收稿日期:2007-12-13
作者简介:张 寅(1974-),男,工程师,1997年毕业于中国矿业大学采矿工程专业,现为中国矿业大学在读博士,
义马煤业集团生产技术部副部长。
三软煤层复合顶板高应力巷道综合支护技术
张 寅
1,2
,杨建军3,杜建棚
2
(11中国矿业大学研究生院,江苏徐州 221008;21义马煤业集团,河南义马 467091;
31山东省运河监狱,山东微山 277606)
摘 要:根据义煤集团杨村矿D11043工作面处于三软煤层复合再生顶板条件下的高应力
“孤岛”工作面的实际情况,为控制顶板压力,减少成巷后巷道变形量太大引起的翻修量大及带来的煤层自燃问题,采用锚网支护+微拱棚支护以及“留空让压”技术的综合支护方法,有效地控制了巷道变形。不仅增加了效益,减少了支护费用,也为三软煤层复合再生顶板条件下高应力巷道的支护方法进行了有益的探索。 关键词:三软;复合顶板;高应力;综合支护
中图分类号:T D353+
19 文献标识码:B 文章编号:1671-0959(2008)08200282031 概 述
义煤集团杨村煤矿设计年产量150万t/a 。煤层倾角7～13°,煤尘具有爆炸性,爆炸指数26179%～4013%。该矿为低瓦斯矿井,矿井通风方式为分区式,通风方法为抽出式。煤层具有自然发火倾向,发火期为一个月。
D11043综放面位于D11下山采区左翼,埋深110～160m,是分层开采的沿底回采工作面,剩余煤厚5～8m 。
上覆D11041一分层、D11042二分层(采高都为217m ),分别于1999年10月和2002年12月回采结束,上覆工作面铺设塑料网假顶,但状况较差。煤层直接底板为黑色泥岩,局部夹薄层细砂岩和粉砂岩,厚215m,泥岩底板遇水易于变软。煤体硬度较软,普氏硬度f =016。属三软煤层。
上邻的D11023工作面,里段约900m 采用综放回采,
2005年6月底停采,外段约200m 因地质条件变化改为炮
放回采,2006年3月回采结束;下邻D11063综放工作面,
2006年6月上旬回采结束。因此,D11043工作面为“孤
岛”网下综放工作面,剖面图如图1所示
。
1—D11041下巷;2—D11042下巷;3—D11042上巷;4—D11041上巷;5—D11043下巷设计位置;
6—D11043上巷设计位置;7—下区段采空工;8—上区段采空区
图1 综放工作面剖面图
2 问题提出
由图1可见,D11043上下巷处于左右、上下非常复杂
的采动条件下。由于一、二分层留设煤柱的不利影响,以及两侧大范围采空形成的“桥式”悬臂结构在“孤岛”面上形成的附加压力的影响,尤其是由于矿井接替原因不得
8
2
不在上下邻近工作面采动影响稳定前,就需要组织上下巷的掘进工作,是典型的三软煤层复合再生顶板条件下高应力巷道。掘进时顶板压力很难控制,巷道成型后预计变形量会很大。同采区的D11063工作面两巷采用可缩拱型支架掘进后,到回采时距工作面80m 左右时巷道断面已剩不到
315m 2
,翻修两次。工作面超前替棚时由于棚子变形量大,
困难很多,不仅增大了工作量,而且来回翻修增大了自燃发火危险,给安全生产带来了重大隐患。为了保证D11043工作面能够安全回采,必须采取切实可行的巷道支护方式。
3 巷道支护设计311 设计支护方案
因为D11043工作面不仅处于高应力三软煤层中,而且为复合再生顶板。为有效控制顶板压力,减少成巷后的巷道变形,经认真分析研究,支护的原则是以锚杆为主,架棚支护为辅。为防止巷道压力增大造成工字钢支架变形严重,锚网支护与支架之间必须预留012～015m 的“让”压空间。形成锚网主动支护、支架被动支护、预留空间让压支护为一体的综合支护技术方案。
312 巷道断面形状与尺寸
D11043上、下巷断面形状为带微拱的梯形,机轨合一
布置方式。巷道毛断面中间高2192m,上宽4114m,下宽
5102m,面积13160m 2
;巷道净断面中间高218m,上宽3170m,下宽4158m,面积1117m 2
。具体见图2
。
图2 巷道支护设计及断面示意图(单位:mm )
313 支护参数设计
31311 锚杆支护设计
锚杆设计应遵循“高锚固力、高预紧力、高可靠性、大间排距”设计原则。
巷道锚网支护所用顶、帮锚杆均为Φ=22mm,L =
212m,丝径与杆径一致的钢筋锚杆,托盘规格为150×150
×10(厚)mm,螺母为加力加厚螺母,网为金属菱形网,顶板辅加W 型钢带,钢带规格4000×280×3(厚)mm 。顶板锚杆6根,间、排距均为017m,两帮锚杆各4根,间、排距均为017m 。顶板两肩部锚杆眼与水平方向成70°夹角打入,两帮上、下两根锚杆与帮成70°夹角打入,其余均垂直顶板或巷帮打入。
31312 架棚支护设计
在保证架设质量,并充填良好的情况下,拱形支架承
载顶压的能力较大,可缩性较好,较适用于动压影响巷道和大变形巷道。但拱形支架承载侧压的能力仍较小,在不能保证架设质量或壁后充填不好的情况下,以及在受到侧压、偏压作用时,容易出现尖顶、歪斜、棚腿内移等结构性破坏。此外,在工作面顺槽中使用拱形支架,将给回采时超前替棚造成很大困难,因此,决定采用微拱棚支护。支架具体参数见图2。
微拱棚支护应遵循“顶板支护、帮部让压、大间排距”设计原则,以实现安全、高效、快速施工的目的。
4 施工注意事项
1)顶板锚杆采用一根2340型快速树脂卷和一根2350
型中速卷锚固,帮药卷为2350中速药卷一根。顶部锚杆锚固力不小于15t/根,两帮锚杆锚固力不小于10t/根。
9
2
2)由于预留“让”压空间,施工过程中为了防止巷道
内微拱支架歪斜、倾倒,设计采用专用拉杆,将微拱支架连成一个整体,使微拱支架更加稳固,避免了支架歪斜、倾倒现象的出现。拉杆布置:拱梁距两端头112m 处各1根,两棚腿梁口下1m 处各1根。
3)锚网支护与微拱支架之间必须预留012～015m 的
