复杂困难巷道范文（精选8篇）
复杂困难巷道 第1篇
随着百善煤矿井下资源的不断枯竭, 煤炭开采多为边角块段、三角带及保护煤柱等, 面临着面多储量小且推进速度快, 工作面接替紧张等问题;而掘进则多为沿老空、沿断层及风氧化带施工, 条件差, 压力大, 掘进速度慢。
为了提高掘进进度, 缓解工作面接替的紧张形势, 我区以打造快速掘进队为切入点, 强化掘进管理、优化生产组织、提高掘进速度, 为在小断面巷道内快速掘进及安全生产积累了宝贵经验。
2 小断面巷道快速掘进实践[1,2]
2.1 工程概况
6533煤柱风巷位于65采区西北部, 右侧紧临6533采空区, 走向长525m, 倾斜宽18~94m。该巷道煤厚2.1~3.4m, 平均煤厚2.9m, 倾角3°~11°, 平均倾角6°, 受采动影响, 顶帮压力较明显。
2.2 巷道支护断面优化
根据要求, 把原设计3.2m支护断面改成2.4m支护断面, 不铺设轨道, 用皮带机顶皮带出煤矸, 用底皮带运料, 优化支护设计, 提高施工进度。把3.2m支护断面 (如图1) 改为2.4m支护形式 (如图2) , 减少打眼数量, 减少出货量及出货时间, (一个循环进度按2.8m计算, 巷道长度为525m) 。
(1) 减少出货量:3.2m断面出货量T= (3.2+3.86) ×1.95÷2×2.8×1.42=21.15t
2.4m断面出货量T= (2.4+3.05) ×1.95÷2×2.8×1.42=27.37t
(2) 减少出货时间:3.2m断面出货时间t=72min=1.2h (实测)
2.4m断面出货时间t=50min=0.8h (实测)
出货所节省的时间T= (525÷1.6) × (1.2-0.8) =132h≈6天
2.3 爆破参数优化
采用微差控制爆破技术, 优化爆破参数, 提高工作效率。按照作业规程的设计要求, 2.4×2.4×2.4m断面共布置19个炮眼 (如图3) , 而3.2×2.4×2.4m断面共布置25个炮眼 (如图4) , 使用煤矿许用二级水胶炸药, 按正向装药布置, 每个炮眼深度为1.6m, 根据实测平均打一个炮眼需要3min计算, 每一茬炮节约时间40min, 总共节约时间约10天。
2.4 出货方式优化创新
出货方式是决定掘进速度的关键, 通过优化改进出货方式, 实现复杂条件下掘进速度的大幅提高。
(1) 原来施工大断面 (3.2m梁) , 每2天向前延1次皮带机尾 (12m) , 每天施工6m, 现在小断面 (2.4m梁) , 每2个圆班拉1次机尾 (18m) , 每天施工9m;每天小断面比大断面多施工3m, 共缩短工期约30天。
(2) 原来用的80皮带机底托辊是直托辊, 无法满足运料要求, 为了不铺设轨道, 并用底皮带运料, 特把底托辊也改用铰接托辊, 这样就解决了用底带运料的问题, 并少安装5部绞车, 即减少了设备的安装, 又减少了斜巷运输的安全威胁, 为斜巷运输的安全提供了保障。
(3) 按巷道设计总长为525m, 如按正常方案施工, 需铺设1050m轨道, 由于采用皮带机上皮带出煤矸, 用底皮带进料, 施工期间就不需在巷道内铺设轨道, 取得了显著的经济效益, 也减少了斜巷运输的安全威胁, 有利于安全生产。
(4) 以前皮带机和链板机是直接搭接, 即皮带上的煤直接吐到链板机上运走。而现在为了直接用皮带机出矸, 就改变了传统的搭接方式, 皮带机和链板机不直接搭接, 中间预留1m空间铺设轨道, 并把机头抬高, 使滚筒的吐货点距轨道的高度大于1.2m (吐货点高于矿车上沿) 。出煤时用溜槽连接皮带机和链板机出货 (如图5) ;而出矸时, 就把溜槽去掉, 把矿车直接皮带机头前方, 矸石直接由皮带吐到矿车内运出 (如图6) 。
2.5 改变延伸皮带机尾的方法
原来三机联合作业时, 采用的是回柱绞车与皮带机尾分开的方式, 即先把绞车的钩头固定在己加固好的棚梁上, 在绞车的带动下机尾不断向前延伸, 这样初期会导致皮带机尾钻底板而增加其摩擦力, 后期会导致前方的绞车慢慢向上翅起, 最后就会悬在空中从而减少其稳定性, 不利于拉机尾的安全。
而现在是直接把绞车固定在皮带机机尾架上, 解决了皮带机尾钻底、绞车悬空的问题, 增加了拉机尾时皮带机和绞车的稳定性, 大大缩短了延伸皮带机尾的时间, 更保障了拉机尾时的安全。
2.6 过程控制措施
使用皮带机出煤矸、进料的方法用的比较少, 经验不成熟, 为了达到出煤矸和进料的安全, 使出煤矸及进料的过程得到有效控制, 采取如下措施:
(1) 铺设链板机的巷道施工大断面 (3.2m梁) 。大断面即可以铺设链板机, 也可在皮带机头处预留出矸的空间, 这样就可有效的控制出煤和出矸, 实现煤矸分装分运。
(2) 抬高机头。铺设皮带机时, 把机头抬高, 高度不低于1.4m, 这样就可以把矸石直接由皮带吐到矿车内外运。
(3) 皮带机头段施工10m大断面 (3.2m梁) 。在皮带机头段需装料, 如机头段施工小断面, 安全空间比较小, 不利于正常装料, 所以在施工机巷时提前撑宽大断面, 为安全装料创造有利条件。
(4) 在皮带机尾安设急停装置及挡料装置。在皮带机尾安设急停装置, 保证了当料由皮带机头转运到机尾或出现其他误操作时能及时停止皮带运转, 保证了皮带出煤矸及进料的安全。在皮带机尾加装一道挡料装置, 可以有效防止因误操作或尖锐工具未卸掉进入皮带机尾而撕裂皮带, 保证装卸料的安全。
3 效果分析
经试运转出煤矸及运料效果良好, 不仅提高了经济效益, 更加快了掘进施工进度。月进尺达270余米, 超额完成了进尺计划, 保证了工作面的正常接替。
(1) 小断面出煤量小, 用皮带出货的效率较高, 充分发挥了机械化作业效能, 提高了施工进度, 保证了矿的生产接替。
(2) 用底皮带进料, 避免了斜巷打车环节, 减少了事故点, 有利于斜巷运输的安全。
(3) 实现皮带机直接出矸, 杜绝了矸子进入系统, 大大提高了煤质和经济效益, 解决了皮带机无法直接出矸石的难题。
(4) 把绞车直接固定在皮带机尾, 改变了以前拉机尾的方法, 有效的缩短了拉机尾所用时间。
参考文献
[1]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999.
