煤巷支护论文范文

煤巷支护论文范文（精选10篇）

煤巷支护论文 第1篇

035023区大部分巷道都布置在原始煤层中, 巷道支护采用了锚杆支护, 经过几个月的使用表明, 支护效果很好, 支护强度达到要求, 完全能够满足安全生产的需要, 从而解决了矿工钢、U型钢棚支护在使用、回撤、运输等方面的问题, 减轻工人的劳动强度, 降低了成本, 提高了巷道的利用率, 达到了预期的目的, 取得了煤巷锚网的成功。

2 锚网支护在残采煤层中的使用

近几年随着煤炭资源的逐渐枯竭, 原始煤柱也逐渐减少, 采迹、冒落带增多, 这就给锚杆支护带来了一定的困难, 在经过压实顶板坚固的旧采迹、冒落区进行锚网支护, 困难很多。施工过程中采用锚杆支护与U型棚支护配套使用, 即先进行锚杆支护, 每支护一段距离在后路备3-5mU型棚, 棚距可相应加大, 经过二次支护的巷道比直接支护的巷道服务时间长3个月以上, 能够满足从采区准备到采区结束的需要。经过长时间的使用, 也取得了成功, 这说明锚杆支护不仅仅局限在原始煤层中使用。

在035023区掘送过程中, 大部分巷道进行了锚杆支护, 部分旧采迹中也进行了锚杆支护, 施工中锚杆间、排距均为500mm500mm, 对于松软区, 地质构造变化带, 支护条件复杂区域, 采取了加密锚杆间、排距的措施, 保证了安全生产。对于顶板, 我们使用了5根2.4m长螺纹钢, 加强对顶板的管理, 起到了加固拱和增强筋作用, 由底板0.5m起开始打锚杆, 采用1.8m长锚杆护两帮, 金属网使用网孔500mm500mm的菱形网, 网边对接, 网扣0.1m一扣辫式链法联接一扣压一扣, 既结实又美观, 并在铁制托盘上加了一个木制托盘, 螺丝紧固后, 当顶板来压时起到了缓冲作用, 使铁制托盘不直接受力, 缓解了铁制托盘的变形时间。

3 煤巷锚杆施工工艺

(1) 打眼前及光面爆破后, 必须严格执行敲帮问顶制度, 及时将浮块叫掉, 并用单体与托木配套使用打好临时支护, 严禁空顶下作业。

(2) 锚杆眼垂直巷道轮廓线或垂直煤层。

(3) 根据现场实际情况控制好锚杆眼深度, 确保锚杆托盘紧贴煤壁, 保证锚杆有效。

(4) 锚杆眼打完后, 将眼中煤粉掏净后安装锚杆。

(5) 锚杆安装完成后及时挂网, 金属网延煤壁铺平、拉紧, 网边对接用12号双股铁丝拧三个劲以上, 然后按规定时间使用机械或力矩钣手拧紧锚杆托盘的螺丝, 锚杆螺丝外露螺母10mm-15mm。

(6) 煤巷锚网施工, 后路必须班班有专人检查顶板压力、锚固力等情况, 如发现失效锚杆, 必须重新打锚杆眼, 补打锚杆。

4 锚网支护管理

对于残煤复采, 施工中地质构造多, 部分煤层帮顶松软, 这时可相应地将锚杆间距、排距缩小或改变支护方式, 更换支护等方法, 在后路的帮顶, 锚杆管理中顶板下沉、离层, 大量锚杆失效时, 要立即撤出人员至安全地点, 并由外向里进行修复处理, 待处理安全后方可正常施工。

锚网支护作为一种主动支护形式, 具有增强筋作用、抗变形能力增强。采用锚网支护的巷道, 对锚杆的锚固力必须做拉拔试验, 单根顶板锚杆的锚固力不低于70kN, 单根两帮锚杆锚固力不得低于40kN, 锚杆杆体极限抗拉强度不小于40MPa, 锚杆所承受的煤层重量要小于或等于锚固力或杆体拉断力两者其中最小值即:

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锚网巷道每隔30m建立一个观测站, 设置顶板离层监测仪, 观测对象为顶板离层、顶板下沉量、两帮移近量、锚固力等项。顶板离层监测仪的使用说明, 达到绿线时正常, 达到黄线时加强观测, 达到白线时加密锚杆间、排距并做好备棚准备工作, 达到红线时必须进行架棚支护。在井上建立锚固力试验及顶板层监测记录台帐, 数据记录要准确及时。

5 锚网支护优点

实践证明, 煤巷锚杆支护具备很多优点。

(1) 煤巷锚网支护最终断面的形成是以手掘、风镐为主的, 防止了片帮冒顶发生, 保证了巷道成形好, 减少放炮时煤壁的震动破坏, 对保证煤壁平整, 减少裂隙等都能起到较好的作用。

(2) 锚杆支护巷道的利用率可达95%以上, 而架棚巷道的利用率只有80-85%。

(3) 现使用的树脂锚药仅用40秒就可以凝固, 锚固方便, 可在短时间内加固帮顶。

(4) 锚杆比U型棚轻便、施工简单, 有利于机械化施工和一次成巷, 加快施工进度, 工人劳动强度大大降低了。而且经济效益高, 它可以节省大量的钢材和木材, 降低成本达30%以上。

(5) 锚杆支护巷道变形小比架棚巷道维修量小, 维护费用低。

(6) 锚网巷道能够减少通风阻力, 不存在空帮顶、闷顶现象, 也就不存在超高冒顶而发火。避免了瓦斯积存和冒烟、发火。

摘要：随着科学技术的飞速发展, 巷道支护的进一步改革, 从木棚支护, 到工字钢棚, 发展到现在的U型钢棚支护。, 近几年煤巷锚杆支护这一新技术在西安煤业公司广泛推广应用, 并取得了良好的效果。

煤巷支护论文 第2篇

第一章 总则

1.1 本规范是专门针对潞安矿区现有生产矿井所开采的3#煤层的地质与生产条件而编制的，旨在促进潞安矿区煤巷锚杆支护技术健康发展，为矿井实现安全高效创造良好条件。

1.2 根据《潞安矿区巷道围岩地质力学测试与分类研究报告》和《潞安矿区煤巷锚杆支护成套技术研究》的结论，在潞安矿区的煤巷中可以并应积极推广应用锚杆支护技术。

指导思想是：解放思想，实事求是，因地制宜，积极推广应用。

工作原则是：以科学的理论依据为指导，以严谨的态度抓好设计、施工和管理。

1.3 本规范适用于潞安矿区以锚杆支护作为主要手段的煤巷，包括：(1)回采巷道（运输巷，回风巷，开切眼，瓦排巷等）；(2)采区集中巷；(3)煤层大巷；

(4)各类煤巷交岔点和峒室。

1.4 在进行煤巷锚杆支护设计前，必须有全面、准确、可靠的巷道围岩地质力学参数，包括地应力的大小和方向、围岩强度、围岩结构等。否则，不能进行锚杆支护设计。

1.5 煤巷锚杆支护设计采用动态信息设计法。设计是一个动态过程，充分利用每个过程提供的信息。设计应严格按五个步骤进行，即巷道调查和地质力学评估、初始设计、井下施工与监测、信息反馈分析和修正设计、日常监测。

1.6 煤巷锚杆支护材料的尺寸规格、力学性能与产品质量必须满足锚杆支护设计的要求，并符合煤矿安全有关规定。否则，不能下井使用。

1.7 煤巷锚杆支护施工应严格按照设计和作业规程要求进行，确保施工质量。

1.8 与煤巷锚杆支护技术有关的各级管理和技术人员，以及操作工人，都应进行锚杆支护技术培训。

1.9 本规范未涉及的煤巷锚杆支护技术问题，应按煤炭行业有关规定执行。

第二章 巷道围岩地质力学评估与现场调查

2.1 巷道围岩地质力学评估与现场调查是煤巷锚杆支护设计的基础依据和先决条件，必须在进行支护设计之前完成。

2.2 地质力学评估与现场调查首先应确定评估与调查的区域，考虑巷道服务期间影响支护系统的所有因素，随后的锚杆支护设计应该限定在这个区域内。2.3 地质力学评估与现场调查主要包括以下内容

(1)巷道围岩岩性与强度

煤层厚度、倾角和强度；顶、底板各岩层的岩性、厚度、倾角和强度。

(2)围岩结构与地质构造

巷道围岩内节理、裂隙等不连续面的分布，对围岩完整性的影响；巷道附近较大断层、褶曲等地质构造与巷道的位置关系，以及对巷道围岩稳定性的影响程度。

(3)地应力

巷道原岩应力的大小和方向，与巷道轴线的夹角；巷道周围采动状况，以及采动对巷道围岩应力的影响程度。

(4)环境影响

巷道水文地质条件，涌水量，瓦斯涌出量，对围岩强度的影响程度，围岩的风化特性等。

(5)锚杆锚固力

用井下施工中要采用的锚杆，以端部锚固的方式，在顶板和两帮设计锚固长度范围内进行拉拔试验，锚固力满足设计要求时，方能在井下使用。

2.4 巷道围岩地质力学参数，包括地应力、围岩强度和围岩结构应采用先进的测试方法进行测试。目前根据国内外的技术水平和科研成果，应采用下列井下实测的方法确定。

(1)地应力可采用水压致裂法或应力解除法测量。

(2)巷道围岩强度可采用井下围岩强度测定装置直接在钻孔中测量，也可在井下巷道中取岩芯，在实验室制成岩样进行测量。

(3)围岩结构应采用巷道表面观察，钻孔取芯测量和钻孔窥视相结合的方法进行。

2.5 巷道围岩地质力学参数有一定的适用范围。当在一个地点获取的参数用于同一煤层的其它地点时，应进行充分的现场调研，以保证两地点条件的相似性。

2.6 当巷道围岩岩性、结构和应力条件发生较大变化时，如遇到大型地质构造，开采新的煤层，矿井开拓延伸至深部等，应对地质力学参数进行重新测定。

第三章 煤巷锚杆支护设计

3.1 在巷道围岩地质力学测试与评估、现场调查的基础上进行锚杆支护设计。先提出锚杆支护初始设计，然后随井下施工进行进行矿压监测，信息反馈，以验证或修改初始设计。

3.2 锚杆支护初始设计可采用以下三种方法进行：(1)工程类比法：当一个地点的巷道锚杆支护设计通过井下施工和监测证明是合理的，在同一煤层类似尺寸的其它巷道，通过充分的现场调查和评估，证明两个地点在地质条件、围岩性质、应力场等方面是相似的，则第二个地点可参考第一个地点的锚杆支护设计。

(2)软件设计法：采用“潞安矿区煤巷锚杆支护设计软件LABOLT”设计或经公司认可的成熟的设计软件进行设计。必须保证输入软件的参数合理、准确、可靠。

(3)数值计算法：对于特殊条件的巷道，应采用数值计算单独进行设计，通过多方案比较，确定合理的锚杆支护初始设计。

3.3 锚杆支护初始设计应包括以下设计内容：

(1)巷道断面设计

(2)锚杆支护形式设计

(3)锚杆支护参数设计

(4)锚杆支护材料设计

(5)锚杆支护施工设计

(6)锚杆支护矿压监测设计

3.4巷道断面设计应考虑以下因素（煤巷断面一般采用矩形）：

(1)巷道内布置的最大设备尺寸；

(2)巷道内管线布置及行人要求；

(3)巷道内通风要求；

(4)巷道变形预留量。

3.5 锚杆支护形式有以下类型：

(1)单体锚杆支护；

(2)锚网支护；

(3)锚梁（带）支护；

(4)锚梁（带）网支护；

(5)锚梁（带）网锚索支护。

对于服务时间长的煤巷，根据需要还应进行喷浆。

3.6 对于煤顶巷道和全煤巷道，顶板采用高强度螺纹钢锚杆组合支护，加长锚固，锚索补强。巷帮支护也优先采用高强度螺纹钢锚杆组合支护，但可根据巷道围岩条件、使用要求选择其它锚杆形式。

