切眼施工范文（精选9篇）
切眼施工 第1篇
随着我国煤矿开采深度不断延深, 地应力逐渐增大, 而综采因技术发展架型越来越大, 要求切眼断面不断增大, 传统煤锚支护或单一架棚支护已不能满足安全生产要求, 根据我矿实际地质情况, 提出了在大跨度切眼施工采用锚杆、锚索、液压单体支柱联合支护方式, 不仅能较好地控制巷道围岩变形, 而且有效解决了巷道复杂地质条件下, 随着巷道断面和地压的增大等巷道支护难题, 取得了显著的经济效益和安全效益。现以祁南煤矿10112工作面切眼为例, 介绍联合支护方式在大跨度切眼中应用成功经验。
1 概述
10112工作面位于101采区东翼扩大区段, 上部以F9断层保护煤柱为界, 下部为10113工作面, 该工作面已回采结束, 左侧DF18断层保护煤柱为界, 右侧以DF33断层保护煤柱为界。切眼长度200m, 整切眼宽度7.0m.高度2.8m, 10煤层煤厚2.32~3.58, 平均2.8m, 煤层倾向NE~E、倾角8~15°平均11°, 局部起伏变化较大。
10煤顶板以泥岩为主, 层理较为发育, 层内富含节理、裂隙、属典型的复合顶板, 局部岩性较为破碎且火成岩侵入, 复杂的地质条件对巷道支护技术提出更高的要求。
2 巷道支护设计
2.1 支护方式选择
大跨度切眼支护设计必须采取有效主动支护, 采取提高围岩自身承载能力和强化主动支护相结合方法。采用传统的工字钢棚支护, 虽然承载能力高, 可缩性强, 但巷道跨度大, 施工困难, 成本高, 且不能对巷道围岩提供有效主动支护作用;若采用单一煤锚支护形式, 虽然是一种主动支护, 但由于巷道地压大、跨度大、软岩自身承载力弱, 造成后期锚索、锚杆出现不同程度失效, 巷道变形破坏严重, 易造成潜在的安全隐患。
锚杆、锚索配合液压单体支柱联合支护相结合的双重作用, 锚杆、锚索支护能够有效提高和改善围岩力学性能、在岩层中形成一个强度更大的组合拱结构。而液压单体支拄配合铰接顶梁对顶板施加高强度支撑力, 与锚杆、锚索支护形成整体刚性梁结构, 通过刚性梁将压力传到围岩深处, 从而保证巷道稳定。
2.2 锚杆、锚索、液压单体支护机理
锚杆、锚索是通过围岩内部发挥其支护作用的, 就是变巷道被动支护为锚杆、锚索支护体与围岩相互作用和共同承载的主动支护, 通过液压单体支柱对顶板提供高强度支撑力, 形成对切眼跨度有效降低, 在配合锚索主动支护, 使巷道支护与围岩成为一个整体共同承载的作用, 提高巷道支护效果。 (1) 锚杆的组合拱支护作用。在岩体巷道中, 通过锚入一系列的锚杆, 将破碎围岩锚固起来, 提高其残余强度, 在巷道围岩周边一定厚度范围内形成具有一定承载力和可塑性的组合拱结构体, 而且能防止其上部岩体松动和变形。 (2) 锚索的悬吊作用。预应力锚索是把锚索锚固入岩层深部并进行预加应力的施工技术, 是一种传递主体结构的支护应力至深部稳定岩层的主动支护形式。 (3) 液压单体支撑, 减少跨度作用。液压单体支柱配合铰接顶梁对顶板施加高强度支撑力, 保证围岩自身稳定性, 降低锚杆、锚索承载力;通过对切眼布置四排液压单体, 减少巷道整体跨度。
2.3 支护方案
整个切眼全断面一次成巷安全可靠性低, 施工难度大, 因此施工采用导硐法施工, 先施工半切眼再进行扩大施工, 最终形成整切眼。半切眼施工在支护方式上一般按煤巷锚杆支护原则和液压单体配合铰接顶梁方式, 并在刷大前采用单体挑棚辅助支护方式, 采用高性能锚杆 (索) 支护体系保持大跨度顶板的整体稳定性, 杜绝局部跨落;并保证两帮煤体支护强度, 确保在刷帮过程中产生的二次集中应力造成的溃帮现象, 始终保证其支撑强度。刷帮成大跨度后, 根据地质条件和顶板离层情况, 及时采用补加单体支护和套工字钢棚联合支护方式。
2.4 支护参数设计
以10112工作面切眼支护为例, 根据切眼安装支架和回采工艺使用要求, 切眼设计断面:净宽×净高=7.0×2.8m, 支护参数如下:
(1) 巷道顶板采用10根高强预应力锚杆, 规格为GQ—22/2400、采用200×200mm新型托盘, 锚杆间排距800×800mm, 配合M4型钢带、金属菱形网联合支护。 (2) 上帮各采用6根高强预应力锚杆, 规格为GQ—22/2400、采用200×200mm新型托盘, 锚杆间排距900×800mm, 配合皮带、塑料网进行护帮支护。 (3) 顶板采用4根高强预应力锚索, 规格为准18×6500mm, (根据顶板岩性情况调整长度) , , 间排距=2.0×1.6m。 (4) 根据大跨度切眼顶板受力情况分析, , 采用四排液压单体 (3.5m长) 配合铰接顶梁 (沿切眼施工方向) 对顶板进行补强支护, 局部支护方式见切眼支护断面图。
3 支护效果分析及经验
3.1 支护效果
为了准确观测到10112工作面切眼巷道支护效果, 通过对巷道布置观测点, 定期收集数据分析, 初始有些变形, 后期变形量基本上稳定;顶板离层值不大, 都控制在安全范围内, 说明锚杆、锚索配合液压单体支护体系完全能够满足安全生产要求。
3.2 获取的经验
(1) 大跨度切眼采用导硐法施工及后期进行刷大施工, 顶板未出现离层现象。 (2) 切眼施工过程中, 单体补强支护及时紧跟迎头, 减少大面积顶板悬空时间;切眼刷大前, 必须补齐切眼内单体, 并保证所有单体打设正规, 支撑力不小于80KN。 (3) 由于10煤伪顶厚度一般200mm~500mm, 施工过程破伪顶施工, 不仅能保证锚杆、锚索支护质量, 而且确保施工过程中安全。 (4) 切眼施工过程中遇顶板破碎地段, 及时采用套工字钢棚复合支护, 确保特殊地段支护强度。
4 结语
通过在10112工作面切眼采用联合支护的成功实践, 为大跨度切眼施工推广联合支护技术提供了宝贵经验, 此项支护方式改变传统被动支护为有效主动支护形式, 提高了围岩整体承载力, 有效的控制巷道变形, 支护效果良好, 通过实践证明使用联合支护技术先进、经济合理。安全可靠, 值得积极推广应用。
摘要：介绍在大跨度切眼施工中锚杆、锚索、单体支护原理, 施工参数确定及施工方法, 通过在大跨度切眼成功实践, 论述联合支护优点及选择。
关键词：煤矿,大跨度切眼,联合支护,单体
参考文献
[1]何满潮.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南[M].北京:科学出版社, 2004.
[2]袁和生.煤矿巷道锚杆支护技术[M].北京:煤炭工业出版社, 1997.