复杂困难巷道 第2篇
摘要：在复杂地质条件之下进行快速掘进，支护技术起着至关重要的作用。支护技术不仅影响着掘进的速度和效率，而且也担负着安全生产的重大责任。目前我国在这方面的支护技术还存在速度较慢、支护面积太小、支护效果不佳等问题。针对这些问题以下主要讨论了复杂地质条件下，巷道快速综掘临时支护技术的关键、方式等。
关键词：复杂地质 快速综掘 支护技术
0 引言
煤矿如今在我国的生产生活当中的需求量非常的大，但随着开采工作的进展，煤矿所处的位置地质条件越来越复杂，进行巷道的快速综掘也由于支护问题而受到影响。因此为了保障开采工作的顺利进行，提高工作效率和产量，确保安全生产，对于复杂地质条件之下巷道快速综掘临时支护技术的研究就显得十分必要和重要。
1 支护技术的关键分析
1.1 确定综掘机和普掘机的临界点
通常情况，综掘机和普掘机的临界点就是所挖掘的巷道的长度。针对两种掘机的选择主要考虑两个方面的问题，一是操作技术问题，二是工作需求。在进行分配之时可以根据施工要求和两种掘机的特点进行，如果长度在300米以下，则选择普掘机更加适合，超过则选择综掘机。这种分配方式既能够将各自的优势充分发挥，同时也能够有效的优化施工工艺。
1.2 综掘机的型号选择
在进行型号的选择之时主要应该从以下几个方面考虑：满足巷道工作的断面、机型的体积、设备运行效率等方面。
1.3 截齿的选择
在进行截齿的选择之时重点考虑耐磨度。在进行掘进之时，耐磨度越高的截齿能够有效的提高截割的速度，并且磨损程度也会相应减小。但在开采的过程当中也应该充分考虑实际情况，岩石的硬度如果大于截齿的刚度，那么在掘进之时应该考虑使用爆破的方式进行，以免对设备造成不必要的损坏，同时在实行爆破之时应该注意保护设备。
1.4 临时支护技术的运用
由于综掘机在运行当中主要依靠液压系统提供动力，因此在这种情况之下进行支护就需要考虑其液压系统的稳定性，以及停开机的闭锁装置。此时主要运用的是其机载液压锁临时采取的支护技术。通过这种支护技术的运用，能够从很大程度之上减少工作量，提高施工的安全性和可靠性。
1.5 完善施工机制和管理
要完善综掘机使用的施工机制和管理办法，提高管理组织技术水平，形成有效的技术管理体系，进而提高工作效率。比如在弯道当中进行掘进之时，掘进机在拐弯掘进当中需要注意，其最大的工作角度可以达到26°。并且在保障可靠性的前提之下，可以在皮带机的尾部进行自动卸料装置的安装，以提高其自动化水平，提高工作效率减少皮带磨损问题。与此同时，在组织施工之时要优化施工工艺，提高操作人员的专业性，减少误操作事件，充分发挥掘机的优越性。并且还需要注意进行日常的维护和保养，以增加设备的使用寿命和运转的安全性、可靠性。
2 支护技术分析
2.1 尖锥探梁临时支护技术
此种技术的系统主要由三个部分组成，即钢轨制探梁、专用吊环和DWB-28-30/100轻型支柱。使用这种技术能够有效的减少探梁过顶的工艺，从而减少了工作时间。并且在此基础之上还进行了补充支护，通过单体液压支柱的作用进而达到提高支撑力，减少顶板出现变形的情况。如图1所示，就是具体的支护方式展示。
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2.2 悬臂式托梁器临时支护技术
这种方式主要是通过改善综掘机的炮头而达到临时支护的作用，具体方式就是在炮头之上增加一个托梁器托钢带。这种方式能够有效的改善直接使用炮头作为临时支护的方式，提高支护的可靠性和安全性。并且这种方式较为简单，使用方便支护速度快，同时降低了工作人员的工作量。如图2所示就是支护方式图。
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2.3 综掘机自动支护临时支护技术
这种方式主要通过了将综掘机和机载液压联合使用，从而起到临时支护的作用。机载液压临时支护机使用率较高的型号是ZLJ-10/21/30，这种型号的支护机在使用当中只要通过底座的转换就可以配合不同型号的综掘机，而且契合度很高。不仅如此，它的适应性十分强，在不同的复杂地质条件之下可以进行良好的适应，对于需要支护的面积也能够根据断面实际情况进行调整。并且这种支护技术支护的速度较快，工作人员的劳动量较少，不仅能够有效的提高工作效率推动快速掘进工作的进行，而且很大程度之上保障了掘进当中的可靠性和安全性。机载液压临时支护机在使用之时还需要注意，在巷道超过2.6米的情况之下能够发挥最佳效果。
使用此种临时支护技术具有四大优点：首先，能够达到有效支护的面积较大。支护当中的初撑力和工作的阻力都偏大。其次，整个支护系统通过液压进行控制，所以在操作当中动作比较平稳，而且展开的速度也较快。再者，由于这种临时支护方式是通过全液压进行控制，所以保护的性能高。最后，结构紧凑、布局合理、便于维修、安全度高。
3 结语
综上所述在复杂地质条件之下要进行综掘的快速掘进，就必须保障临时支护技术能够提供安全可靠的支护。由此可以使用尖锥探梁临时支护技术、综掘机自动支护临时支护技术等多种技术形式。同时在进行支护之时还要注意提高工作人员的综合素质，提高操作的正确性，保障支护工作的安全性和可靠性。
参考文献：
[1]马利.岩巷机械化快速掘进技术及其在邢台矿区的应用研究[D].中国矿业大学（北京），2012.
[2]魏敬喜.大断面复合顶板煤巷快速掘进技术研究[D].安徽理工大学，2011.