“让”压空间,“让”压空间在012～015m 之间为合格,013～014m 之间为优良,最小“让”压空间不得小于012m 。
4)为加强巷道支护,用报废的11#
工字钢改造加工出
了专用工字钢点柱,对巷道内所有微拱梁支架下打设一根工字钢点柱进行加强支护,工字钢点柱打设位置为微拱支架梁正中心,工字钢点柱要在顶板变形后将要压到微拱支架梁前打设。
5)支架间连杆必须牢固可靠,切圆拱支架梁两端用半
圆木等与锚网巷道接紧接实,以确保支架稳定。
6)煤层较软、顶部易冒落时必须提前打木锚杆控顶
,木
锚杆均匀打设,每排不少13根,与顶板夹角10～15°打入。
5 支护效果
D11043上巷从2006年11月开始施工,到2007年11
月施工完毕。采用锚网支护+微拱棚子让压复合支护技术,效果比较明显。
在D11043上巷设13个巷道表面位移观测点,1～13号测点分别位于第190棚、240棚、300棚、360棚、419棚、
482棚、558棚、624棚、664棚、730棚、790棚、850棚、910棚。
观测结果如图3所示(因9#、13#测点数据异常,故省去)。可见,整个观测范围巷道变形较小,仅个别点变形较大。变形最大的11#测点两帮及顶底板移近量分别为239mm 和168mm,10#测点两帮及顶底板移近量分别为181mm 和
158mm,主要此段位于地质构造区域应力集中所致。而其
余测点的两帮及顶底板移近量均小于50mm 。
图3 巷道变形监测结果示意图
分析表明,变形较大的地段,顶煤厚度较小且较为破碎。根据观测结果,对该地段进行了加强支护(点柱),保证了巷道安全。
6 结 语
该技术成功解决了多次及多层采动形成的复杂应力条件的D11043孤岛工作面的上下沿空巷道的维护问题;巷道除部分轻微变形外,不需加强支护,完全可以满足生产需要。减少大量巷道维修费用。
新的支护技术消除了巷顶浮煤和温度聚积等煤层自然发火因素,对预防煤层自燃起到了积极作用,不需再做防火工程;节约大量防灭火费用。
设计采用了微拱支架,既克服了平顶型支架顶梁易于弯曲,随跨度增大抗弯能力迅速降低等缺点,有效控制了顶板下沉量;又克服了拱型支架需破坏顶煤完整性,工作
面回采期间超前替棚工作量大等缺点,为综放工作面实现高产高效,创造了条件。参考文献:
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(责任编辑 潘启新)
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汾西矿业集团巷道支护理论计算设计方法 （初稿） 生产技术部 2009年8月
前言 煤矿巷道支护有架棚、料石砌碹、锚杆等一系列支护形式，架棚和料石砌碹等支护是被动支护，由于成本高、进度慢、消耗体力大、支护效果差等原因逐渐被淘汰。而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位，是唯一能实现安全、快速、经济的一种支护形式。现在无论在国内还是国外，煤矿巷道都优先采用锚杆支护，锚杆支护已成为巷道支护发展的方向。 支护设计是巷道支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。如果支护形式和参数选择不合理，就会造成两个极端：其一是支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且影响掘进进度；其二是支护强度不够，不能有效控制围岩变形，出现冒顶事故。 目前，国内外锚杆支护设计方法主要分为三大类：工程类比法、理论计算法和数值模拟法。工程类比法包括：根据已有的巷道工程，通过类比提出新建工程的支护设计；通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计；采用简单的经验公式确定支护设计。 理论计算法基于某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论，计算得出锚杆支护参数。由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件，而且很难比较准确、可靠地确定计算所需要的一些参数。因此，依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考。 随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用，采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展。与其他设计方法相比，数值模拟法具有多方面的优点，如可模拟复杂围岩条件、边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场；可快速进行多方案比较，分析各因素对巷道支护效果的影响；模拟结果直观、形象，便于处理与分析等。数值模拟法已经在美国、澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用。如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上，采用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计，然后进行井下监测，根据监测数据验证、修改和完善初始设计。尽管数值模拟法还存在很多问题，如很难合理地确定计算所需的一些参数，模型很难全面反映井下巷道状况，导致计算结果与巷道实际情况相差较大。但是，数值模拟法作为一种有前途的设计方法，经过不断的改进和发展，会逐步接近于实际。