开切眼安全技术措施1 第2篇
回风上山贯穿一区段回风石门
贯穿平安技术措施
贯穿编号：4号
程旭、李世黄
矿长：何有福
总工：湛自稳
2021年3月9日
1、贯穿两巷相对关系：一区段回风石门位于回风上山上东方，方位90°，高差0.18m，距离20m，两巷直线贯穿，一区段回风石门被贯穿点坐标X:2847164.22，Y:35436078.4，Z:2251.804。
2、矿2021年3月9日下达贯穿通知书，技术科接到通知后编制贯穿平安技术措施，并组织施工队贯彻学习，施工队接到贯穿通知书后通过贯穿平安技术措施学习后，按巷道贯穿平安技术措施进行施工。
3、贯穿通知书后，通风科人员根据井下生产实际需要做好调整风流的前期准备工作〔如：需要安设风门、调节风门的必须开始安装〕。待贯穿方便风流调整。
4、施工中必须停止一个工作面作业，严格按中线进行施工。
5、在贯穿期间，要保持一区段回风石门工作面的正常通风，维修好支护，排出巷道内积水，发现风筒脱节或瓦斯超限要及时处理。
6、贯穿期间，每班必须有一名专职瓦检员检查一区段回风石门巷道与掘进工作巷道的瓦斯和通风情况，严禁无风、微风及瓦斯超限作业，确保贯穿平安。
7、施工中，每班必须有一名班长负责现场指挥和质量验收工作，不合格的支护及时返工，处理好隐患才允许作业，严禁“三违〞。
8、每次装药放炮前，班长和瓦检员必须检查一区段回风石门巷道与掘进工作巷道的瓦斯和通风情况，只有两个工作面瓦斯浓度均在1％以下时，方可进行装药放炮。
9、每次放炮前，班长派专人在贯穿巷与一区段回风石门巷入口处设置放炮警戒，每处去二人，截好人后留一人警戒，另一人回放炮点向班长汇报，班长接到汇报并确认放炮警戒区两巷无人后，方可向放炮员下达放炮指令，放炮员接到班长下达的放炮指令后，发出放炮命令，过5秒钟后，方可进行放炮工作。警戒人员未接到班长下达的撤岗指令，严禁擅自撤岗。
10、坚持“一炮三检〞和“三人连锁〞放炮制度。放炮15分钟后，放炮员、班长、瓦检员必须首先巡查放炮地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护及瞎炮情况。处理一切隐患后才许作业。
11、贯穿期间，调度室值班人员、跟班矿长、掘进队长、通风科，必须准确掌握每班施工进度和两巷间的距离情况，并在每班班前向当班施工人员交代清楚，地测人员每掘进5m进行一次测量，需要调整中腰线必须调整，每次测量结果和需要调整中腰线的情况必须向总工程师、调度室值班人员、跟班矿长、掘进队长、通风科及时汇报。
12、贯穿差5ｍ时，派人对贯穿点及前后3ｍ范围内支护进行加固，加固方式为在支架棚梁的中间下方打一板〔2.0ｍ×0.15ｍ×0.08ｍ，与巷道平行〕三柱〔直径16㎝的直圆木〕的托板加强支护，托板要打牢，圆木要立正。
13、贯穿差3ｍ时，采用少装药〔每眼装药不多于2卷〕，放小炮〔每次放炮不多于4个眼〕的方法施工。最后1ｍ时先用手镐刨穿，再放小炮扩刷断面到设计要求。
14、贯穿差3ｍ时，通风科必须做好调整通风系统的一切工作。
15、贯穿后，将贯穿点的支护改为“直线〞，规格是半圆，拱半径1.3ｍ，下净宽2.6ｍ，中心净高2.6ｍ，墙高1.3m。修改前先对迎头支架及贯穿点的加固，严禁松动，修改时要有专人观山。
16、贯穿后，要及时调整通风系统，待通风系统稳定半小时后向调度室汇报前方可进行正常工作。
平安科参加会审人员：
平安科会审意见：
生产科参加会审人员：
生产科会审意见：
技术科参加会审人员：
技术科会审意见：
贯彻人：
贯彻时间：
****年**月**日
半煤岩切眼快速扩宽施工工艺 第3篇
关键词：快速掘进,超前爆破,顶板管理
0概况
济宁二号煤矿位于山东省济宁市境内, 该矿主要开采3上、3下两层煤。23下13工作面位于二采区北部, 切眼总长230m。切眼西侧为八里铺断层保护煤柱。根据已施工的导硐地质状况分析, 该巷道揭露四条落差1m以上的断层;煤层厚度1.0-2.9m, 底板粉砂岩, 硬度系数f=6.0-10。扩宽巷道高度2.8m, 扩宽3.1m。平均破底板岩石0-1.8m。采用EBJ-120TP综掘机破矸较困难, 且每循环时间长达1.5-2小时, 大大制约了掘进速度。同时, 强行截割, 综掘机磨损加大, 提高了设备投入成本。
加快掘进速度、节约生产投入是本工作面扩宽作业亟待解决的问题。
1 施工方案
为充分利用导硐已揭露煤岩层的有利条件, 我们采取超前爆破松动、掘进机截割成型的方式施工, 具体施工方法如下:
切眼扩宽作业前, 提前在导硐侧垂直扩宽侧帮部方向打爆破眼, 炮眼深度2.7m, 根据岩石厚度确定打眼个数, 每排间距0.5m。每次爆破沿切眼走向长度5m。采取一次打眼, 一次爆破的方式。
2 准备工作
1) 爆破前必须检查爆破范围前后15m单体支柱, 紧固好硬链接, 保护区域的两端头单体采用细钢丝绳绑在顶板上生根, 防止崩倒。并采用旧皮带或旧道木保护好爆破地点范围内前后5m单体支柱阀芯位置, 防止打坏单体。每次爆破后应检查单体支柱, 歪斜的单体支柱及时整改。
2) 加强顶板管理, 每次爆破前检查爆破地点前后15m单体支柱的初撑力, 初撑力小于11.4MPa的应及时加压。放炮后, 单体出现歪斜等情况时, 应及时整改。
3) 为使煤岩破碎程度受控, 打眼放炮时不得解除锚网, 待综掘扩宽时再提前解除锚网。
3 爆破作业
1) 凿岩方式及打眼机具
采用YT-27型风钻打眼配Φ32mm的金刚石柱齿钻头, 钻杆为六角中空钢钻杆, 采用2.0m和3.5m两种规格;打眼时先用2.0m长钎子打眼, 再用3.5m长钻杆加深至设计深度。
2) 爆破材料及方式
(1) 炸药、雷管:使用煤矿许用水胶炸药 (每块炸药重0.15kg, 长200mm) 、1-5段毫秒延期电雷管 (最后一段电雷管的延期时间不超过130毫秒) , 电雷管必须编号。
(2) 起爆方式:起爆使用FD200XS-B型智能发爆器, 一次打眼, 一次装药起爆。
(3) 联线方式:大串联。
(4) 装药结构:正向连续装药结构, 采用黄泥封泥。
3) 为保证爆破效果, 同时炮眼的封泥长度不小于1m。装药时炮杆采用4m长PVC管, 使用前提前先将PVC管端头用木塞封堵。
4) 一次爆破结束后, 进行下一次打眼爆破。为保证爆破效果, 每次爆破不得超过5m。爆破后的煤岩体必然破碎松动, 松动的岩石上方的煤层也有不同程度的松散。因装药量较少, 且爆破时未解除原支护的锚网, 因此, 爆破后, 煤岩体仍基本保持原状, 并利用残余强度支撑顶板。
4 扩宽作业
截割前先超前解除锚网, 为避免松动的煤岩体垮落, 每次解网长度为一个进尺循环即可。解网时应采取下而上的顺序, 同时人体部位不得正对锚杆, 防止锚杆托盘崩盘伤人。解网作业至少两人进行, 一人作业, 一人监护, 保持退路畅通。