复杂困难巷道 第3篇
平禹煤电公司二矿 (以下简称二矿) 井下二级2条下山斜巷位于五2煤层的伪顶及煤层中, 上覆岩层分别为:伪顶, 炭质泥岩, 厚0.2～3.0 m;五2煤层, 煤厚1.0～1.8 m;基本顶, 厚层中粒砂岩, 厚度8～13 m;底板为砂质泥岩。原为三心拱料石砌碹的提升下山斜巷净宽2.8 m, 净高2.6 m, 变形后巷道宽度不足2.0 m, 高度不足1.5 m, 底板鼓起高度0.2～0.3 m;另一条行人猴车兼回风斜巷原为梯形断面, 工字钢及水泥棚支护, 变形后通风行人都较困难, 造成矿井通风阻力大, 行人猴车被迫停运。
2 巷道失稳变形破坏的原因分析
(1) 底板和两帮煤 (岩) 体的承载能力低是巷道失稳的主要原因。
巷道沿底板掘进, 底板大多为砂岩互层, 夹有煤线和泥岩, 两帮为伪顶和煤层, 岩性松软, 造成巷道围岩物理稳定性较差, 在水和风化作用下, 表现出极低的力学性能。因此, 如不采取有效的提高围岩力学性能的措施, 必然造成巷道围岩产生显著的失稳变形破坏。
(2) 底板和底角未采取有效的控制措施造成底鼓严重和两帮内挤。
巷道底板为软煤或泥岩, 且在掘进过程中局部底板泥岩破坏, 造成较大扰动, 在风化和水的作用下, 底板泥化、软化, 底鼓严重。而在巷道维护过程中, 仅采用拉底的措施来满足巷道的断面要求, 使得底板进一步弱化, 出现典型的巷道“基础”不牢现象, 使巷道出现两帮内挤和下沉, 进而影响巷道整体支护结构的稳定。
(3) 巷道支护结构和参数不合理。
根据研究表明:一旦巷道支护体的强度、刚度及可缩量不适应巷道位移特性, 则会首先破坏, 然后导致其他部位失稳, 最终导致巷道全断面失稳破坏。所以, 对巷道两帮和底板必须采取合理的处理措施, 而在原巷道施工和返修中不够重视。
原设计大巷两帮煤体采用厚600 mm的石墙刚性支护, 远远不能满足两帮软煤体的变形要求。在稳定直接顶和软弱底板 (角) 的作用下, 当侧压 (两帮碎胀变形力) 作用在石墙上时, 两帮上部变形较小, 而下部内挤量大, 导致两帮支护失效。在两帮支护失效的情况下, 由于底板的变形约束减小, 又进一步加剧了底鼓。
3 维修技术方案
根据现场的调研发现:巷道失稳破坏的现象主要是底鼓、两帮内挤, 顶板支架破坏较少。经分析, 其主要原因是:①2条下山斜巷东西两边均为采空区, 护巷煤柱采动过多, 所留设宽度不当, 造成斜巷处在高应力区;②底板和两帮煤 (岩) 体的承载能力低, 原设计的支护结构和参数不合理, 导致未能有效控制两帮和底板的变形和破坏。
在现有巷道位置和煤柱宽度已经无法改变的情况下, 二矿从改变原设计支护结构和参数以及卸压两方面入手, 设计以下返修方案。
根据巷道变形破坏特点及使用要求, 设计采用矩形断面结构, 全断面实施锚杆、锚索加网支护, 两帮和底角进行注浆加固, 以改善底板和两帮煤 (岩) 体的承载能力。同时, 在两帮打适量的卸压孔, 一方面释放部分变形压力;另一方面, 转移应力集中区, 减小该巷道的支护难度。
3.1 支护结构
为满足通风、运输需要, 并考虑变形的要求, 矩形断面巷道净宽×净高=3.6 m×2.3 m, 毛断面为3.8 m×2.4 m, 巷道支护采用锚 (索) 网梁注复合结构形式 (图1) , 顶板和两帮喷射混凝土进行围岩封闭和补强加固。
巷道各部位支护结构形式如下:顶板采用锚杆+锚索+金属网+钢筋梯 (或W型钢带) ;两帮与底角采用锚杆+金属网+钢筋梯+锚注, 注浆锚杆布置如图2所示;底板采用锚杆+金属网+钢筋梯。钢筋梯结构如图3所示。
3.2 卸压措施
为使地压在释放过程中不破坏支架, 考虑在巷道两帮的中部布置2～3排卸压孔, 钻孔布置方式如图4所示, 锚杆位置错开。卸压孔深度为5 m, 直径45 mm, 排距800 mm。
3.3 支护参数
顶板锚杆Ø20 mm×2 000 mm, 采用单向左旋无纵筋螺纹钢制作, 螺纹段采用滚丝方式加工, 锚杆间排距为1 000 mm×1 000 mm, 锚杆孔径为28 mm, 树脂药卷端锚, 锚固长度大于600 mm, 锚固力大于70 kN。两帮锚杆Ø20 mm×2 400 mm, 锚杆间排距为700 mm×800 mm, 锚杆孔径28 mm, 2卷树脂药卷端锚, 锚固长度大于1 000 mm, 锚固力大于70 kN。底板锚杆Ø20 mm×2 000 mm, 锚杆间排距为750 mm×800 mm, 锚杆孔径28 mm, 树脂药卷端锚, 锚固长度大于600 mm, 锚固力大于70 kN。注浆锚杆Ø22 mm×2 000 mm, 间排距两帮为850 mm×800 mm, 底板为800 mm×800 mm, 底角注浆锚杆并下扎30°角, 排距为800 mm。
锚索F15.24×6 000 mm, 间排距为3 000 mm×4 800 mm;锚杆托盘采用10 mm×100 mm×100 mm的钢板托盘, 自制;金属网规格1.8 m×1.8 m, 采用8#或10#铁丝编织的经纬网, 网格为50 mm×50 mm;钢筋梯采用Ø16 mm螺纹钢制作;混凝土初喷30 mm, 复喷70 mm。
3.4 两帮和底角注浆加固
根据巷道现有的情况, 如果两帮煤体疏松, 底板岩体裂隙较发育, 则通过注浆加固能大大改善两帮和底板的力学性能, 从而有效控制底鼓和两帮内挤。
滞后锚杆支护20～30 m, 在两帮和底角螺纹钢锚杆之间插空布置内注浆锚杆, 锚杆孔径为45 mm, 孔深不小于2.4 m。其中底角锚杆孔口距巷道底板不超过100 mm, 使用中空快硬水泥药卷和水泥浆封孔, 封孔长度不小于1.0 m;注浆浆液采用单液水泥—水玻璃浆液, 水灰比控制在0.8～1.0, 水玻璃的掺量为水泥用量的3%～5%;注浆压力控制在1.0 MPa左右, 当巷道底板或两帮出现严重渗漏时, 即可停止注浆。
3.5 工艺流程
巷道成型→初喷 (30 mm) →挂、联金属网→上钢筋梯→临时支护→钻顶板中间锚杆孔、清孔、安装锚杆、拧紧螺母→钻顶板边角斜锚杆孔、清孔、安装锚杆、拧紧螺母→钻两帮锚杆孔、清孔、安装锚杆、拧紧螺母→复喷 (70 mm) 。
锚索施工时, 一般滞后掘进工作面10～20 m, 与上述工序平行作业。
3.6 施工方法
使用锚杆钻机、按给定的锚杆眼位钻孔, 一般垂直顶底板, 符合设计角度和深度要求;装药卷需按顺序超快在前、快速或中速随其后, 用锚杆将药卷送到孔底;搅拌药卷应根据药卷的使用数量确定上推速度, 搅拌时间15～25 s, 要匀速搅拌、匀速上推;金属网要对称铺设, 保证金属网的两端紧贴岩面, 两帮的下垂长度均在350 mm左右, 然后再沿巷道的横向安装钢筋梯, 并用锚杆托盘和螺母将金属网和钢筋梯压住, 施加一定的预应力;安装、紧固螺母要待药卷搅拌停止2～3 min, 待药卷凝胶后进行;安装锚杆一般从中间开始, 向两边进行。
4 方案实施及效果