深部矿井开采技术问题 摘要:本文根据我国主要深部矿区30余对矿井的实地调查、部分井下观测和25个矿务局的函调材料,对我国煤矿深部开采的基本状况及其在开采中遇到的巷道维护、冲击地压、瓦斯突出及地热等主要问题作了总结和剖析,并就今后煤矿深部开 技术问题提出了几点看法和建议。 1煤矿深部开采的现状及趋势 深井开采技术是当今世界主要深井开采国家(如德国、原苏联、波兰等)十分关注的问题之一。随着我国煤矿开采规模的扩大,开采深度的逐渐增加,深部开采中遇到的各种技术问题日益增多,对当前的煤矿生产和今后矿井建设的影响日趋严重。因此,研究深部开采问题,对安全、经济、合理地开发深部煤炭资源无疑有特别重要的意义。 我国是世界第一产煤大国,1997年原煤产量13.3亿吨。全国主要国有矿区90多个,井工开采的生产矿井588对(1996年统计)。据不完全统计,采深超过800m的深井19对,其中开滦矿务局赵各庄、沈阳矿务局彩屯矿采深超过1000m,新汶矿务局孙村矿、华丰矿、长广七矿采深超过800m。“八五”期间新打深井65个,平均深度588m,其中700~800m的井筒28个,800~1000m的井筒13个,1000m以上井有12个。 据煤炭资源开发和资源保护研究指出,在我国预测总储量中73.2%埋深在1000m 以下,浅部储量较少。因此,深井开采技术不仅是目前一些深矿井面临的问题,而且从长远看,它将是我国今后进一步开发利用深部煤炭资源的带有战略意义的问题。 2深井开采的主要技术问题 2·1矿压显现加剧,巷道维护困难随着矿井采深的不断增加,一方面,巷道断面必需加大,据对开滦矿区统计,近10年间采深平均增加100m,岩石巷道断面平均增加8.1%,煤、半煤岩巷平均增加32%;另一方面,地压增大,在深部高应力作用下,围岩移动更为剧烈,巷道产生变形破坏更为严重。在调查的超过700m的深井中,巷道矿压问题普遍严重,底鼓成为常见的地压现象,特别在采准巷道中尤其严重。失修和严重失修巷道比例增加,据开滦局调查统计,井深1000m时巷道失修率约是同条件下500~600m埋深巷道失修率的3~15倍,部分矿井巷道失修和严重失修率达20%以上。巷道维修占用大量人力物力,林西矿井深800m,巷道维修工占井下工人的比重为7.00%~10.50%。很多深部巷道由于严重破坏无法行人、行车而被迫停产反修。且常常出现前掘后修、重复反修的象。深井巷道维护问题已成为整个矿井生产系统中的最薄弱环节。 出现上述现象的主要原因是客观上井深、围岩应力增加。主观上没有充分认识深井巷道矿压规律,巷道支护形式不能适应深井巷道围岩变形的要求,支护形式、支架参数
三软煤层巷道掘进支护实践应用研究 发表时间：2019-08-15T10:33:40.443Z 来源：《防护工程》2019年10期作者：韩磊孙鹏飞 [导读] 近年来，我国对煤矿资源的需求不断增加，煤矿开采越来越多。 陕西麟北煤业开发有限责任公司陕西宝鸡 721500 摘要：近年来，我国对煤矿资源的需求不断增加，煤矿开采越来越多。“三软”煤层指煤矿开采中遇到的软的顶板岩层、软的主采煤层和软的煤层底板岩层，一般情况下，具有三软特征的煤矿煤层和顶底板均为软弱岩层。煤层裂隙发育，构造复杂。本文主要介绍如何控制三软煤层掘进过程中掉顶、帮鼓情况，确保了安全生产。 关键词：“三软”煤层；软弱岩层；掘进 引言 三软煤层围岩条件，以往采用一般锚网支护后，还需要要靠工字钢、U型钢等架棚进行扩修和加固才能达到使用要求，造成巷道掘进单进低，返修率高。本文对三软煤层围岩掘进支护现状进行了研究，提出改进支护方案， 1我国三软煤层掘进工作的现况 三软煤层是指在煤矿开采过程中，其巷道的顶板层、地板层及开采曾都是较为松软的煤层地质，这是一个比较复杂的结构，在实际开采工作中，煤矿巷道周围岩石的承重能力较弱，导致开采工作难度大大提高，对于煤矿开采技术水平的要求也随之而增加，领我国煤矿开采行业面临着重大的挑战和机遇。进在煤岩层中进行巷道挖掘和煤矿开采，容易导致巷道周围的岩层原始力平衡受到破坏，久而久之容易导致想到中出现岩石断裂或者坍塌的现象。煤层的经应力是由岩石的强度和其弹塑性的分布所决定的。而由于三软煤层的岩石强度比较低，进行巷道开挖工作后三软煤层的岩层结构又受到破坏，令巷道的二次应力受到更深的威胁，三软每层中的岩体容易发生塑性变形，煤层岩层的支持力度大大下降，无法满足巷道开采支撑要求，导致巷道中的应力集中，两旁的岩梁支撑点容易发生断裂现象，令煤矿工作人员的人身安全受到严重的威胁和伤害。 2锚支工艺改造 2.1顶板锚索支护优化 靖远煤电魏家地煤矿地质条件复杂，煤层、顶板、底板较软，属于典型的三软煤层围岩条件，煤层直接底板为灰黑色粉砂岩，具有清晰的水平层理，厚3.78m。顶板揭露后，局部地段自稳时间较短，一般在20~60min之间，局部地段不具有自稳能力，随着顶板的揭露很快发生冒落。（1）加大锚索直径。原Φ15.24mm钢绞线锚索改为Φ17.8mm钢绞线锚索。与Φ17.8mm锚索相比，原Φ15.24mm锚索破断强度小，对顶板的控制范围较小。Φ17.8mm的钢绞线锚索破断力350kN，与Φ15.24mm的钢绞线相比，对顶板的悬吊控制能力提高了35％。从三径匹配上讲，锚索加粗以后，孔、径差从11.76mm降到9.2mm，更加接近最合理的匹配，其锚固强度和锚固长度都大大增强。粗锚索以其更大的承载能力和对围岩的主动约束力，能够更充分地调动巷道深部围岩强度，提高围岩自身的承载能力，有利于促进巷道的稳定。（2）增加顶锚索密度。原两排布置改为3排，间距2.4m一对加密到1.6m一组（一组三根）。由于顶板为泥质胶结的粉砂岩，强度低，且裂隙发育，局部顶煤、顶板的塑性变形深度较大，顶板一旦失去控制，将发生大范围和大深度的冒顶。加密、加粗顶锚索，可通过锚索较高的预紧力，对顶板施加径向应力，促使更大范围的顶板从二向应力状态向三向应力状态转变，改善围岩的自承载能力，促进了巷道的稳定性。 