采用掘进机截割成型, 爆破仅是对煤岩体进行松动, 产生裂隙, 使较硬的岩石产生一定的破碎, 从而减轻掘进机截割负荷。截割时应注意大块矸石的二次破碎, 保证煤流畅通。
5 结论
切眼施工 第4篇
原十二运输顺槽与十三回风顺槽计划为1911采煤工作面，后因在推进100余米，遇到xx矿进入本矿区已采，无法按计划进行，未形成工作面。为了不浪费资源，经矿领导研究决定，新掘切眼布置工作面。具体如下：
一、施工方案：
1、从十二顺槽70m处向十三顺槽掘进切眼，方位为
10°。
2、切眼长度110m采用 梯形木棚支护，净断面规格，上净宽2.2m、下净宽2.8m、净高1.5m。使用湿松木直径不小于12cm。
3、开口处缩棚距为1m，并用构木勾顶，巷道两帮、顶板
必须背牢，4、顶板好的地段，背顶使用4块木楔。顶板破碎压力大、遇地质构造，必须使用构木勾顶，背紧打牢，并缩小棚距为1m。
二、安全制度：
1、交接班制度
① 班组长、安全瓦检员必须现场进行交接班，将本工
作面各环节情况及下一班需注意的问题交代清楚，同时汇报生产调度室。
②交接双方要做到“三不交接“：即质量不合格不交接，故障不排除不交接，问题交代不清楚不交接。
③接班者对自己盲目验收而接班后发生的问题负全部责任。
2、顶帮管理制度
①作业人员在作业前和作业过程中必须严格执行敲帮
问顶制度，随时观测顶帮情况，发现隐患及时处理。
②严禁空顶作业。
3、工程质量管理作业
①工程质量由当班安全瓦斯员监督管理，对劣质工程必须及时组织返工整改。
② 技术科中线员负责对工程质量验收评估。③ 班组长对工程质量负直接责任。④ 严格执行采掘工作面工程质量管理制度。
4、文明生产管理制度
①随时清理巷道内散落的杂物、浮煤，保持巷道的整洁卫生。
②巷道内木料、道木等备用材料分类放置，码放整齐。③管线悬挂整齐，电气设置上架挂牌。
④防尘管线合理安设使用。
三、安全技术措施
1、顶板管理措施
①严格按巷道中线施工，巷道断面规格符合设计要求，严禁超宽。
②必须实行敲帮问顶制度，对松动的煤岩块必须及时清除，如发现顶帮有活矸和片帮危险，必须先处理好再作业。
③当班队长、班长、安全瓦检员及作业人员必须经常检查顶板及两帮情况，如发现有片帮及片掉块预兆，必须及时处理。
④严禁空顶作业，空顶距符合要求，放炮后立即架设临时支护（使用金属支柱配木帽），在临时支护的掩护下，扒够一架棚棚距立即架棚。
⑤靠近工作面10m内的棚架，放炮必须进行加固，放炮崩倒、崩坏的棚架必须先进修复，之后方可进入工作面作业，修复棚架时必须先检查顶帮，并由外向里逐架进行。
⑥在掘进过程中出现冒顶必须穿顶棚时，要由有经验的老工人处理，跟班队长、安全瓦检员现场指挥，专人照明，观察顶板，架设叠棚前备足材料，人员在支架掩护下，用长把工具将松动的煤除矸掉，并架上超前探梁，严密分工配合好，专人传料、架棚，叠棚要系有安全溜绳，发现问题时，便于工作人员顺绳迅速滑到安全地点。
⑦在掘进过程中有断层，断层处顶板破碎，易离层、爆破时可增加炮眼密度，减少装药量，减轻对顶板的破坏，严格敲帮问顶，缩小棚距（0.6m），加强支护。
2、炮及火工品管理
① 执行“三人联锁放炮”制度，放炮班组长必须安排
专人（装煤工）必须在所有可能来人的通道上（安全距离外）设置警戒，警戒员未接到撤除警戒命令严禁任何人进入戒区。② 放炮及躲炮距离不小于100m（不论直巷、弯巷）。③ 严格执行火药、雷管领退制度，各班的火药、雷管
必须加锁存放，严禁乱存乱放。火药雷管不得混放混装，或、雷管应放在远离电器设备、运转设备行人少的地方。
④放炮母线不得有明接头，严禁放糊炮、空心炮、明火起爆，不得使用变质炸药和失效雷管。处理残炮、瞎炮时，严禁强掏硬扯，须在距离炮眼0.3m以外的地方另打眼放炮（与原炮眼平行）。放炮后，必须将雷管清拣干净，工人方可竟如作业，通电后距爆的，必须至少等15分钟后，方可沿线检查，严格按操作规程要求处理。
⑤炮眼封泥需用水炮泥，水泥外剩余的炮眼部分，须用炮泥充填密实，封泥长度不得小于0.5m，并做到全断面一次起爆。遇地质构造打底、放顶等情况浅眼爆破时，装药量不得大于0.1kg，且封满炮眼。
⑥防尘管路应及时接到掘进当头，并按防尘制度管理。
⑦放炮后，须班长、安全员处理好安全隐患，并打好临时支护，工人方可进入作业。
3、通风瓦斯管理
① 局扇由瓦检员专人管理，不得随意停开，正头无风
或瓦斯超限时严禁作业，撤出人员至进风 巷。主扇停风，班长、瓦检员应清点人数，并将全部人员由进风巷向外逐步后撤。
②必须装设风电闭锁、瓦斯点闭锁装置，瓦斯监控应按前述规定进行管理。
③风筒必须吊挂平直，风机逆行上架，风筒口距正头距离不得大雨5m。风筒脱节及破裂处必须及时处理，保证通风质量。风机必须按在风巷内，且应按在距全风压风口10m-15m处。④严格执行“一炮三检”制度，瓦斯员应按要求记录原始数据、“一炮三检”牌、瓦斯巡回检查牌。瓦斯浓度达1﹪时，严禁打眼，装药、放炮。放炮地点20m范围内风流中瓦斯浓度达1﹪时，严禁放炮，作业地点瓦斯浓度达1.5﹪，停止一切作业，撤出人员至进风巷，并切断工作面电源，但不能听风。
⑤对临时停风的掘进头，应设置栅栏，挂好警戒牌，禁止人员进入。
⑥因故关停局扇，必须将工作面所有人员撤至新鲜风流中，恢复送风必须先由瓦斯员排放瓦斯，待瓦斯浓度降至1﹪以下时，工人方可进入。
4、运输管理
①人工运料通过风门时，必须开一关一，严禁同时打开两道风门。
②多人合作搬运笨重设备时，班组长必须现场统一指挥，作业人员要相互配合，严防伤人，损坏设备。
③搬运物料时，要仔细观察两帮电缆、设备及运转的煤溜等，严防损坏。
④运输机司机必须由经过培训的专职人员担任，并持证上岗。开机前，必须发出开车信①号，在接到回铃信号后，方可按规定开车。电铃为：一声停、二声开、有事打乱铃不准开。
⑤煤溜搭接合理，高度不低于30cm，机尾必须加设防护罩。
⑥放炮后，装煤工作业前必须仔细检查顶帮及支护情况，妥善处理后方可进行作业。使用大铲装煤时，二人要手疾眼快，互相协调哦诶和，严防卡铲、卡绳伤人。
⑦严格使用皮带、煤溜运送物料，煤溜运转时，人员不得在机头、机尾及溜槽内行走、逗留，各部煤溜必须打好压柱，防止拉翻伤人。
5、机械设备管理
掘进工作面都应采用风电闭锁、瓦斯点闭锁，使用煤电钻及其它电器应有综合保护装置。
轻放工作面切眼施工技术的应用 第5篇
1 概况
150201工作面切眼设计为矩形断面,宽7 m或6 m,高2.5 m,净断面19 m2。
2 施工工艺
2.1 掘进与支护
1)掘进条件制约,7 600mm宽的切眼不可能一次掘够宽度。
