划分日常支护质量、顶板动态监测范围，严格执行好敲帮问顶制度，锚喷巷道出现顶板、巷帮开裂、爆皮、底鼓，锚梁网巷道出现锚杆、托牌、钢带变形、断裂，顶板下沉、底鼓，架棚巷道工字钢棚梁、棚腿弯曲变形严重等问题，必须立即以书面形式上报生产部，生产部根据实际情况制定加强支护方案，并组织安排实施。

第10条 工程队干部对现场支护质量、顶板动态监测工作负直接责任。

1、有采掘单位设立专门台账并安排专人对其进行监测并记录，并要求工程队每旬进行分析和处理并交由生产科审批签字。遇特殊情况应及时分析并采取相应措施。

2、对采掘工作面过断层、二合顶、老巷、冒落工程、压力集中工程，或遇托伪顶回采、大倾角、超高、处理悬顶、巷道新开门、大断面施工、巷道扩修、回撤及顶底板松软破碎等，要严格按规定进行支护质量、顶板动态监测。按规定编制专项措施，严格按措施加强顶板管理，对存在的问题隐患必须有工程队管理人员紧盯现场处理。

3、对初采面和老面回撤、采煤面上下两巷和端头、煤壁线、支架（柱）质量与支设质量、泵站压力、支架（柱）初撑力、二次注液、支护材料数量与质量、掘进贯通、交岔门口、临时支护等，都要作为支护质量、顶板动态监测的重点，按有关规定、要求和措施，抓好现场落实。

4、严格按支护质量、顶板动态观测规定进行操作，严格执行各标准制度，发现不合格的工程，要立即组织整改。

第11条 跟班技术员对现场支护质量、顶板动态监测负直接责任。

1、按照支护质量、顶板动态监测制度组织监测，任何情况下都不准篡改现场监测资料或遗漏监测。

2、按规定对支护质量、顶板动态监测出的主要环节、薄弱地点等，重点检查，发现问题及时整改。对威胁安全的隐患，一要立即汇报跟班管理人员并组织力量排除，二要及时向采工程汇报。

3、具体组织人员进行支护质量、顶板动态监测工作，落实制度和责任。

第12条 验收员、班组长负现场操作直接责任：

1、严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿工人安全技术操作规程》、《作业规程》和《兴隆县平安矿业有限矿支护质量、顶板动态监测制度》的要求及各项措施的规定，客观正规操作，按章作业。

2、严格按标准进行观测，客观填写各项监测记录，监测作业做好自主保安。

3、根据支护质量、顶板动态监测分析的结果，现场不具备安全生产条件，要向班长、跟班管理人员提出先排除隐患再施工的建议，严禁强行生产和施工。

4、有权利和义务拒绝违章指挥及违章作业。

第四章 支护质量、顶板动态监测工作制度

第13条 矿利用每月召开一次的顶板管理会议，总结交流支护质量、顶板动态监测工作的经验教训。矿每月组织一次支护质量、顶板动态监测工作的现场及内业资料检查。工程队每天对支护质量、顶板动态监测的结果进行分析，发现问题隐患及时处理并汇报相关科室部门，相关科室部门提出解决的方案进行处理。

第14条 采掘单位与地测、通防、掘进、调度、安监、机电、运输、生产等部门应相互协作、相互配合，有业务联系时，应通过协调会、上级领导协调或签审批意见等方式进行。

第15条 严格支护质量、顶板动态监测分析制度。采掘工作面因支护质量、顶板动态监测制度落实不到位造成顶板事故的，由生产副矿长、总工程师或安全副矿长组织分析。

第16条 建立健全汇报制度。对支护质量、顶板动态监测情况，现场监测人员必须按周期要向工程队汇报。工程队必须根据按周期向相关部室汇报。相关部室根据支护质量、顶板动态监测的分析结果及时向采工程反馈，需采取卧底、加强支护等措施的要及时安排到采工程。

第17条 采掘单位提供的支护质量、顶板动态监测资料等，必须由单位负责人及技术负责人严格把关。

第五章 支护质量顶板动态监测制度

第一节、一般规定

第18条 采掘工作面支护质量、顶板动态监测，由矿总工程师及各分管副矿长组织，各专业副总负责实施，技术业务部门主管。业务部门不定期抽查指导、总结分析，提出建议及改进意见。

第19条 矿压观测仪器仪表由分管领导负责安排购臵、维修和更新。第20条 采掘工作面必须开展矿压监测工作，新采工作面、新采煤层采煤工作面或地质条件有异常变化的采煤工作面必须开展矿压规律研究，由矿总工程师牵头，技术业务部门组织实施，必要时与部研部门合作，掌握矿压显现规律，有效指导安全生产。

第21条 矿压监测要纳入日常生产技术管理。采掘工程队按规定班班设观测人员，积极认真地开展监测工作；工程长全面负责，技术人员具体落实，切实做到面面实施监控，使监控工作走向部学化、规范化、制度化。建立健全全员、全过程、全方位的“三全”体系，确保监测工作落到实处。管理人员应亲自抽测、组织现场整改、严把质量关。

第22条 采掘单位开展工作面班评估工作，对支护质量、顶板动态监测情况、工程质量、顶板管理、规程落实、隐患整改等进行评估。

第23条 支护质量、顶板动态监测数据必须真实可靠，发现问题及时整改，排除隐患。工程队监测人员验测后填写原始记录表，上报采工程及技术业务部门，审阅后有采工程技术人员存档管理。

第24条 采掘单位建立支护材料基础台账，所有支护材料的规格型号、供货渠道、数量、合格证、MA 标志、检修日期记录要齐全。

由生产部材料管理员对相应归口管理材料建立相应台账并负责调配管理。

第25条 单体支柱入井前、采煤工作面结束或使用时间超8个月的支柱，必须逐根进行压力试验。

有生产部负责对单体支柱使用情况建立台账。

第26条 采煤工作面支护材料符合规定要求，支护材料（包括备用材料）、支护方式、支护质量、特殊条件下的加强支护方式以及控顶距必须与作业规程相符，并符合《煤矿安全规程》规定。

采煤工作面必须保持一定数量的备用支护材料，其数量、规格、存放地点和管理方法必须在作业规程中规定（其中：单体液压支柱、金属铰接顶梁和坑木各不少于20根）。采煤工作面严禁使用折损的坑木、损坏的金属顶梁和失效的单体液压支柱。采煤工作面不得使用木支柱、金属摩擦支柱、巷道式采煤等淘汰的设备、工艺。在同一采煤工作面中，不得使用不同类型和不同性能的支柱，综采工作面一般采用单面布臵。

第27条 单体液压支柱必须要棵棵穿柱鞋，保证其达到规定的初撑力。

第28条 采煤工作面采空工程悬顶面积不得超过作业规程规定。第29条 采掘生产过程中煤层赋存条件发生变化、出现地质构造等，采工程技术人员要及时向矿技术业务部门汇报处理。

第30条 坚持“初撑力第一”观点，思想上、组织上、措施上、技术上、装备上重视矿压监控，严格按规定执行。

第31条 采掘工作面所用支架、支柱要确保不漏液、不串液、不卸载。在用及备用的液压支柱完好，不漏液、不自动卸载，无外观缺损。

第32条 采掘工作面，必须存有一定数量的备用支护材料。单体支柱、铰接顶梁、工字钢、坑木、锚杆、钢筋网等材料的数量、规格、存放地点和管理方法必须在作业规程中规定。

第二节、支护质量规定

第33条 采掘工作面必须按作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业。对支护质量和顶板动态要严格按质量标准要求安排专人进行监测。工作面所有支架（支柱）必须架设牢固，迎山有力。

第34条 采煤工作面支架（支柱）初撑力达到规定要求：泵站压力≮30MPａ，乳化液浓度不低于3﹪-5﹪，液压支架初撑力不低于额定值的80﹪；缸径100mm的单体液压支柱，初撑力不低于90kN。支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角＜7°；相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2／3），支架不挤、不咬，架间空隙不超过规定（＜200mm）；工作面工程质量管理必须达到“三直一平”（“三直”是指煤壁直、溜子直、支架直，“一平”是指顶板平整，无明显台阶）。

第35条 严禁空顶作业。处理倒架、歪架、压架以及更换支架和拆修顶梁、支柱等大部件时，必须有安全措施。

第36条 坚持每小班一次对工作面及沿途的顶板情况和支护质量进行检查的制度，发现问题及时处理。若发现有顶板整体下沉、压力骤然增大，锚杆断裂、锚杆托盘崩出或锚索断裂，工字钢棚梁、棚腿弯曲变形严重、棚梁滚肩及其它异常情况时，应及时补打锚杆、锚索、架设抬棚或支设单体支柱加强支护。

第37条 所有支护锚杆及锚索全部进行捆绑。具体要求如下：

1、捆绑铁丝规格不小于14#铁丝。

2、在锚杆丝杆或锚索锁具以下，铁丝缠绕不少于2圈。

3、铁丝与帮部或顶板菱形网联接网扣不少于1扣，铁丝与帮部双抗塑料网斜交，联接网扣不少于2扣。菱形网一个网扣为两个铁丝交汇点，塑料网一网扣为一个十字交叉点。

4、铁丝回头自拧不少于3圈。

5、必要时可在人行道侧顶帮上加挂防护网。

第38条 两巷内架设工字钢棚工程域，应将工字钢两端分别使用双股8#铁丝与巷道顶部金属网固定在一起，以防工字钢梁掉落伤人。

第39条 所使用单体支柱的采掘工作面必须对单体支柱严格进行班班二次补液，确保全部达到初撑力。

第40条 严格控制采高，采高控制在液压支架的有效支撑范围内，并保留不少于300mm的活柱伸缩量。

第41条 支柱初撑力，必须达到规定要求。对于松软底板，应采取防止支架钻底措施，确保顺利移架。

第42条 工作面的上下安全出口，其人行道宽度均不得小于0.7m，高度不低于1.8m；出口20m范围内，要采取带帽单体支柱加强支护，支护方式在作业规程中要明确规定，必须满足通风、行人、运料等安全生产要求。

第43条 上下安全出口的顶板必须接实背严，严禁空顶、空帮。替棚、移端头支架时按作业规程规定执行，必须先支后回或先支后移，有专人监护，严禁单人操作。

第44条 采煤工作面上、下端头支护，要使用端头支架或其它有效支护形式，其使用范围、支设方法、质量要求、安全措施等，必须在规程措施中明确规定。

第45条 采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内，必须超前加强支护。并根据矿压观测资料及现场实际，特殊情况下必须加大超前支护长度。支设单体柱阀方向要与巷道走向一致，同路支柱成一直线并棵棵拴防倒绳。正常支设单体支柱要垂直顶底板，倾斜巷道支设单体必须有3-5°迎山角，并支在实底上，间排距必须在作业规程中明确规定且偏差控制在+50mm以内。单体支柱规格必须适应巷道高度，当单体支柱活柱行程低于200mm时，必须用合适高度的单体支柱更换。支柱必须棵棵穿铁鞋，钻底量不应大于100mm。