3.7 锚杆支护参数设计包括以下内容：

(1)锚杆种类（高强度螺纹钢锚杆，普通圆钢锚杆，其它锚杆）

(2)锚杆直径；

(3)锚杆长度；

(4)锚杆密度（即锚杆间、排距）；

(5)锚固方式（端部锚固，部分锚固，加长锚固，全长锚固），锚固剂规格与数量；

(6)锚杆钻孔直径，当采用高强度螺纹钢锚杆时，钻孔直径与杆体直径之差应控制在6—10mm之间；

(7)锚杆角度，一般情况下顶板两角锚杆与垂线呈25±5º角，其余垂直顶板；两帮上部锚杆与水平线呈10º角；

(8)组合构件的规格和尺寸；

(9)锚索种类（树脂锚索，树脂注浆联合锚固锚索）；

(10)锚索直径；

(11)锚索孔直径与锚固方式，锚固剂规格与数量；

(12)锚索长度；

(13)锚索密度，即锚索间、排距；

(14)锚索组合构件规格和尺寸；

(15)锚索角度。

推荐的锚杆支护参数见表1。

表1 锚杆支护参数系列 项

目 系

列

锚杆长度

(m)1.6 1.8 2.0 2.2 2.4

锚杆直径

(mm)16 18 20 22

锚杆孔径

(mm)28

锚杆排距

(m)0.7 0.8 0.9 1.0 1.1 1.2 1.3 1.5 锚杆间距

(m)0.7~1.5，每级相差0.1 锚索直径

(mm)15.24 锚索孔径

(mm)28 32 锚索有效长度

(m)5~10

3.8 锚杆支护初始设计文件包括以下内容

(1)巷道布置和地质条件。包括巷道所处位置，与周围其它巷道的关系，巷道顶、底板岩性分布，提供巷道布置图和地质柱状图；

(2)支护地点现场调查和地质力学评估结果；

(3)巷道的使用特征和断面设计结果；

(4)锚杆支护形式和参数，提供巷道支护布置图；

(5)锚杆支护材料型号、力学性能、指标和加工方法，提供锚杆支护材料清单；

(6)井下施工机具清单，施工工艺和技术要求，以及安全技术措施；

(7)矿压监测方法与内容，包括验证初始设计的综合监测和日常安全监测。说明监测站安设方法，仪器使用方法，提供矿压监测、测站布置图和所需仪器与物品清单；

(8)矿压监测反馈指标及指标数值，锚杆支护初始设计修改方法和原则。

第四章 煤巷锚杆支护材料

4.1 锚杆支护材料包括锚杆杆体、锚固剂、托板、螺母，组合构件（钢筋托梁、钢带、网，锚索、锚具、锚索托板、锚索托梁）等，各构件的性能、强度与结构必须相匹配。

4.2 金属锚杆杆体符合以下规定：

(1)高强度螺纹钢锚杆杆体的屈服强度不低于400MPa，极限抗拉强度不低于600MPa，延伸率不低于17%；

(2)圆钢锚杆杆体的屈服强度不低于235MPa，抗拉强度不低于370MPa，延伸率不低于20%；

(3)锚杆杆尾螺纹应采用滚压加工工艺成型，螺纹公称直径应大于杆体公称直径2mm。

(4)锚杆杆体的不直度不大于3mm/m。

4.3 靠采煤工作面一侧的煤帮锚杆优先采用非金属锚杆（玻璃钢锚杆等）。当非金属锚杆不能满足要求时，方可采用金属锚杆。

4.4 树脂锚固剂：执行原煤炭工业部MT146.1-1995标准。

4.5 锚杆托板符合以下规定：

(1)金属托板形状为拱形，根据需要还应配用调心垫圈。

(2)托板的承载能力与杆体尾螺纹承载力相匹配。

(3)金属托板尺寸不小于100100mm，其厚度不小于5mm。

4.6 托梁符合以下规定：

(1)在一般条件下，优先选用钢筋托梁。在钢筋托梁不能满足要求时，使用W型钢带。

(2)钢筋托梁有两种规格，其一是在安装锚杆的部位焊接纵筋，用于巷道围岩条件较好的情况，钢筋托梁的宽度应与锚杆托板匹配（托板尺寸应大于托梁宽度20mm）；其二是在安装锚杆的部位焊接带孔钢板，用于巷道围岩较差的条件。

(3)钢筋托梁必须保证焊接质量。

(4)W型钢带执行煤炭行业MT/T 861-2000《矿用W钢带》标准。

4.7 网：巷道顶板网采用金属网。巷帮可根据条件选择不同类型和材料的网。

4.8 锚索应符合以下规定：

(1)锚索索体采用高强度低松弛预应力钢绞线，抗拉强度不小于1860MPa，延伸率3%；

(2)锚索索体锚固端设置搅拌头和锚固剂堵头，以保证锚索锚固质量；

(3)锚索锚具的承载能力不小于索体的拉断载荷；

(4)锚索托板和托梁的承载能力与索体强度匹配；

(5)树脂锚固锚索的锚固长度不小于1200mm；

(6)注浆锚索所用的水泥标号不低于425#。

4.9 有关锚杆支护材料的其它事宜，见《潞安矿区煤巷锚杆支护材料系列与标准》。

第五章 锚杆支护施工

5.1 锚杆支护施工前应做好一切准备工作，包括：

(1)编制掘进作业规程：施工前必须依据设计及有关资料编制详细的掘进作业规程，并按规定程序上报审批。

(2)支护材料：根据设计要求准备好施工所需的支护材料，并确保产品质量；

(3)施工机具：根据本矿巷道围岩条件，选择合适的锚杆机具（包括锚杆（索）钻机，钻杆、钻头、锚索张拉设备等），并保证产品质量和配件；

(4)培训：施工前必须对操作工人进行作业规程贯彻学习，使其熟练掌握施工工艺、技术要求和机具的操作方法，强调施工质量的重要性和保证措施。

5.2 井下施工时，必须严格按照锚杆支护设计要求进行，确保锚杆支护施工质量。

5.3 巷道掘进应符合以下规定：

(1)锚杆支护的煤巷优先采用掘进机掘进。若采用炮掘，必须进行合理的爆破参数设计，最大程度地减小爆破作业对巷道围岩稳定性的影响；

(2)巷道掘进断面按设计尺寸及有关要求进行，保证成形质量。

5.4 临时支护应符合以下规定：

(1)严禁在空顶下作业，必须按作业规程要求进行临时支护；

(2)优先选用具有一定初撑力的临时支护装置和先进可靠的临时支护方法。

5.5 锚杆必须紧跟掘进工作面及时支护，最大空顶距严格按作业规程要求执行。最小空顶距不得大于200mm。严禁留较大的空顶交给下一班。

5.6 锚杆钻孔应符合以下规定：

(1)钻孔前应根据设计要求和围岩情况定好孔位；

(2)钻孔直径应与锚杆杆体匹配。钻孔直径与螺纹钢锚杆杆体直径之差应控制在6-10mm之间；

(3)钻孔深度必须符合设计要求，不得超过允许的误差范围；

(4)钻孔轴线方向应符合设计要求，偏差应控制在5之内；

(5)钻孔中的煤粉或岩粉应按作业规程要求在安装锚杆前清理干净。

5.7 锚杆安装应符合以下规定：

(1)树脂药卷搅拌是锚杆安装中的关键工序。搅拌时间按不同型号和厂家要求严格控制，同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断；

(2)锚杆托板应紧贴托梁或煤（岩）壁，未接触部分必须楔紧、垫实；

(3)锚杆安装必须有一定的预紧力。高强度锚杆的安装扭矩不得小于100N•m；圆钢锚杆和玻璃钢锚杆的安装扭矩不得小于60 N•m；

(4)锚杆的外露长度不得大于50mm；

(5)锚杆间排距误差不得超过50mm。

5.8 钢筋托梁应尽量与巷道壁面保持良好接触。当巷道壁面不平整，钢筋托梁无法贴紧时，应采用背板材料垫实。

5.9 铺网应按设计要求进行。铺网时必须将网铺平拉紧，网片间连接牢固。

5.10 锚索安装应符合以下规定：(1)小孔径树脂锚固锚索钻孔直径不得大于28mm，其它要求同锚杆钻孔；

(2)锚索搅拌树脂药卷和托板安装的技术要求同锚杆安装；

(3)锚索安装必须施加一定的预紧力，预紧力控制在80~100kN；

(4)张拉锚索时要两人协作，张拉油缸应与钢绞线保持在同一轴线上，操作人员要避开张拉缸轴线方向，以保证安全；

(5)张拉时发现不合格锚索，必须在其附近补打合格锚索；

(6)张拉后，锚索的外露长度不得超过300mm；

(7)液压切割器使用时必须两人协作。采用专用套管将钢绞线套好，防止钢丝散落。切割时，切割器前方5m范围内不得站人；

(8)锚索间排距误差要求同锚杆。

5.11 掘进时形成的巷道超宽和超高应及时处理。可采用加长钢筋托梁、补打锚杆（索）等方法进行。

5.12 巷道地质条件发生变化时，应根据变化程度调整支护参数或采取应急措施及时处理。如加密锚杆、锚索，采用单体液压支柱或金属支架支护等。

第六章 锚杆支护施工质量检测

6.1 锚杆支护几何参数应根据技术要求及时进行检测，检测内容、频度和要求如下：

(1)检测内容包括锚杆（索）的间、排距，锚杆（索）的安装角度，锚杆（索）外露长度等；

(2)当检测结果不符合要求时，应根据具体情况进行处理，并分析落实责任，属施工操作的问题，追究施工者的责任，务必使其及时改正。属技术措施不当，要及时修正；

(3)检测频度为每天一次，并做好相应的记录。

6.2 必须定期进行井下锚杆锚固力检测，检测内容、频度和要求如下：

(1)锚杆锚固力检测采用井下锚杆拉拔试验完成；

(2)锚固力检测抽样率为1%。每300根顶（帮）锚杆抽样一组（3根）进行检查。不足300根时，按300根考虑。拉拔加载至锚杆锚固力设计值的90%为止；

(3)锚杆锚固质量合格条件为：被检测的3根锚杆都应符合要求。若有1根不合格，再抽样一组（3根）。再不合要求，必须组织有关人员研究锚杆施工质量不合格的原因，并采取相应的处理措施；

(4)锚杆拉拔试验应遵守下列规定：

① 锚杆拉拔计在试验过程中必须固定牢靠；

② 拉拔锚杆时，拉拔装置正对下方附近严禁站人；

③ 锚杆杆端直径一旦出现颈缩时，应及时卸载。

(5)锚杆拉拔试验后，应及时重新拧紧螺母。如果锚杆失效，应及时补打锚杆；

6.3 在下列情况下，应做相应的拉拔试验：

（1）锚杆支护设计发生变更；（2）锚杆支护材料发生变更；（3）巷道围岩地质条件发生较大变化，如遇断层、破碎带、褶曲等地质构造；（4）巷道顶板出现较大淋水。

6.4 必须进行锚杆预紧力检查。检查内容、频率和要求如下：(1)锚杆预紧力检查采用力矩扳手；

(2)每小班抽样一组（3根），每根锚杆螺母拧紧力矩应符合技术要求；

(3)若其中一个螺母扭矩不合格，将其重新拧紧即可；若有2个或2个以上不合格，应将本班安装的所有螺母重新拧紧一遍。

第七章 锚杆支护矿压监测

7.1 所有采用锚杆支护的巷道都应进行矿压监测，以了解巷道围岩变形、破坏状况，锚杆（索）受力分布状况。

7.2 井下进行矿压监测前，应做好以下准备工作：

(1)组织好矿压监测队伍，要求对监测工作认真负责，并具有一定锚杆支护知识和经验；

(2)按设计要求的规格和数量准备好所需监测仪器和测站安设所需物品；

(3)准备好矿压监测所需的记录表格；

(4)对监测工进行技术培训，使其掌握测站安设方法和仪器的使用和操作方法。

7.3 对于施工巷道（全长）矿压监测分为两种方法：

一是综合监测，用于验证和修改锚杆支护初始设计； 二是日常监测，用于监测巷道安全状况。

7.4 综合监测应符合以下规定：

(1)综合监测内容包括巷道表面位移、顶板离层和锚杆（索）受力状况；

(2)每条锚杆支护巷道应根据其围岩条件和长度设计2-3个测站。当巷道尺寸或掘进工艺改变，或观察到围岩地质条件发生变化时，应根据变化情况增加测站个数；

(3)每个测站的位置、仪器分布绘图标明，并详细注明相关的地质与生产条件。每个测站都应设定专门的编号，以便用于读数时识别；

(4)观测频度：每周1-2次。若遇到特殊情况，适当增加观测次数；

(5)监测结果与记录说明必须由专人保存，方便以后使用。

7.5 日常监测应符合以下规定：

(1)日常监测内容包括巷道表面位移和顶板离层；

(2)巷道表面位移每100-150m设置一个测站。顶板离层每30-50m安设一个顶板离层指示仪。当巷道尺寸、掘进工艺或围岩地质条件发生变化时，应根据具体条件调整测站数。每个巷道交岔点要安设顶板离层指示仪，同一条巷道内只能安装同一种型号顶板离层指示仪；