采用导硐与刷帮结合方式:先施工4 400 mm宽,后扩帮3 200 mm宽,高度一次成巷。首先选用ABM20S型掘锚一体机及配套设备导硐施工。使用ABM20S型掘锚一体机完成割煤和装煤及临时支护、永久支护工序,破碎机破碎、转运。具体为:每次掘进前,司机将掘锚一体机调整到巷道前进方向的中间位置,按由左向右,由上向下的顺序割煤,逐步扩大到设计断面4 400 mm的要求。循环截割深度不大于1 000 mm。截割下的煤落在装煤铲板上,同时圆盘耙杆连续运转,将煤炭送入刮板输送机并转载至150201回风顺槽破碎机处,再利用150201皮带输送机转运至1502运输大巷处的皮带输送机运出。采用掘锚机自带顶护板完成临时支护,最大控顶距离为2 300 mm。每一循环截割完毕后施工人员将钢筋网及钢筋托梁放在顶板液压支撑架横梁上,然后靠两个液压缸顶起液压支撑架到顶板。两个尾部液压稳定架缸稳定住掘锚机,并且辅助支撑顶板。在液压缸顶起液压支撑架到顶板的同时,锚杆机开始永久支护工作。截割结束并进行临时支护后,开始进行顶、帮永久支护。顶锚杆及两帮最上两排锚杆紧跟迎头,两帮锚杆中最下两排锚杆滞后迎头不得超过15 m。锚索永久支护滞后工作面迎头不得超过30 m。
2)在距离4 400mm导硐成巷施工50 m之后(掘进机滞后掘锚一体机的距离不小于50 m),采用S150J型掘进机进行3 200 mm的扩帮施工,采用由下向上左右循环截割。
通过掘进机将煤运输至切眼导硐掘进使用的刮板输送机运出。采用金属前探梁平行前移至工作面进行临时支护,循环进度为1 000 mm,最大控顶距离为1 800 mm。截割结束并进行临时支护后,及时进行顶、帮永久支护。锚索永久支护滞后迎头不得超过30 m。
2.2 顶帮管理
2.2.1 支护形式
1)采用“高强锚杆+钢筋托梁+网+玻璃钢锚杆+锚索”联合支护。支护材料为顶板采用螺纹钢锚杆、工作面推进方向煤帮采用玻璃钢锚杆、扩帮侧老塘煤帮采用圆钢锚杆、钢绞线锚索、铁托板、钢筋托梁、金属网、木托板,塑料网等。
2)当利用掘锚机导硐掘进4 400mm宽巷道时,巷帮布置ϕ20×2 000 mm的玻璃钢锚杆,间排距为1 000 mm×1 000 mm,每根锚杆安装2支Z2350的树脂药卷;顶板采用ϕ20×2 500 mm的螺纹钢树脂锚杆,锚杆间排距为800 mm×800 mm,每根锚杆安装4支Z2350的树脂药卷,每根锚杆使用一块150 mm×150 mm×10 mm铁托板。
3)当利用掘进机二次施工切眼宽度符合要求后,扩帮侧老塘煤帮使用ϕ20×2 000mm圆钢锚杆,间排距为1 000 mm×100 mm,每根锚杆安装2支Z2350的树脂药卷,每根锚杆使用一块400×200×50木托板配合一块150 mm×150 mm×10 mm铁托板;顶板采用ϕ20×2 500 mm的螺纹钢树脂锚杆,锚杆间排距为800 mm×800 mm,每根锚杆安装4支Z2350的树脂药卷,每根锚杆使用一块150 mm×150 mm×10 mm铁托板。
4)锚索规格为ϕ17.8mm,钢绞线长8 300 mm,锚索间排距为1 800 mm×2 000 mm。导硐施工时距切眼左帮200 mm,2 000 mm和3 800 mm处补打锚索,锚索托梁长度为2 200 mm;二次扩帮施工时,距切眼右帮200 mm,2 000 mm处补打锚索,锚索托梁长度为3 800 mm,2 200 mm的锚索托梁支护距离迎头不超过30 m,4 400 mm的 锚索托梁支护距离迎头不超过50 m。施工达宽度后在切眼中间支设1排单体液压带帽点柱,间距为1 000 mm。最终成巷后巷宽7 600 mm,总支护布置为:顶板锚杆9根/排、两帮锚杆3根/排、锚索5根/排、单体液压支柱1根/m。
2.2.2 支护机理
1)导硐每掘进2.3 m后采用锚杆进行永久支护,扩帮每掘进1.8 m后采用锚杆进行永久支护,顶板短时暴露尚未下沉或未出现离层时就及时安装上锚杆,进行悬吊、挤压加固,保证浅部顶板的完整性及相对稳定性。
2)锚索支护弥补了锚杆长度不足和预应力小的缺点,锚索预应力大、承载能力强。实质是把锚索深入到深部稳定岩层中,对被加固的岩体预先施加压应力,限制岩体的松动变形,从而保证围岩稳定。当锚杆支护形成的压缩圈厚度小于松动圈厚度时,锚杆支护的悬吊作用减弱,顶板会离层脱落。再采用预应力锚索补强加固,锚索长度大、预应力高、快速承载能力强,形成压缩圈厚度大,在较大预应力的作用下,把上部稳定岩层和下部组成的岩层梁组合在一起,每根锚索周围形成的压缩区域彼此重叠,在复合顶板中形成一个厚度更大的均匀连续压缩带,各岩层面互相挤压,层面摩擦大大增加,使复合顶板形成拱梁,从而有效的提高了顶板的整体性、稳定性,加强了顶板的自承能力。
3支护效果和经济分析
1)在围岩应力集中与顶板破碎的巷道施工中,常采用锚杆打设与工字钢架棚联合支护方式,工人劳动强度大、支护费用高、工序复杂、进度慢。通过采用锚杆、锚索联合支护代替工字钢架棚支护的施工方式,既保证了施工安全又节约了成本。
2)用锚网、锚索联合支护,每米巷道支护费用降低约1 300元,每年节约支护费用近5 000多万元,创造了客观的经济效益。用锚网、锚索联合支护,其运输量、运输环节及消耗量少,工人劳动强度大大降低。短掘短锚做到及时支护,消除了空顶作业,改善了安全环境,带来显著的社会效益。
3)用锚网、锚索联合支护,巷道断面利用率提高15%,通风阻力大大下降,明显的改善安全生产环境。
4结语
1)在大断面切眼掘进施工过程中,最重要的是支护技术。利用锚杆、锚索联合支护形式是最好的一种选择。锚索长度大、预应力高、快速承载能力强,不占巷道空间。既能满足支护强度要求,又能保证安装设备时不受支护影响。
2)除切眼外的其他巷道:如回风顺槽、皮带顺槽等巷道的支护均采用锚网、锚索联合支护形式,既保证了施工安全又提高了效率。从150201切眼施工分析,从巷道开掘到设备安装结束的3个月时间里,巷道顶板没有出现大量下沉或冒顶事故。从工作面开采过程来看,两顺槽超前段采用较简单的超前维护即可保持顶板完整、无明显下沉。充分说明采用锚网、锚索联合支护形式,规格、参数等均能满足现有顶板管理要求,这种支护技术值得全面推广应用。
摘要：结合掘进大断面切眼施工技术的实践,总结出轻放工作面切眼施工技术要点,通过采用导硐和刷帮掘进技术和锚网索支护技术,能够保证施工安全、工程质量及支护强度等,应用此技术可很好地解决大断面巷道掘进难题,同时也节约成本、确保安全、提高经济效益。
关键词：大断面,导硐掘进,锚网索支护,施工工艺
参考文献
切眼施工 第6篇
随着煤矿开采生产技术与规模的不断提高发展,煤矿开采生产中,煤矿矿井综采工作面的开采掺量以及机械化生产水平也在不断地提高和发展[1,2]。煤矿综采工作面开切眼施工主要是指,在进行煤矿矿井开采生产中,为了更好地进行煤矿矿井的开采生产,所采用的一种煤矿矿井开采生产施工方法。煤矿综采工作面开切眼施工随着煤矿综采工作面开采生产总量以及机械化水平的不断提高,煤矿开采生产中,煤矿矿井的开采深度以及煤矿综采工作面开切眼深度也在不断地加深加宽[3]。因此,为了保证煤矿矿井开采生产的安全与质量,进行煤矿矿井综采工作面开切眼方法的分析论述,具有很大的必要性和积极作用意义。