第46条 当端头及顺槽受压力影响变形严重，致使宽度、高度达不到规定要求时，要编制措施及时进行扩帮卧底。根据现场实际情况需要改变顺槽超前支护及端头支护形式时必须提前编制专项安全技术措施。

第47条 随时检查单体液压支柱支护状况，及时处理歪斜、挤帮、不够行程的单体支柱。一旦出现死柱或不卸载现象，应采取卧底方法处理。处理前，首先要打好临时护身柱或替柱，拴好防倒绳，并检查顶帮安全情况，确认无问题，然后进行卧底，通过升降活柱或借助倒链将单体支柱回出。

第48条 掘进工作面迎头空顶、空帮距离的规定。

根据省、市、集团、矿业专家建议，结合我矿实际，对掘进工作面空顶、空帮距离规定如下：放炮前空顶距离不得大于200mm，空帮距离不得大于实际排距的一倍；放炮后空顶距离不得大于实际循环进尺加200mm；空帮距离不得大于实际循环进尺加实际排距的一倍。

当空顶、空帮距离超过规定时，顶板按实际排距或补打锚杆的方式进行支护，帮部按实际排距进行支护，支护工作完成前严禁继续向前掘进。

第49条 掘进工作面严禁空顶作业，严格执行敲帮问顶制度。在开始工作前及工作中，必须随时认真检查工作地点顶帮和支护情况，发现隐患时，必须及时进行处理。

第50条 掘进的工作面，必须使用临时支护。

第51条 要加强贯通巷道的支护质量、顶板动态监测及分析。对围岩破碎，顶板不好，压力较大的巷道，应缩小支架间距和最大临时控顶距，并加强临时支护。要提前排除被贯通巷道内的积水，瓦斯，提前支护台棚，防止贯通时倒棚冒顶。

第52条 锚喷、锚杆、锚梁、锚网、锚网梯及锚网梯加锚索等巷道支护，必须符合以下要求：

1、根据审批的采工程地质说明书和采工程设计说明书，在对设计巷道工程附近巷道变形和破坏情况进行调查的基础上，依据巷道围岩变形和控制原理，利用矿压观测资料和围岩稳定性分类成果，运用锚杆支护理论和巷道围岩松动圈测试数据，经综合分析研究，采用工程类比法、理论计算法和实测法等方法，作出该巷道锚杆支护设计。在作业规程或施工措施中要进行支护选型及强度校核计算并叙述计算过程和支护参数选取的根据。

2、锚网、锚索、锚杆杆体材料应采用作业规程规定的材料；锚杆杆体的屈服载荷符合作业规程要求，其锚杆托盘、螺母应选用配套的标准托盘、螺母，强度与杆体相匹配。

3、树脂锚杆锚固剂药卷符合MT146.1-95标准，根据设计锚固力的大小，可以作端锚、半锚或全锚。

4、锚喷支护时，喷射混凝土的质量及配比、速凝剂的掺入量、水灰比等，要严格按照有关设计要求执行，并在作业规程中明确规定。砂子和石子要用水洗干净。

5、锚喷、锚杆支护巷道要严格按作业规程的设计断面形状施工，坚持画线点眼，实行光面爆破，拉线喷浆。锚杆位臵、角度等符合作业规程规定，锚杆的间排距不超过设计的+100mm,孔深不小于锚杆体的有效长度，且不大于杆体有效长度30mm，角度应垂直煤层顶板或巷道周边，偏差不大于15°。喷体厚度超过200 mm时必须再补打锚杆、挂网后喷浆。

6、锚网支护巷道，两网片搭接长度不小于100mm，并按设计要求连网，网片要拉紧，并要与巷道周边岩石密贴，应将两网片搭接处压于锚杆托盘和钢筋梯之下。为便于网片搭接和连网，靠迎头的第一排锚杆可只铺网，不上钢筋梯，待下一片网铺上连好后，再上钢筋梯，并上紧托盘。

7、锚杆安装应使用锚杆钻机或风煤钻一次完成，锚杆螺母的拧紧力矩不小于150N〃m，使锚杆具有初锚力。锚杆托盘要紧贴岩面，有网梯时要压紧网梯不松动，锚杆尾部外露15-50mm。

8、严格执行敲帮问顶制度。打钻前、挂网前，要将危岩活石及时处理掉。必须在确保安全的条件下，方可作业。

9、购进的树脂药卷，必须是经过有关检测单位检验合格的产品，否则不准采购。失效的药卷严禁使用。

10、每安装300根锚杆或独立工程少于300根的，至少要选一组（3根）作锚固力检测，对重要工程要适当增加检测组数。要求检测的锚固力不小于设计值的90%为合格，如检测其中一根不合格，需再抽查一组（3根）,再达不到要求，由分管矿领导分析原因，采取措施处理。施工单位负责检测，并现场记录，建档备查。

11、施工现场必须至少保持有一个合格的扭矩扳手，对螺母扭矩进行检测，要求每班至少检查一组（3根）,由班组长负责检测，跟班验收员要班班抽查。

12、生产技术部要定期对锚喷巷道喷射混凝土的厚度进行检测，应用钻眼法测量，凡独立工程每50～100m、大型硐室每10～25m需检查1个点，每点至少检查3个检查孔，当全部检查孔的喷层厚度75%以上符合设计规定，其它检查孔厚度不影响安全使用，且最小厚度不小于设计值的50%，该检查点为合格。如达不到要求，要采取复喷处理。喷射混凝土强度要按规定进行检测，其检测数据要存档备查。

第53条 采用锚杆、锚喷支护的煤巷必须进行顶板离层监测。顶板离层仪安装距离应符合本制度规定，观测记录齐全、真实；记录牌板应标注安装日期、初始读数；当根据顶板离层仪显示数据顶板离层变化较大有冒顶危险时，要及时采取架棚或其它加强顶板支护的措施。

第54条 临时支护要符合以下要求：

1、新开门巷道支齐三架棚后，要采用前探梁作临时支护。前探梁可用圆形钢制作。每根前探梁的固定点不少于一个，采用吊环连接。巷道新开门时，如不具备使用前探梁的条件时，喷浆巷道采用初喷的方式进行临时支护，架棚巷道及锚网巷道采用打点柱或架棚的方式进行临时支护。

3、前探梁的长度不小于2m，前探距离要根据循环进度在作业规程中具体规定。前探梁的根数，当棚顶净宽在2.5m及以下时用两根，大于2.5m时前探梁间距不大于1.0m，均匀布臵。

4、前探梁上方用长度比巷道顶部荒宽小0.4m的木板梁（宽×厚=150×60mm）和小杆或板棚接顶，控制前探部分顶板。有条件时可将棚梁预放在前探梁上，接顶架牢。

5、炮掘迎头外10m内的支架，除了撑杆（拉杆）外，还要有其他有效的防倒措施。因放炮打倒打歪的棚，必须待吹散炮烟后，从外向里，在支架和前探梁掩护下，敲帮问顶，逐架扶正，背牢架实。

6、在移动、支设前探梁时，要从外向里，在支架掩护下操作，严禁空顶作业。

7、巷道坡度大于25°时，要制定临时支护特殊措施。

第55条

砌碹巷道，要尽可能采用锚喷做临时支护。在围岩松软、压力较大或巷道支架变形严重处砌碹，可根据现场情况，采取其它临时支护措施。

第56条

新开门口的位臵，要根据现场情况确定，应避开断层带、岩石破碎带、老巷、三叉口以及实体煤与老空的交界处。

第57条 架棚巷道新开门口必须使用抬棚，抬棚要同时托住开门口范围内及其两侧各不少于一架原棚梁。抬棚与棚梁、插梁间的空隙用木楔或木座要加紧、加牢，但不得重楔重座。

第58条 锚喷及锚杆支护巷道的开门口，要有加强支护的措施。跨度较大、压力较大的地点，如用锚索加固时要在措施中明确规定锚索的长度、数量及布臵方式。

第59条 两巷道立体交岔净岩帽小于6m时，要制订专门加强支护的措施。

第60条 对巷道门子口、交岔点，加强管理，落实好维修单位，严格执行挂牌管理制度。

第61条 断层带顶板、两帮松软时，应根据现场情况及时调小支护锚杆间排距，并适当加密支护锚索间排距。

第62条 煤岩交界处施工注意事项：

1、顶板煤层破碎时仅爆破掏槽眼，用风镐支刷帮的方式刷至巷道设计断面即可。

2、在放炮、割煤、排矸以后，必须及时进行围岩支护工作。

3、煤与岩石结合部顶板易冒处，采取超前锚杆支护，每排打φ18×1800mm（或φ20×2400mm）超前锚杆，间距300mm作为超前支护，锚杆与巷道顶板成40°～45°仰角。超前锚杆不合格或不起作用的锚杆必须重打。

第63条 巷道扩修、维护换棚时，必须严格执行以下规定：

1、独头掘进巷道必须撤出迎头工作人员，严禁与迎头施工平行作业。

2、施工前要将作业地点前后10m范围内的支架全部进行加固。

3、整修换棚严禁先回后支。修复更换一架棚子，要先支设点柱或使用前探梁控制顶板。当巷道倾角较大时，还必须加支趄柱、护身柱等。在控制好顶板确保安全的情况下，才能进行换棚作业。具体控制顶板方法，要根据现场实际情况，在施工措施中明确规定。

4、整棚只准一人操作，一人配合，并有专人监护，严禁在棚子两侧同时操作。每次只处理一架棚子。严禁用手拉葫芦等工具违章整棚。

5、为方便支棚、整棚和处理漏顶，每个掘进头应配有2～3棵内注式单体液压支柱。井下工具房必须备有扁钎、撞楔等专用工具材料。

第三节、支护质量、顶板动态监测的内容及附表

第64条 采煤工作面支护质量、顶板动态监测内容。

回采工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测、顺槽超前支护范围内围岩表面位移观测、巷道围岩表面位移观测、支护质量动态监测及工作面顺槽顶板离层观测。

一、工作面支架阻力观测

1、利用支架压力表，观测支架前、后立柱工作阻力的变化情况，压力表每架安装一组，观测支架的初撑力、工作阻力。

2、数据观测由当班验收员或跟班技术员负责，每班一次。验收员井下填支架压力记录表，经跟班副工程长签字，上井后交工程技术员整理，然后将原始记录及整理后的报表每月报生产部一次。

具体监测记录表格形式见附表。

二、超前支护范围内单体液压支柱阻力观测

分别超前支护范围内每班检查所有单体支柱的工作压力并各抽查记录5个单体支柱，超前支柱以外的单体支柱每班要进行检查，对不符合规定的单体液压支柱必须进行二次供液，确保全部达到初撑力。