按照上述设计, 在回风下山中间段矿压较大处进行了20 m的试验。在整个试验过程中, 我们挑选技术素质较高的工人参加, 按照选定的设备和工具, 并严格按设计进行操作, 巷道成型后进行了支护效果的测定。测定结果表明:利用该支护方法维修的几条巷道, 3年来, 巷道变形很小, 效果良好, 完全满足安全生产的要求。
5 结语
在高应力的条件下修复巷道, 让压和选择合理的支护方法, 要联合起来考虑。进行压力释放减压, 是进行成功支护的前提条件;其次, 才是选择合适的支护参数和支架形式。要进行观测, 等变形减小, 基本稳定后再开始考虑修巷符合客观情况。这样, 经过让压后进行的支护, 效果明显, 也是这次试验成功的关键所在。
摘要：根据平禹煤电公司二矿井下二级下山的破坏程度和过去的维修状况, 分析了巷道破坏的原因, 选择了锚杆、锚索、钢筋梯加金属网联合支护的方案, 并介绍了联合支护的施工方法。
复杂困难巷道 第4篇
1 地质概况
48709综采面胶轮车巷所掘煤层为8#煤, 巷道设计长度为1893m, 本区域节理发育, 结构复杂, 含2层夹石, 上分层平均0.53m, 下分层煤层厚度平均3.17m, 厚度变化不大, 属单一稳定的中厚煤层, 掘进沿下分层托夹石施工, 煤层倾角为2~5°, 掘进过程中存在断层和陷落柱。煤层顶底板情况如下表1所示。
煤层顶底板情况如下表1所示。
2 巷道断面及支护形式
2.1 巷道断面确定
充分考虑到胶轮车巷道设备运输的最大高度和宽度、底板硬化高度、安全间隙, 经过计算和现场实践, 从而确定掘进巷道高度为3.5m, 宽度为4.8m。
2.2 永久支护形式
永久支护采用锚、带、网、索联合支护, 支护参数如下:
(1) 顶部夹石大于1.6m时托夹石掘进, 顶板采用螺纹钢锚杆、W型钢带、锚索、钢金网联合支护;顶锚杆采用φ20×2200mm矿用螺纹钢锚杆配MSK2380型、MSCK2360型药脂锚固剂各一个, 顶锚杆打设在五眼钢带内, 按间距1.1m、排距1.0m布置, 顶部钢筋网规格φ4.5mm的1.2×5.0m编织网;采用φ17.8mm的6.5长锚索, 锚索间、排距2.0m×2.4m矩形布置;锚索采用Ф17.8mm、长为5400mm的钢绞线配合锁头、托盘其中锚索有效锚固长度为5150mm, 外露不超过250mm;锚固力不低于200k N/根;托盘采用配套托盘 (长×宽×厚=250×250×14mm钢板) 。
两帮使用帮锚杆钻机打眼, 采用φ20×1800mm螺纹钢锚杆, 三排矩形布置上二排挂金属网, 帮锚杆间距1.0m, 排距1.2 m, 上排距顶板0.3 m, 帮网与顶网连接, 金属网规格为3.0×1.8m。如图1所示。
(2) 遇顶板不完整、通过地质构造时另行补充安全技术措施, 及时改为架棚支护, 架棚支护采用11#工字钢, 其中棚梁长4.2m、棚腿长3.6m, 棚距为1.0m。每架棚子设8根长为1.4m成品小破板构顶, 左右压梁头各1根, 其余均匀分布;设四根长为1m、宽度为70mm、厚度为50mm的成品撑木, 分别支设在两梁头棚腿槽内和棚口向下1.0m处;每帮用四根构木攀帮, 紧贴棚口设1根, 从梁口向下0.8m和1.6m、2.4m处各设1根。
2.3 临时支护形式
采用锚杆支护时, 临时支护采用ZLJ-2.5掘进机机载临时支护, 施工完一个循环后将临时支护升起接顶, 进行锚杆永久支护, 支护结束后进行下一次循环。循环进度2.0m, 最大控顶距2.4m, 最小控顶距0.4m。
3 掘进工艺
采用EBZ-160型掘进机, 配桥式转载机、SJ-80型可伸缩皮带输送机进行截割、转载、运输连续性掘进作业。掘进机截割时从煤层中下部进刀, 截深0.60m一个循环分三次截割, 根据巷道中线及设计断面截割成巷, 截割轨迹图如图3所示。
4 复杂地质条件下安全技术措施
4.1 过断层安全技术措施
巷道掘进过程中, 遇到断层时, 为了确保施工的安全, 进行架棚支护, 架棚尺寸如下表2。
过断层时, 应采用以下安全技术措施:
(1) 架棚支护时, 用前探梁做临时支护。具体方法:采用两根5.0m长的11#矿用工字钢梁托棚梁作前探梁, 每根前探梁用三个卡梁式悬吊器吊挂, 前探梁间距3.0m。
(2) 接近断层时, 必须每个循环仔细观察, 顶底板情况, 发现有来压预兆时, 必须及时采取缩小循环, 加密支护的方法加强顶板管理。
(3) 掘进机截割前先检查顶帮支护、瓦斯等安全情况, 处理隐患, 确认安全后, 设备试运转。
(4) 打眼前, 严格执行“敲帮问顶”制度, 处理活岩浮石。“敲帮问顶”严格执行《煤矿工人技术操作规程》中“敲帮问顶”的规定。
(5) 架棚支护中棚腿要有10°的叉角, 棚腿必须有100mm的柱窝。棚腿裁在实底上, 棚腿支设要牢靠;当截割超高时, 必须使用与巷道高度合适的棚腿。超挖处, 攀帮构顶需要用圆木或破板背严。
(6) 巷道上下山掘进时, 迎山角为巷道坡度的1/5。
(7) 同一根构木上的紧固木楔必须朝同一方向相邻两根构木上木楔方向必须相反, 不得上双楔。顶帮木楔必须打紧背严保证支护质量。
4.2 过陷落柱安全技术措施
在掘进过程中, 遇到陷落柱时, 由于煤层上山坡度较大给今后胶轮车运料及采煤带来影响, 及时采用托腰夹石架棚支护按+6施工减缓上山坡度, 并按照下列安全技术措施执行。
(1) 过陷落柱时, 要加强地质水文观测, 发现异常现场应立即停掘, 待查明前方地质、水文情况后方可向前掘进。
(2) 执行架棚支护时, 要注意支护质量, 严格执行敲帮问顶制度, 及时找掉活矸活石。为防止梁头处漏碴伤人, 顶网要铺至两梁头下第一道攀帮下并用攀帮构背紧贴住煤帮。
(3) 掘进过程中随时观察迎头顶板以及岩体的稳定情况、涌水情况, 一旦发现顶板有响声, 迎头岩体有坍塌时, 应及时撤人。必要时适当缩小循环进度, 确保支护安全有效。
(4) 严格控制好控顶距, 并及时前窜前探梁并保证接顶。
(5) 作业时, 派专人监视顶板情况, 发现异常情况立即通知作业人员停止作业, 经处理确认安全后方可作业。
(6) 掘进过程中, 当发现顶板压力大, 出现顶板坠包、离层难以支护时, 二次支护必须及时跟上, 防止出现冒顶及其他事故。
5 结语
48709工作面胶轮车巷在现场实践过程中, 取得了较好的效果。在本支护条件下, 围岩稳定性较好, 采用的架棚之护等安全技术措施顺利克服了掘进面前方断层、陷落柱等地质构造的影响, 单日进尺最高达到了20m, 日均进尺达到了12m, 月均进尺达到了410m, 巷道质量以高标准达到了质量标准化要求, 为回采面准备工作打下了坚实的基础。
摘要：本文主要对西铭煤矿48709工作面胶轮车巷在遇断层、陷落柱等复杂条件下开展巷道安全掘进技术与围岩支护技术, 并在现场实践中得到应用, 取得了较好的效果。
关键词：陷落柱,架棚支护,联合支护
参考文献
[1]王金华.我国煤巷机械化掘进机现状及锚杆支护技术[J].煤炭科学技术, 2004, 32 (1) :6~10.