2.2锚网支护有效确保巷道周围岩体的稳固性 一般地，三软煤层的巷道两旁岩体的支撑强度会比顶板岩层的硬度要低，因此成为了巷道周围岩体结构中最薄弱的部分，容易受到外界或人为的破坏而失去基本的防护能力。所以巷道两旁的变形对于顶部岩层的稳定性会造成一定的负面影响，当巷道顶部岩层失去了承重支撑力，顶板离层就会被损害，顶部的岩层的承重能力明显下降。所以，采用锚网支护技术能够有效确保巷道两旁岩体结构的稳固性，在掘进工作中把巷道两旁支护工作作为三软每层支护工作的重点，能够有效提高巷道两旁岩体结构的强度和支撑力度，有效控制巷道两旁的墙体破损情况，提高巷道的承重能力。 2.3底部塑性区底角锚杆支护工艺的改进 软岩巷道支护理论认为，在一般软岩巷道中，巷道底板是一个关键部位，是一个比较容易忽略的底部塑性区，也是导致巷道不能在短期内进入稳定状态的因素之一。通过在底部塑性区两底角打设底角锚杆，可以起到部分加固底部塑性区的作用，通过对底角的控制，达到对帮、底的控制，从而促进巷道稳定，实现控制顶、帮的目的。 3变形大时的预注浆加固效果 在压力很大、变形严重的区域，选择新型低成本注浆材料，对工作面前方巷道围岩进行超前预注浆加固。这种特殊的高纯度超细波特兰水泥，加入特殊的系列外加剂，搅拌后形成的浆液，能很好地渗入到各类微细裂隙、裂缝和孔隙中。该材料不析水、不收缩，流动时间可调，凝固时间2.5ｈ左右（20℃，水灰比1∶1时），比普通水泥浆快４倍多，主要用于岩土层的注浆加固，以快速提高岩土体自身强度和稳定性。巷道工作面注浆孔布置以拱肩部为主，拱顶部为辅，共布置18个（左侧8个，右侧7个，拱顶3个），封孔距离2～3.5ｍ，单孔注浆水泥消耗量60～600ｋｇ，水灰比控制在0.83，注浆后所形成的波特兰微颗粒水泥浆液加固圈深度约为5ｍ。未注浆前，巷道应力升高区围岩承受集中压力，影响到应力降低区，应力只能寻找巷道自由面进行扩散和解压，使得巷道严重变形；预注浆后，巷道围岩受力状况大为改善，应力升高区的集中应力往原始应力方向延伸，扩大了应力降低区范围，从而有效地控制了巷道变形。 4在三软煤层掘进巷道中应用锚网支护技术 4.1锚网支护技术在三软煤层掘进巷道顶板 在实际的煤矿开采工作中，三软煤层的巷道顶部顶板的强度与稳定性较弱，可以选用树脂全长锚固高强锚杆支护来巩固巷道顶板。高强锚杆全长锚在岩层的任意一个地方都可以进行固定，而且一旦发生变形，其变形幅度也比较小。当杆体对于周围岩体结构产生了较大的力时，能够有效阻止岩层出现离层的情况，所以巷道顶部岩层强度和硬度可得到有效的提高和增强，减少了巷道两旁的压力，避免两旁出
深部煤层巷道支护技术 ——二水平丁六皮带下山设计构想 李永伟冯瑞明 引言 随着我国煤炭工业的发展，煤矿开采强度和深度的不断增加，相当一部分矿井面临深井巷道围岩控制，特别是煤层巷道在掘进及回采等阶段的大变形严重制约工作面正常推进，影响安全高效开采。深井煤层巷道围岩地质条件复杂，地应力高，煤岩体具有长期的流变、蠕变效应致使煤巷顶板控制比一般条件下更加困难。 深井高地应力、采动影响综合作用于巷道，表现为全断面来压，不仅在掘进和回采过程中，巷道因采掘影响而引起围岩剧烈变形，而且在应力分布趋向稳定后仍保持快速流变，维护十分困难。如何解决深井条件下煤巷围岩控制稳定性问题，已成为煤巷锚杆支护面临的关键课题一。 二水平丁六皮带下山位于-593水平以下，埋深超过800m，巷道压力明显增大，因此必须对原有支护技术进行革新。 1 深井煤巷高预应力支护技术 巷道锚杆支护技术的精髓是提供有效的初始支护强度，并具有良好的增阻性能。通过及时安装锚杆，并给锚杆施加一个较大的预拉力，对围岩产生有效约束，这种通过前张拉方式对巷道围岩产生的高预紧力，不仅可以消除岩层内原始的裂缝空隙，也可以使各个岩层之间锁紧为一个整体，提高锚固范围内岩层的内摩擦角和内聚力，从而提高岩层的整体承载性能。根据相关研究表明，初期施工锚杆的支护强度(预紧力)与巷道围岩的松散扩容变形之间的关系有定性、定量关系。围岩的扩容变形与锚杆的初始支护强度之间呈负相关性关系，锚杆的初始支护强度越小，围岩的松散变形越大；锚杆的初始支护强度越大，围岩的松散变形越小。 1.1 采用高性能、高预应力锚杆强化帮角 采用 IV 级螺纹钢加工成高性能锚杆，抗破断强度更高，支护刚度更大，限制变形更有力，针对软岩急剧膨胀扩容产生的高应力控制效果会更好，体现超高强材料、大刚度附件、加长锚固、超高预紧力的技术思想。加固帮角可直接提高
三软煤层综采工作面切眼支护技术研究 发表时间：2017-11-23T11:33:21.973Z 来源：《防护工程》2017年第18期作者：朱辉[导读] E3211外段工作面位于钱营孜煤矿东一采区南翼。 安徽恒源煤电股份有限公司钱营孜煤矿安徽宿州 234116 摘要：针对E3211外段工作面切眼“三软”煤层条件下掘进易冒顶片帮的难题，采用“临时支护+永久支护”联合支护技术，该支护技术的有效实施，对巷道围岩压力进行有效的控制,满足了综放工作面的安装需求。 关键词：三软煤层；切眼支护；综采工作面；联合支护 1.工程概况 E3211外段工作面位于钱营孜煤矿东一采区南翼。为满足E3211外段工作面回采时通风、行人、运输、设备摆放及管线铺设等需要，E3211外段进行贯通成切眼，切眼设计长度205.2m（平距）。 E3211外段工作面内煤厚在1.35～3.7m之间，平均煤厚2.44m，煤厚变异系数γ=20%，属中厚煤层。煤层结构较复杂，夹矸以泥岩和炭质泥岩为主，少数为含炭泥岩。顶底板岩性以泥岩为主，次为粉砂岩和细砂岩，因此E3211外段工作面属于三软煤层工作面。切眼掘进过程中易发生片帮冒顶事故，为了保证施工安全，矿方制定切眼支护设计方案。 2.切眼支护设计 为了保证切眼掘进施工质量，采用临时支护+永久支护进行支护，保证掘进工作安全高效的进行。 2.1临时支护工艺 （1）顶板临时支护 锚网梁支护期间，使用ZLJ-10型机载临时支护，选用一梁两柱作为备用临时支护。