具体监测记录表格形式见附表。

四、巷道围岩表面位移观测

在轨道顺槽、皮带顺槽分别每隔100m布臵有顶板离层仪，分别监测顶板情况，现场设记录牌板。要求每周有跟班技术员以上管理人员观察一次并记录。顶板离层总量累计达到100mm或一日离层量达到2mm时，说明顶板离层加剧，存在冒顶危险，必须立即采取支设单体带帽点柱或架设工字钢棚等措施进行维护顶板，并迅速汇报生产部、矿总工程师。

具体监测记录表格形式见附表。

五、支护质量动态监测

每月由生产部不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次，每旬利用验收时间对工作面的技术管理及工程质量检查一次，对存在的问题，由采煤采工程立即整改。

监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。

第65条 掘进工作面支护质量、顶板动态监测内容。

掘进工作面的矿压观测研究内容主要有：掘进巷道素描绘制、掘进迎头围岩特征监测、锚杆拉拔力及预紧力监测、巷道变形监测、锚喷巷道喷浆质量监测、支护质量动态监测及工作面顺槽顶板离层观测。

一、掘进巷道素描绘制的规定

1、所有掘进采工程在进行掘进施工期间均必须绘制巷道素描图。

2、巷道素描图相关技术规定：

（1）巷道素描图应为沿巷道掘进方位方向及巷道顶板中线的垂直剖面图，CAD制图，比例尺为1:2000，图中使用的图例、标注、标题栏等绘图标准应与矿生产用图标准一致。

（2）巷道素描图中的巷道高度、巷道坡度、煤岩厚度、导线点位臵应与实际一致。

（3）图中需对应力集中工程域、围岩破碎工程域、特殊支护工程域、淋水带、冲刷带等特殊工程域进行标注。

3、每月底将巷道素描图纸质版交由地测部核对人员签字后存档备查。

4、巷道素描图应由生产技术部技术员绘制，凡出现弄虚作假、与实际不符现象的，对责任人每次处罚100元。

5、巷道素描图在掘进期间由掘进采工程存档备查。掘进采工程更换工作地点时，巷道素描图应全部转交给交接单位。若巷道全部施工完毕，则巷道素描图转交如下：开拓、准备巷道转交至生产部；回采巷道转交至负责该工作面回采工作的采煤采工程。

6、地测部对巷道素描工作要不定期检查，要保证巷道素描的连续性和准确性，凡是出现弄虚作假的一律按严重“三违”处理，情节严重的由矿分析处理。

二、掘进迎头围岩特征监测的方法及管理

1、当掘进过程中围岩出现变化，出现地质构造或围岩破碎时，现场管理人员必须及时向地测部、生产部汇报，同时，现场采工程管理人员、安监员、矿值、带班人员均有权利和义务要求现场采取相应措施加强支护；

2、当天值班组长每天晚协调会前必须组织本组值带班人员审阅所有迎头的“围岩特征表”，根据特征表反映的情况向当天值班矿领导汇报并由值班矿领导审阅签字，由值班矿领导根据情况做出相应工作安排，之后值班组长在晚协调会上通知现场立即落实、执行。当天值、带班领导对当天的围岩特征表负责，凡因会审不认真，采取措施不准确、不及时，造成安全事故的，一律严肃追究相关人员的责任。

3、经值、带班领导会审的围岩特征表由生产部负责收集存档。对于巷道顶板围岩异常地段的特征表，在生产现场交接时应交予现场施工单位，以便于指导下一步的顶板管理等工作。

三、锚杆拉拔力及预紧力监测方式及规定

利用锚杆拉拔计和力矩扳手进行 ：

要求顶板用锚杆的拉拔力不小于7t（拉力计读数21Mpa），两帮用锚杆的拉拔力不小于5t（拉力计读数15Mpa）。用力矩扳手测锚杆预紧扭矩不小于150N〃m。锚索紧固力8-10t（拉力计读数24-30Mpa），所有锚索必须使用应力碗，否则视为不合格，每棵处罚100元。

检测工作由采工程技术员负责组织，每300棵锚杆抽查拉拔力一次，一次抽查为顶帮各三棵锚杆，检测结果填表按月上报生产技术部。

四、巷道变形监测

锚梁网支护的巷道每隔50m设一巷道变形监测站，有顶板离层仪的，与其设在同一断面。在巷道两帮中央相互对应位臵各打一深450mm的钻孔，钻孔内打入一顶面锯齐的木橛子，在其顶部钉一铁钉，第一个月每5天测一次，以后每旬测一次两铁钉之间的距离。编号与顶板离层仪相同，无顶板离层仪的按“巷道名称—顺序号”。

第66条 顶板离层仪的安装及监测

一、顶板离层仪的原理：

顶板离层仪是将顶板孔内多个固定装臵随岩层变化的值通过测量钢丝绳反映到设在顶板表面的测读数装臵上，通过顶板不同层位的位移差，判断出巷道顶板的稳定性和锚杆的支护效果。

二、顶板离层仪的结构：

顶板离层仪由孔内锚爪、测量钢丝、孔内盘（套管）和测读数装臵四部分组成；

1、孔内锚爪采用弹簧抓爪式结构，深部基点锚爪（长端）固定在稳定岩层内，浅部基点锚爪（短端）固定在锚杆端部位臵；

2、测量钢丝由柔软弹性小的多股细钢丝联接锚爪与测读数装臵；

3、测读数装臵由两个带有刻度标志的塑料横管组成；

4、孔内盘由塑料圆盘和塑料管组成，圆盘作用是导泄孔内水。当锚杆锚固范围内有离层时，顶板及基体向下移动，此时深部测尺（长端）及浅部测尺（短端）均可显示离层量；当锚杆锚固范围外有离层时，顶板与浅部锚爪相对位臵不变，一起向下移动，离层量由深部测尺（长端）指示；当锚杆锚固范围内外都有离层时，深部及浅部均有离层量指示，总离层量由深部测尺（长端）显示。

三、顶板离层仪的安装步骤

1、用锚杆机Φ27mm钻头打孔；

2、深部锚爪：用安装杆将深部锚爪推入孔中，直至孔底，抽出安装杆后，手拉一下钢丝绳，确认锚爪已卡住，深部锚爪应固定在顶板以上7-8m处；

浅部锚爪：用安装杆将浅部锚爪推至2.3m处，抽出安装杆后用手拉一下钢丝绳，确认锚爪已固定住；

3、钢丝绳应事先盘好，推入锚爪时逐圈展开，以防纠缠打结；

4、对准刻度：记下浅部、深部的初始读数，用绳卡卡死，并截去多余钢丝绳。

四、顶板离层仪的使用规定

1、根据我矿实际，需安装顶板离层仪的巷道类型主要为掘进巷道，其它类型巷道根据实际需要由生产部另行通知。

2、离层仪的领取、安装由采工程技术员负责。

3、巷道每隔50m安设一个顶板离层仪，巷道交岔点处需增设一个顶板离层仪。

4、对测点进行编号，号码组成为“巷道名称—顺序号”，如2511掘进—1。

5、浅部锚爪一定要准确定位，为此可提前在安装杆上做好标记；

6、安装后，两个刻度游标均应处于自由伸缩状态，不得有任何卡阻现象；

7、顶板离层仪安装必须及时，距迎头距离不得超过100m。

8、在锚杆巷道施工中，如发现某处顶板有较明显变化和顶板离层值较大时，及时停止巷道掘进，对该处采取补打锚索或架棚加强支护。

9、在安装后一周内要每天进行观测记录，之后需每一周观测记录一次。测读牌板与观测记录内容必须属实、一致。当长时间放假时，应在放假前一天测读一次；开工后由第一个班的跟班工程长测读一次，确认顶板离层情况无异常后方可开工。

第四节、支护质量、顶板动态监测管理规定

第67条 具体测量工作由技术员负责组织，验收员具体执行。每少一次处罚技术员、验收员各100元。观测数据由技术员汇总整理后按月报生产技术部，迟报、不汇报每次对责任人处罚100元。对不按规定安装设备和组织人员监测的责任人处罚100元/每次。

第68条 测压期间观测人员要明确所测数据的用途，注意所测数据的代表性、准确性和部学性。参与人员要密切配合，按观测计划规定工作，及时整理观测资料，掌握观测进度。

第69条 任何人不得漏检，每发现漏检一次处罚100元。伪造数据者，记“三违”一次。发现有损坏的仪器仪表必须及时汇报生产部，发现不汇报或人为损坏监测仪器的，每发现一次对责任人处罚100元并挂罚单位负责人100元。

第70条 观测数据必须保证真实、可靠，不得伪造数据,否则，一经发现记严重“三违”一次，造成严重后果的矿分析处理。

第71条 职能部室要积极配合，做好监督执行工作。由生产部、安全部负责现场监督，严格按本制度落实处罚。

第72条 对不按本规定要求工作的，对有关责任人及单位负责人进行处罚，因工作不力造成事故的，责任自负。

第73条 损坏的设施由生产部负责统计，造成的资金损失在当月生产材料费用考核中扣除并对相关责任人进行处罚。

第八章 附则

回采工作面顶板支护设计探析 第3篇

关键词：回采工作面,顶板支护,设计

0 引言

回采工作面是煤炭开采地下掘进过程中的一个重要环节, 对于煤炭开采以及巷道掘进具有重大的影响。回采工作面顶板在实际施工中容易出现冒顶、碎裂等情况, 需要对其进行支护以保证相关作业安全。

1 回采工作面顶板的基本组成及影响因素

回采工作面的顶板主要是由煤层上方的基本顶、直接顶和直接底板组成。由于其具有多个不同组成部分, 所以受到的影响因素也会因为组成部位不同而存在区别。对于基本顶来说, 其位置处于直接顶之上, 是由比较难以发生垮落的岩层所构成的, 对于回采工作面顶板支护选型具有极其重要的作用。经过相关研究表明, 影响基本顶的因素主要有:基本顶在初次和周期来压的步距;直接顶发生垮落时的填充度。直接顶的厚度越大, 其所产生的矿压也就越大, 直接顶是回采工作面顶板支护的直接支护对象。影响直接顶稳定性的因素也分为三个方面:其一是顶板岩石的脆性特征和坚硬程度。其二是直接顶岩体的完整程度。其三是顶板岩体的分层厚度以及强度在厚度分布上的具体排列。

2 回采工作面顶板支护理论基础及支护选型

2.1 支护可靠性理论

在对回采工作面顶板进行支护时, 支护可靠性理论是保证顶板支护结构安全可靠的设计原则。利用可靠性理论取代传统的安全系数法则, 不仅可以降低单一系数在支护设计过程中造成的误差, 还可以清晰反映出方差对支护设计产生的影响。根据回采工作面的具体施工条件, 在基本力学理论基础上建立支护极限方程, 具体表达式为:Z=R-S, 式中Z为可靠度指标;R为回采工作面单位面积上的支护强度;S为回采工作面顶板压力。当Z值大于零时, 回采工作面顶板支护处于可卡状态;当Z值等于零时, 回采工作面定吧支护处于极限状态;当Z值小于零时, 回采工作面存在冒顶风险。