[2]孔建军等.综合机械化快速掘进装备技术研究与探索[J].煤炭技术, 2006, 25 (2) :50~51.
[3]白文彪.回采巷道过陷落柱锚网支护掘进技术研究[J].河北煤炭, 2006 (6) :16~17.
复杂困难巷道 第5篇
1 21122工作面概况
21122工作面所采煤层为侏罗系中统下段义马组2-3煤, 该工作面位于21盘区三条下山西翼, 自上而下第五个工作面, 东侧为21盘区三条下山煤柱, 西侧为F3断层煤柱, 工作面上部为已回采的21102工作面, 下部为回采了一分层的21141工作面。本工作面所采煤层为侏罗系中统下段义马组2-3煤, 分岔区煤层全厚为4.1 m-5.5 m, 合并区煤层全厚为10.9 m-15.2m, 为长焰煤, 煤层上半部为半亮型块状硬质煤, 下半部为半暗型块状硬质煤, 含多层夹矸 (3-4层) , 结构复杂, 夹矸单层厚0.05m-0.4m。由于该工作面地质构造复杂, 且采掘相互干扰, 应力集中, 顶板破碎, 压力较大, 所以专门对巷道支护防治进行研究, 以确保工作面顺利回采。
2 巷道支护设计
21122上下巷实煤体段正常掘进采用锚网 (索) 架36U-5.6m拱形支架复合支护, 棚距0.9m, 支架后巷道净高4.1m, 净下宽5.6m, 净断面26.5m2。
(1) 21122上巷采空区下破底板掘进, 在保证运输条件下, 将36U-5.6m拱形支架高度降低0.5m, 以增加顶煤厚度。
(2) 顶煤厚大于6m时, 打设Φ17.8mm×6000mm锚索;顶煤为4m-6m时, 打设Φ17.8mm×4000mm锚索;顶煤为3m-4m时, 支架控顶距由3m缩小为1.6m;顶煤为2.5m-3m时, 打设Φ22mm×2250mm钢筋锚杆, 支架紧跟窝面。改变了以往采空区下掘进采用锚网架工字钢梯形棚, 梁上背设背板的支护方式。
(3) 断层构造带掘进, 缩小控顶距, 顶锚杆由Φ22mm×2250mm改为2600mm, 帮锚杆由Φ18mm×2000mm改为Φ20mm×2500mm, 锚杆间排距由0.8m×0.8m调为0.6m×0.6m, 棚距由0.9m调为0.7m。
3 施工技术管理
(1) 21122上巷采空区下掘进, 通过探顶底煤厚, 及时调整掘进坡度, 保证能够正常打设顶锚杆 (索) 。通过瞬变电磁仪和深孔超前探测, 判断前方异常构造及积水情况, 绘制预想剖面图, 调整掘进坡度和巷道层位, 及时探放水。
(2) 上下巷过老巷、断层, 必须正确使用前探梁装置和防护网, 缩小控顶距, 逐棚施工, 棚距0.7m, 支架紧跟窝面, 梁上及时用背木绞架接顶。巷道上半部顶煤采用手镐或风镐剔进, 严禁用综掘机割上半部顶煤, 只割下半部及柱窝。顶帮破碎, 易片冒时, 严禁硬扒正头易片冒煤墙, 应在窝面正头中间留煤肚子, 两帮掏槽超前架棚, 支架紧跟窝面, 并对窝面及以外10m巷道及时加固。根据现场情况, 必要时打设超前锚杆 (索) 超前托护顶板。严格落实探进措施, 密切注意瓦斯和水情况。
(3) 21122切眼掘进期间, 顶底板煤层变化较大, 根据探煤厚情况, 判断赋存两条断层, 及时调整贯通坡度, 保证安全顺利贯通。
4 让压复合支护的应用
4.1 空帮让压复合支护
工作面上下巷支护形式为锚网索架36U拱形支架, 净断面为26.5m2。全断面锚网 (索) 支护后, 保证支架与两帮间预留300mm~500mm的让压空间, 同时通过背顶主动承压, 避免支架受不均匀挤压应力集中变形失稳。支架上焊接的限位块起到可缩增阻的过程控制作用, 使锚网 (索) 与支架共同承载, 形成了一个完整的支护体。
4.2 局部裸帮让压支护
回采工作面上下巷超前支护段, 由于受到超前采动压力和支撑压力的影响, 水平应力显现明显, 巷道支架梁水平或垂直弯曲变形, 影响巷道使用。为利于卸压、简化维护, 在巷道两帮采用中间段锚网, 帮上下部分不支护, 在煤体挤压钢梁、柱腿前用风铲或手镐将帮角煤剔除掉, 确保梁、柱不变形, 保持巷道支护稳定。
4.3 松帮卸压
通过手镐、风镐、风铲以及钻具或者放松动炮的施工方式, 提前将发生显著位移的支架顶帮煤岩体剔除掉, 重新留出300mm~500mm的让压空间, 或在围岩中钻孔人为构成空间卸压, 以保证支护体不受挤压变形破坏。
5 结论
复杂地质构造区域巷道支护设计和施工技术管理已在21122工作面成功应用, 不但取得了巨大的经济效益, 而且延长了回采周期, 有利于缓解矿井工作面采掘接替紧张局面, 并且为以后类似复杂地质构造巷道的支护提供了经验和借鉴, 具有极高的推广价值。但是随着矿井开采强度的加大和采深的增加, 深部开采所面临的矿山压力、冲击地压、瓦斯防治等问题会日益突出, 将直接威胁到矿井的安全生产。为此, 矿井需不断改进锚杆 (索) 形式、规格, 优化参数设计, 进一步提高锚杆 (索) 支护的可靠性和施工速度。
摘要：常村煤矿回采巷道受地质构造及采掘动压影响, 巷道支护困难, 本文在工作面实际地质条件的基础上, 对巷道的支护形式进行了重新设计, 并加强了施工管理, 提出空帮让压、松帮卸压等合理的支护建议, 通过对回采期间巷道变形进行监测得出:该支护设计可以延长回采周期, 有利于缓解矿井工作面采掘接替紧张局面。
复杂困难巷道 第6篇
1 地质条件分析
巷道地质条件复杂时, 要对现场情况进行分析, 找出造成地质条件不好的根本原因, 比如:巷道掘进范围内有断层、褶曲, 巷道紧邻含水层, 巷道掘进地压大等, 不同的原因可能会造成相似或相同的影响, 但是在治理过程中需要采取的方案却大不相同。技术人员在遇到复杂的生产条件时, 要及时对地质条件进行分析, 结合物探、钻探、化探等资料, 同时利用相关的技术手段分析导致生产遇阻的根本原因, 对症下药, 例如:煤岩层突然出现很多节理裂隙时, 可能是断层, 可能是褶曲, 也可能是接近“陷落柱”, 要根据经验、资料结合现代化手段综合分析, 准确判断, 制定切合实际的方案;巷道出现涌水, 就要结合相关资料, 利用有关技术方法, 查明涌水性质, 产生的原因以及补给水源, 补给水源水量等, 查明原因以后有针对性地制定治水措施和支护方案, 确保治水有效果, 支护有强度等等, 最终达到治标又治本的目的。
2 方案措施的制定