机载临时支护最前端距工作面距离不大于0.6m，正规循环进尺1.6m，最大空顶距2.1m。 顶板临时支护流程：掘进机退后至安全地点—落下截割头，按下截割闭锁—找净顶帮活矸危岩—机载临时支护供压，打开临时支护—顶梁架上的磁铁将钢带牢固吸实，升主架—对临时支护未覆盖区域顶板进行永久支护—支护临时支护框架覆盖区顶板。 （2）帮部临时支护 同一排顶板支护完成后，帮部刷挖或支护前，先挂帮部金属网，离底板距离不超过1.5m，上端连接在顶板金属网或肩窝锚杆上，下部连接在后一排帮部网上，挂好网后，方可进行帮部刷挖、支护等其他工作。 （3）端面临时支护 1）巷道上山掘进超过12°、迎头断面必须采取全断面防片帮措施。平巷或不超过12°上山的掘进巷道高度超过2.6m、迎头端面距巷道底板1.5m以上必须采取防片帮措施。 2）防护网的材料及规格 防护网采用直径不小于7mm的聚酯纤维网，网格规格100×100mm。若迎头防护网损坏不能正常使用时可以采用菱形金属编织网或高强度塑编网替代使用；防护网的形状及长、宽度视巷道形状、断面而定，总体要求是迎头防护网下部应到巷道底板处。 3）防护网的使用要求 巷道上山掘进不超过12°上山巷道高度超过2.6m时： ①上部选用直径6mm圆钢加工好的小型“S”钩，把防护网与顶部的金属网连接，间距500-800mm。下部固定点不少于3处，间距1600mm，距底板不大于1500mm。在永久支护的情况下，首先吊挂上部吊钩固定点，然后固定两帮； ②防护网两帮采用霸王桩固定，霸王桩长度不低于0.6m，以楔实为准； ③防护网与霸王桩的连接采用不低于14#双股铁丝，连接必须紧密、可靠； ④防护网要紧贴迎头岩（煤）面，每次使用时，要求防护网完好，严禁使用连续破损超过三个以上网格（菱形方格100×100mm）的防护网。 2.2 永久支护工艺 E3211外段切眼采用锚网梁索联合支护。 依据支护设计，导硐断面为宽×高＝4.5m×3m，顶部锚杆6根，锚杆间排距为800mm×800mm，矩形布置；帮部锚杆4根，间排距800×800mm。锚索间排距1600mm×1600mm,沿巷中布置，一排两根打在两根锚杆之间。 切眼刷大断面规格：宽×高＝2.8m×3m，顶部锚杆4根，锚杆间排距：800mm×800mm，矩形布置；帮部锚杆4根，间排距800×800mm。锚索间排距1600mm×1600mm。 其他具体材料规格如下：顶部锚杆采用φ22mm×2400mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆；老塘侧帮部采用φ20mm×2000mm右旋全螺纹锚杆，刷大侧帮部锚杆采用φ20mm×2000mm玻璃钢锚杆；锚杆托盘规格为B×L×H＝150mm×150mm×10mm；巷道顶部及老塘侧帮部采用菱型金属网，刷大侧帮部采用高强塑料网；锚固剂采用MSZ2370型树脂锚固剂；帮部采用KTM4型钢带，顶部采用KTM4型钢带；锚索为φ17.8mm×6.2m钢绞线；锚索托盘为正方形碟形托盘，规格为：B×H×L=250mm×250mm×14mm。 3.锚网梁索支护施工工艺 （1）打锚杆眼：打眼采用用规格为Φ28mm钻头，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过±100mm，眼向误差0～15°。锚杆眼深度必须与锚杆长度相匹配。打顶板眼时必须在临时支护的掩护下操作。打眼的顺序：必须按由外向里先顶后帮的顺序依次进行。 （2）安装顶板锚杆：挂好网，上好钢带梁，锚杆穿过托盘孔内，用锚杆顶住树脂锚固剂穿过钢带梁眼孔和网片，送至眼底，用专用转换套筒将锚杆螺母与锚杆机连接，开动锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，搅拌25～30s，并顶推91～180s方可拧紧螺帽。
150102回采工作面支护专项设计 矿长： 总工程师： 编制人： 编制时间：二O一三年七月四日
一、概况
山西长治联盛首阳山煤业有限公司位于长治县西南15km 处八义镇石窝沟村一带，行政区划属八义镇管辖。 地理坐标为东经112°57″32′—112°59″12′，北纬35°55″25′—35°58″01′。 山西省煤炭工业厅文件晋煤办基发[2010]654号“关于山西长治联盛首阳山煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计的批复”，生产能力为90万t/a。井田保有资源/储量为34.12Mt，设计可采储量18.34 Mt，矿井设计开采服务年限14.6年。 2012年10月23日，山西省国土资源厅为山西长治联盛首阳山煤业有限公司换发的第C1400002009121220051251号《采矿许可证》，批准山西长治联盛首阳山煤业有限公司矿井井田面积为6.6898km2,开采3号～15号煤层，现开采15号煤层。 二、150102工作面位置 井下位置及相邻关系：150102回采工作面位于井田南部，南为井田南边界采空区，北为石窝沟村和原3#煤坑口工业广场（现养猪场）保安煤柱，东为设计150103运输顺槽，西为150101工作面采空区。
地面相对位置：150101回采工作面相对应的地面位置为 长治县八义镇石窝沟村向南的山脊地带，范围内有少量的农田，无民房。 工作面地面标高+1170m- +1266m， 井下标高+920m—+ 968m 三、含煤特征 150102采煤工作面开采煤层为15#煤层位于太原组下部，3号煤层之下107.36m，可采煤层平均厚度4.2m，含1层炭质泥岩夹矸，结构简单，属全区发育，全区可采之稳定煤层，为一型，顶板为石灰岩，底板为泥岩。 四、瓦斯、煤尘和煤的自燃 1、煤层瓦斯 据山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发[2013]391号文件，本 矿15号煤层瓦斯绝对涌出量为0.65m3/min，相对涌出量为 0.56m3/t，为瓦斯矿井。 2、煤尘爆炸性 综上表所述，本矿15#煤具有爆炸性，在生产过程中应加强洒
巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计 孙巧龙 （淮北朔里矿业有限责任公司，安徽淮北235052） 【摘要】本文浅析煤矿巷道锚杆支护高应力巷道影响锚杆支护的因素、煤巷锚杆支护的关键问题和煤巷锚杆支护的合理设计。 【关键词】锚杆支护；合理设计；选择；巷道 1引言 在煤矿巷道的锚杆支护中，由于其对破碎岩体的加固效果好，又优于U型钢被动支护，加上劳动强度低、经济效益显著的特点，因而在煤矿中得到了广泛的应用。煤矿软岩地层分布十分广泛，75%以上的采准巷道还要经受采动的频繁影响，所以在设计服务年限内的大部分巷道围岩变形量都比较大，严重的冒落无法再利用。因此，煤矿巷道锚杆支护技术研究的重点应是有效控制高应力、软岩和采动等大变形量围岩特性，以保障煤矿在安全、经济的良好环境下持续生产。 2高应力巷道影响锚杆支护的因素 2.1巷道断面 巷道锚杆支护过程中，对于深部高应力的地点，在进行断面选择时，必须根据顶底板岩性和巷道服务年限原则考虑选择。①对服务年限较长的开拓、准备巷道，应尽量选用承压效果好的圆弧拱断面。②对回采、顶板完整性较好的巷道，可采用梯形断面；复合顶板或破碎顶板的巷道，应采用承压性效果较好的斜切圆拱形断面。 就斜切圆拱形断面来说，斜切圆弧拱高一般应为巷道宽度的2/5—1/4，上肩窝部高度达到煤层顶板，下帮墙高根据设计要求进行设计。拱高控制可在掘进过程中通过控制中部高度实现。根据众多的实验证明，其断面承压效果要比梯形断面好。但是，岩石掘进工作量大是其缺点，并在一定程度上会影响掘进速度。 2.2锚杆性能 在锚杆的种类选择上，主要考虑锚杆的材质、粗度、延伸性、让压性能和预紧力等参数特性比较选择，其次是考虑锚固剂的选择。随着各种锚杆的不断出
锚杆支护技术在三软煤层中的应用 【摘要】三软煤层指煤矿开采中遇到的软的顶板岩层、主采煤层和煤层底板岩层，煤层裂隙发育构造复杂，给掘进巷道及安全生产管理带来很大难度。本文通过工程实例介绍了三软煤层支护特点，并探讨了三软煤层巷道锚杆技术的有效应用。 【关键词】锚杆支护施工技术三软煤层 1 工程概况 蔚州矿业公司郑沟湾矿郑沟湾井位于河北省蔚县矿区，井田面积2.6平方公里，煤层厚度为1.6—2.6米，平均厚度2.1米。矿井开拓方式为混合式单水平开拓，采用混合式通风，采煤方法为走向长壁式全部跨落法。现矿井掘进支护推广使用锚杆支护。 2 三软煤层巷支护的特点 在“三软”煤层巷道的锚杆支护中，充分利用锚杆支护对锚固区内岩石的夹持和加筋作用有效的改善围岩体的力学性能，提高岩体的内聚力、内摩擦力和岩石的残余强度，同时利用支护过程中顶板、两帮、地板的变形相互联系、相互影响的作用机理，通过锚杆支护把一定范围的帮、顶岩石连接形成一种承载和抗变形结构，以达到控制巷道底臌，减少巷道围岩变形的目的。 3 锚杆支护选择 根据煤层回采工作面的巷道矿压观测结果，受采动影响时，工作面超前支撑压力影响范围为40米，压力值10.33MPa，支撑压力峰值在工作面前方15米左右，压力值14.99MPa，侧向支撑压力值距煤帮3～5米，两帮煤体挤压破坏值0.6～0.9米。 4 锚固方式的选择 顶板完整，压力不大时，采用端锚支护，设计锚固力≥60KN，杆体选用圆钢或螺纹钢。如果顶板较完整，压力较大，采用全长锚固支护。当顶板完整，稳定性好，巷道压力不大时，采用单体锚杆支护；如果顶板较完整，巷道压力较大时，采用桁架钢带锚杆联合支护。巷道帮锚杆采用树脂锚杆支护。 5 锚杆支护参数的选择 本掘进工作面掘宽2.8米，掘高2.5米；煤层伪顶为0.3～1.3米厚灰色页岩，直接顶为3.0～5.0米灰色细砂岩与粉砂岩互层，故顶锚杆支护主要起悬吊作用，计算侧压采用自然平衡拱法作为锚杆支护参数设计的理论模型。
同煤集团巷道支护理论计算设计方法 （初稿） 生产技术部 2009年8月
前言 煤矿巷道支护有架棚、料石砌雀、锚杆等一系列支护形式，架棚和料石砌雀等支护是被动支护，由于成本髙、进度慢、消耗体力大、支护效果差等原因逐渐被淘汰。而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位，是唯一能实现安全、快速、经济的一种支护形式。现在无论在国内还是国外，煤矿巷道都优先采用锚杆支护, 锚杆支护已成为巷道支护发展的方向。 支护设计是巷道支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。如果支护形式和参数选择不合理，就会造成两个极端：其一是支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且影响掘进进度；其二是支护强度不够，不能有效控制围岩变形，出现冒顶事故。 目前，国內外锚杆支护设计方法主要分为三大类：工程类比法、理论计算法和数值模拟法。工程类比法包括：根据已有的巷道工程，通过类比提出新建工程的支护设计；通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计；采用简单的经验公式确定支护设计。 理论计算法基于某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论, 计算得出锚杆支护参数。由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件，而且很难比较准确、可靠地确定计算所需要的一些参数。因此，依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考。 