2.2 支护可靠性计算浅析

根据回采工作面支护可靠信理论的基本观点, 可以根据实际情况总结出回采工作面支护措施失效概率:Pf=P (Z<0) =R<sfZ (Z) dR, 式中Pf为回采工作面顶板支护措施发生实效情况的概率, fZ (Z) 为回采工作面支护措施可靠性分布密度函数。由于回采工作面支护措施可靠性分布密度函数fZ (Z) 计算十分困难, 因此在其结构可靠性一般情况下是利用可靠度指标Z对工程结构的可靠性进行表示。目前已经有部分行业制定详细的工程结构可靠度的各种标准, 严格了计算流程和选择环节。但是对于煤炭开采工程来说还缺少明确的支护结构可靠性指标。

2.3 回采工作面顶板支护支架架型选择

在对回采工作面进行支架支护的过程中, 需要对架型进行合理选择。架型选择应该严格按照实际的地址条件和采矿条件进行, 并遵循以下几个基本原则。其一要符合直接顶的稳定性类型。其二基本顶的级别和相应的矿压显现参数。其三是符合直接底板的类型。其四是综合考虑煤层厚度。五是符合煤层的倾角。六是满足瓦斯等级以及通风断面。常见的回采工作面支护支架类型有掩护式、支撑式和支撑掩护式三种, 在进行架型选取时, 应当注意两个问题, 即对于稳定性较差的顶板, 应当优先考虑两柱掩护式支架支护;对于稳定性良好的回采工作面顶板, 应该优先考虑四柱掩护式支架支护。

3 回采工作面顶板支护措施的支护效果分析

3.1 回采工作面顶板支护措施支护效果要好

由于回采工作面顶板可能存在原生性的裂隙, 以及在采动过程中产生裂隙, 从而导致直接顶发生碎裂, 严重时可能出现驴槽石、将军帽和锅底石等处于游离状态的岩块。在采煤作业完成后, 如果不对上述顶板进行及时支护, 就可能引起这些游离岩块发生冒落等情况。不仅如此, 在移溜、放炮或进行其他工作时不小心破坏已经架设好的支护结构, 也可能造成游离岩块发生冒落。通过众多实践过程验证, 回采工作面顶板的支护工作需要将其分为支和护两个方面, 而且需要将直接顶按照裂缝的数量和大小分为稳定性直接顶、较稳定直接顶和非稳定性直接顶。在进行单体支护时, 对稳定性直接顶可以使用带帽顶柱即可;在进行自移液压支架时, 可以对稳定性顶板选用支撑式支架, 对稳定性较差顶板或是非稳定顶板可以选用掩护式或支撑掩护式支架。

3.2 回采工作面顶板支护措施支护效果要稳

对回采工作面顶板进行支护, 可以分为支和护两个方面。支的重点在于方式和架型;护的重点在维护等方面。如果支护措施的初撑力与其设计值不相符合时, 容易导致支护工作无法取得实际成效, 使顶板发生一些问题。顶板支护措施的支护效果要稳, 主要是指支护措施能够抵抗来自煤层层面的推力, 能够在顶板沿层面方向运动时支护措施可以具备较高的稳定性, 不会出现松脱甚至倒塌。通过大量实践证明, 利用自移液压式支架的回采工作面顶板, 和单体液压支柱的普采工作面应该保持相对平衡, 如果初撑力较大, 就可以尽量减少冒顶现象发生。这是因为支护措施对回采工作面顶板的支护效果较稳, 能够保护好顶板, 使其不出现冒顶、垮塌等情况。

4 回采工作面顶板支护设计极限状态方程及计算

4.1 回采工作面的极限状态方程

结合液压支柱性能和矿山压力理论, 再根据多年的生产经验, 回采工作面顶板压力计算一般可以通过建立极限状态方程来进行, 在此基础上通过可靠性理论的一次二阶矩阵法计算出回采工作面的支护可靠性。根据相关理论经验可以得出回采工作面支护设计极限状态方程:Z=R-S=R-Mrk/ (Kp-1) 。式中M为煤层采煤高度;r为岩石容重;k为工作面悬顶系数;Kp为顶板岩石破碎指数。由于回采工作面顶板的压力是不确定的, 会受到一些其他外部因素的影响。通过大量生产资料统计分析, 回采工作面顶板压力基本服从正态分布, 支护措施的支撑力也基本满足正态分布, 当R和S不满足正态分布时, 可以通过当量正态法将其转变为正态分布再进行计算。

4.2 回采工作面支护措施支护可靠性的计算方法

回采工作面支护措施可靠性的计算方法较多, 一般常用的方法为一次二阶矩法循环迭代, 可以计算出回采工作面顶板支护的可靠度指标。除此之外, 还可以根据可靠性理论, 通过强度和应力模型, 对其进行支护可靠性分析。可以利用极限方程, 设出n个变量xi (i=1, 2, 3, …, n) , 这些变量对支护措施可靠性形成共同作用。

4.3 回采工作面顶板支护可靠性分析

对回采工作面顶板进行支护的目的在于提升矿井巷道的安全性, 确保作业顺利进行。其需要对矿井巷道的围岩及支护的模糊性和随机性等特征进行分析, 利用结构可靠性基本理论确保回采工作面支护设计安全。虽然安全系数对于煤矿回采工作面顶板支护的可靠性计算稍显不足, 但是可以作为辅助计算用以完善极限方程可靠性计算存在的不足之处。矿井巷道支架的围岩盈利和支撑力的模糊性以及随机性, 是进行支护设计所必定面对的两个设计参数。

5 结语

回采工作面是煤炭开采中的重要环节, 其顶板容易在开采作业过程中发生冒顶、碎裂等情况, 给煤炭开采作业带来不小的影响。因此, 需要清楚认识回采工作面顶板支护存在的关键因素, 针对性地进行顶板支护设计。

参考文献

煤矿支护质量和顶板动态监测记录表 第4篇

为掌握矿压的基本规律，综合分析矿山顶板控制问题，建立健全顶板动态监测、分析处理责任制，做好顶板管理工作，特制定本制度如下：

1.结合我矿实际情况，配备矿压观测领导小组： 组长：地测科长

成员：地测科全体人员和生产单位验收员

2.地测科组织定期对井下所有巷道及掘进工作面进行矿压观测，与原始掘进数据对比分析，需要加强支护时或维修巷道时，通知包片责任单位处理。

3.测压组成员应分别对各巷道及掘进工作面的工字钢变形情况、坠包情况进行记录并下发隐患整改通知单。

4.监测人员应配备必要的工具及仪表，并负责对仪表及监测工具的维护保养，保证仪器、仪表的灵敏可靠。

5.监测人员应及时整理分析监测资料，掌握监测进度，并将监测分析结果及时向技术部门汇报，为安全生产服务。

6.根据不同监测目的，对所测数据进行细致整理并进行数据统计分析，提出所测工作面矿压规律的认识，并以此分析控制顶板或改进支架等措施。7.矿压观测点必须按50m间距控制。特殊条件(断层及围岩破碎带、顶板淋水、应力集中区、交岔点及硐室等)下的巷道必须对此处紧密观察，每5m设观察点一个。

1.地测科负责矿压观测并详细记录，报技术科进行分析，并制定专项技术措施由包片负责单位进行处理。

2.地测科观测矿压时记录数据及工作面情况必须真实，在观测工作面顶板情况时，生产单位必须全力配合。

3.技术科制定专项技术措施必须与工作面情况相结合，安全技术措施必须通过总工程师审批签字并在生产单位贯彻后方才生效。

4.生产单位根据专项技术措施作业期间，地测科和技术科必须安排专人现场观测，结合工作面实际情况，需要补充措施及时补充。

第一章 完善矿压观测组织机构，明确责任。

成立矿压观测组，矿压观测组设在技术科。在总经理、总工程师、技术科科长、分管副科长领导下，组织完成有关矿压观测与支护质量监测的各项工作任务，把矿压观测列为现场顶板控制工作的重点。充实观测人员，根据顶板监测需要，最少配备5名专职观测人员(由综采队安排)，由矿压组统一管理，做到有计划有组织的开展矿压观测和支护质量监测工作。其主要职责有：

一、制定矿压观测、支护质量监测所用仪器仪表、设备配备数量和维修检测资金计划。

二、组织实施采、掘工作面矿压观测与支护质量监测，对监测数据进行处理和分析，对存在的问题提出整改意见并监督实施。

三、对特殊地点进行专项研究。对采煤和掘进工作面过断层、富水区、破碎带、交叉点、沿空巷道，编写专题观测方案，进行矿山压力专项研究，对观测进行分析总结，对特殊地点的顶板控制提出超前预防措施，严防重大冒顶事故的发生。

四、对锚网回采巷道的支护产品质量进行监督检验;对矿压、安全监测仪器仪表，严格按照国家计量器具管理制度进行强检。杜绝各类不合格品的使用。

五、对相关的矿压观测、支护质量监测技术资料、总结报告和监测数据等进行存档管理。

第二章 采面支护质量与顶板监测制度

一、综采工作面支护质量与顶板监测主要内容、指标、测站布臵、方法

1、综采工作面日常支护质量与顶板动态监测主要内容和基本要求：撑紧、移够、站正、完好，使其能够有效控制围岩，减少冒顶事故，提高综采功效，保证安全生产。

2、主要监测指标分为支护监测指标、围岩状态指标和两巷超前支护质量指标。

(1)支护质量监测指标：

①关键指标：

1、初撑力

2、端面距

②辅助指标：

1、支架工作阻力

2、支架工作空间几何状态(支架歪角、排齐偏差、相邻顶梁台阶值、顶梁俯仰角、支架间隙)

3、液压系统工况(泵站压力、液压管路和密封件完好状况)

4、采高

(2)综采工作面围岩状态指标：端面顶板冒高、冒宽、冒区长度，煤壁片帮深度，片帮区长度。

(3)两巷超前支护质量指标：煤壁超前20m范围内支护完整，巷高不小于1.8m，有0.8m行人通道。按照作业规程规定加强端头及超前支护。

3、综采面矿压及支护质量观测测站布臵：

每台支架安设1台矿压观测表。

4、综采工作面日常矿压观测方法：

(1)支架阻力观测： 直接读取压力表读数。

(2)顶板动态观测 ：在各测线处对顶板状态作统计观测，记录采高、端面距、片帮深度等。

(3)支架几何参数观测：采用目测普查，超标明显处用工具进行测记，包括顶梁走向角及倾角、顶梁错差。

(4)两巷超前支护质量监测 测量单体液压支柱的初撑力或工作阻力。

5、特殊时期的支护质量与顶板动态监测：主要包括初采、末采撤面、工作面顶板初次垮落和初次来压，该阶段对每台支架均要进行动态监测，其初撑力必须符合规定。

二、采煤工作面支护质量与顶板动态监测数据收集、分析、处理制度

1、采煤队负责进行现场支护质量与动态监测数据收集工作，每班由验收员监测一次，并在井下认真填写原始数据记录表。监测数据表内容主要包括支架循环初撑力、当前工作阻力、最大工作阻力。不按现场实际情况填写或没填写监测报表罚验收员100元。