煤层深埋于地下, 地质条件千变万化, 相隔不到20m的两条巷道可能会遇到截然不同的地质条件, 故而在井下作业前都要求制定专门的有针对性的方案措施, 以确保安全。不仅如此, 在制定复杂地质条件下的相关指导或实施性技术文件时一定要坚持做到以下几点:
(1) 制定有关技术文件依据的资料要真实, 齐全。在制定有关技术文件前, 必须收集齐全必需的技术资料、理论依据、辅助资料。如果有必要, 对个别资料应重新收集或亲自收集, 比如:经过对比或采掘活动以后, 地质条件已经变化或实际揭露与原资料出入较大者, 必须补充勘探。力争做到每一条信息的来源要可靠, 每个数据的计算要有理有据, 每则资料的录用要经过验证, 不能照搬全抄, 拿来就用。
(2) 有关技术文件的编写要具体、翔实, 用词规范。编制施工技术文件, 不仅要用可靠、具体的技术资料做依据, 也需要将这些资料恰当、具体的表达在技术文件中, 做到用词规范, 叙述清楚, 并按照要求审批、修改, 特别是专业性较强、涉及技术条件复杂的部分, 必要时要请专家论证, 最后形成纸质版下发, 以确保技术文件的严肃性、可执行性及可追溯性。
3 方案措施的执行
制定出有针对性的方案以后, 必须重视其严肃性和重要性, 并在严格执行有关规定的同时, 对方案里面的技术资料、技术方案进行验证对比, 必要时需要修改总结, 具体做到几下几点:
(1) 认真执行, 及时跟进, 补充相关技术文件。指导施工的有关技术文件审批下发后, 在施工过程中要严格执行, 不允许私自更改或执行时走样。特别是技术文件中关于对复杂地质条件下如何施工的专项要求和措施, 例如:揭露煤层, 揭露穿越断层褶曲, 接近穿越含水层等。同时在执行过程中要及时和原始地质资料进行对比, 及时发现资料和现场及时的相同性和不同性。差异较小时执行原方案措施, 当实际揭露的地质条件比资料中的还要复杂时, 必须根据有关行业规定, 认真分析导致地质条件异常复杂的原因, 并有针对性的制定新的专门措施, 用其来指导施工。
(2) 总结经验, 吸取教训。一项复杂掘进工程的结束, 意味着该技术方案使命的完成, 但并不代表技术总结, 技术创新的终结。相反一项掘进工程的结束, 是对该条件或类似复杂条件下施工的一个最有利参考总结, 是钻研新技术, 创新新方法的开始。所以当一项复杂的掘进工程结束以后, 要及时对该项实体工程的施工质量情况进行跟踪观察, 包括:断层构造段增加的锚索、钢棚锚注工程, 含水层段增加的止水堵漏工程, (下转第23页) 煤层揭露段的探放监测工程, 冲击地压段增加的额外支护工程和压力释放工程等, 都必须跟踪观察其相应的措施执行效果, 并与其他的类似已施工工程进行对比, 包括原始技术参数及实施后的变化对比, 外观要求及施工后的效果对比。
分析其产生各种变化的原因, 尤其是对达不到规定标准的工程, 要从原始地质条件开始一直到方案规程、实际揭露条件、补充的有关措施等进行分析, 并对比施工效果较好的工程的相关资料, 逐一进行分析, 逐步进行总结, 找出原因, 吸取教训。
4 人员技术及素质培训
所有规程方案等文件的执行都需要现场职工来完成, 所以培养职工技术操作水平和提高其个体素质是落实方案规程的关键, 更是在复杂地质条件下实现优质巷道工程的关键。
(1) 职工培训, 重在实效。煤矿作为五大高危行业之一, 行业特点就要求施工中必须一丝不苟, 把有关技术操作要领和要求切实贯彻给职工。这就要求每项技术文件和操作要领, 必须有针对性, 特别是复杂地质条件的施工指导文件, 必须让职工真正掌握要求, 了解规定, 切实应用到实际中指导施工。
(2) 职工培训, 重在应用, 严于律己。职工在培训中掌握文字内容以后, 更要结合实际进行应用, 特别是有条件的单位, 可以模拟复杂的施工作业环境, 让职工定期进行锤炼, 上手操作, 及时发现并纠正职工不规范的行为。
(3) 职工培训, 德行并重。职工的思想在实际中起着重要作用, 不能忽视对职工思想认识的培养和提升。要从根本上杜绝职工麻痹大意的思想, 提高职工安全意识。
5 设备工具的供应及质量
一个好的工程更需要一系列好的工具设备来完成, 特别是在复杂地质条件下施工更是如此。这就要求设备一方面要适应复杂的地质环境, 另一方面其质量要满足复杂的地质环境要求 (例如:设备的精度、外形尺寸、工作参数等) , 在物质供应和质量方面优先给予保证, 只有人员、技术、设备、材料充分搭配才能在提高复杂地质条件下巷道的施工质量。
6 结束语
复杂困难巷道 第7篇
新河井田位于济宁煤田西南部, 为一隐蔽式井田。矿井采用立井+暗斜井综合开拓方式, 第一水平-400 m水平, 第二水平-760 m水平, 3煤为井田最稳定的主要可采煤层。设计施工轨道、胶带、回风三条暗斜井, 穿过嘉祥支三断层由-400 m水平延伸至-760 m水平。嘉祥支三断层区内落差300 m, 断层附近断裂构造及其它伴生构造发育, 局部水文地质条件复杂。经研究论证, 采用开展井下地质补充勘探和施工分段超前探水钻孔相结合的方式, 确保三条暗斜井安全穿过嘉祥支三断层, 为水文地质复杂区域巷道过大断层提供参考。
1 矿井水文地质条件
1.1 第四系含水层与隔水层
上组 (Q上) :厚59.60~93.90 m, 平均72.15 m, 主要以棕黄、褐黄色局部灰绿色的粘土、砂质粘土及中、细砂层组成。该含水层因大气降水补给, 水位动态变化与降雨量基本一致。
中组 (Q中) :厚34.10~85.10 m, 平均58.53 m, 主要由灰绿色、黄褐色中、细砂夹粘土组成。局部较松散, 富水性强。底界发育有厚0~11.30 m、平均厚4.28 m的粘土层, 故该组砂层孔隙含水层与下组含水层无水力联系。
下组 (Q下) :厚56.10~131.40 m, 平均96.51 m, 主要由钙质粘土组成, 底部钙质层及石灰岩角砾层已形成统一的坚硬地层, 厚0.90~16.70 m, 平均厚8.81 m, 含裂隙-岩溶水。上部100 m左右的含钙质的粘土层能够阻隔第四系中组、上组含水砂层水的垂直补给。
1.2 上侏罗统含水层段及隔水层段
该区侏罗系厚度变化大, 以嘉祥支三断层为界以西基本全部被剥蚀, 厚0~425.00 m, -760 m水平区域内一般都发育侏罗系蒙阴组, 抽水试验单位涌水量0.001 2~0.047 1 L/s.m, 含水性较弱。水质以SO42--Na+型水为主。
1.3 二叠系含水层、隔水层