随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用，采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展。与其他设计方法相比，数值模拟法具有多方面的优点，如可模拟复杂围岩条件、边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场；可快速进行多方案比较，分析各因素对巷道支护效果的影响；模拟结果直观、形象，便于处理与分析等。数值模拟法已经在美国、澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用。如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上，釆用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计，然后进行井下监测，根据监测数据验证、修改和完善初始设计。尽管数值模拟法还存在很多问题，如很难合理地确定计算所需的一些参数，模型很难全面反映井下巷道状况，导致计算结果与巷道实际情况相差较大。但是，数值模拟法作为一种有前途的设计方法，经过不断的改进和发
116 1 工作面概况 7222工作面为界沟矿井东翼采区72煤第一个回采面。其上方为7221工作面及第四系防水煤柱，其下方为7223设计工作面。左为采区上方保护煤柱，右为井田边界与采区边界界沟断层和界沟断层防水煤柱。煤层厚度3.5～7.0m，平均厚4.2m，倾角为4°～20°，平均10°。走向长1174～1245m，平均1209.5m；倾向长171.8～180.3m，平均176m。7222工作面采面标高在－415～－345m之间。工作面地面标高+26.8m；直接顶板为泥岩，厚度4～8m；直接底为泥岩，厚度1.0m。该工作面为单斜构造，163°～219°∠4°～20°，局部存在褶曲，小断层构造发育。根据三维勘探和上、下顺揭露有13条断层，将不同程度地影响工作面回采。 2 巷道布置及支护方案 工作面上顺为回风顺槽，巷道采用锚杆锚索联合支护（矩形断面），顶部锚杆布置6根φ22×2200m m 的全螺纹钢锚杆，加铁托盘，配合12＃ 长度为4100mm的槽钢梁，槽钢梁上方覆盖一层菱形金属网支护顶板，正常断面锚杆间排距为700×700mm；利用6根ф17.8×6400mm的锚索锚入直接顶，锚索间排距700mm。左帮采用规格φ22×2200mm的全螺纹刚锚杆配合180×105×8mm 的金属托盘支护。上覆3300×180×3m m 的钢带加塑钢网支护帮部；当顶板伪顶发育、遇断层时并岩性较差，采用工字钢棚配合以上支护方式支护巷道。巷道净宽4m，净高3.65m，净断面积 14.6m 2。 工作面下为运输顺槽，巷道采用锚杆锚索联合支护（矩形断面），顶部锚杆布置6根φ22×2200mm的全螺纹钢锚杆，加铁托盘，配合12＃长度为4000mm和长度为1200mm两种槽钢梁交替搭接使用，槽钢梁上方覆盖一层菱形金属网支护顶板，正常断面锚杆间排距为700×700mm；利用5根φ17.8×6400mm的锚索锚入直接顶，锚索间排距700mm。左帮采用规格ф22×2200mm的全螺纹钢锚杆配合180×105×8mm的金属托盘支护。上覆3300×180×3mm的钢带加塑钢网支护帮部；当顶板伪顶发育、遇断层时并岩性较差，采用工字钢棚配合以上支护方式支护巷道。巷道净宽4.6m，净高3.65m，净断面积16.79m 2。 3 回采工艺 采用走向长壁后退式采煤法，沿底板回采，全部垮落法处理采空区。 界沟煤矿“三软”煤层综放开采研究 王 朋 吴 涛 （淮北市濉溪县五沟镇界沟煤矿技术科，安徽 淮北 235000） 摘要： “三软”煤层综放开采时，围岩变形量大，在生产过程中，设备易出现上窜下滑，端面煤岩易出现片帮、冒顶现象。针对回采过程中出现的技术难题，从回采巷道布置与支护方式、回采工艺、煤岩活动规律、设备稳定性控制等方面进行分析研究，确保了“三软”煤层综放开采的高效生产。关键词： “三软”煤层；综放开采；巷道布置；回采工艺中图分类号： TD823 文献标识码：A 文章编号：1009-2374（2012）28-0116-032012年第28期（总第235期）NO.28.2012 （CumulativetyNO.235）
第一题：露天矿开采新技术 1 露天井工联合开采技术 对由多煤层组成的水平、近水平煤矿床，深部煤层采用露天开采从经济上不合理时，一般采用井工方法进行开采:一是采用独立的井工开采，待露天开采完毕后，由地面进行斜井或竖井开拓，井工与露采没有联系，其缺点: （1）露天境界内的煤炭储量减少，开采年限缩短或生产规模减小，也相对增加了征地成本; （2）在地表打井进行井工开采，与露天矿是相互独立的两个企业，增加了企业管理机构和人员;（3）井工矿运煤提升高度大，增加运煤成本。二是充分利用己形成的露天矿坑，在坑底打斜井开采露天矿以下的煤层，露天开采与井工开采同时进行，即露天一井工联合开采，具有以下优点: （1）露天开采与井工开采统属一个矿，管理机构简单; （2）可以增大露天矿企业的生产能力，延长矿山开采年限; （3）井工开采的煤炭运至露天坑底后转为露天矿运输设备运输，可充分利用露天矿运输系统和设备，可降低运输成本。但露采与井工开采必须协调，露天矿坑以下至井工开采煤层之间的夹石层必须有足够的厚度和强度，以保证井工开采工作面的顶板稳定性。 2露天煤矿端帮靠帮开采技术 端帮靠帮开采是通过提高露天煤矿端帮边坡角，增加煤炭资源回收、减少土地占用，提高开采经济效果，其攻克难点为：靠帮开采方式及判断准则。安家岭露天煤矿和黑岱沟露天煤矿实施了端帮靠帮开采，端帮角度从34°提高到了38°，平均每年回收端帮压煤60万吨。