2、现场验收员每班将井下测取的各种原始数据按记录表格填写清楚，采煤工区在每天下午5点前安排专人将3班监测记录表报送矿压组，矿压组将监测数据进行处理计算后，填入整理表格。不按时或不送报表，罚采煤队长、技术主管各100元。

3、对工作面支护质量及煤岩稳定性作出总体评价，并对存在问题提出整改措施和建议，由分管领导签署意见、采煤队签署整改措施后，存档备查，并现场监督整改。

4、工作面安装、撤面必须对液压支架初撑力进行动态监测，对液压系统完好情况进行统计观测，并将监测记录保存。

三、回采巷道支护质量与顶板动态监测数据处理

1、超前支护范围内，每天测定超前支护及密集切顶单体液压支柱的初撑力或工作阻力。

2、采煤队每天下午4点前将记录表报送技术部，技术部安排专人对监测数据及时分析处理，掌握顶板离层、围岩变形量随工作面推进的变化规律，发现异常及时向领导进行汇报。

第三章 掘进巷道支护质量与顶板动态监

测数据收集、分析、处理制度

一、顶板动态监测仪器仪表的安装、维护

1、掘进巷道顶板动态监测主要仪器为顶板离层仪，所有采用锚网支护的煤巷从施工到报废都必须在矿压组的协调指导下实行全过程地监测与维护。巷道掘进期间的安装、监测与维护工作重点由掘进施工单位在矿压组指导下进行;巷道竣工交接后到采煤工作面生产前其监测工作重点由矿压组负责，采煤工作面生产到巷道报废期间其监测与维护工作重点由采煤队负责。掘进、采煤队应设立煤巷锚网顶板离层指示仪监测小组，由专人(兼职)负责，报矿压组备案，并在人员有变动后及时通知矿压组更改。

2、锚网巷道顶板离层指示仪的观测采用定人、定岗、定时观测，煤巷锚网支护巷道的监测责任单位都必须建立巷道监测与维护档案，在巷道交接时，其巷道监测与维护档案一并交接。矿压组不定期进行抽查摸底，缺少此项每次罚责任单位100元。

3、所有煤巷锚网支护巷道及时安设顶板离层指示仪，不得以任何理由拒绝回推迟安装，且规范安装，确保离层指示仪能准确监测顶板变化情况，提供顶板离层的情况，深基点6m、浅基点3m。否则罚区队技术主管100元/个。顶板离层指示仪必须随迎头及时安设，不能滞后安设，否则罚区队技术主管50元。

4、顶板离层指示仪的安设必须按50m间距控制，间距过大的必须补加，并罚区队技术主管100元。

5、对于每条巷道的顶板离层指示仪施工单位必须明确本施工区队的现场监测人员，否则罚队长100元。

6、掘进、采煤、以及涉及使用到锚网巷道的单位，损坏离层指示仪的按200元/个扣罚。

7、特殊条件(断层及围岩破碎带、顶板淋水、应力集中区、交岔点及硐室等)下的巷道必须按规定安设顶板离层指示仪，否则对施工单位技术主管罚款100元。

8、施工单位不能随意损坏监测仪器，损坏的按仪器原值的一倍罚款。

二、掘进巷道支护质量与动态监测的数据收集、分析、处理按下列要求执行：

1、巷道掘进期间距迎头200m以内顶板离层仪测量读数每天不少于1次，距迎头200m以外的范围测量读数每周不少于1次。

2、巷道竣工交接后到采煤工作面生产前期间测量读数每周不少于1次。采煤工作面生产至巷道报废期间测量读数次数按回采巷道支护质量与顶板动态监测数据处理要求执行。

3、每个顶板离层仪区队观测人员要认真收集、整理、保存顶板离层仪读数，并进行简要分析。如发现异常：

1、读数范围内累计下沉100mm;

2、日下沉量超过40mm/日。现场施工区队的跟班人员应及时采取应急措施，进行临时支护保证现场施工安全，然后报矿压组及有关领导，进行分析并制定有关措施上报矿有关领导，进行处理。

4、区队监测人员必须按规定观测顶板离层指示仪，读数并记录，有较大变化时及时向工区和调度室、矿压组汇报，记录不全罚款50元。

5、记录台账每周向技术部报送一次，不报罚款50元。

6、矿压组每月组织定期及不定期对掘进巷道锚网支护质量进行检测，定期为每旬检测，不定期为随时组织人员对巷道进行检测。检测锚杆间排距、锚杆角度、托盘贴沿情况、锚固力，不合格每项罚区队长100元/次。

本制度自下发之日起实施。

长治县西山煤业有限责任公司

顶板动态监测

分 析 处 理 制 度

王家岭矿回采巷道弱水顶板支护设计 第5篇

王家岭矿区属我国西部, 地貌特征明显, 其位于吕梁山脉的南麓, 属强烈侵蚀的高、中山区, 区内地层大部分被第四系黄土层覆盖, 地形复杂, 沟壑纵横。井田总体构造为地层走向北东, 倾向西和西北倾斜的单斜构造, 并伴有宽缓的背向斜褶曲构造, 断层众多且发育 (区内已勘明54条) , 其区域形成的聚煤沉积构造表明该区域构造应力复杂。王家岭矿地貌岩层沉积, 第四系下部中生界三叠系岩层一般胶结较弱, 且赋存厚度不均匀;二叠系煤系地层中煤层上覆岩层一般胶结较好、强度高、致密、性脆。该矿现主采2#煤, 煤层约6.5 m厚, 普遍埋深在300 m左右。煤层上覆岩层一般胶结较好, 强度较高, 在大采高及采场动压条件下, 岩层垮落引起的矿压表现为:覆岩切顶冒落, 影响范围大[1,2]。王家岭矿2#煤已采工作面回采巷道, 多次出现顶板下沉、碎涨冒落等难以控制的失稳破坏情况。为提高20109工作面回采巷道围岩支护的稳定, 对煤层顶板物理力学性质进行研究, 并基于煤岩工程性质和锚网索联合支护原理, 改进巷道支护设计。

1 顶板煤岩力学性质研究

20109工作面岩层柱状如图1所示。2#煤与直接顶底岩层间有一层约0.3 m厚的泥粒砂岩, 胶结弱, 易离层;直接顶的砂质泥岩, 基本顶为泥岩, 且层内有不规则含水带。直接顶作为巷道顶板支护的关键受力岩层, 了解其物理力学性质十分必要。为此对工作面回采巷道直接顶X物相衍射成分分析、岩石软化系数等试验分析, 测试结果如表1、2所示。

由表1可看出, 2#煤整体节理裂隙发育, 软弱易碎, 加工过程中大部破碎, 少数煤核较硬, 平均抗压强度14.06 MPa, 强度属中等偏弱煤层, 平均抗拉强度0.58 MPa, 粘聚力2.21 MPa, 平均强度偏低, 不利于支护;直接顶砂质泥岩平均层厚4.34 m, 试件表现为非均质, 岩石致密, 试件加工遇水沿层理开裂, 成品率低, 单轴抗压强度平均50.25 MPa, 抗拉强度平均6.50 MPa, 粘聚力平均9.15 MPa, 直接顶的抗压、抗剪、抗拉强度较高, 岩层相对稳定, 可作为巷道顶板支护的锚固层。试件在自然状态下呈完整、致密状, 状胶结性好;浸泡48 h后抗压强度骤降, 饱和水试件的抗压强度是8.96 MPa, 而天然试件抗压强度值为50.25 MPa, 约为浸水试件的5倍, 可见直接顶试件浸水强度大幅度降低, 丧失承载能力。

为进一步探究直接顶砂质泥岩性质, 对试样进行X衍射成份分析, 结果如表2所示。

由分析结果可看出, 直接顶岩样中石英含量较少, 仅占18%, 主要粘土矿物成份为高岭石和伊利石, 合占63%。易于膨胀的伊利石、伊/蒙混层含量较高, 干燥的高岭石遇水碎裂膨胀, 在工程中需特别注意直接顶的防潮防水。岩石主要泥质成分遇水将发生物理、化学反应, 沿节理、弱面裂隙膨胀, 并产生软化、崩解, 甚至泥化, 使岩石的承载能力大大减弱。

2 回采巷道顶板失稳分析

20109工作面回采巷道采用矩形断面, 沿煤层底板掘进, 巷道净尺寸5 000 mm×3 300 mm, 已采工作面巷道顶板采用间排距为900 mm×1 000 mm的规格φ22×2 600 mm左旋螺纹钢高强度锚杆及2根间排距为2 700 mm×3 000 mm沿巷道中心线对称布置的规格φ17.8×8 250 mm高强锚索支护。工程实践表明, 该支护条件下顶板支护效果不佳, 已掘巷道多处出现大变形、冒顶破坏。

根据顶板围岩工程性质研究结果, 结合现场实践情况, 分析回采巷道顶板失稳破坏原因有以下几方面:

(1) 煤自身强度较弱, 受掘巷扰动影响, 煤体节理裂隙进一步发育, 巷道顶板留煤厚度平均3.2 m, 采用长2.6 m锚杆支护锚固段接近煤与直接顶分界处, 而交界处泥粒砂岩胶结弱, 易离层, 锚杆下方非锚固段过长, 无法强化周围煤体, 受工作面采动影响断面围岩塑性区不断扩大, 煤体逐渐碎裂冒落[3]。

(2) 采用长8.25 m锚索支护锚固段在老顶, 而锚索钻孔可能贯通上方含水带, 如图2所示。直接顶为亲水性的砂质泥岩, 遇水发生软化和崩解, 直接顶强度降低, 承载能力大幅削弱, 同时岩体膨胀对下方煤体造成挤压, 加剧了煤层破坏[4]。

(3) 在工作面水平构造应力和采动应力影响下岩层易发生错动, 锚索穿层易受剪破坏。

3 回采巷道顶板支护设计

根据顶板煤岩工程性质测试结果, 结合巷道顶板失稳分析结论, 在20109工作面回采巷道原支护设计的基础上对顶板锚杆 (索) 支护参数进行优化, 优化后的回采巷道支护设计如图3所示。