某煤矿企业在进行矿井的开采生产中,由于进行开采生产的煤矿矿井地质条件变化比较大[4],并且开采生产现场进行实测的煤炭资源储层的倾斜角度也比较大,甚至达到30°到45°的范围之内,因此,在进行该煤矿矿井的开采生产中,专门使用光面爆破法从煤矿矿井综采工作面的小断面结构层,通过从下向上的导硐贯通的开采施工方法,同时通过在煤矿矿井综采工作面的大断面进行从上到下的刷大成巷施工方法,以进行上述情况的大倾角超长煤矿矿井综采工作面开采生产施工。下文将以该煤矿综采工作面的开切眼施工为例,对其安全开采施工的方法技术进行分析论述。
1 煤矿开采矿井地质概况分析
某大倾角超长开采生产矿井是中国西北地区某煤矿企业的主要开采生产矿井,该矿井的煤矿资源开采生产能力设计为150×104 t/a,在进行该煤矿矿井的开采生产作业中,煤矿首采工作面的走向长度设计约为1 500多米,煤矿矿井综采工作面开切眼的倾斜长度约为270多米,开切眼宽度约为7.9 m,开切眼高度约为3 m,进行煤矿综采工作面开采生产过程中,综采工作面的开切眼主要沿煤层顶板方向进行开采掘进[5]。
此外,在进行煤矿矿井的开采生产中,该煤矿矿井综采工作面开切眼施工煤层中,平均煤层厚度约为9 m,而煤层顶板的厚度是由伪顶以及粉砂岩、粗粒砂岩等厚度组成,约为9.2 m。其中,在煤矿综采工作面的开切眼施工煤层中,伪顶结构部分主要是由黑色碳质泥岩组成,并且在黑色碳质泥岩中还包含有植物茎叶化石,碳质泥岩部分已经碳化,泥质性能比较脆弱并伴有挤压、滑面现象;在煤矿矿井的开采煤层直接顶部分,主要分布为灰色以及浅灰色的粉质砂岩和碳泥岩结构;在煤矿矿井煤层的底板结构层中主要包含有泥岩和砂质岩层,其中泥岩为浅灰绿色,局部为紫红色斑,呈现层状结构分布,具有遇水变软特征,而粉砂岩为灰色和深灰色,并且以巨厚层状分布,岩质性能比较脆弱,呈半坚硬状态。
2 大倾角超长综采工作面开切眼施工方法
对于大倾角超长煤矿综采工作面开切眼施工方法的分析,主要结合上述煤矿矿井综采工作面开切眼施工具体情况,从综采工作面开切眼施工方案以及施工方法两个方面进行分析论述。
2.1 综采工作面开切眼施工方案分析
进行大倾角超长综采工作面开切眼施工,根据上述煤矿矿井开采生产实际情况,主要是通过使用煤矿综采掘进机从上向下以综掘导硐以及爆破刷大的施工方案进行施工实施。首先采用上述施工方案进行煤矿综采工作面开切眼施工实施,主要是由于上述煤矿矿井综采工作面的开切眼上口所揭露煤层的倾斜角比较大,达到约34°,因此在进行煤炭资源开采施工中,不能使用煤矿矿井综采工作面开采掘进巷道倾斜角小于18°的开采掘进施工方案,根据这一实际情况,在进行该煤矿矿井的综合开采生产施工中,以光面爆破法进行导硐和刷帮掘进的施工方式进行施工开采,不仅能够满足煤矿矿井施工开采需求,并且能够合理地实现对于煤炭资源的开采实施。
应用光面爆破法的导硐和刷帮掘进方式进行开切眼开采施工中,使用的导硐为宽约5 m,高约为3 m的导硐规格,并与装岩机以及刮板输送机、胶带输送机等进行配合使用,以进行煤炭资源开采输送实现[6]。
2.2 综采工作面开切眼施工方法分析
根据上述的大倾角超长煤矿矿井综采工作面开切眼施工方案,在进行大倾角超长煤矿矿井综采工作面开切眼施工中,主要是通过煤电钻进行开采打眼实施,然后通过光面爆破法对于开采煤层进行爆破落煤后,再使用装岩机以及刮板输送机、胶带输送机等输送机械设备,爆破开采收集的煤炭资源进行输送实现,以完成对于煤矿矿井内的综采工作面的开切眼施工方法,进行的煤炭资源开采施工。如下所述,为上述某煤矿企业煤矿矿井开采生产中,对于大倾角超长综采工作面开切眼开采施工的具体过程:首先在进行开采生产的煤矿矿井煤层的回风顺槽内向前一定距离处,以合理的开采掘进设计方位,进行掘进开采,掘进开采一定距离后,在掘进开采的开切眼上口处进行刮板输送机机械设备的安装实现,然后以人工方式将开采的煤炭资源砟到所安装的刮板输送机上,由刮板输送机将开采生产出的煤炭资源输送回开采煤层的回风顺槽中[7],最后由开采煤层回风顺槽内的胶带输送机进行输送运出,就完成了对于大倾角超长综采工作面的煤矿矿井开切眼开采施工。
2.3 综采工作面开切眼施工支护方法
在进行大倾角超长煤矿矿井开切眼开采施工中,对于综采工作面开切眼的施工支护,是保障煤矿综采工作面开切眼施工安全与质量的关键有效措施。通常情况下,在进行大倾角超长煤矿综采工作面矿井开切眼支护施工中,常用的支护形式主要有巷道临时支护和巷道永久性支护两种支护形式。
2.3.1 巷道临时支护方法技术
在进行大倾角超长煤矿综采工作面开切眼施工中,应用巷道临时支护形式进行煤矿矿井综采工作面开切眼支护施工进行,就是要在进行爆破落煤的煤矿矿井煤层断面形成后,先进行敲帮问顶,保障支护施工环境安全后,由进行煤矿矿井综采工作面开切眼支护施工的支护人员,在煤矿矿井综采工作面开切眼施工永久性支护结构下面,进行煤矿矿井综采工作面开切眼施工前探梁结构的临时支护实施。通常情况下,煤矿矿井综采工作面开切眼施工中,前探梁是由两根一定长度的轻轨制成,并且没跟前探梁在固定过程中,需要使用三幅卡子进行固定实现。使用卡子进行前探梁固定过程中,需要将卡子悬挂在锚杆上,并且进行前探梁固定过程中,每根前探梁的有效固定点应不少于三个,在前探梁的固定卡子和顶板支护锚杆之间需要使用链环进行连接,以保证巷道临时支护方式对于大倾角超长综采工作面的开切眼施工支护效果可靠。
2.3.2 巷道永久支护技术方法
在进行大倾角超长综采工作面开切眼施工支护中,应用巷道永久支护方式进行煤矿矿井的综采工作面开切眼施工支护,首先在进行煤矿矿井综采工作面巷道顶部支护时,进行煤矿巷道顶部支护使用的锚杆[8],尽量选用特定型号的螺纹钢锚杆进行支护应用,然后在进行煤矿矿井的帮部支护中,也应注意选择合适型号大小的螺纹钢锚杆进行支护实施。在进行煤矿矿井综采工作面开切眼施工支护中,以巷道永久支护方式进行开切眼施工支护实施,需要注意进行支护施工中,煤矿矿井开采巷道的顶部支护间距设置应控制在700mm,而帮部支护间距应注意控制在800 mm,支护施工过程中采用的药卷也应注意采用特定型号标准的树脂药卷,并且巷道支护的顶部需要使用两节药卷,而
摘要：近年来,煤矿综采工作面开切眼的跨度不断加宽,煤矿矿井深度不断加深,对煤矿开采的安全生产影响也越来越大。以煤矿开采实例为主,结合煤矿生产开采的地质情况,从煤矿综采工作面开切眼施工方法与支护形式、开切工艺等方面,对于煤矿大倾角超长综采工作面开切眼施工方法进行分析研究。
关键词：煤矿开采,综采工作面,大倾角,超长,开切眼,支护方式,分析
参考文献
[1]李彦灵,刘斌.综采工作面收尾施工中顶板支护的一种新技术[J].煤矿开采,2009,14(2):61-61,50.