(3)测站分布应绘图标明。每个测站都应设定专门的编号，以便读数和记录；

(4)观测频度应满足以下要求： ① 巷道表面位移观测频度同综合测站；

② 顶板离层仪在距掘进工作面50m内观测离层值，每班1—2次，在50m以外，除非离层仍有明显增长的趋势，一般可停止测读具体数据，改为观察两个刻度坠的颜色。

(5)监测结果由专人保存，以备后用。

7.6 巷道表面位移监测应满足以下要求：

(1)巷道表面位移监测内容包括顶底板相对移近量、两帮相对移近量、顶板下沉量、底臌量和帮位移量；

(2)采用测枪、测杆或其它有效仪器进行巷道表面位移监测；

(3)一般采用十字布点法安设测站，每个测站应安装两个监测断面。基点应安设牢固，防止在监测过程中脱落。

7.7 巷道顶板离层监测应满足以下要求：

(1)采用顶板离层指示仪监测顶板离层；

(2)顶板离层指示仪的安设应尽可能靠近掘进工作面；

(3)顶板离层指示仪应安设在巷道的中部；

(4)双基点顶板离层指示仪浅基点应固定在锚杆端部位置，深基点一般应固定在巷道顶板以上7m的位置；

(5)所有存在缺陷、表面模糊不清或超出量程范围的离层指示仪应立即更换，新指示仪应安装在同一孔和同一高度上。如果不可能安装在同一钻孔中，应靠近原位置钻一新孔。原指示仪更换后，要记录其读值，并标明其已被更换。

7.8 锚杆（索）受力监测应满足以下要求：

(1)采用测力锚杆监测部分、加长或全长锚固锚杆受力。采用锚杆（索）测力计监测端部锚固锚杆和锚索受力；

(2)锚杆受力监测仪器应在巷道支护施工过程中安设；

(3)一个观测断面上的所有锚杆位置都应布置测力锚杆或在锚杆（索）上安装测力计，以全面了解锚杆（索）受力分布状况；

(4)每个测站的每根测力锚杆或每个锚杆（索）测力计都应有专门的标号，以便记录读数。

7.9 矿压监测数据处理与信息反馈应满足以下要求：

(1)应及时处理和分析已有的矿压监测数据；

(2)将已获取的矿压监测数据与信息反馈指标相比较，判断锚杆支护初始设计是否合理。需要修改时，提出修改意见；

(3)锚杆支护设计修改准则主要有以下几条：

① 当锚固区内顶板离层值超限时，应增加锚杆密度或强度；

② 当锚固区外顶板离层值超限时，应增加锚杆长度或增设锚索；

③ 当锚杆受力超过反馈指标时，应增加锚杆直径或增加锚杆密度；

④ 当两帮移近量超限时，应根据具体条件增加帮锚杆密度、长度或直径。

(4)当发现顶板离层或巷道表面位移速度急剧增加时，应召集有关人员分析原因，并及时采取相应的安全措施。

第八章 锚杆支护管理

8.1 为保证锚杆支护技术的健康发展，必须认真加强锚杆支护管理。加强锚杆支护管理首要是落实好各级相关人员的安全生产责任制。努力提高技术水平和管理水平。公司主要分管领导应责成有关业务处室健全和落实好锚杆支护技术的相关责任制，整体协调全公司锚杆支护技术、材料、机具、施工和管理工作。深入到各矿进行监督和检查，促进全公司煤巷锚杆支护技术的健康发展。

8.2 各矿应建立健全本矿锚杆支护技术推广应用的管理办法和管理制度。从矿主要分管领导到相关科队和相关岗位人员，都必须认真遵守。

(1)现场调查与巷道围岩地质力学评估。应指派有关生产科室安排2-3名有较为丰富的地质和锚杆支护经验的技术人员进行该项工作。依据事先经矿总工审批制定的《调查与评估方案》进行，必须认真负责，确保提供的信息和参数比较全面、准确、可靠。调查与评估结束时，应提交《现场调查与巷道围岩地质力学评估》报告，评估人应在报告上签字。

(2)锚杆支护设计。锚杆支护设计可分为采区、采煤工作面或单项工程三种类型。各矿生产科应由较为丰富的锚杆支护知识和设计经验的掘进主管技术人员进行锚杆支护设计。熟练掌握“潞安矿区煤巷锚杆支护设计软件LABOLT1.0”或其它先进设计软件的应用。根据《调查与评估报告》及有关资料，进行初始设计。设计人员必须在初始设计说明书上签字后提交矿总工程师组织讨论、审查和修改，最后形成正式的锚杆支护设计，有关领导和人员签字后方可交付施工队进行作业规程编制。

(3)锚杆支护施工。施工前施工队技术主管应结合三大规程对施工工人进行技术培训。并应认真检查支护材料、施工机具和监测仪器等是否齐备，产品质量是否符合设计要求，杜绝不合格产品下井。井下施工开始后，还应进行现场技术指导，及时解决井下出现的技术问题。

(4)锚杆支护施工质量检测。各矿施工队每生产班必须设专人进行锚杆支护施工质量检测验收工作。检测验收人员应具有一定的锚杆支护知识和实践经验，工作认真负责，按照矿统一的检测验收标准要求完成锚杆支护几何参数、锚固力、预紧力以及顶板离层指示仪等的检测。每次检测都应填写检测表，由队技术主管汇总上报。具体表格形式和上报程序由各矿确定。并加强业务人员检查力度，若有不合格现象出现，应组织有关人员分析、讨论，并及时采取有效措施进行处理。

(5)矿压监测。各矿生产科必须设立锚杆支护矿压监测小组，建立健全监测内容和管理制度。认真做好日常的综合监测工作和落实好施工队日常监测工作。监测人员应具有较为丰富的锚杆支护知识和矿压监测经验，工作认真负责，实事求是。熟练掌握“潞安矿区煤巷锚杆支护矿压监测软件LAMD，VERSION1.0”或其它先进监测软件的应用。监测小组的主要任务和责任如下：

① 按照要求完成全矿井在用和施工中的锚杆支护巷道的矿压监测工作；

② 及时进行综合和日常监测数据的收集和处理，定期提交矿压监测阶段报告，监测人员应在报告上签字； ③ 收集井下各地点各类人员反映的矿压监测信息；

④ 当矿压监测结果表明设计需要修改时，应及时按程序汇报，由矿总工程师组织相关人员进行讨论、分析，确定修改方案，形成《修改补充设计》。有关人员签字确定后方可进行作业规程修改补充措施，再在井下实施；

⑤ 遇到矿压监测数据出现异常，应立即向业务科长和矿总工程师汇报，及时分析原因，采取有效的处理措施。

8.3 锚杆支护用品管理

(1)锚杆支护用品包括：支护材料，施工机具与设备，监测仪器。

(2)锚杆支护用品的型号、规格和性能必须满足设计要求。产品还必须有以下证件：

① 产品合格证；

② 国家或行业权威质检单位的检测报告（或鉴定证书）；

③ 煤矿安全标志。

(3)支护用品按管理程序和管理制度入库和发放使用时，有关部门和使用单位，必须认真按设计要求对支护用品进行检查验收。发现不合格、过期变质的支护用品一律退回，杜绝伪劣产品下井。同时应认真填写验收记录。

(4)应责成有关部门定期对本矿所有支护用品的保管和运输等环节的管理状况进行检查，严防保管和运输过程中的损失和损坏。

第九章 锚杆支护技术培训

9.1 凡与煤巷锚杆支护技术有关的管理、技术、施工人员都应进行技术培训。

9.2 领导与管理人员培训领导与管理人员应参加与其工作有关的培训，主要内容包括：

(1)国内外锚杆支护技术现状与发展趋势；

(2)锚杆支护作用原理；

(3)巷道围岩地质力学参数测试的重要性和必要性，以及基本测试方法和内容；

(4)锚杆支护设计方法简介；

(5)锚杆支护材料简介；

(6)国内外锚杆支护施工机具概况，常用的机具简介；

(7)锚杆支护施工质量的重要性，质量检测的必要性，以及检测内容；

(8)锚杆支护矿压监测的重要性和必要性，一般的监测方法和仪器简介；

(9)锚杆支护技术经济效益分析。

9.3 技术人员培训技术人员负责与锚杆支护有关的技术工作，必须经过1-2周全面、系统的技术培训，培训合格后方可从事锚杆支护技术工作。培训内容主要包括：

(1)岩石力学基本知识；

(2)巷道围岩地质力学测试内容、原理、方法，测试仪器介绍，数据处理和评估方法；

(3)锚杆支护与棚式支架支护原理的区别，常用的锚杆支护理论，锚杆与围岩相互作用关系；

(4)常用的锚杆支护设计方法，全面、详细的动态信息设计法介绍，煤巷锚杆支护设计软件详细培训，包括软件的组成、功能、操作方法、注意事项等；

(5)锚杆支护材料的种类、型号规格、力学性能和指标，支护材料质量检测方法与标准；(6)国内外主要锚杆支护机具的型号、规格、性能、指标，锚杆机具的适用条件，使用中的注意事项；