3.1 锚杆支护

锚杆采用左旋螺纹钢高强度锚杆, 长度由原来2 600 mm改为2 200 mm, 其他保持不变;锚固剂采用超快速CK2360和中速Z2360树脂药卷各1支, 锚固长度超过1 400 mm;锚杆预紧力大于20 k N, 安装扭矩不小于150 N·m;配套锚杆的托盘规格为φ130 mm, 厚10 mm;顶板配套使用8#铅丝经纬网, 网之间用14#铁丝双股扭扣;通过减小锚杆长度, 减小锚杆钻孔对煤顶板的扰动, 提高煤岩体完整性;采用树脂药卷加长锚固增加锚杆杆体与煤层的粘结区域, 强化煤层顶板整体结构。

3.2 锚索支护

顶板锚索由原来φ17.8×8 250 mm改为φ17.8×4 500 mm, 间排距保持不变;锚固剂采用CK2360和Z2360树脂药卷各1支, 锚固长度超过1 300 mm;锚索配300 mm×300 mm×15 mm方形铁托盘。试验测试结果表明, 直接顶围岩强度足以作为锚索锚固层, 减小锚索长度至4.5 m, 避免锚索钻孔贯通老顶含水带而弱化直接顶强度;锚索采用树脂药卷加长锚固, 锚固段由直接顶延伸至煤层, 增强了煤层与直接顶的整体稳定性, 同时减小了锚索受到的剪应力破坏。

根据改进后的支护设计方案, 于20109工作面材料道进行工业性实践, 现场应用效果表明:采用新支护方案的300 m试验段支护效果明显改善, 巷道开掘支护3个月内断面顶底板平均移进量为160 mm, 顶板完整性保持较好。

4 结论

对于井下弱水顶板回采巷道支护, 应特别注意岩层的防水和防潮, 结合围岩工程性质确定支护参数。王家岭矿2#煤工作面弱水顶板回采巷道支护工业性实践表明, 选用合适锚杆 (索) 长度、增加锚固长度对巷道顶板稳定性提升显著, 其成功应用对同类工程具有借鉴和指导意义。

摘要：针对王家岭矿2#煤工作面回采巷道顶板易破碎冒落的现状, 对20109回采巷道顶板煤岩试样进行力学性质和X衍射试验分析, 基于试验结果分析了巷道顶板失稳原因, 最后对顶板锚杆和锚索支护参数进行改进。工业性实践表明, 巷道顶板稳定性提升显著。王家岭矿2#煤工作面弱水顶板回采巷道支护实践的成功对同类工程具有借鉴和指导意义。

关键词：弱水顶板,回采巷道,支护设计

参考文献

[1]钱鸣高, 缪协兴, 许家林, 等.岩层控制的关键层理论[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2000:78-90.

[2]侯朝炯, 勾攀峰.巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究[J].岩石力学与工程学报, 2000, 19 (3) :342-345.

[3]杨峰, 王连国, 贺安民.复合顶板的破坏机理与锚杆支护技术[J].采矿与安全工程学报, 2008 (3) :286-287.

顶板支护设计 第6篇

顶板支护设计的强度关系到支架围岩的稳定性。在顶板支护体系中, 合理分析其受力状态, 分析其维护对象, 并根据实际情况进行优化设计和加强顶板管理, 本着安全和经济的原则, 保证顶板的安全施工, 避免发生安全生产事故, 造成生产成本过大, 影响经济效益。

1 顶板事故的原因分析

煤层上方的岩层是煤矿回采工作面的顶板。根据煤层间垮落的性质和相互位置, 可以将顶板分成老顶板、直接顶板、伪顶板三大类, 而发生的顶板安全生产事故也在这三类上, 其原因有: (1) 空顶作业。工人安全意识不高, 存有侥幸心理, 在没及时安装顶板支护体系时, 尤其是在工作面或裸体巷道上, 没有支护体系或支护体系强度过低, 工人直接在工作面上冒险空顶作业, 一旦顶板的岩层支撑力出现不平衡现象, 此时非常容易发生顶板安全生产事故。 (2) 敲帮问顶工作不彻底。工人素质不高, 没有相关的工作经验或技巧, 放炮后工人进入工作面, 敲帮问顶时未能将浮石、叼矸等敲下来, 且又没有采取相应的防护措施, 若浮石、叼矸等失去支撑力, 则会出现浮石、叼矸等砸人事故。 (3) 支护体系强度不够, 支护体系需要根据实际情况进行优化设计, 保证一定的强度, 保证施工的安全, 但支护体系的结构型式不合宜、方法不当、强度不够等会造成顶板岩层压力时, 支护体系出现垮落现象, 进而发生冒顶事故。

2 加强顶板支护设计优化对顶板安全施工的重要性

从顶板事故的原因中可以看出, 加强顶板支护设计的优化对于保证顶板安全施工具有重要现实意义。支护体系的强度不够, 容易造成安全生产事故;而强度过大则又需要较大的成本, 不利于提高经济效益。支护设计的不恰当可能造成职工劳动强度过大, 影响生产效率的提高。只有对支护设计进行优化设计, 从经济性和安全性两个角度进行综合分析, 了解顶板支护结构型式的适用范围, 采取合适的顶板支护型式, 确保施工的安全。

在煤炭开采上, 回采巷道围岩控制非常复杂, 其破坏形式多种多样, 且围岩不同部位在不同的破坏阶段有不同的破坏机理, 常见的破坏有局部落石破坏、拉断破坏、重剪破坏、复合破坏、岩爆破坏、膨胀破坏等。围岩的破坏形式不一, 其支护设计方案也有所不同。巷道围岩控制直接关系到生产的顺利进行和煤矿的安全生产, 近年来, 巷道顶板冒落和煤壁片帮已成为影响煤矿安全生产的重要因素。顶板事故与水灾、火灾、瓦斯、高温、粉尘并称为矿井安全生产的六大灾害, 其中顶板事故是最为严重的, 占总事故的70%左右, 伤亡人数占35%左右。因此, 加强顶板支护设计的优化是保证安全施工的重要措施。

3 顶板支护设计优化方法

3.1 优化原则和理念

在实际作业中, 采煤工作面冒顶有压、漏和推三个类型, 回采工作面支架必须满足支、护、稳这三个基本性能, 要按照“支得起、护得好、稳得住”的原则进行支架的设计。工作面顶板支护设计必须遵循动态原则, 在同一工作面的不同条件地段采用不同的顶板支护设计, 并在实践中检验支护设计的科学性, 根据监测数据优化支护体系, 在条件变更时立即进行支护设计的变更。

3.2 优化和管理措施

随着开采深度的增加, 回采巷道受高地应力、回采等的影响, 支护难度大, 此时必须做好回采巷道支护体系的优化, 改良支护方案, 加强支护管理, 保证顶板安全施工。

1) 超前支护工作。先做好超前支护工作, 然后掘进或开拓破坏的岩层, 防止顶板岩层塌陷等事故。目前, 在超前支护上, 主要采用锚杆、架棚、前挂梁等方式, 实践证明超前支护是保证顶板安全施工的重要方法之一。

2) 支护质量。支护体系不牢固会使得煤层顶板岩层在压力时造成支护体系的垮落, 导致产生施工安全事故。因此, 必须严格按照相关国家规程和行业技术标准检测支护体系的强度和质量。支护木桩的直径≥160 mm, 背板厚度≥50 mm, 支柱带帽厚度≥8 mm。掘面支护腿位选择坚硬的底板岩层, 而煤层中部的支护木桩必须有“穿鞋”保护, 特殊支护设在横梁上, 实现支护支撑力和顶板岩层压力的平衡, 保证顶板施工的安全。

3) 合理的顶板安全管理制度。工人的安全与支护质量高低密切相关, 关系到煤炭企业经济效益和社会形象的提高。相关部门和企业必须制定完善的支护管理方法和制度, 建立支护管理档案, 加强支护管理的检查, 将日常检查、专题性检查、突击检查等结合起来。对于素质不高的施工队伍, 进行培训和跟踪管理, 提高其技能水平和安全意识, 主动规避风险, 一旦发现顶板安全事故的预兆, 立即向有关人员报告, 将事故掐灭在萌芽状态。

3.3 案例分析

某煤矿的8#煤层属于石炭纪煤层, 地层构造复杂, 在首采工作面矿压检测和末采回撤通道矿压检测, 以及对辅运巷道稳定性和围岩控制的分析发现, 该煤层的回采支护存在如下问题: (1) 巷道埋藏深度大, 故而应力和二次采动应力大, 巷道易发生变形破坏。 (2) 煤层自身强度低, 且含有软岩层和高灰煤, 在大跨度、高空间的全煤巷道中, 巷道的自稳性较差, 支护强度受采动影响大, 容易出现片帮问题, 导致巷帮的失稳, 增加巷道跨度, 进一步引发顶板事故。 (3) 顶板的裂隙发育明显, 延伸长度和巷道断面尺寸属于同一量级, 工作面推进方向与裂隙的延伸方位一致, 巷道顶板的稳定性差, 且很难维护。

针对上述问题, 为保证顶板的安全施工, 综合考虑该煤层的地质条件, 决定将该回采巷道分成三种类型, 并进行针对性巷道支护。一类巷道, 是仅受一次采动影响的巷道, 如:首采工作面的进、回风巷、后续工作面的运巷, 该类巷道的围岩稳定性较好, 只需要对顶板进行支护, 较为经济的方法是:锚杆+锚索+钢筋梁联合支护。二类巷道是受二次采动影响的巷道, 如:瓦斯尾巷、辅运巷道, 该类巷道支护可采用顶板锚杆矩形排列布置, 每排5根, 间距为1 m, 然后再辅助锚索+金属网+W钢带进行补强支护。三类巷道处于地质破碎带, 该处顶板裂隙发育, 该处的支护设计按照最不利条件下进行, 确保安全施工。由于该类巷道既受到地质破碎的影响, 又受到工作面采动的营销, 故而支护的技术参数参考二类巷道支护, 然后在正帮上采用高强度锚杆+菱形金属网支护, 副帮上采用金属锚杆+菱形金属网支护, 同时, 锚索配合W钢带, 进行补强支护。

4 结语

顶板支护设计优化是保证顶板安全施工的重要措施之一, 必须根据实际情况选择合适的支护结构型式、支护技术参数。加强顶板支护管理, 使得支护设计更加合理, 既要在工作面上合理安排位置, 最大限度降低地压对顶板的影响, 另一方面还要加强矿压监测, 运用新技术和新材料, 完善顶板支护体系, 保证顶板事故的安全。

参考文献

[1]张敏.浅析采煤工作面的合理支护设计与顶板管理[J].中国科技博览, 2012 (21) :29.

[2]段红民.复合顶板锚杆支护设计优化[J].煤炭工程, 2010, 43 (11) :23-24.