(1) 石盒子组隔水层。该井田残留厚度0~218.15 m, 以泥岩为主, 粗、中、细砂岩占地层厚度38%, 从岩性上看, 基底式泥质胶结的砂砾本身失去了富水性机理。井田内该组地层基本上可视为隔水地层。
(2) 煤层顶底板砂岩含水层。对井田充水有影响的含水层主要为3煤层顶底板砂岩裂隙水。平均厚33.31 m, 抽水试验钻孔单位涌水量为0.004 88~0.034 18 L/s·m, 属弱富水含水层。断层破碎带、节理发育带等地段富水性较强。水质属HCO3--Na+型水。
1.4 太原组含水层、隔水层
(1) 山西组底至三灰顶隔水层。山西组底至三灰顶平均33 m, 主要为泥岩、粉砂岩, 隔水性能良好。
(2) 三灰含水层。厚2.20~7.50 m, 平均4.90 m, 隐晶质结构, 局部具裂隙。钻孔单位涌水量0.004 88~0.023 8 L/s·m, 弱富水含水层。巷道多次揭露, 涌水量稳定。
(3) 十下灰岩溶裂隙含水层。厚3.35~6.82 m, 平均厚5.00 m。十下灰岩坚硬, 岩溶裂隙发育不均一, 钻孔抽水试验表明其富水性较弱。
(4) 17煤底板至奥灰间隔水层 (段) 。平均厚度44.10 m, 主要是泥岩、粉砂岩及薄层灰岩, 能起隔水作用, 但受断层影响, 间距缩短、岩石破碎。
1.5 奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层
奥陶系灰岩 (简称奥灰) 总厚大于800 m, 岩溶裂隙较发育, 对奥灰抽水试验表明奥陶系灰岩富水性弱~中等。
2 工程概况
因回风暗斜井最先揭露嘉祥支三断层, 现以回风暗斜井施工为例。按照回风暗斜井施工设计, 巷道至-400 m水平变坡下山25°施工, 施工下山90 m, 揭露嘉祥支三断层, 断层产状:20°∠55°, H=300 m。嘉祥支三断层下盘 (-400 m水平) 奥陶系地层与断层上盘 (-760 m水平) 3煤地层对接。三条暗斜井在-400 m水平布置在下石盒子组底界地层, 穿过嘉祥支三断层 (由下盘进入上盘) 进入上石盒子组上部地层。工程概况如图1所示。
3 充水因素分析
嘉祥支三断层向上切至第四系底界, 向下切穿二叠系、石炭系地层后至奥陶系灰岩, 断层切穿或波及的主要含水层有:第四系底界钙质层岩溶、裂隙含水层, 侏罗系孔隙、裂隙含水层, 山西组砂岩孔隙、裂隙含水层, 三灰岩溶裂隙水, 奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层。
3.1 有影响的主要含水层
回风暗斜井巷道顶板上距第四系底界210 m, 第四系底界钙质层水对巷道施工影响较小。巷道底板距奥陶系灰岩层法线距离120 m, 奥灰水水位标高+31.97~+32.68 m, 按突水系数计算公式:
式中, T为突水系数, MPa/m;P为底板隔水层承受的水压, MPa;M为底板隔水层厚度, m。
经计算, 突水系数为0.038 5 MPa/m, 小于0.06 MPa/m, 可见巷道不受奥灰水威胁[1]。
对巷道施工有影响的主要为侏罗系孔隙、裂隙含水层和山西组3煤顶板砂岩裂隙含水层。
3.2 断层导水性
井田内断层导水情况主要与断层两盘接触部位的岩性有关。主要断层嘉祥支三断层、F1等, 钻孔揭露29孔点, 无一钻孔漏水现象, 说明断层在非含水层对接情况下是隔水的;含水层在断层与非含水层对接条件下区域性规律为富水性低于正常含水层段。暗斜井在-400 m水平布置在下石盒子组底界地层, 岩石主要为泥岩夹粉砂岩薄层, 巷道穿过嘉祥支三断层进入上石盒子组上部地层, 岩石主要为泥岩、粉砂岩, 该区段嘉祥支三断层应判为弱导水~不导水断层。
但嘉祥支三断层落差大, 断层带内裂隙发育, 局部水文地质条件复杂。暗斜井施工时, 必须按照“有疑必探、先探后掘”的原则超前探放水。
4 过断层措施
4.1 井下水文地质补充勘探
暗斜井施工前, 开展了井下水文地质补充勘探。在-400 m水平先后施工2组奥灰水文勘探钻孔, 安装了孔口安全闸阀, 开展了放水试验。进一步查明-400 m水平二叠系石盒子组地层至奥灰之间岩石性质、岩层厚度。通过对水压、涌水量、水温的观测和水质分析, 进一步掌握了奥灰水水文参数。
4.2 加强巷道支护
暗斜井施工接近嘉祥支三断层时必须加强巷道支护, 在正常区段施工时巷道断面设计为直墙半圆拱形, 锚杆支护。接近嘉祥支三断层时在原锚杆支护的基础上, 采用锚索、锚杆联合支护, 锚杆与锚索间隔布置, 锚索支护规格为直径15.27 mm, 长6 000 mm, 间排距1 200 mm, 全断面布置。施工过程中严格按装药量规定进行操作, 放炮后要及时洒水降尘。同时根据施工情况及时对开裂的喷体进行清理, 并补打锚杆、挂网[2]。
4.3 施工超前探水钻孔
矿井高分辨率三维数字地震勘探对该断层勘探工程量小, 考虑断层平面位置摆动等因素, 超前断层位置80 m开始施工探水钻孔, 按照探水—掘进—再探水—再掘进的方式, 循环探水掘进。钻孔布置技术参数:钻孔按扇形布置, 每循环设计施工3个钻孔, 钻孔Ⅰ俯角10°, 施工长度80 m, 终孔位置下距暗斜井巷道顶板20 m;钻孔Ⅱ俯角25°, 施工长75 m, 平行巷道掘进方向;钻孔Ⅲ俯角42°, 施工长度80 m, 终孔位置上距暗斜井巷道底板25 m。每循环允许掘进距离50 m, 超前距25 m。
探水时使用专用探水钻机, 预先固结套管安装闸阀, 严格按照相关规定进行探水作业。探水效果:在进行第二循环探水作业时, 巷道底板探水钻孔 (钻孔Ⅲ) 出水, 水量26 m3/h, 经水质化验属HCO3--Na+型水, 对比分析为3煤顶板砂岩裂隙水。经疏放降压, 涌水量逐渐稳定在2 m3/h左右, 至回风暗斜井穿过嘉祥支三断层, 施工的其他探水钻孔未发生出水现象。钻孔布置如图2所示。
5 结论
(1) 通过分析对比井田水文地质条件和嘉祥支三断层对盘地层关系, 研究总结了暗斜井穿过嘉祥支三断层掘进施工的充水因素, 设计施工超前探水钻孔, 消除了水害威胁。
(2) 实践证明, 采取水文地质补充勘探、加强巷道支护和施工超前探水钻孔等措施, 确保了暗斜井安全顺利穿过嘉祥支三断层, 为水文地质复杂区域巷道过大断层提供了参考依据。
参考文献
[1]国家煤矿安全监察局.煤矿防治水规定[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009.