(7)锚杆支护施工工艺，包括施工前的准备，井下施工工艺，技术要求，安全技术措施等；

(8)锚杆支护施工质量检测内容、方法，检测仪器的使用方法和检测标准；

(9)锚杆支护矿压监测，包括监测方法、内容，测站布置和监测仪器的使用方法。锚杆支护监测软件的详细培训，信息反馈指标，验证和修改初始设计的准则；

(10)锚杆支护效果分析，经济效益统计、比较、计算。

9.4 施工人员培训

施工人员的培训内容主要与现场操作有关。培训内容有以下方面：（1）锚杆支护的基本作用原理；

（2）井下使用的锚杆支护材料种类、型号、性能简介；

（3）全面、系统的锚杆支护施工工艺、技术要求和安全技术措施培训。机具的性能和操作方法，机具的保护与维修；

（4）锚杆支护施工质量的标准要求极其重要性，劣质工程的危害性；

（5）锚杆支护施工质量检测的重要性，一般质量检测方法和检测仪器的使用方法；（6）锚杆支护矿压监测的重要性，测站和监测仪器的保护，简单监测仪器的用途和使用方法。

9.5加强培训工作

（1）领导及管理人员的培训由公司按培训计划安排；（2）技术人员的培训由各矿培训计划安排；（3）施工人员的培训由各施工队安排；（4）各级培训都应做好培训记录；

（5）施工人员并应结合培训考试，做到持证上岗。

附

录：

本规范主要名词解释

(1)煤巷：煤层巷道，在煤层中掘进的巷道。

(2)岩石顶板煤巷：沿煤层顶板掘进，顶板为岩层的煤巷。

(3)煤层底板煤巷：沿煤层底板掘进，顶板为煤层的煤巷。

(4)全煤巷道：在煤层中掘进，顶板和两帮全部为煤层的煤巷。

(5)锚杆：对巷道围岩起锚固作用的一套构件，包括杆体、锚固剂、托板和螺母等。

(6)锚杆支护：以锚杆为主要支护构件，配合其他构件和补强手段 的支护方式。包括单体锚杆支护，锚网支护，锚网梁（带）支护，锚网梁（带）锚索支护等。

(7)端部锚固：锚杆锚固长度不大于锚杆有效长度的1/3。

(8)部分锚固：锚杆锚固长度介于锚杆有效长度的1/3与1/2之间。

(9)加长锚固：锚杆锚固长度介于锚杆有效长度的1/2与锚杆有效长度的90%之间。

(10)全长锚固：锚杆锚固长度不小于锚杆有效长度的90%。

(11)杆体屈服载荷：锚杆杆体屈服时承受的拉力（kN）。

(12)杆体破断载荷：锚杆杆体断裂时所能承受的极限拉力（kN）。

(13)锚杆锚固力：锚杆在拉拔试验中承受的最大拉力（kN）。

煤巷低、高压注浆补强支护技术探索 第3篇

【关键词】支护；低压；高压；注浆

引言

随着支护技术的不断进步，锚杆、锚索支护方式已经较为普遍，成功应用于煤、岩各类巷道，但是在深部高应力、松软破碎围岩、沿空掘巷等条件下，支护面临新的困难。

根据有关机构统计，2011年国有重点煤矿发生的顶板事故占所发安全事故的比例达30%以上，顶板事故的发生频率远远高出其他安全事故。为此，探索煤矿顶板支护技术是解决顶板事故发生的重要手段。山西晋煤集团岳城煤矿在1304（上）采面布置过程中遭遇碳质页岩煤巷顶板，顶板支护面临技术难点，采用普通锚网锚杆联合支护方式不能有效解决顶板下沉问题，经技术攻关，矿方决定采用低、高压注浆补强方式增加顶板支护强度，通过技术实践，有效解决顶板支护问题，为矿井安全生产创造了良好条件。

一、复杂条件巷道支护现状及存在问题

1.深部高应力巷道支护难题

1.1采深对巷道影响较为明显，同一矿井中相近赋存条件的巷道对采深变化很敏感，在浅部能够使用的技术应用到深部，支护效果很差。

1.2巷道持续变形，流变、蠕变已成为深井巷道变形的主要特征。

1.3工作面开采加剧了巷道围岩变形，采深越大，影响程度越强烈。

1.4巷道从使用期间维护困难已发展到掘进期间维护困难，维护周期变短，单一的锚杆、锚索支护手段不能适应深井巷道的变形。

1.5深部巷道顶板冒顶频率增加，作业环境安全状况较差。

2.松软破碎围岩巷道支护难题

2.1松软破碎围岩巷道，地压基本上属于变形地压，局部地区存在松散地压，膨胀性岩体内存在膨胀地压。变形地压包括弹性变形、塑性变形、破裂面的产生和沿结构面的挤压错动、膨胀岩体遇水膨胀等。岩性和岩体结构的差异决定了各种变形及其对支护的影响也不相同，特别是膨胀岩体的支护属于世界性难题。

软岩巷道变形有如下特点：

2.1.1来压快、压力强度大、持续时间长。

2.1.2压力分布不均匀，塑性变形大，具有明显的流变性质，很容易产生松散地压。

2.1.3随着巷道的扩修，围岩松动破坏范围逐渐扩大，进一步加速变形，巷道支护更加困难。

3.沿空掘巷支护难题

沿空掘巷技术的推广能够有效减少煤炭资源的损失，但煤柱尺寸的减小，导致采空区侧媒体松散，整体强度减小，巷道帮鼓加剧；并且由于关键岩层的破断、回转和下沉，锚固区外出现离层区域的可能性加大，安全状况较差。

二、低、高压注浆补强支护技术介绍

低压浅钻孔注浆补强支护技术是指沿巷道顶板和煤帮施工浅钻孔，采用低压注浆泵将调配好的水泥浆注入巷道顶板和煤帮破碎区域较大的空隙，在巷道围岩四周形成一道阻隔，有效整合巷道煤帮和顶板，为高压钻孔注浆奠定施工基础。

高压深钻孔注浆补强支护技术是指在低压浅钻孔注浆补强技术基础上进一步对巷道煤帮和顶板破碎区进行整合，形成一定强度的巷道维护技术。高压喷射注浆技术具有适用范围广、施工简便、安全可靠、桩身强度大、材源广、成本低等特点，广泛应用于建筑物地基加固、地基处理、防渗止水、边坡防护和治理、堤坝防渗等方面，在国内外得到推广和应用。

低、高压注浆补强支护技术广泛应用于隧道施工和建筑基桩等工程活动中，在煤矿巷道支护方面还未见应用，通过技术比较发现，煤巷支护可参考该技术对巷道支护强度进行补充，有效防范巷道变形和顶板事故。

三、技术应用

岳城矿在1304（上）采面工作面布置过程中遭遇碳质页岩煤巷顶板，受前后工作面两次采动影响，巷道变形严重，需对巷道进行补强支护。经过时长7个月的低、高压注浆补强支护，有效的扭转了巷道变形快的困难局面，为工作面安全回采奠定了良好的工作基础。

四、低压浅钻孔注浆补强支护处理过程

①沿巷道顶板和煤帮施工浅钻孔；②预埋注浆管；③保障注浆管预埋在浅钻孔注浆区域位置；④底压注浆；⑤凝固。

1.施工准备

首先要明确现场处理时的各道工序负责制，并委派专业工程师对处理过程进行全程不间断的监督及管控，保证处理质量。其次是准备好钻孔、压浆等机具，以保证钻孔、压浆作业。

2.低压浅注浆孔布置

围岩水泥浅孔注浆钻孔全部采用五花布置，钻孔排距2000mm，孔深全部2500mm。13032巷围岩浅孔水泥注浆孔布置如图1所示。

3.注浆方式

埋孔口注浆管，孔内下射浆管，射浆管长度1.5m，全长一次注浆。

4.成孔

顶板使用MQT120锚索钻机打孔，钻头直径36mm；两帮煤层注浆孔使用ZQS-35手持式气动钻机，配38mm螺旋钻杆、43mm钻头打孔，下扎钻孔采用地质钻机打孔，钻头直径为56mm；打孔过程中如果成孔困难需要采用自钻式注浆锚杆进行打孔，配套钻机为YT28凿岩机，钻头直径为42mm。

5.注浆材料

水泥浆、水泥水玻璃双液浆。

6.注浆及技术要求

注浆压力1～2MPa，根据现场情况进行调整。注浆施工过程中，必须保证注浆压力，出现局部漏浆时采取相应措施，堵漏或压水后复注，漏浆严重导致停注的区域补打注浆孔。

五、高压深钻孔注浆补强支护处理过程

低压浅孔注浆完成3天后，水泥凝固后方可开始高压水泥注浆。

1.注浆孔布置

围岩水泥深孔注浆钻孔全部采用五花布置，钻孔排距2000mm，顶板注浆钻孔孔深6000mm，两帮注浆钻孔深度5000mm，深孔注浆钻孔布置在两排浅孔注浆钻孔中间。13032巷深孔水泥注浆孔布置如图2所示。

图2 高压深注浆孔布置

2.注浆方式

埋孔口注浆管，孔内下射浆管，6000mm钻孔射浆管长度5000mm，5000mm钻孔射浆管长度4000mm，全长一次注浆。

3.成孔

顶板使用MQT120锚索钻机打孔，钻头直径36mm；两帮煤层注浆孔使用ZQSj-90/2.4A手持式气动（防突）钻机，配42mm螺旋钻杆、44mm钻头打孔，下扎钻孔采用地质钻机打孔，钻头直径为56mm；打孔过程中如果成孔困难需要采用自钻式注浆锚杆进行打孔，配套钻机为YT28凿岩机，钻头直径为42mm。

4.注浆材料

水泥浆、水泥水玻璃双液浆。

5.注浆压力及施工技术要求

注浆压力4～6MPa，根据现场情况进行调整。注浆施工过程中，必须保证注浆压力，出现局部漏浆时采取相应措施，堵漏或压水后复注，漏浆严重导致停注的区域补打注浆孔。

六、结论

1、通过低压浅孔注浆可有效整合巷道顶板及煤帮的破碎围岩整体性，形成封闭通道。

2、通过高压深钻孔注浆可有效整合巷道顶板及煤帮受压区域的围岩，使巷道周围围岩与水泥浆形成浇筑凝固物，保障巷道可抗拒一定围岩压力，保障巷道完好性。

3、通过底、高压注浆补强支护方式可有效防止巷道变形，降低巷道维护成本。

参考文献

[1]岩土注浆理论与工程实例/《岩土注浆理论与工程实例》协作组编著.北京科学出版社，2001年

[2]李相然编著.高压喷射注浆技术与应用.中国建材工业出版社，2007年

[3]陈春生.高压喷射注浆技术及其应用研究[J].河海大学，2007年

[4]李相然，贺可强.高压喷射注浆技术与应用[J].建材工业，2007

作者简介

浅析煤巷锚杆支护机理 第4篇

关键词：支护,锚杆,围岩,作用

巷道支护技术是煤炭开采中的一项关键技术, 是保证矿井高产高效的必要条件, 因此具有安全、合理、有效的巷道支护方式显得非常重要。近年来, 由于锚杆支护技术具有支护效果好、成本低等诸多特点, 使得该技术发展迅速, 同时, 它的广泛应用给煤矿企业带来巨大的技术经济效益, 使之已经成为巷道支护的一个主要发展方向。

1 锚杆构件的作用

对于锚杆杆体本身来说, 由于杆体长度方向和尺寸大于其它两个方向的尺寸, 所以力学上属于杆件。这种构件主要提供两方面的作用, 第一是抗拉;其次是抗剪作用。

锚固剂的作用是将钻孔孔壁岩石与杆体粘结在一起。对于端部锚固锚杆, 锚固剂的作用在于提供粘结力, 使锚杆能承受一定的拉力。对于全长锚固锚杆, 锚固剂的作用主要有两方面:将锚杆杆体与钻孔孔壁粘结在一起, 是锚杆随着岩层移动承受拉力;当岩层发生错动时, 与杆体共同起抗剪作用, 阻止岩层发生滑动。

2 现有锚杆支护理论

2.1 悬吊理论

悬吊是最早的锚杆支护理论, 它具有直观, 易懂及使用方便的特点。特别是在顶板上部有稳定岩层, 而其下部存在松散、破碎岩层的条件下, 这种理论应用比较广泛。但是这种理论仅考虑了锚杆的抗拉作用, 没有涉及其抗剪能力及对破碎岩层整体强度的提高, 因此理论计算的锚杆载荷与实际出入较大。

2.2 组合梁理论

组合梁理论适用于层状岩层, 对于端部锚固锚杆, 其提供的轴向力将对离层产生约束, 并且增大了各岩层间摩擦力, 与锚杆杆体提供的抗剪力一同阻止岩层间产生相对滑动。对于全长锚固锚杆, 锚杆和锚固剂共同作用, 明显改善了锚杆受力状况, 增加了控制顶板离层和水平错动的能力, 支护效果优于端部锚固锚杆。

2.3 加固拱理论

加固拱理论充分考虑了锚杆支护的整体作用, 在软岩巷道中得到较为广泛的应用。大量的试验表明, 即使在软弱松散破碎的岩层中安装锚杆, 也可以形成一个承载结构。只要锚杆间距足够小, 就能在岩体中产生一个均匀压缩带, 它可以承受破坏区上部破碎岩石的载荷。