复合顶板巷道支护研究 第7篇

1.1数值模拟

(1) 力学模型建立

采用FLAC3D建立模型尺寸高×宽×厚为60m×50m×50m, 如下图1.1、1.2所示。

1.2模拟结果分析

为了研究该矿复合顶板巷道变形破坏范围, 对巷道无支护掘进进行模拟。巷道竖直方向和水平方向的位移云图, 如图1.3、1.4所示。

由图1.3和图1.4可以看出, 巷道开挖后, 周边围岩出现变形, 主要以位移变化来显现。在竖直方向, 巷道围岩变形主要集中在巷道顶板中心附近, 底板变形较小, 整个变形基本成对称分布。在水平方向, 巷道围岩变形主要集中在直墙上部的拱帮处, 整个变形基本成对称分布。在设计锚杆支护时, 对于变形严重区域, 可适当缩小间距或在此区域打入锚杆。

2 支护设计

通过回风巷初期棚式支护的实践及理论分析表明, 它作为被动支护, 在支护复合顶板巷道时, 巷道的矿压显现剧烈。顶板剧烈下沉甚至开裂。在巷道掘进期间就需要进行多次返修和复棚、卧底及挑顶。这种被动的支护方式掘进效率低下, 返修率高, 无法实现煤矿的高产高效以及生产安全要求。为了改善支护效果, 改进支护形式, 在回风巷后期的直墙半圆拱巷道, 将采用具有主动支护作用的锚杆进行支护。

巷道开挖后, 两帮与顶底板都出现一定范围的破坏区, 如图2.1所示。锚杆支护的作用在于保持破坏区内岩层的稳定性。锚杆支护设计的根据是运用自然平衡拱理论。

2.1 煤帮破坏范围的确定

两帮破坏深度C, 由下式确定:

结合该矿回风巷实际条件, 此巷道未受到采动影响。巷道应力集中系数取2.5;巷道埋深取最大值350m;表示采动影响程度的无因次参数取1;硬度系数取巷道围岩最软处2;巷道轮廓范围内的煤层厚0.4m;内摩擦角取35°。

计算得出两帮破坏深度范围约为1.3m。

2.2 顶板破坏范围的确定

顶板岩层的破坏深度, 可根据下式求出:

结合该矿总回风巷实际条件, a的值为2m;岩层的倾角为25°;待锚岩层的稳定性系数取0.45;锚固的岩层的硬度系数取4。

计算得出顶板破坏深度范围约为1.6m。

2.3 锚杆支护设计

顶板和两帮采用左旋树脂锚固螺纹刚锚杆, 参数为Φ20-2200mm, 锚固长度不小于0.35 m, 间排距为0.8m;锚固剂为MSK2335, 每根锚杆至少用一卷;托盘采用150×150×6.0mm球形托盘, 螺母为高强阻尼螺母, 配合减阻垫圈使用;锚固力不低于75k N, 预紧力不低于30k N。

采用锚索加强支护, 具体参数为:SKP15-1/1860, Φ15.24-6000, 每隔3排锚杆 (2.4m) 布置一排锚索, 锚固长度至少1.4m。锚固剂为MSK 2550, 每根锚索采用3卷;托盘采用钢制蝶形托盘, 200×200mm;锚固力不低于200k N, 预紧力不低于80k N。

采用金属网片的尺寸为1000mm×3600mm。

3 锚喷支护设计

主要是根据《煤矿巷道断面和交叉点设计规范》 (GB50419-2007) 对于不受采动影响的拱形断面确定喷射混凝土厚度为100mm。

4 支护效果模拟分析

主要是通过支护前和支护后巷道围岩位移量来进行比较。

不支护和锚杆间排距0.8m支护情况下巷道开挖后, 竖直方向上位移云图如图1.3、4.1所示, 水平方向上位移云图如图1.4、4.2所示。

不支护和锚杆间排距0.8m支护巷道开挖后围岩位移对比如下表所示。

由表可知, 无支护顶板位移达到了238.6mm, 底鼓量约38.2mm, 顶底板移近量为276.8mm;支护后顶底板变形大幅度降低, 其中顶板位移为117.2mm, 降低了约51%;水平位移上, 支护后两帮移近量减少了104.7mm, 降低了近46%。说明巷道支护后, 有效地控制了围岩的变形。

5 结论

根据自然平衡拱理论, 对该矿回风巷进行锚杆支护的理论计算设计及数值模拟研究。

(1) 顶板和两帮采用左旋树脂锚固螺纹刚锚杆, 参数为Φ20-2200mm, 锚固长度不小于0.35m, 间排距为0.8m;锚索采用Φ15.24-6000, 每隔3排锚杆 (2.4m) 布置一排锚索, 锚固长度至少1.4m;采用金属网尺寸为1000mm×3600mm, 喷浆厚度为100mm。

(2) 巷道开挖后, 在无支护情况下, 顶板出现明显下沉, 顶底板移近量很大。巷道在设计的锚杆、锚索的作用下, 有效地控制了围岩的变形, 使其保持在一个有限的范围内, 相对不支护而言, 顶底板移近量降低了约51%, 两帮移近量降低了近46%。支护效果达到了预期要求。

参考文献

[1]张彬, 任永杰.复杂条件综掘巷道支护技术[J].矿山压力与顶板管理, 2002, 2.

[2]杨光玉, 等.复合顶煤巷锚带网加锚索联合支护技术[J].煤矿安全, 2001, 8.

煤矿井下巷道掘进顶板支护探析 第8篇

根据巷道掘进顶板的使用规模和支护位置等实际工作因素, 可以将巷道掘进顶板支护分为以下几种典型的方式。

(1) 采用矿用支护型钢的支护形式。通常来说, 矿用支护型钢主要包括U型钢和工字钢等, 这种钢的独特形状和力学机械性能, 使得它们在圆形、半圆形和椭圆拱形的巷道中得到了广泛的使用, 由于巷道顶板支护需要承受较大的动载荷的冲击和疲劳磨损, 因此矿用巷道支护钢在韧性、抗压能力、抗拉能力和抗剪切能力上的要求较高。与此同时, 巷道在具体的使用过程中, 由于矿层地质构造的变化和掘进切面的变化使得巷道在两个方向上的位移较大, 这就需要支护架本身具备较好的承载能力。矿用钢的抗弯截面模量必须达到一定的标准, 同时考虑到巷道支护的整体滑移和定位的要求, 对于矿用钢在锁紧和滑移的具体性能参数也有一定的规定, 顶板支护模块之间的接触面积要大、接触面平整且要受力均匀。

(2) 采用伸缩性能突出的支架。金属支架相较于其他材料的支架, 在承载能力上往往具有突出的优势, 而这种承载能力又主要体现在工作承载和极限承载能力上, 由于巷道内部的具体构造和矿层的地质活动, 使得在巷道顶板支护中经常出现应力集中的现象, 这时一旦支护板件模块弹性偏差, 就会造成局部承载过大, 严重时甚至会出现支护板件垮塌的现象。因此, 具备优良伸缩性能的支护支架就有了良好的应用前景, 通过支护支架的伸缩动作, 可以吸收局部地区甚至是顶板支护整体的应变能, 这一过程中展现出来的承载能力就是支架的实际承载能力。而在极限工况, 诸如瞬时冲击或者巨大载荷作用下的支架表现出来的承载能力, 就是极限承载能力, 支架超过极限承载能力的结果就是支护支架出现塑性变形。一般来说极限承载能力是要超过实际承载能力的, 但是两者不能相差过大, 这样会对支架材料造成严重的疲劳磨损的风险, 也降低的支架的使用效率。

(3) 采用预设煤柱的顶板支护方式。在传统的采煤作业当中, 巷道的本身必须具备以下三种功能, 即:坑道支撑保护、人员行进通道和煤炭运输通道, 而且还要包括矿区内的通风和瓦斯收集管理等, 因此在巷道顶板支护的铺设之处, 往往会预先埋下具有一定宽度的煤柱, 使得巷道上方的运输层和巷道下方的通风层彼此保持一定的距离, 避免两者直接发生应力传递。这一技术的运用已经具备较长的历史, 其作用更是在通风和排水上展露无遗。当然预设煤柱的弊端也是十分明显的在日常的采煤作业中, 煤柱的损失十分巨大, 需要矿区花费巨大的保养和维护成本, 大大加重了巷道整体的维修难度和维修力度, 而且一旦巷道煤柱的安放和排列未能使应力均匀布置的话, 就会使局部的煤柱受力过载, 进而使整个巷道都有垮塌的风险, 因此, 使用这种方式要承担巨大的安全风险。

(4) 采用锚杆支护的方式。这种方式是最为常见的煤矿巷道顶板支护的做法, 通过锚杆支护可以最大限度地保障巷道整体的承载能力, 保障巷道的整体安全, 而且可以更便捷地布置运输巷道层, 可谓是一举多得。常见的锚杆支护需要用到的构件主要有锚杆体、托板、加固凝剂、钢带和保护网, 通过紧固螺钉, 将锚杆的承载压力分散给构件体全身, 进而扩散到整个岩层, 加大锚杆的承载能力, 在托板的作用下可以使岩层的变形为最小, 达到防止岩层破裂垮落的实际作用。

2 煤矿井下巷道掘进过程中顶板支护的常见问题

主要会包括以下几个方面, 其一是矿区岩层的影响, 一旦岩层的整体稳定性偏差, 就会加大顶板支护的难度, 岩层的变形一旦增大, 甚至会破坏整个巷道的结构;其二是巷道顶板的固定问题, 这多是由于复杂多变的坑道形状, 加大了顶板铺设的难度, 使得在局部地区会出现应力集中的现象, 增加了安全隐患。可见, 顶板支护的影响因素主要是集中在煤矿矿区的地质构造条件、顶板支护的铺设工艺这两点上, 从这些角度出发可以较好地解决顶板支护现存的一些问题。

3 强化煤矿井下巷道掘进顶板支护的管理

(1) 提升支护技术, 提高顶板支护的承载能力。制定相适应的顶板支护的施工方案, 提出具体的支护方式选择方案、巷道掘进的配套方案和巷道开口的预留方案等, 提前计划好巷道支护的材料、数量和具体尺寸, 明确支护操作规范, 提升整体的支护技术水平。在支护层的安装过程中要始终以保障支护层的承载能力为核心要求, 尽量保障支护模块之间具备较大的接触面、接触面平整对齐, 支护体尽量架构在实心岩层之上。

(2) 加大安全生产的教育力度。煤矿生产安全第一, 这就要求矿区要始终不能松懈安全教育, 尤其是在井下巷道掘进顶板支护这一技术环节, 首先要明确顶板支护的实际操作规范, 将操作标准逐步细化, 并且制定相应的检查制度, 注重验收工作;其次要组建专职的监督审核机构, 认真考核实际的支护作业的质量, 及时反馈可能存在风险的操作细节;最后要开展全方位的操作技能培训和安全生产专业讲座, 提升员工的安全意识和技术操作水平, 最大限度地降低由于支护操作不当所带来的安全生产隐患。