复杂困难巷道 第8篇
在煤矿井底车场中, 巷道结构系统是它最重要的建筑。可以把它的作用分成两部分:即运输巷道以及辅助巷道。它对井底车场的构造和容积、施工工艺、巷道数和断面、生产能力以及枢纽站连接处的位置都起到了决定性的作用。这几年来, 井底车场下的设计施工技术得到了很大的发展, 但不可否认, 井底运输巷道很多地方都采用了曲线布置, 这样就会使巷道掘进的难度大大增加;施工过程中要耗费比较多的劳动力;井底车场巷道有很多的交叉点和接头, 会让施工难度大大增加。本文这里介绍的矿井是结构比较复杂的地质条件, 巷道开发之后, 因为受到断层以及其他各种因素的影响, 存在巷道不完整、变形量比较大、不实用、巷道修复量比较大, 要经常修复等问题。在这里对产生巷道变形的原因, 该采取的措施进行了探讨。
1 矿井的地质条件
矿井深部经过采掘之后, 巷道的变形具有下面的几种特征:
1) 埋深度比较大, 新生界的松散层大概为210m, 基岩段约为680m, 井底车场一水平的标高为-856m, 埋的深度大约在890m, 所埋的深度比较深, 低压自然就会比较大, 根据岩体力学, 岩石的竖直应力大概为23兆帕斯卡;2) 地质条件结构比较复杂, 断层周围的煤层产状、厚度以及结构变化都比较大, 井底车场主要的轨道大巷、运输大巷以及重车线都坐落在这里。因为存在断层以及破碎带, 让岩石的平稳性以及一些岩石力学的性质发生了很大的变化, 给巷道的施工、使用以及修复等问题带来了很大的影响;3) 大部分是软岩, 因此岩性比较差。一般井底车场施工都是在二叠系上石盒子组含煤岩层, 它的岩性均由砂质泥岩、花斑泥岩以及泥岩等软岩组成, 岩石不稳定, 软岩的岩石力学性质比较差。另外, 岩石有比较显著的蠕变性, 巷道严重变形, 而且变形的时间也比较长。
2 巷道变形原理及它的防治方法
深部软岩在巷道开挖以后, 巷道严重失稳, 变形程度比较大, 而且时间又比较长, 特别在结构比较复杂的位置, 变形还会更加严重。
2.1 巷道变形的原理
总结几点巷道变形的原因如下:
1) 软岩自身的特性。因为软岩胶结能力比较差、强度不够、胶结物和矿物的成分性质都不好, 自身没有很好的抗失稳能力;2) 受到地质结构的影响。被破坏的围岩不仅和它的矿物成分相关, 而且和结构面的发育特征及其性质、地质条件有关, 特别是结构面对围岩的力学性质有着比较大的影响。其中断层、节理、层间错动、劈理以及羽状裂隙都是地质结构面的组成部分, 它们直接影响着岩体的稳定性, 围岩破坏的时候, 一般都会受到结构面的作用;3) 围岩的应力变化比较显著。围岩铅直天然的应力, 构造剩余的应力, 因为受到施工扰动和采动的影响, 巷道在开挖后的一段时间内, 应力会重新分布, 围岩会变形、失稳或者垮落, 让新的力学保持平衡。开挖巷道以后成型, 支护和变形都会和岩石应力重新分布;4) 时间的影响。岩石变形和应力因为受到时间的影响, 当外界条件保持原样时, 那么岩石的应力和变形会因为受到时间的变化而变化, 这种现象叫做流变, 内容主要有蠕变、松弛以及弹性后效。因为软岩的蠕变比较厉害, 会让巷道产生严重变形。
2.2 防治巷道变形的原则
考虑到极软岩巷道围岩特性及不同支护结构的承载性能, 应从整体性、结构性、全面性、有效性和时效性原则出发, 以积极主动的支护方式为主体, 实现对巷道围岩变形的有效控制。
1) 整体性原则。使支护与围岩实现共同作用, 保证所有锚杆均发挥可靠的锚固作用, 且与锚杆控制范围内的围岩成为整体, 从而使支护与围岩形成的复合体发挥协同作用;2) 结构性原则。从支护与围岩共同作用形成的复合结构中的应力状态出发, 通过加强锚固或增加锚固深度, 改善支护结构中关键部位的应力状态;3) 全面性原则。不仅加强巷道顶帮的支护, 也要加强巷道底角和底板围岩的支护, 形成全断面支护结构, 以有效控制由于底角变形和底臌引起的支护结构顶帮失稳, 进而导致支护结构整体失稳破坏的状况;4) 有效性原则, 根据破碎围岩锚固及注浆后的力学特性进行支护结构参数的设计, 保证形成的支护结构具有较大刚度和较强的承载能力;5) 时效性原则, 要充分考虑复杂条件下破碎围岩锚固及注浆加固后存在的流变效应, 即采用支护体的长时强度, 避免支护体在静动压作用下不能满足长期工作需要。
2.3 巷道变形的防治办法
1) 采用高强高阻预应力。巷道处在复杂结构应力和高应力下, 那么开挖之后, 围岩岩石的应力都重新分布, 受到应力最大。在这时可以采用高强高阻预应力来控制变形, 可以预防帮部顶部应力集中, 让巷道维持完整, 还可以提高巷道的抗失稳能力。从上可以看出, 对帮部和顶部的强度要尽量加强;2) 可以提高巷道围岩自身的抗失衡能力。因为矿井井底车场周围的巷道围岩软岩比较多, 那么, 在开挖巷道之后, 裂隙发育, 许多的薄弱结构面就自然形成。这时候可以采取注浆进行加固, 对旁边的围岩可以马上进行封闭, 从而结构面的强度可以大大提高, 把围岩的膨胀和风化降到最低;3) 可以采用加固底板的办法。因为底板在巷道变形的时候会起到释放压力和对变形进行调节的作用。如果巷道的顶部和帮部保持稳定的时候, 这时巷道底板或许还处于失稳的状态, 例如底鼓变形比较严重, 几个巷道断面观测, 变形时间比较长等。所以在条件允许情况下, 可以运用适当的方法, 底板的变形控制可以适当加强。对底板的处理在初期巷道通过一段时间以后, 采用底鼓的方式对它进行释放压力, 底鼓部分进行挖掘以后, 可以采取地锚结合注浆的办法对底板变形进行控制;4) 加强巷道的维护与修复。维护巷道的最基本的方法是对巷道围岩进行加固支护。根据巷道与回采工作面的采动时空关系, 可分为采前预加固和开采后加固两种, 前者采取锚网喷加固技术, 后者常采用锚注加固技术;而修复巷道的方法是对已经变形或受破坏, 且全部或部分丧失功能巷道的改造。采取的措施是扩巷 (卧底、挑顶、刷帮) 后的加固支护和处理片帮、冒顶加固支护。
3 结论
对于煤矿矿井的井底车场巷道变形情况, 我们要认真找出产生变形的具体原因, 并要尽力找到解决的办法, 让巷道可以保持使用性和完整性, 还可以减少卧底和调道次数, 把煤矿事故安全隐患降到最低, 保证煤矿生产的顺利进行。
参考文献
[1]勾攀峰, 侯朝炯.回采巷道锚杆支护顶板稳定性分析[J].煤炭学报, 2009 (5) .
[2]宫耀, 尹建国.大倾角复合顶板煤巷锚索网支护技术[J].煤炭科学技术, 2005 (7) .