3 锚杆支护作用机理分析

3.1 锚杆的早期作用

巷道开掘阶段顶板破坏范围较小, 此时锚杆的作用主要是控制顶板下部岩层的滑动、离层、失稳。锚杆安装越及时, 预紧力越大, 则效果越好。

事实上, 锚杆越粗锚杆预紧力越大, 提供的抗剪力越大, 岩层越不容易发生错动。即使载岩层之间的粘结力丧失, 在水平应力作用下发生压曲, 压曲临界载荷也会得到明显提高。

相反, 如果锚杆没有预紧力, 则只有当岩层产生一定变形时锚杆才有载荷, 显然不能控制在这以前顶板岩层的离层和失稳。预紧力太小也不能起到良好效果。如果锚杆安装不及时, 较大范围内的岩层已产生滑动、失稳、离层, 岩层承载能力丧失很大, 再打锚杆就不会取得良好的锚固效果。

3.2 锚杆的中期作用

掘进影响稳定后至受到采动影响前, 称之为中期阶段。此阶段主要是由于岩石的流变效应, 致使随着时间推移, 岩层强度不断降低, 顶板下沉及锚杆受力逐渐加大, 最后形成一定范围的破坏区。当巷道有煤柱时, 残余支撑压力也影响巷道围岩变形和破坏。

3.3 锚杆的后期作用

当巷道支护时间很长或受到回采影响后, 巷道围岩破坏区会进一步扩大, 围岩变形急剧增加, 锚杆受力增大。会出现三种情况:一是锚固端仍处于稳定岩层中, 只是由于破坏区内的岩层进一步扩容、离层而引起锚杆受力增加, 顶板下沉增大。但只要保证锚杆不被拉断, 巷道仍能保持稳定。二是稳定岩层上移, 锚杆完全处于破坏岩层内。此时, 锚杆的作用发生了较大变化, 但只要锚杆参数选择比较合理, 顶板仍能保持稳定。三是当锚杆参数不合理或次生承载层所受载荷很大时, 承载层内仍会出现较大的扩容、离层, 承载能力下降, 厚度减小。

4 锚索作用机理

与锚杆相比, 锚索具有锚固深度大、锚固力强、可施加较大的预紧力等诸多优点, 是困难巷道工程支护加固不可缺少的重要手段。锚索有不同形式, 如端锚预紧力锚索, 全长锚固预紧力锚索, 以及全长锚固非预紧力锚索等。不同形式的锚索其支护加固机理也有所不同。

4.1 端锚预紧力锚索

一般认为这种锚索主要是悬吊作用。锚索把下部不稳定岩层悬吊于上部稳定的岩层。主要是将锚杆支护形成的次生承载层与围岩的关键承载层相连, 阻止因次生承载层失稳而引起的顶板垮落。同时, 由于锚索可施加较大的预紧力, 可挤紧和严密岩层中的层理、节理裂隙等不连续面, 增加不连续面之间的摩擦力, 从而提高围岩的整体强度。

4.2 全长锚固预紧力锚索

这种锚索不仅具有端部锚固预紧力锚索的各种作用, 而且由于锚索沿全长锚固, 具有类似全长锚固锚杆的作用。索体和锚固剂共同作用, 提高岩体的整体强度和刚度。

5 结语

(1) 巷道围岩变形和破坏的特点在于每个变形阶段都有自己的特征, 煤巷与岩巷相比有许多特色。

(2) 巷道围岩扩容、离层与滑动是锚杆受力的主要原因。巷道围岩变形和破坏的规律在不同阶段具有明显差别。因此, 锚杆支护的作用在巷道不同受力阶段有其特点, 而且是不断变化的。

(3) 锚杆的早期作用主要是阻止破碎岩块掉落并抑制浅部围岩扩容和离层, 减小岩层压曲和弯曲失稳的可能性。锚杆安装越及时, 预紧力越大, 支护效果越好。

(4) 随着时间的推移和受到采动的影响, 巷道围岩的破坏范围会逐渐扩大。当锚杆能伸入稳定岩层中时, 其作用主要表现为:将破坏区岩层与稳定岩层相连, 阻止破坏层垮落。

(5) 锚杆不能伸入稳定岩层时, 其作用主要是在破坏区内形成次生承载层, 阻止上部破坏岩层扩容和离层。同时使围岩深部岩层内的应力分布趋于均匀和内移。

(6) 钢带和钢筋托梁的早期作用主要是防止锚杆间的破碎岩块掉落。随着锚固区岩层扩容、离层的增大, 钢带和钢筋托梁受力逐渐增加, 对锚杆间的围岩施以径向约束, 阻止其产生进一步的扩容和离层, 从而增加次生承载层得厚度和承载能力。

(7) 当次生承载层发生压曲和弯曲失稳后, 钢带和钢筋托梁与倾斜锚杆形成组合支护系统, 防止破坏岩层垮落和发生较大的转动。

煤巷支护论文 第5篇

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:

“三软”煤巷支护技术研究与实践 第6篇

“三软”煤巷具有围岩强度低、自稳时间短、来压快、持续时间长等特点, 现有煤巷锚网支护技术难以推广应用, 巷道支护多以棚式金属支架为主[1]。近年来随着矿井开采深度逐渐加深, 即便采用具有高阻可缩特性的36U型钢支架, 巷道维护仍然较为困难, 支架损毁严重。大量“三软”煤巷不断陷入“前掘后修”、“屡修屡坏”的恶性循环, 不仅巷道维护成本成倍增加, 而且对矿井安全生产构成严重威胁。因此, 亟需对深部“三软”煤巷失稳、破坏机理及新型支护技术展开研究。

1 地质采矿条件

裴沟煤矿32采区二1煤层平均倾角约15°, 煤层厚度在4.0～10.0 m之间, 平均厚度约7.5 m。煤层顶底板均为砂质泥岩或泥岩, 受区域性滑动构造影响, 煤层顶、底板结构面发育, 易冒落, 属于典型的“三软”不稳定煤层, 采区地质柱状图如图1所示。

32071综放工作面设计长度150 m, 推进长度约1 156 m。工作面上、下副巷沿煤层底板掘进过程中, 巷道掘出后短时间内便强烈变形, 巷道顶板下沉量、两帮移近量及底鼓量均很大, 已难以满足正常使用断面要求, 对矿井安全生产构成严重威胁, 不得不对其进行多次大面积扩修。

2 巷道变形破坏特征及原因分析

32071工作面上、下副巷原设计均采用36U型钢棚支护, 巷道净断面尺寸为宽5.4 m高3.5 m, 棚腿外扎角为5°, 并采用木头椽子背帮接顶。采用上述支护方式后, 支架在承载过程中主要存在以下变形特征: (1) 支架搭接部位发生低阻滑移, 滑移量普遍达到1 m以上; (2) 巷道顶板下沉、底鼓及支架钻底严重, 巷道净高降低1 m以上; (3) 巷道两侧帮脚内移明显, 巷道下宽由5 m缩至3.5 m; (4) 椽子大多滑脱、折断, 大量软弱煤体从支架间挤出。基于现有U型钢棚支护的变形破坏特征看, 导致巷道失稳破坏的原因主要有以下几个方面: (1) 高应力作用下围岩发生塑性流变。二1煤层及顶底板岩体强度偏低, 高应力作用下易产生塑性流变。32071上副巷平均埋深约500 m, 且顶底板均为砂质泥岩, 巷道掘出后, 将在巷道两帮形成集中应力区, 巷道顶底板形成应力降低区, 松软煤体在高应力作用下易产生塑性流变, 并向巷道内挤出, 造成巷道断面急剧收缩。 (2) 支架承载性能未能有效发挥。由于支架连结构件强度不足或是卡缆预紧力矩偏低, 导致现有U型钢支架在实际承载过程中存在大量低阻滑移现象, U型钢支架的高阻可缩特性难以发挥, 对巷道软弱围岩提供的支护阻力较低。 (3) 现有支护结构稳定性差。棚式支护结构可抽象为可动铰支座的二铰拱模型, 已有研究结果表明, 该承载结构中拱的承载能力很高, 但由于铰链处具有三个自由度, 使得该结构抗侧压能力较差, 而且高应力软岩巷道中往往伴有强烈底鼓, 这使得支架结构稳定性进一步降低[1]。 (4) 支护护表构件强度低。相对一般围岩条件, 对于松散、破碎煤岩体往往需要支护具备更高的护表性能[2]。现有U型钢支架以椽子为背板并配合使用柔性编织网, 由于椽子强度偏低, 在支架实际承载过程中椽子大量滑脱或折断, 使得护表强度大幅降低, 大量煤体从支架间挤出。 (5) 无控底措施。巷道强烈底鼓是软岩巷道的主要变形特征之一, 原有U型钢棚支护只针对帮部和顶部进行支护, 底板成为巷道失稳破坏的突破口。对于强烈底鼓巷道, 为了满足巷道的使用要求又不得不进行卧底。而在卧底过程中一方面由于人为对底板岩层进行扰动, 使得巷道围岩松动圈发育范围进一步扩大;另一方面, 反复卧底将进一步降低巷道支护承载结构基础的稳定性, 促使巷道两帮内移, 导致支护承载结构稳定性进一步降低。

3“三软”煤巷高强稳定型支护技术方案

基于以上分析, 针对“三软”厚煤层巷道应首先采用具有高阻可缩特性的36U型钢全封闭支架作为基本支护, 利用其提供较高支护阻力, 控制巷道软弱围岩产生的塑性变形。其次实施结构补偿措施, 针对支架承载结构的薄弱部位进行结构补偿, 充分发挥主动支护和被动支护各自的承载性能, 实现两种承载结构的优势互补, 大大提高支护承载结构的整体承载能力。具体支护参数如下: (1) 全封闭U36型钢棚棚距为500 mm, 支架搭接长度为500 mm, 搭接位置采用2付双槽夹板限位卡缆和1付普通双槽夹板卡缆, 中间卡缆靠近下部卡缆安装, 要求卡缆螺母预紧力矩不低于300 Nm。采用金属网背板。 (2) 按要求施工结构补偿锚索, 锚索型号为φ18.98 000 mm 1860钢绞线, 锚索间排距为1 800 mm1 000 mm。每根锚索孔采用4支Z2350树脂药卷, 锚固长度约2.3 m, 锚索预紧力不低于90 kN, 如图2所示。

4 支护效果分析

32071上副巷采用高强稳定型支护技术后, 巷道表面位移变化情况如图3所示。由图3可见在2个多月观测时间内, 巷道累积顶底板移近量为40 mm, 两帮移近量为37 mm, 巷道变形得到了有效控制, 满足生产需要, 保证了采掘正常接替。

5 结论

随着采深的增加, 巷道所处围岩应力水平大幅提高, “三软”煤巷对支护要求越来越高, 传统的单一架棚支护形式已经很难有效抵挡巷道围岩的强烈变形, 往往需要采用联合支护以及增加支护材料的强度来提高支护结构的稳定性与承载能力, 以抵抗围岩的强烈变形;以往的巷道支护过程中往往只进行帮顶维护, 而忽视底板的治理, 对于“三软”煤层巷道, 无支护的巷道底板往往成为巷道变形破坏的突破口, 采用全封闭U型钢支架能够很好地控制底鼓;实施结构补偿锚索对U型钢棚支护结构的薄弱环节进行结构补偿, 充分利用深部较稳定岩体的承载能力, 同时, 以U型钢支架作为强护表构件, 提高了承载结构的承载能力与稳定性, 从而有效控制巷道围岩的强烈变形;裴沟煤矿在32071工作面上、下副巷成功实施了高强稳定型支护技术, 有效控制了巷道强烈变形, 为同类“三软”煤巷支护方式及参数选择积累了经验。