[2]张体刚,李娟,楚善良,等.刀把式综采工作面合面施工与劳动组织[J].山东煤碳科技,2008(6):5-6.
[3]朱贵旺,何向荣.综采工作面拆除施工新工艺[J].煤碳科学技术,2002,30(11):31-32,36.
[4]李康,冯国海.综采工作面组装、拆除峒室简易施工技术实践[J].科技视界,2012(34):126,155.
[5]宋文广.二分层综采工作面回撤通道支护设计与施工[J].山东煤碳科技,2010(5):11-12.
[6]王兆其,李殿保,王增新.综采工作面切眼大断面施工及支护技术应用与实践[J].知识经济,2011(19):80.
[7]刘景强,吴国庆,侯鹏.综采工作面切眼及其煤层顶板施工研究[J].现代商贸工业,2010(12):325-326.
切眼施工 第7篇
1.1 施工地点概况
煤矿工作面切眼刷宽施工过程中, 常遇到巷道断面大、顶板不易控制、施工工艺复杂、人员交叉作业管理难度大, 是现场的安全管理工作的难点。
许厂煤矿切眼刷宽施工工艺的革新地点是4328切眼。该切眼设计长度为120m, 切眼第一次掘进的巷道断面为宽度4.2m, 高度2.9m;切眼刷宽后的设计断面为宽度8m, 高度2.9m。切眼掘进与刷宽施工均沿3下煤层顶板掘进, 煤层厚度平均4.5m, 该工作面切眼北侧与原4308面采空区留有5m的净煤柱, 东侧紧邻原4306面采空区, 巷道施工过程中煤炮声较为频繁, 顶板下沉、底板鼓起的现象较为明显。
该巷道采用锚网索支护, 使用的掘进机的型号为EBZ160TY型掘进机, 该掘进机长度9.8m, 机宽2.55m, 机高1.7m, 第二部运输机长度为11m。
1.2 实施背景
切眼刷宽施工是综合机械化掘进施工的比较常见的一种掘进方式。常用的刷宽方式为炮掘、机掘、炮掘混合式刷宽的方式, 其施工工艺流程:切眼第一次掘进结束后—采用炮掘方式对切眼第一次掘进开门口段24m进行刷宽施工—退机至炮掘刷宽结束位置 (同时回缩可伸缩皮带机尾) —采取机掘刷宽直至结束。
炮掘刷宽与机掘刷宽相比, 使用人工不同, 施工时间不同。
根据现场施工经验炮掘煤巷施工时, 每小班组织一个循环, 循环进尺为1.6m, 机掘施工时每小班组织三个循环, 循环进尺为4.8m。两种方式对比采用机掘方式进行刷宽比炮掘施工可以提高三倍劳动的效率。
安全方面:放炮的安全管理难度大, 占用的人员多, 程序复杂, 给安全生产带来的隐患多, 且放炮过程中的人员警戒撤离以及对掘进机、皮带、管路等的保护工作都浪费了大量时间, 严重影响了掘进效率。
结论:若在切眼刷宽施工中全部采用机掘掘进方式进行施工, 既可以节约时间, 又可以节省人工, 经济效益成倍增加, 安全也有保证。
2 实施内容
切眼刷宽采取炮掘刷宽作为以前来说是无奈之举, 原因是切眼第一次掘进施工结束后, 由于受掘进机长度的影响在切眼开始刷宽位置没有办法存放掘进机, 只能先采取炮掘的方式将掘进机机身一段刷出来, 然后再使用掘进机进行机掘刷宽施工。为解决这一难题, 本着安全、快捷、省力的原则, 将掘进机调向进行反掘刷宽完成全部采用机掘方式进行施工。
经验算当切眼停头段巷道进行第一次刷宽并将切眼端头的回柱绞车窝一并掘进结束后, 即可进行掘进机调向施工。
切眼正常掘进施工结束后, 准备退机施工, 退机施工前需要彻底清理退机线路上的杂物, 需将皮带张紧部分松开, 在皮带尾处抽出皮带接头串条解开皮带, 将中间皮带、H架及托辊撤出, 靠巷边存放。
退机时将桥式皮带与可伸缩机尾锁在一起再使用顶杆将可伸缩皮带机尾向回缩到指定位置, 再用串条将皮带接头连接好, 最后使用皮带机张紧部将皮带张紧并打设地锚将皮带机尾固定牢固。
掘进机退到位后, 恢复掘进机及可伸缩皮带机的运转。
刷宽施工前, 在切眼内与巷道中心线平行方向距面后帮2500mm处支设一路单体液压支柱, 然后进行刷宽施工, 单体液压支柱要求超前刷宽迎头10m支设。
第一次刷宽结束后, 按照设计断面要求将对面一侧的回柱绞车窝掘出。
掘进机调向前需将桥式皮带机拆除, 掘进机调向时受影响的单体液压支柱进行拆除, 并及时恢复支设。然后恢复掘进机及桥式皮带机运转。
第二次刷宽施工可伸缩皮带机不需要缩带, 采用直径为18.5mm的新钢丝绳配合Φ18mm的20Mn Si高强度全螺纹钢制作的起吊架及滑轮起吊掘进机桥式皮带机运输。
刷宽施工至采煤机窝位置后, 按照措施要求同时将采煤机窝刷宽到设计位置。
切眼刷宽结束后, 对切眼全断面进行清理, 整改巷道工程质量, 达到设计规格要求。
3 技术经济分析:
3.1 炮掘刷宽或混合刷宽施工工艺
(1) 炮掘刷宽或混合刷宽施工时占用的人员多, 工艺复杂, 交叉作业, 现场隐患排查治理和安全管理工作困难。
(2) 炮掘刷宽工艺占用的时间跨度长, 不能连续进行作业, 人员的警戒撤离, 对掘进机、风水管路的回撤保护工作占用了大量时间, 人为的造成了怠工窝工现象, 掘进效率低。
(3) 原刷宽施工工艺比较复杂, 包括了机掘、炮掘两种施工工艺, 加上放炮落下的煤需人工锩锨, 职工的劳动强度大, 工作效率低。
(4) 原施工工艺在切眼刷宽完毕后, 回撤时一是退机造成切眼支柱受影响需对受影响的支柱进行二次支设;二是受退机影响切眼巷道还需重新整理, 三是退机时皮带尾在掘进机后方跟出来, 易损坏设备。
(5) 炮掘施工对巷道顶帮围岩扰动大, 加上切眼刷宽断面大, 不能进行连续作业, 顶板空顶时间长, 顶板的安全管理加大。
(6) 炮掘刷宽施工时容易将顶帮的金属网、支护锚杆、工器具等崩坏, 造成了一定的重复工作。
3.2 机掘刷宽施工工艺
(1) 利用综掘施工工艺占用人员少, 工艺简单, 全机械化运输煤炭, 职工劳动强度小, 工作效率高。
(2) 利用掘进机施工时可以进行连续作业, 根据现场地质条件的变化, 合理的组织循环进尺, 提高效率。
(3) 综掘刷宽的施工工艺, 掘进机只需进行一次调向施工, 无须重复退机, 刷宽结束后可直接将掘进机开机回撤。
(4) 综掘刷宽的施工工艺无须二次退机, 避免了炮掘刷宽结束后退机对液压支柱和巷道造成重复作业, 掘进机刷宽完毕后可以直接从顺槽开走, 降低了劳动强度;二是将胶带运输机拖运出去, 方便快捷。
(5) 综掘刷宽的施工工艺, 在掘进机截割完毕后可以及时对巷道顶板进行支护, 减少了切眼的空顶时间, 而且单体液压支柱也可以紧跟工作面进行支设, 加强了对顶板的控制, 选择采用综掘方式进行刷宽是很利于安全生产的。
4 结语
通过现场的实践经验总结来看, 综掘刷宽施工工艺无论在工艺流程、劳动组织、安全管理、掘进效率等方面相比炮掘刷宽施工工艺都有很大的优势, 值得应用和推广。
参考文献
[1]王海亮.工程爆破[M].中国铁道出版社, 2008.