(3) 提高新技术和新工艺的普及力度。煤炭开采的机械化、自动化和智能化将会是未来采煤技术的发展趋势, 矿区必须将发展的眼光集中在这几点上, 针对当前支护技术的发展现状和发展趋势, 以及煤矿井下巷道掘进顶板支护铺设工艺的发展, 逐步吸纳能够有效应用于自身矿区的新技术和新工艺, 扩大以大型综合挖掘系统为代表的新设备的使用范围, 对于大断面层的掘进巷道的顶板支护可以采用连续掘进技术, 这大大降低了顶板支护的铺设难度和施工难度, 对于小断面的顶板支护可以采用凿岩台车实现定位的自动化操作。

摘要：煤矿生产活动中事故率较高, 而巷道顶板事故是其中比较典型的事故类型, 顶板支护的实际效果将直接体现在掘进速度和坑道安全的保障效果上。本文通过分析煤矿井下巷道顶板支护的发展现状, 重点阐述了有效的顶板支护的管理途径。

关键词：煤矿井下巷道,巷道掘进,顶板支护

参考文献

探析煤矿井下巷道掘进顶板支护 第9篇

1 常见的煤矿井下巷道掘进顶板支护方式

煤矿井下巷道支护主要经历了木支架支护、砌碹支护、可缩性支架支护以及锚杆支护等几个阶段。在煤矿的巷道掘井的支护形式中, 锚杆支护、矿用支护型钢以及可缩性支架支护等是比较典型的支护形式。

1.1 锚杆支护

锚杆支护是我国煤矿巷道首选的支护方式, 锚杆支护可有效改善煤矿巷道的布置方式, 能有效提高煤矿煤炭产量以及效益。该支护方式主要运用的支护构件有锚杆杆体、锚杆托板、锚固剂、钢带以及网等。其中, 锚杆的主要作用在于抗剪与抗拉;而托板即是围岩与锚杆尾部相互接触的构件, 其主要作用在于:通过施加适当的扭矩给螺母, 从而使巷道的表面受到托板紧压, 以此提供预紧力给锚杆, 并扩散到煤岩体中, 使围岩的应力状态得以有效改善, 从而抑制围岩节理裂隙张开、结构面滑动或者围岩离层等问题;同时托板还能够将围岩变形产生的荷载传递给锚杆杆体, 从而使锚杆的工作阻力增大, 有效抑制围岩变形。网紧贴于巷道表面, 能够提供支护力并起到防止围岩中的破碎岩块跨落的作用。

1.2 矿用支护型钢

工字钢与U型钢是当前煤矿矿用支护型钢的两种主要的类型。通常而言, 在煤矿的椭圆形、半圆形以及圆形的巷道断面中, 这类矿用支护型钢因其具有良好的韧性、且抗剪、抗压与抗拉的能力较强等优势, 应用非常广泛。由于煤矿巷道掘进的工作环境非常复杂, 因此, 就给矿用支护型钢的使用提出了更高的性能要求。一方面, 煤矿井下巷道掘进中产生的横向的荷载以及竖向的推动力均须由支护架承担, 就要求使用的支护架在横向与纵向的两个方向上, 都要具备足够的负荷承载能力。同时, 截面抵抗矩直接影响着矿用支护型钢的断面集合参数, 因此, 煤矿巷道支架的负荷承载能力应与截面抵抗矩的相应数值接近。另一方面, 煤矿巷道支架的可缩性能决定着矿用支护型钢的集合形状, 这就要求在滑移或者锁紧其集合形状时, 要确保矿用支护型钢的受力状况要好, 接触面面积尽可能大, 且能进行平稳地滑移。

1.3 可缩性支架支护

一般情况下, 金属支架的负荷承载能力主要表现在两方面:一是极限承载能力;二是实际承载能力。极限承载能力是指煤矿巷道的可缩性支架在其刚性过程中所呈现出的最大负荷承载能力。煤矿巷道支架是否发生塑性变形决定了支架极限承载能力的达标状况。实际承载能力指的是煤矿巷道的可缩性支架在其收缩的过程中呈现出的负荷承载能力, 它主要受到煤矿巷道支架的工作状况以及连接件的影响。通常而言, 在煤矿巷道支架的实际承载能力与极限承载能力相差不大的情况下, 巷道的可缩性支架状态最好。

2 煤矿井下巷道掘进顶板支护问题及其影响因素

2.1 煤矿井下巷道掘进顶板支护的问题分析

2.1.1 围岩的稳定性较差, 致使煤矿巷道支护难度大。

在煤矿井下巷道掘进施工中, 若围岩发生位移或产生过大变形, 造成巷道特别是岩体松软地段巷道的严重破坏, 就会使支护在经过多次返修之后仍然不达标。因此, 巷道变形的问题无法通过支护进行彻底地解决。

2.1.2 围岩产生变形甚至被破坏, 顶板缺乏合理的固定。

在煤矿井下巷道掘进过程中, 围岩岩体遇水会产生巨大的膨胀力, 加之受到过大的挤压力, 从而使围岩发生变形, 使巷道的支护结构遭到严重的破坏。同时, 在巷道的掘进施工中, 顶板受地质因素影响, 通常会有零块掉落现象出现;加上层理与节理的发育, 常常会使片帮煤增加, 顶板裂缝增多并张开, 甚至出现围岩离层, 极易造成冒顶事故, 加大了顶板支护的难度。

2.2 影响煤矿井下巷道掘进顶板支护的因素

煤矿井下巷道掘进施工中, 影响顶板支护的因素多种多样, 如煤矿的地质构造以及施工工艺等, 具体主要有以下几方面。

2.2.1 煤矿的地质构造因素。

在煤矿井下巷道的掘进施工中, 煤矿的层理以及节理发育状况、褶曲构造或者是掘进工作面煤岩的硬度情况、顶板以及底板的稳定性都会影起巷道的顶板支护问题。对于地质与基础条件较好的地段, 可实现快速地掘进;然而对于地质结构较为复杂的地段, 巷道掘进施工的质量以及掘进的速度都会受到严重影响。例如, 在褶曲断层地质构造中, 极易引起煤层厚度变化巨大, 造成煤岩层缺乏稳定性, 从而使顶板碎裂, 造成垮落事故以及顶板支护的问题。

2.2.2 施工工艺因素。

现阶段, 我国煤矿在巷道的掘进施工中, 主要运用钻爆法进行掘进施工, 并以锚喷支护为主要的支护方式, 相较于传统的砌碹支护以及架棚支护而言, 其掘进的速度以及施工质量都有很大提高。但在掘进施工实践中, 仍存在着装药量控制失当以及炮眼缺乏有效掌握等问题, 从而降低了锚网喷支护的质量。此外, 对于煤矿井下一些巷道较为密集的地方, 当开掘其中一条巷道之后, 岩体的地应力平衡就会遭到破坏, 若再进行另一条巷道施工, 从而形成了两个掘进工作面的叠加, 使地应力增大, 也加大了顶板支护的难度。

3 煤矿井下巷道掘进顶板支护控制的技术管理措施

3.1 加强技术准备, 提升巷道顶板的承载能力

强化巷道掘进施工前的技术准备。 (1) 根据煤矿矿压观测资料、实际的地质构造以及巷道围岩的力学性质等具体情况, 选择与煤矿井下巷道施工现场最适合的支护方式;同时针对重点施工部分, 如冒顶处理、掘进工作面巷道开口等, 要预先制定相应的安全技术方案。 (2) 强化巷道掘进施工设计, 并明确支设方式、临时支护形式以及材料数量与尺寸等, 严格执行掘进作业规程。

煤矿巷道掘进施工中, 无论选用哪种支护结构, 都要确保开掘巷道要最大程度的光滑与平整, 因此选用的爆破方式通常采用光面爆破方式, 并辅以锚喷支护方式, 从而使围岩的完整性与稳定性得以保护, 并降低煤岩层的松动程度, 使顶板自身承受负荷的能力得以加强, 使支护体结构与围岩共同完成承载作用。

3.2 强化支架强度以及围岩释压与让压的协调能力

煤矿井下巷道在进行初掘之后, 极易使巷道产生位移与变形, 这就要求选择支护方式时, 尽量选择初具柔性后具刚性的支护结构, 缓解巷道位移与变形的问题, 同时还有利于巷道空间的完整性的保持, 大幅降低返修量以及返修次数。鉴于此, 要加强支架强度以及围岩释压与让压的协调作用, 增强巷道支护体的强度, 并使围岩在适当范围内变形, 进行围岩的释压, 强化顶板支护效果。

3.3 加强对掘进工艺与设备的投入力度

采用先进的巷道掘进施工技术。 (1) 对于地质构造与基础条件比较好的煤矿巷道施工而言, 可选用整机结构紧凑、中心相对较低、机身较矮、破岩能力较强的巷道综合机械化掘进施工技术。该掘进施工技术主要由悬臂式掘进机、单体锚杆钻机以及供电设备等组成, 具有较强的生产能力, 并对各种地质条件都比较适应。该掘进施工技术采用液压马达, 能够直接驱动装载机构, 液压系统增设了自动加油装置, 稳定性与可靠性高;PLC技术作为该技术电气系统的主要控制技术, 还有故障诊断以及工矿检测等功能。 (2) 对于大断面的煤层而言, 可采取连续采煤机掘进施工技术。在多巷快速煤矿掘进施工以及矩形断面双巷掘进施工中, 该掘进施工技术应用广泛。采用该技术进行大断面煤矿巷道掘进时, 在采用连续采煤机开掘运输巷道时, 在回风巷道中, 锚杆钻车可同时进行锚杆支护作业, 两者还能实现连续交叉作业。

加强对掘进施工的设备投入。在煤矿井下的巷道掘进施工中, 尽量推广运用锚索以及锚网等可缩性支架进行支护, 并进行机械化作业。同时, 在小断面煤矿巷道的掘进施工中, 可推广使用凿岩台车, 实现钻孔开孔、换钎返钎以及定位等的自动化;在大断面的煤矿巷道掘进施工中, 可加强使用综掘机、TBM掘进机以及盾构机等, 提升掘进速度与施工质量, 实现一次成巷。

4 结语

综上所述, 在煤矿井下巷道掘进施工中, 巷道支护尤其是顶板支护是必不可少的环节, 只有进行准确且及时地顶板支护, 才能保障巷道掘进施工安全正常进行。因此, 在煤矿的井下巷道掘进施工中, 要根据煤矿具体情况, 合理选择支护方式, 提升巷道支护效果。同时, 随着巷道掘进深度的增加, 煤矿的压力也随之增大, 从而使巷道顶板事故频发。因此, 在巷道掘进施工中, 还要注重运用先进掘进施工工艺与设备, 提升顶板的支护强度, 保障巷道掘进施工顺利安全开展。

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