摘要：在对裴沟煤矿“三软”煤层地质条件、煤巷支护方式和巷道变形破坏特征的调查分析基础上, 针对传统支护方式难以有效控制“三软”煤巷强烈变形问题, 提出了采用全封闭U型钢棚配合使用锚索进行结构补偿的高强稳定型支护技术。

关键词：“三软”煤巷,结构补偿,全封闭支架

参考文献

[1]荆升国.高应力破碎软岩巷道棚-索协同支护围岩控制机理研究[D].徐州:中国矿业大学, 2009

三软煤巷强力复合支护技术 第7篇

1研究区条件

(1) 煤层赋存条件。

12221工作面位于石壕煤矿二采区下山南翼, 设计走向长500 m, 倾斜长150 m, 地面标高为+650～+690 m, 井下标高为+80～+110 m;煤层倾角8°～15°;煤层厚度变化较大, 平均6 m;局部含夹矸;煤层呈粉末状, 易碎、易片帮冒顶, 煤层坚固性系数为0.5～0.8。

(2) 煤层顶底板岩性。

煤层直接顶为泥岩、炭质泥岩, 厚0.2～1.4 m, 强度低, 易碎, 遇水易膨胀;基本顶为大占砂岩, 浅灰色, 成分以石英为主, 长石屑岩次之, 局部裂隙发育, 有淋水;直接底为灰黑色泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩, 平均厚度6 m, 岩性较软, 强度较低, 极易发生变形, 造成巷道底鼓。

(3) 地质构造情况。

二采区下山为单斜构造, 根据矿井地质资料及二采区下山掘进时揭露情况, 12221工作面下部为F45断层, 落差0～60 m, 该断层已经作为12221工作面的边界, 但预计在工作面运输巷、回风巷掘进过程中, 派生断层仍会对掘进造成影响;另外有2条断层F108 (266°∠85°, H=5 m) 、F109 (254°∠90°, H=7 m) 会对两巷的掘进工作造成影响。

2三软煤层巷道破坏原因分析

(1) 上覆岩层影响。

巷道埋深较大, 单一的棚式支护不能承受上覆岩层的压力, 由于岩体的流变作用, 支架必然发生变形, 从而造成巷道支护结构的破坏。

(2) 围岩特性影响。

煤层松软呈粉末状, 顶底板均为泥岩、砂质泥岩及灰质泥岩, 巷道围岩强度低, 变形量大, 变形速度快, 巷道施工时极易出现底鼓, 从而使两帮及顶板变形加剧, 松动范围扩大, 矿压显现明显。

(3) 碎胀作用影响。

岩层中夹矸为固化程度很低的泥岩, 夹矸及煤遇水变软, 发生膨胀, 在上覆岩层的作用下, 夹矸及煤被挤压出, 从而造成棚式支护的变形。

(4) 工作面回采影响。

由于生产接替紧张, 工作面还没有回采结束, 新工作面的两巷就必须开始掘进, 工作面回采引起的动压作用, 使围岩应力高于原岩应力, 当支护结构承受不了该载荷作用时, 必然产生变形, 造成巷道支护结构的破坏。

(5) 支护方式不合理。

单一的工字钢或U型钢棚支护属于被动支护, 不能抵抗围岩的变形, 在围岩压力作用下, 产生失稳变形、扭曲、弯曲、断裂, 从而造成巷道支护结构的破坏。

3支护方案确定

三软煤层巷道采用单一的工字钢或U型钢拱形棚支护, 顶梁压弯, 棚腿倾斜及底鼓现象突出, 巷道变形快, 稳定性差, 影响了巷道的施工速度及安全。为了改变巷道现状, 选择合理的支护方式迫在眉睫。根据石壕煤矿三软煤层巷道破坏原因分析可知, 为保证巷道支护质量, 必须从巷道破坏的根源入手, 解决巷道支护问题。

(1) 锚杆、锚索支护。

为了保证上覆岩层稳定, 防止上覆岩层在掘进过程中遭到进一步的破坏, 决定采用锚杆支护的组合梁理论, 通过锚杆的锚固力把数层薄的岩层组合起来, 增大岩层间的摩擦力;同时锚杆自身也提供一定的抗剪力, 阻止岩层间的相对移动, 从而形成锚钉加固的组合梁, 起到支护作用。锚索把下部不稳定岩层悬吊于上部稳定岩层中, 同时, 由于锚索可施加较大的预紧力, 增加层理、节理、裂隙间的摩擦力, 从而提高围岩的整体强度[3,4]。

(2) U型钢拱形棚加强支护。

U型钢拱形棚支架的高强度及可缩性, 使围岩应力及两帮应力得到一定程度的释放, 并且与松帮让压、松帮卸压技术结合起来, 允许适当的变形, 最终使围岩与支架相互协调, 达到支护的目的[5]。

(3) 围岩封闭。

由于三软煤层松软、易膨胀特性, 必须对其进行封闭, 阻止围岩及煤壁的风化, 从而阻止煤及泥岩的膨胀作用对巷道造成的破坏[6]。

根据分析, 决定采用“U型钢棚+锚杆+锚索+钢带+喷浆+工字钢点柱 (穿柱鞋) ”强力复合支护方式进行支护。

4支护参数设计

4.1巷道断面设计

考虑到煤层、运输、行人、通风、巷道侧压大等情况, 设计断面为带扎脚的半圆拱形。

(1) 巷道高度。

巷道高度需满足运输、通风、铺设管路的需要, 设计净高3 700 mm, 墙高1 600 mm。

(2) 巷道宽度。

巷道宽度需满足运输、行人、管线吊挂的需要, 设计腰宽4 400 mm, 底宽5 400 mm。

4.236U型钢拱形棚支护

U型钢拱形棚使用36U型钢制作, 支架分为3部分:弧形顶梁和2根棚腿, 弧形顶梁梁长4 900 mm, 腿长3 500 mm, 腰宽4 400 mm, 底宽5 400 mm, 净高3 700 mm, 扎脚距500 mm, 扎角72°, 棚距600 mm, 每棚用9套卡缆、5根连板连接。U型钢拱形棚支架规格如图1所示。

4.3锚杆、锚索、钢带梁支护参数设计

(1) 锚杆。

采用Ø22 mm2 400 mm左旋螺纹钢树脂锚杆, 间排距600 mm600 mm, 每根锚杆用2根K2350型锚固剂锚固。锚杆打设在钢带梁上。

(2) 钢带。

钢带使用8 mm厚钢板制作, 每根长3 400 mm, 每根钢带上布置6个Ø25 mm锚杆孔, 全断面布置钢带。

(3) 锚索。

采用17-Ø17.8 mm钢绞线制作锚索, 托盘用500 mm长11#工字钢制作。每根锚索用4卷锚固剂锚固, CK2350型2卷, K2350型2卷。锚索间距1 800 mm, 排距1 200 mm, 锚索打设在钢带梁上, 每排打设2根锚索。

(4) 锚网。

锚网采用金属网, 长宽为1 200 mm700 mm, 网格规格为70 mm70 mm, 网与网搭接长度为70 mm, 每隔150 mm用双股铁丝连接。

(5) 工字钢点柱。

工字钢点柱用4 000 mm长12#工字钢制作, 在距底帮2 000 mm位置架设, 埋深300 mm, 工字钢点柱1棚1架。

巷道支护断面及平面如图2、图3所示。

4.4喷浆参数

喷射混凝土采用P.O42.5普通硅酸盐水泥, 配合比水泥∶沙∶米石为1∶2∶1.5。沙为纯净河沙, 含沙率4%～6%;米石粒度5 mm;速凝剂掺量为水泥量的2%～4%, 速凝剂在喷浆机上料口均匀加入。

5施工工艺流程

巷道沿顶板采用炮掘方式进行施工, 由于煤质松软, 只在巷道中部及下部打设5～8个炮眼即可, 然后用风镐配合人工出煤。

5.1挂网, 打设锚杆、锚索及钢带

(1) 掘进面爆破后, 及时在有效掩体下按由外向里、先顶后帮的顺序找掉活矸危岩, 然后及时打设顶锚杆、锚索及钢带。

(2) 顶锚杆打设完毕后, 及时打设帮锚杆。

(3) 锚杆的初锚力不小于50 kN, 锚索的初锚力不小于120 kN。

5.2架设U型钢拱形棚

U型钢拱形棚架设滞后锚网支护15 m, 架设U型钢拱形棚前先对憋帮的地方进行松帮卸压, 对U型钢拱形棚肩窝处进行充填, 保证U型钢拱形棚支架与巷道顶帮完全接触, 在架设U型钢拱形棚时2次铺网。

5.3架设工字钢点柱

架设U型钢拱形棚之后, 及时在设计位置架设工字钢点柱, 工字钢点柱下穿长宽厚为300 mm300 mm100 mm木柱鞋。

5.4松帮卸压

U型钢拱形棚架设后, 每班安排3人进行松帮卸压和松帮让压, 每帮打设4个Ø45 mm孔。

5.5喷浆

架设U型钢拱形棚及松帮卸压之后及时对巷道进行喷浆封闭, 喷浆时喷厚为150 mm。喷浆时两帮挖出150 mm深的基础, 混凝土进行洒水养护, 每班洒水1～2次, 养护时间为15 d。

6巷道围岩变形观测

采用布置测点的方法观测巷道顶底板移近量及两帮移近量, 每隔20 m在巷道同一断面上布置1个测点。

(1) 巷道顶底板移近量。

喷浆前, 顶底板移近量前7 d变化较大, 最大达到200 mm;喷浆后, 顶底板移近量变化较小, 主要是底鼓引起的。

(2) 巷道两帮移近量观测。

喷浆前, 前5 d两帮移近量较大, 而后趋于平缓;喷浆后, 两帮移近量变化较小, 平均移近量为5 mm, 30 d后基本稳定。

(3) 巷道顶板锚杆、锚索应力观测。

锚杆、锚索应力逐渐增大, 喷浆前已基本稳定, 说明锚杆、锚索已经达到了设计的锚固力。

经观测, 巷道支护初期特别是喷浆封闭前, 巷道的顶底板及两帮均有较大的变化;喷浆后, 巷道基本趋于稳定, 变化较小。从巷道支护情况上看, 锚网及钢带的应用起到了控制围岩松动的作用, U型钢拱形棚的架设和喷浆封闭使巷道成为一个整体, 避免了因围岩裸露风化、膨胀造成巷道变形。

7结语

实践证明, 锚杆 (索) 主动支护与棚式支架被动支护相结合, 之后对巷道喷浆封闭, 有效地控制了巷道的强烈变形, 保证了巷道施工安全;同时显著降低了巷道的维修费用, 降低了工人的劳动强度, 改善了作业环境, 有效解决了三软煤层巷道维护困难的突出矛盾, 为矿井的持续稳定发展和安全高效建设提供了技术保障。

参考文献

[1]肖雪峰.“三软”煤层锚网金属支架复合支护技术的应用[J].煤矿开采, 2009, 14 (3) :57-58.

[2]万举峰, 刘永发, 王延润.“三软”地层条件下快速掘进技术[J].煤矿支护, 2008 (2) :44-46.

[3]刘金虎, 范者道.深部采区煤巷锚杆支护参数优化设计研究[J].江西煤炭科技, 2009 (3) :91-92.

[4]万雪峰, 石永奎.“三软”全煤顺槽桁架锚杆支护技术研究[J].探矿工程, 2007 (2) :57-59.

[5]裴兴军, 孙玉宁.三软煤层巷道25U型钢支护快速掘进技术[J].中州煤炭, 2009 (1) :65-66.