切眼施工 第8篇
1 工作面概况
红岭矿15141回采工作面位于Ⅴ采区北翼中部, 二1煤层稳定, 平均厚度5 m, 直接顶板为厚5.23 m的砂质泥岩, 较稳定, 采用走向长壁采煤方法, 综采放顶煤工艺, 切眼沿煤层底板施工, 切眼长65 m, 倾角12°～15°, 煤层顶板较稳定。
2 切眼支护方式及规格
为了满足综采放顶煤工作面前后2部刮板输送机、采煤机、液压支架等大型设备的安装要求, 切眼设计采用了铰接式工字钢长梁梯形断面, 矿用工字钢支架支护。工字钢支架规格为5.4 m×2.8 m (梁长×柱长) , 梁为可铰接的特制工字钢 (2节铰接工字钢梁长度分别为2.6, 2.8 m, 梁头一端焊接成铰接头, 2节彼此可以铰接, 每根工字钢长梁下采用2根单体支柱加强支护) ;切眼断面规格为上净宽5.2 m, 下净宽6.6 m, 净高2.5 m, 基础200 mm;净断面14.75 m2, 掘进断面17.08 m2, 棚距500 mm。
使用菱形金属网护顶, 两帮使用塑料网与护顶金属网联接后, 两侧垂直护帮。同时, 考虑到综采液压支架安装后, 回撤工字钢长梁时顶板不能同时冒落 (下沉量不易过大) , 故采取了以下措施:①采用Ø15 mm的钢丝绳纵向布置于工字钢长梁上, 间距为600 mm, 共10根。钢丝绳两端固定于运输巷和回风巷的支架上, 钢丝绳中间用连网丝与顶板金属网相连接, 间距为500 mm。②采用钢绞线锚索, 要求每排打2根锚索, 锚索间距2 600 mm, 排距500 mm, 一侧距帮650 mm, 另一侧距帮1 950 mm, 五花眼布置。药卷采用中速药卷, 锚固剂型号为CK2850, 锚固药卷使用量不得少于4卷, 锚索长度为8 m, 同时要求锚索打入稳定围岩内不少于2 m。托盘规格400 mm×400 mm, 托盘厚度不小于10 mm, 托盘外露不得超过50 mm, 锚索锚固力不低于200 kN, 锚索预紧力不得小于120 N/m (图1) 。
3 切眼二次成巷施工顺序及方法
切眼由运输巷开门向回风巷方向施工, 由于切眼断面宽、跨度大, 一次成巷空顶面积大, 煤层顶板难以及时维护, 故切眼施工采用了二次成巷技术。
第1次施工断面为2.6 m×2.8 m (梁长×柱长) , 工字钢长梁梯形断面。规格:上净宽2.4 m, 下净宽3.8 m, 净高2.5 m, 基础0.2 m, 净断面积7.75 m2, 掘进断面9.24 m2 (图2) 。
第2次施工断面为2.8 m×2.8 m (梁长×柱长) 。第2节2.8 m工字钢长梁与第1节2.6 m工字钢长梁铰接支护, 向一侧扩帮, 刷大形成设计如图3所示的巷道断面。
4 实施情况及效果评价
(1) 实施情况。
该工艺在安阳鑫龙煤业公司第1次采用, 施工前期严把设计关, 施工期间严格按设计施工, 取得了安全、高效、快速的施工效果, 保证了正常生产接替, 满足了鑫龙公司首个综采放顶煤工作面设备安装要求。
(2) 效果评价。
①铰接式工字钢长梁大断面切眼支护技术较过去传统的联锁迈步式长钢梁支护, 新工艺架棚整体性更强, 既缩短了掘进支护空顶时间, 又增加了巷道支护强度, 有效地解决了煤层顶板大断面巷道施工时顶板控制困难的难题, 保证了综采放顶煤工作面设备安装工作的顺利进行;②2节铰接式工字钢长梁大断面切眼二次成巷施工技术较1根长梁一次成巷施工, 循环施工断面小, 控顶时间短, 既有利于切眼安全施工, 又便于综采液压支架安装后工字钢长梁安全回撤;③使用菱形金属网护顶, 钢丝绳纵向布置于工字钢长梁上, 顶板采用钢绞线锚索加强支护, 满足了综采液压支架安装后回撤工字钢长梁时顶板不同时冒落的要求, 创造了更加安全、可靠的安装环境。
5 结语
红岭矿15041工作面首次采用铰接式工字钢长梁大断面切眼二次成巷施工工艺取得成功, 为鑫龙煤业公司今后综采放顶煤工作面大断面切眼施工积累了经验, 并在鑫龙煤业公司主焦矿综采放顶煤切眼施工中得到推广应用, 可为类似条件下大断面切眼施工提供参考和借鉴。
摘要：综采放顶煤大断面切眼施工受煤层顶板及巷道宽度的影响, 支护及施工困难。利用回采工作面分体钢梁铰接成整体的原理, 采用铰接工字钢长梁支护及二次刷帮成巷施工新技术, 与过去传统的联锁迈步式长钢梁支护方式相比, 新工艺架棚整体性更强, 既缩短了支护空顶时间, 又增强了支护强度, 有效地解决了煤层顶板大断面施工的难题, 为综采放顶煤工作面设备安装创造了安全的作业环境。
切眼施工 第9篇
1.1 工作面位置及相邻关系
S205综采工作面位于南翼采区, 该面地表以东为无煤区, 西南为戚家坡新村、宝平公路以外加油站及农场和矿用水源井、砖厂交界村位于工作面地表中部, 南为屈家湾四组村庄靠近下顺槽;北部有戚家坡小学及矿区工业广场;井下位置东、南、西均为未开拓区, 北侧S204综放工作面采空区
1.2 煤层情况
煤层黑色、块状及粉末状, 局部可见条带状结构, 以暗煤为主, 次为亮煤夹镜煤及少量丝炭, 为半亮型、底部为劣质煤, 硬度1.6。
煤厚3.5~7.5m, 平均5.5m;煤层结构简单, 工作面倾角9~30°, 平均19°;现在切眼角度为平均12°;面长172~190m, 平均181m;走向长1300~1420m, 平均1360m。
1.3 煤层顶底板情况
该面直接顶为泥岩煤岩互层厚度4130mm, 灰色深灰色砂质泥岩, 夹薄煤线, 底部为深灰色粉砂岩及粗砂岩, 含植物叶部化石;老顶为砂岩厚度3500mm, 灰白色含砾粗砂岩, 成分主为石英, 高岭土泥质胶结、较坚硬;直接底为砂质泥岩厚度5570mm, 深灰色泥岩, 砂质泥岩, 具植物根系化石, 下部具鲕状结构;老底为细砂岩厚度14830mm, 褐灰色、紫杂色泥质粉砂岩夹砂质泥岩, 中细砂岩薄层。