煤巷锚杆支护存在风险性分析 第8篇

1 锚杆支护风险分析

1.1 由于施工不当所导致的风险

(1) 目前多数矿井顶部锚杆采用全长锚固, 而全长锚固时, 有些施工人员为了便于安装锚杆, 施工的锚杆孔深度大于锚杆长度0.2m左右 (锚杆孔打浅了安装锚杆时较为困难) , 这样就有0.2m左右长的树脂药卷被推到眼底不起任何作用, 锚杆生根在距离孔底0.2m左右, 造成了生根不牢靠, 大大削弱了锚杆支护强度。

出现这种现象主要有两个原因: (1) 锚杆孔直径大小与树脂药卷直径大小匹配不合理, 锚杆与锚杆孔壁的空间小, 导致安装锚杆时锚杆还未到孔底时就凝固, 无法达到安装技术要求。只有通过合理匹配好锚杆孔钻头与树脂药卷直径大小, 保证锚杆能够顺利安装, 才能使锚杆生根到锚杆孔底部。 (2) 施工人员为了安装锚杆时省力、省时, 故意把锚杆孔打深, 为了避免出现此种情况, 就需要把锚杆钎子长度控制到设计长度, 以防锚杆孔长度出现“过剩”现象。

(2) 安装锚杆时, 施工人员未按要求边推锚杆边搅拌树脂药卷, 而是直至推不动锚杆才开始搅拌树脂药卷, 这样就导致树脂药卷不能均匀分布在锚杆眼的四周, 而且减少了锚固长度, 不能保证在锚固范围内围岩任何一点发生的离层和变形得到有效的控制, 从而降低了锚杆支护系统的刚度, 严重影响了支护质量。

(3) 安装锚杆时预紧力未达到设计要求、锚杆角度未按设计要求施工、树脂药卷数量未达到要求、锚杆间排距等未按设计要求施工, 这些都是锚杆支护的风险所在。锚杆的预紧力是安装锚杆时, 通过螺母或采用涨拉方法施加在锚杆上的力。锚杆预紧力的大小直接决定了锚固范围的围岩是否存在离层破坏情况。

由于锚杆支护具有较强的隐蔽性, 施工不当存在的风险难以发现, 如果顶板条件出现恶化, 就有可能出现冒顶事故, 所以在施工的过程中, 一定要加强施工过程控制, 避免出现施工不当而产生的风险。所以必须制定严格的考核制度, 加强施工过程管理, 层层把关, 确保施工质量不受人为影响, 这样才能保证施工的完整性、可靠性。

1.2 由于设计不当所造成的风险

(1) 顶煤厚度在2.5m左右时, 用2.4m左右长锚杆时将会导致锚杆生根在煤岩交界处, 而此处是最为脆弱的地点, 容易产生离层和变形, 会造成锚杆支护范围内顶板整体下沉。只有加长锚杆长度, 使锚杆能够生根到岩层中, 才能有效控制围岩变形。

(2) 高地应力巷道中, 锚杆预紧力、锚固力都无法满足地应力要求, 将会造成锚杆拉断或整体失效, 巷道支护被严重破坏。为了保证巷道的正常使用不得不进行多次修复, 从而造成较大的经济损失, 并对安全生产构成一定的威胁。此类巷道采用单一的锚杆支护形式很难达到良好的支护效果, 只有通过锚索补强或锚架复合支护才能满足支护需求。

1.3 由于地质条件变化所造成的风险

(1) 巷道出现断层或其它构造时, 围岩层 (节) 理发育、顶帮压力明显增大;或者处于应力集中区、顶板淋水区、裂隙发育区、巷道穿层地点、巷道顶板泥岩厚度大于1m区域、巷道宽度大于5m地段、巷道交叉点等特殊区域未及时采取加强支护措施或加强支护措施未达到现场支护要求, 往往存在较大的风险。只有充分分析地质条件变化因素, 及时观察现场实际状况, 采取大于理论支护强度的措施方可应对变化的地质条件。

(2) 顶板松软易冒、破碎地带, 锚杆不可避免地出现不贴煤面现象时, 也未再采取补救措施将是重大风险之一。科学的锚杆支护, 不是简单地在顶板安装锚杆, 而是应该使每一根安装的锚杆都发挥它的最大作用, 与周边的锚杆形成一个整体, 实现锚杆支护组合梁、悬臂梁的作用。

1.4 由于支护材料所造成的风险

目前各大煤炭公司大多自产自销支护材料, 支护材料质量参差不齐, 而有些材料支护强度过低, 在应力较大的条件下根本达不到工况点的要求, 导致松散破碎区逐步变大, 锚杆承受的压力越来越大, 最终发展到超过锚杆的锚固力, 此时锚杆支护系统失效将和围岩一起移动, 现场所表现的就是锚杆不破断但围岩位移大甚至冒顶, 使用这些材料将为支护安全留下巨大风险。

1.5 由于监测不全面所造成的风险

目前采用的煤巷锚杆监测手段有锚杆测力计、顶板离层仪, 而这些监测手段都是对点监测, 并不能覆盖全线, 而锚杆支护具有很强的隐蔽性, 巷道失稳预兆不明显, 很难直接发现其是否已具有危险性。因此制定一套完善的监测制度非常关键, 不仅要有监测设备, 还要固定监测人员随时监测支护情况, 有异常要及时进行处理。

2 锚杆支护施工技术要求

2.1 锚杆支护设计原则

锚杆直径、锚杆孔径、树脂药卷直径三者要合理匹配, 锚杆孔径要大于锚杆和树脂药卷直径5-10mm为宜。选择合理不仅为锚杆支护质量提供强有力的保障, 还为现场施工人员提供了有利的条件, 并且还能提高施工进度;否则将会出现施工进度慢、材料浪费多、支护质量不过关的局面。

2.2 锚杆安装要求

首先向锚杆孔装入树脂锚固剂, 然后慢慢升起气腿, 推进锚杆, 用锚杆将锚固剂推入孔底。然后打开钻机马达控制扳机 (开关维持在最大速度的50%) , 支腿始终保持推力, 当锚杆到达眼底时, 将扳机扳到最大, 以确保树脂完全混合, 直至感觉到有负载时, 停止锚杆旋转。等树脂锚固剂完全凝固后, 开动钻机, 带动螺母拧断剪力销, 上紧螺母。

锚杆安装完成后要符合下列要求: (1) 锚杆间排距误差为50mm。 (2) 锚杆孔轴向偏差要控制在设计规定的5°以内。 (3) 锚杆孔深不得小于杆体有效长度, 且不得大于杆体有效长度30mm。 (4) 锚杆端部必须推至孔底, 外端螺纹露出螺母的长度为15~50mm。 (5) 锚杆的孔位、孔深、角度、锚固力符合设计要求。 (6) 进行快速承载检验时, 5min内应达到设计值的60%及以上。 (7) 托盘必须紧贴煤壁, 螺母拧紧, 预紧力达到设计要求。

2.3 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察点。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;反之, 则表面支护强度低, 需要更改设计, 进行补强支护或改变支护形式。

(2) 顶板离层仪。必须紧跟迎头安设顶板离层指示仪, 其安设位置为巷道中顶位置, 安设间距为50m, 掘至采空区下方后不安设顶板离层仪。在地质构造带、应力集中区、巷道交岔点等特殊条件下都应安设顶板离层指示仪。

(3) 加强支护的条件。工作面若遇地质条件变化, 如断层破碎带、顶板松软易冒、煤岩片帮、顶压大、淋水较大等情况时, 要及时缩小排距, 每循环只准割一排;缩小排距仍不能保证支护安全时, 要及时改为锚网架棚联合支护 (必要时打点柱或复棚加强支护) 。若遇顶板冒落、冒空、片帮等现象时, 要坚持冒多高、锚多高的原则。锚网支护上方不得有木料和浮煤, 架棚时按架棚支护标准支护, 采用板皮或方木打木垛接实背牢。

3 结论

锚杆支护的风险性控制在巷道支护中举足轻重, 控制好就可以使锚杆支护形成一个整体, 保障巷道支护的长期有效性和稳定性, 适应地质和采矿条件的变化, 并且能够取得良好的经济效益;控制不好就有可能诱发各类顶板事故, 对安全生产构成较大威胁, 从而造成不必要的经济损失。锚杆施工时应严格按照技术要求, 可有效的控制支护风险, 保证巷道支护的长期稳定。

参考文献

[1]王金华.我国煤巷锚杆支护技术的新发展[J]煤炭学报, 2007, 32 (2) :118

不稳定煤巷支护技术及其应用 第9篇

1工作面地质采矿条件

裴沟煤矿主采二1煤层, 该煤层平均倾角15°, 煤层厚在4.0～10.0 m之间, 平均厚7.5 m。煤层直接顶为平均厚2.7 m的砂质泥岩, 坚固性系数为4～5;基本顶为中、细粒砂岩, 厚2.4～8.4 m, 平均厚5.2 m, 坚固性系数为6。煤层直接底为泥岩, 厚8.0～11.0 m, 平均厚9.0 m, 坚固性系数4～5;基本底为L8灰岩, 厚2.3～5.3 m, 平均厚3.4 m, 该岩层坚硬致密, 坚固性系数约为8。

裴沟煤矿32071综放工作面设计长度150 m, 推进长度约1 156 m, 该工作面北邻32051综放工作面和32051炮采工作面采空区, 南距浮山寨支断层96～135 m, 西靠32采区下山, 东至31采区上山。

裴沟煤矿属煤与瓦斯突出矿井, 工作面两巷从掘进到报废一般历时3～5 a, 但32071工作面两巷沿煤层底板掘进过程中, 巷道掘出后短时间内便强烈变形, 巷道顶板下沉量、两帮移近量及底鼓量均很大, 难以满足正常使用断面要求, 不得不对其进行大面积扩修。这不仅使巷道综合维护成本成倍增加, 而且对矿井安全生产构成严重威胁。

2巷道失稳破坏原因分析

32071工作面两巷均采用36U型钢棚支护, 巷道净断面尺寸为5.4 m3.5 m, 棚腿外扎角为5°, 并采用椽子背帮接顶。采用上述支护方式后, 支架在承载过程中主要存在以下变形特征:①支架搭接部位大量出现低阻滑移, 顶梁和柱腿相对滑移量普遍在1 m以上, 个别棚子甚至出现两侧柱腿“亲嘴”现象;②巷道顶板下沉、底鼓及支架钻底严重, 不仅支架顶梁下滑严重, 导致拱顶压平, 而且巷道底鼓量普遍较大, 巷道收敛净高超过1 m;③巷道两侧帮脚内移明显, 巷道下宽由5.0 m缩至3.5 m, 同时设计向外5°扎角的棚腿大多变成内扎角;④用作U型钢支架背板的椽子大多滑脱、折断, 大量软弱煤体从支架间挤出。

根据现场实测结果, 距掘进面8～10 m, 巷道即产生明显变形, 巷道高度普遍降低300～500 mm。随着距工作面距离的加大, 巷道顶底板及两帮移近量呈非线性增加趋势, 而且卡缆螺母普遍存在松动现象。基于现有U型钢棚支护的变形破坏特征分析, 导致巷道失稳破坏的原因主要有以下方面。

(1) 二1煤层及顶底板岩体强度偏低, 高应力作用下易产生塑性流变。32071回风巷平均埋深450 m, 且顶底板均为砂质泥岩。巷道掘出后, 将在巷道两帮形成应力增高区, 巷道顶底板形成应力降低区, 松软煤体在高应力作用下易产生塑性流变, 并向巷道内挤出, 造成巷道断面急剧收缩。

(2) 现有U型钢支架在实际承载过程中存在大量低阻滑移现象, U型钢支架的高阻可缩特性难以发挥, 支架工作阻力持续偏低, 对巷道软弱围岩提供的支护阻力较低。U型钢支架通过连接件锁紧后, 产生预紧力。外力若要推动支架连接部分滑动, 必须克服搭接部位型钢与型钢之间、型钢与连接件之间的摩擦阻力, 当巷道围岩变形促使支架承受载荷增加时, 支架内力随之增大。当轴力推动型钢搭接部位滑移时, 连接件将发生歪斜。型钢滑移后, 支架曲率半径减小, 使连接件与型钢之间的压力增大, 这就产生了附加压紧力。巷道围岩持续变形, 支架荷载和其内力也不断增加, 当支架节间搭接处的轴力大于卡缆预紧力引起的型钢之间或型钢与连接件之间的摩擦力时, 型钢之间产生相对滑动, 支架缩短。支架收缩后, 降低了支架承受的外载力。当轴力小于上述摩擦力时, 支架不收缩, 与荷载处于相对平衡状态。如果巷道围岩继续变形, 支架荷载与内力进一步增加, 当轴力大于上述摩擦力时, 型钢连接处又产生滑动, 如此往复进行。因此, 螺栓连接件的力学性能对可缩性金属支架的力学性能有着重要影响。大量实验室实测结果和理论计算表明, 目前U型钢支架卡缆螺母预紧力矩达到300 Nm时, 能够有效避免支架出现低阻滑移现象。

(3) 相对一般围岩条件, 松散、破碎岩体往往需要支护设施具备更高的护表性能。现有U型钢支架以椽子为背板并配合使用柔性编织网, 由于椽子强度偏低, 在支架实际承载过程中, 椽子大量滑脱或折断, 使得护表强度大幅降低, 大量煤体从支架间挤出。

(4) 现有棚式支护结构可抽象为可动铰支座的二铰拱模型, 已有研究结果表明, 该承载结构中拱的承载能力很高, 但由于铰链处具有3个自由度, 使得该结构抗侧压能力较差, 而且高应力软岩巷道中往往伴有强烈底鼓, 这使得支架结构稳定性进一步降低。往往由于支架承载结构帮部的失稳破坏, 导致支架整体承载能力急剧降低。现有支护技术大多注重提高支护体的强度和刚度, 忽略了支护形成的承载结构的稳定性。当前大量软岩巷道失稳破坏, 并非是所选支护体的强度、刚度不够所致, 而往往是现有支护体难以在巷道围岩浅部形成稳定、有效的承载结构, 支护体的承载性能难以充分发挥。因此, 单纯依靠提高支护体的强度和刚度, 很难从根本上解决深部软岩巷道所面临的问题。如何在合理加大支护强度的同时, 大幅提高支护承载结构的稳定性及承载能力显得更加重要。

(5) 底板未采取支护措施。在高应力软岩巷道中, 巷道强烈底鼓是其主要的变形特征之一, 由于巷道底板未采取控底措施, 在高应力软岩巷道中, 底板往往首先成为巷道变形、破坏的突破口, 而且往往由于底鼓量较大, 不得不进行卧底。一方面由于卧底过程中人为对底板岩层进行扰动, 使得巷道围岩松动圈发育范围, 进一步扩大;另一方面, 巷道反复进行卧底进一步降低了巷道支护承载结构基础的稳定性, 促使巷道两帮内移, 导致支护承载结构稳定性进一步降低。

3支护方案

根据以上分析可知, 控制三软煤巷围岩变形, 必须充分发挥支护体的承载性能, 同时采用结构补偿手段进一步提高支护承载结构的稳定性和承载能力。实施方案:①采用具有高阻可缩特性的36U型钢全封闭支架作为基本支护, 利用其提供较高支护阻力, 控制巷道软弱围岩产生的塑性变形。U型钢支架搭接部位使用3副卡缆, 分别为双槽夹板上、下限位卡缆和中部普通夹板卡缆, 进一步发挥U型钢支架的高阻可缩特性, 避免支架出现低阻滑移。②实施结构补偿措施, 对支架承载结构的薄弱部位进行结构补偿, 即通过耦合装置将U型钢支架与锚索耦合为一体, 变不稳定支护结构为稳定支护结构, 在提高支护结构稳定性的同时, 充分发挥主动支护和被动支护各自的承载性能, 大大提高支护承载结构的整体承载能力。其支护参数如下。

(1) 全封闭U型钢棚棚距为500mm, 支架搭接长度为500 mm, 搭接位置采用2副双槽夹板限位卡缆和1副普通双槽夹板卡缆, 中间卡缆靠近下部卡缆安装, 要求卡缆螺母预紧力矩300 Nm。

(2) 为提高支架护表能力, 沿U型钢棚外侧铺设金属网。金属网搭接100 mm, 每隔300 mm需用铁丝连网。接着在网与棚子之间, 沿巷道周向每隔300 mm安装一双抗单扣拉条。拉条两端分别钩住U型钢支架, 为了防止拉条滑落, 需用铁丝将拉条栓在金属网上。拉条可采用废旧U型钢或条钢加工, 同时对于网后有明显孔洞的区域, 必须将其背实, 改善支架与围岩的相互作用关系 (图1) 。

(3) 安装锚索进行结构补偿。帮、顶板锚索型号为Ø18.9 mm6 000 mm, 锚索间排距为1 600 mm1 000 mm, 锚索孔深为 (5 500±100) mm;底板锚索型号为Ø18.9 mm4 000 mm, 锚索间排距为2 5001 000 mm, 锚索孔深 (5 500±100) mm。锚索材质为1860钢绞线, 每根锚索孔采用1支K2335和2支Z2350树脂药卷, 锚固长度1.5 m。锚索托梁采用废旧U型钢或矿用工字钢加工, 采用锁芯为两半的锁具。安装完锚索后要对其进行张拉, 考虑到棚子架设初期的稳定性, 锚索初次张拉预紧力为50 kN, 并根据棚子受力状况对其进行二次张拉, 要求锚索预紧力不低于90 kN。

4支护效果分析

根据裴沟煤矿32071工作面实际地质条件, 在32071工作面两巷设置2段巷道进行对比试验。1#试验段位于32071工作面运输巷, 采用帮底互控技术支护;2#试验段位于32071工作面回风巷, 采用U型钢棚支护并进行帮顶结构补偿。帮底互控技术在原有36U型钢棚支护基础上, 既采用锚索针对直腿半圆拱形支架薄弱部位进行结构补偿, 又通过底反拱支架控制巷道底鼓, 同时进一步提高支架柱腿的抗侧压能力。由图2可以看出, 采用帮底互控+结构补偿技术后, 1#试验段巷道顶底板和两帮移近量在工作面回采期间基本控制在200 mm以下, 巷道维护状况良好。同时巷道两帮移近量和顶底板移近量增大趋势基本一致, 这表明巷道呈全断面均匀收缩状态, 确保了巷道的实际使用断面。

在2#试验段, 虽只针对棚式支架进行了结构补偿, 并未架设底反拱, 但从巷道支护效果看, 当巷道距工作面较远即不受采动影响时, 巷道维护状况较好, 巷道围岩位移量基本控制在100 mm以下, 虽然此时巷道底鼓量稍大但并不影响巷道使用。而当试验段巷道经受工作面超前支承压力影响后, 巷道底鼓量逐渐增大, 与此同时巷道两帮移近量也不断增加, 当测点距工作面60 m时, 巷道顶底板移近量和两帮移近量分别接近400, 300 mm, 而且还有继续增大的趋势。此时, 由于巷道底鼓量较大, 为保障工作面所需材料正常运输和正常行车安全, 不得不对该段巷道局部进行卧底, 以满足巷道使用要求。

5结语

在裴沟煤矿32071工作面两巷应用锚索对U型钢棚支护结构的薄弱环节进行结构补偿, 充分利用了深部较稳定岩体的承载能力, 同时以U型钢支架作为强护表构件, 实现了支架与锚索的耦合支护效果, 有效控制了巷道围岩的强烈变形。为类似条件下的三软煤巷的支护方式及参数选择积累了宝贵经验。

参考文献

[1]陆士良, 姜耀东.巷道底鼓的机理和防治[J].中国煤炭, 1995 (8) :13-17.

[2]荆升国.高应力破碎软岩巷道棚—索协同支护围岩控制机理研究[D].徐州:中国矿业大学, 2009.

[3]郑百生, 谢文兵, 陈晓祥.柴里煤矿跨采巷道围岩加固机理分析[J].煤炭科学技术, 2004, 32 (5) :40-42.

煤巷锚网支护的比较及效益分析 第10篇

西安煤业公司早在80年代前后就开始进行岩巷锚杆、喷浆支护的试验工作, 但限于当时的技术条件, 成效不大。较大范围的推广岩 (煤) 巷锚网支护技术, 则是近几年开展的, 主要应用在大、中巷、石门, 尤其是采区上、下顺槽。全面推广岩 (煤) 巷锚网支护技术, 取得了突破性的进展。

2 锚网支护的技术优势

1) 锚网支护在支护原理上符合现代岩石力学和围岩控制理论。锚杆与被锚固围岩共同承载, 属于主动支护, 因而能够调动和利用围岩自身的稳定性, 充分发挥围岩的自身承载能力, 有效地控制巷道围岩变形, 所以锚网支护更有利于保护巷道围岩的稳定, 改善巷道维护状况。

2) 煤巷锚网支护适应性强, 支护成本随采深增加、条件恶化的升幅, 不像棚式支护大幅度上升。相反, 随采深的增加、条件恶化, 锚网支护直接材料投入较棚式支护相应降低更多, 效果更显著。

3) 在相同地质条件下, 参数合理的锚网支护, 煤巷围岩变形量通常比棚式支护减少一半以上, 另外其巷道形状多为梯形, 因而在支护设计时, 可以相应减少巷道断面, 断面的有效利用率大大提高。

4) 锚网支护所需材料体积小、重量轻, 其辅助运量大大降低, 既减轻了工人的劳动强度, 又改善了作业环培。

5) 锚网支护增加了巷道或开切眼的有效空间, 在开切眼中极大地简化了支架安装工序, 可有效地提高工作面设备安装进度, 缩短安装工期。

6) 锚网支护在工作面端头管理中, 不需要撤棚, 节省了回棚工序, 简化了端头管理。

7) 锚网支护使用得当, 技术参数合理, 一般不需要维护, 困难条件下, 仅需单维护, 且维护简单、快捷。

8) 服务年限较长的巷道, 采用锚网支护可以减少大量材料占用造成的资金积压, 加快资金周转, 降低生产成本。

3 煤巷锚网支护的经济效益分析

3.1 减少支护材料投入, 降低直接支护成本

锚网支护与U型钢棚式支护相比, 仅需要投入锚杆、托盘、金属网、螺丝等少量材料, 一次性投入费用较少。以11区上段溜子道 (煤巷) 为例:采用锚网支护时, 支护材料费用初期投入685.5元/m, 其中金属网97.5元/m, 锚杆525元/m, 锚药63元/m;采用U型钢棚式支护时, 支护材料费用初期投入1902.5元/m, 其中U型钢1625元/m (棚距800m m) , 金属网97.5元/m, 卡子100元/m, 塘材、木楔80元/m。通过比较可以看出, 一般条件下, 锚网支护比U型钢棚式支护巷道材料费用一次性投入少1217元/m。若考虑U型钢回收复用问题, 按复用三次计算, 回收率为85%, 则支护费用变为1451.5元/m, 但中间增加两次回收U型钢费用, 若按96元/m计算, 则比锚网支护巷道高出862元/m。一般条件考虑, 全区一年完成锚网支护巷道4000m, 则节约支护材料费用345万元, 若改用锚网支护巷道, 即可支护一般条件下的煤巷约5000m。

3.2 减少巷道维修量, 节约维护费用

锚网巷道一般不需要维护, 困难条件下仅需简单维护, 而且与棚式支护相比, 条件越复杂节约维护费用越明显。据测算, 一般条件下, II、III类巷道棚式支护维护费用100~110元/m, 锚网支护约为10元/m;节约维护费用平均为95元/m。按整个煤业公司全年锚网支护巷道4000m计算, 则每年可节约维护费用约38万元。

3.3 减人提效, 节约工资支出

锚网支护可大大减少U型钢加工、转运、回收、返修等环节的辅助用工。目前整个煤业公司加工回收人员约60人, 掘进队转运U型钢需50人, 采煤工作面两巷超前支护需90人, 若按半数采用锚网支护计算, 可减少辅助用工200人, 按掘进工年工资1.8万元, 则每年可节约工资支出约360万元。