2、施工方法和施工工艺
2.1 施工方法
采用上下两道对掘导硐后刷大的施工方法, 在上端头同时掘出煤机窝。切眼导硐为矩形, 净高3000mm, 净宽4000mm, 采用综合机械化掘导硐, 切眼刷大采用炮掘施工。
2.2 施工工艺
掘导硐分别采用晨光EBZ-180型 (下称180型) 和佳木斯S100型 (下称100型) 综掘机割煤。180型掘进机配合SSJ/40×2可伸缩皮带和40改型溜子;100型掘进机配合SSJ/40×2可伸缩皮带和40T型溜子, 形成运煤系统。人工挂网, 采用撅顶道和安全点柱防止片帮、掉顶, 打设超前锚杆作为临时支护, 操作锚杆机和帮锚机打注、安装锚杆和锚索作为永久支护。“三八制”作业, 掘锚顺序施工, 正常条件下每割煤一排锚网一次。
导硐施工工艺:割煤出煤→敲帮问顶移撅顶道→打设安全点柱并打超前锚杆临时支护→退掘进机→锚网、锚索支护顶板→锚网支护两帮→掘进机出煤→早班集中延伸溜子。刷大施工工艺:打眼放炮→敲帮问顶移撅顶道→打设安全点柱并打超前锚杆临时支护→锚网、锚索支护顶板→锚网支护两帮→人工清煤→两端头支设单体液压支柱。
锚杆采用打、注、安一次完成的快速安装工艺, 顶板锚杆使用MQT-120/2.5气动锚杆机配合Φ16×1000mm铸钢中空六方钻杆、Φ30合金钢钻头施工;帮锚机使用MQS-45/1.4CZ气动帮锚机配合M16×2400mm高效螺旋钻杆、Φ30mm钻头施工;锚索采用MQT-120/2.5气动锚杆机配合Φ16×1000mm铸钢中空六方钻杆、Φ28合金钢钻头施工。
2.3 永久支护参数
锚杆采用左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆, 锚索为螺旋钢绞丝锚索;树脂锚固剂型号为CK2330和Z2360两种, 锚杆均为端头锚固;10#铁丝编制的菱形金属网, 网格50mm×50mm, 配合Φ14mm圆钢加工的50mm宽钢带梁梯使用, 网子搭接长度≥20mm, 相邻两块网之间用14#铁丝双股绑扎连接, 绑丝间距200mm。
顶板采用锚网索配合单体支柱、局部加打木垛支护。锚杆规格Φ22×2400mm, 锚杆间排距850mm×850mm, 锚杆托盘长×宽为120mm×120mm, 采用10mm厚钢板加工, 中间钻Φ24mm孔。使用一支CK2330和一支Z2360锚固剂锚固, 锚杆载荷80k N, 锚杆安装扭矩300N.m。锚索规格Φ15.24×8300mm, 锚深为8000mm, 锚索间排距为1700×1600mm, 锚索载荷为240k N。沿切眼走向布置2排DZ-315型单体支柱, 间排距1000×1000mm, 在端头和煤机窝各支设一排单体, 单体顶板配合11#工字钢接顶, 底部穿尼龙鞋, 单体初撑力为90k N。沿单体中部每10m打设一个木垛, 木垛料规格1200×600×600mm。
老塘侧采用锚网支护。锚杆规格Φ18×2400mm, 锚杆间排距900mm×800mm, 锚杆托盘长×宽为100mm×100mm, 采用10mm厚钢板加工, 中间钻Φ20mm孔。使用一支CK2330和一支Z2360锚固剂锚固, 锚杆载荷60k N, 锚杆安装扭矩200N.m。
煤壁侧采用Φ35×1600mm木锚杆, 配合双抗塑料网支护, 锚杆间排距为900×800mm;另一侧帮为锚网支护, 采用Φ18×2400mm螺纹钢锚杆, 锚杆间排距为900×800mm, 锚杆托盘120×120mm, 采用10mm钢板加工, 中间钻Φ20mm孔, 使用一支Z2360锚固剂锚固, 锚杆载荷60k N。
3、切眼刷大方式
3.1 综掘进配合刮板运输机扩刷切眼
205工作面切眼刷大采用综掘机配合40T、40改刮板运输机掘进, 刮板运输机靠煤壁侧铺设。扩刷前先对切眼两端头过渡支架窝进行单体加固, 在三岔口处分别用单体和木垛联合支护, 并在导硐靠煤壁侧全断面进行单体支护, 切眼扩刷后在中部接茬处打设两排单体支护并加打木垛, 支护单体滞后掘进机不小于5m。切眼刷大布置图如图1。
3.2 爆破辅助扩刷切眼
205工作面切眼刷大在导硐中部开窝, 采用爆破落煤, 人工清理, 配合40T、40改刮板运输机进行掘进。爆破使用矿用2级乳化炸药和矿用毫秒延时电雷管。炮眼深度为1m, 每个炮眼装药量为200g。采用一次爆破落煤, 局部巷道成型采用手镐处理。炮眼布置图如图2。
4、围岩检测
在切眼施工过程中, 对巷道表明位移、顶板离层、围岩深部位移、锚杆及锚索托锚力进行了力监测和随机抽查。两帮最大移近量62mm, 平均31mm, 顶底板最大移近量122mm, 平均61mm;顶板浅基点最大离层76mm, 深基点最大离层30mm;顶部锚杆最大抗拔力100k N, 帮部锚杆最大抗拔60k N;锚索最大抗拔力120k N, 没有出现压断锚杆, 拉断锚索、失锁、顶板超过离层临界值等现象。以上结果表明支护方式合理。
5、结束语
综放工作面切眼施工是矿井安全生产管理的重点, 也是顶板事故易发地点。宝鸡秦源煤业有限公司经过近6年的切眼施工实践, 可以得出以下结论:木锚杆、无纵筋螺纹钢锚杆、锚索和单体液压支柱联合支护能够保证综采放顶煤宽切眼安全生产, 同时在切眼刷导硐施工过程中快速完成, 刷导硐施工期提前2天。
摘要：综放工作面切眼是安装综放支架、前后部刮板输送机、采煤机等设备的大跨度巷道, 施工工艺复杂, 顶板控制难度大。秦源煤业有限公司根据自身地质特点、施工设备、运输条件形成适应现场条件的施工工艺和支护技术, 满足了切眼掘进期间安全, 质量要求和工作面安装空间要求。
关键词：综放工作面,切眼,施工技术,刷大方式
参考文献