3露天煤矿时效边坡分析与二次设计技术 以往露天煤矿边坡采用静态、均一、永久性设计，端帮边坡角缓；端帮设置运输通道，边坡进一步变缓，造成端帮压煤，并且多占用土地。露天煤矿边坡易滑区煤炭资源回收困难。时效边坡考虑了采剥工程和边坡动态耦合关系，采用若干采矿措施，实现露天煤矿边坡动态分析与设计。易滑区煤炭回收技术采用“短工作线、高强度推进、快速回填”技术，实现易滑区煤炭资源的安全回采。 4 露天煤矿开拓运输系统设置技术 在露天煤矿工作帮的推进过程中，对采场下部水平两侧端帮含煤台阶按边坡稳定条件采靠界；下部水平内排土通路通过横跨采空区的中间桥连接。中煤集团安太堡露天煤矿和霍林河露天煤矿实施搭桥内排，缩短剥离物运距0.6-0.7千米。 5 露天煤矿采区转向方式设计技术 该技术包括：采区转向方式分析技术、反向内排技术、“树枝状”运输系统技术。中煤集团安太堡露天煤矿在转向期间实施反向内排和树枝状运输系统增加了内排土场的容量，缩短了运输距离2千米，节省土地150余亩。 6露天煤矿绿色开采技术 露天矿绿色开采技术主要有几下几方面内容： (1) 开采工艺与设备选型合理化, (2) 煤炭资源回采率最大化 (3)露天矿运输系统优化
煤矿千米深井开采技术现状 1 国内外深井开采现状 在我国已探明的煤炭资源中，约占50%的煤炭埋深超过千米。随着对能源需求量的增加和开采强度的不断加大，我国煤炭开采逐步转向深部，煤矿开采深度以8～12m/年的速度增加。如何能够安全、高效、低成本地开采深部煤炭资源，将其转换为经济建设有力的能源保障，成为目前我国煤炭行业亟需寻求突破的重大技术难题。 1.1 国外深井开采现状 煤矿深部开采是世界上大多数主要采煤国家目前和将来要面临的问题。在世界主要采煤国家中，美国、澳大利亚、德国、英国、波兰、俄罗斯等国家采矿业较为发达，原西德和前苏联较早进入深部开采。在20世纪60年代初，原西德埃森北部煤田中的巴尔巴拉矿的开采深度就已经超过1000 m，达到1200m；从1960~1990年，原西德煤矿的平均开采深度从730m 增加到900m 以上，最大开采深度从1200m 增大到1500m，并且以每年约10m 的速度递增。前苏联在解体前的20年中，煤矿的开采深度以每年10~12m左右的速度递增。在俄罗斯，仅顿巴斯矿区就有30个矿井的开采深度达到1200~1350m，波兰的煤矿开采深度已达1200 m，日本和英国的煤矿开采深度曾分别达到1125 m 和1100m。 1.2 国内深井开采现状 近年，我国经济持续高速稳定发展，能源需求旺盛，煤
炭产量大幅度增加，2012年生产原煤36.5亿t。矿井开采延深速度加快，一大批矿井快速进入深部开采阶段。东北及中东部地区的多数矿区开采历史长，开采深度相对较大。预计在未来20年，很多煤矿的开采深度将达1000~1500m。如现在新汶矿区平均最大回采深度达到1032m。 图我国煤矿千米深井分布图 据国家煤矿安全监察局初步统计，我国已有平顶山、淮南和峰峰等43个矿区的300多座矿井开采深度超过600m，逐步进入深部开采的范畴，其中开滦、北票、新汶、沈阳、长广、鸡西、抚顺、阜新和徐州等近200处矿井开采深度超过800m，而开采深度超过1000m 的矿井全国有47处。其中山东省就有21处。目前，全国最深的矿井是新汶孙村煤
3-1煤巷道支护设计 为满足3-1煤层巷道的安全、正常使用，提高巷道的掘进速度，降低支护成本，特针对本矿井3-1煤层赋存特征及其顶底板条件开展支护技术研究。 本项目在3-1煤层已掘三种类型巷道：3-1煤东辅运大巷、G3-1105工作面辅运顺槽、G3-1105工作面运输顺槽中开展支护设计研究，通过采取数值模拟及现场矿压观测的手段，对本矿井-1煤层三种类型巷道原有支护设计进行优化，确定合理的支护方案，以指导本煤层其他类似地质条件下的巷道支护。 一、3-1煤东辅运大巷 3-1煤东部辅运大巷是继2015年9月14日停掘的3-1煤东部三条大巷的延伸开拓工程。掘进巷道相对地表为大哈它土沟、铁路高头窑装车站站场（铁路线和站房）和低矮山区。地面标高在+1302.5～+1322.5m，煤层底板标高在+1175.9～+1176.7m之间，煤层埋深125.8-146.6m。 3-1煤东部辅运大巷开口中心点坐标：X=4432285.000，Y=37384100.628，Z=+1177.482（顶板高程），按方位角90°掘进，设计长度290m。 （一）煤层赋存条件。 该煤层为3-1煤层，位于延安组中岩段（J1-2Y2）的顶部，呈西北-南东向展布，巷道附近见煤钻孔1个，为补1孔。 1. 煤层赋存稳定性：3-1煤层赋存稳定，煤层连续性较好。 2. 煤层性质及结构：3-1煤黑色，半暗淡，含丝炭黑色条痕，油脂光泽，内生裂隙，半坚硬，易风化。煤层结构简单，夹石一般为两层，东部区域为一层，上层夹石厚度为0～0.35m，下层夹石厚度为0.34～0.35m。上层夹矸岩性为砂质泥岩，下层夹矸岩性为中砂岩。随着巷道向东掘进，上层夹石逐渐消失，煤层合并。 3. 煤层厚度：煤层厚度变化较小。煤层有益厚度为 3.48～3.71m，平均为 3.6m。f=0.34～0.53，硬度小。 4. 煤层顶、底板：3-1煤层顶板岩性主要为砂质泥岩，灰白色，厚度为14.25m，根据钻孔岩石力学试验结果，抗压强度9.6～23.6MPa，软化系数0.15～0.79。与2-4煤层间距为16.8m。与3～3煤层间距为13.05m。3～1煤层底板岩性主要为砂质泥岩，厚度为13.05m，根据钻孔岩石力学试验结果，抗压强度11.9～29.6MPa，软化系数0.14～0.58。 （二）地质构造。
收稿日期：2012－05－29作者简介：姚 威（1969—），男，河南西平人，工程师，硕士， 2012年毕业于河南理工大学，现从事矿山安全、矿井瓦斯治理工作。 三软煤层本煤层瓦斯抽放技术 姚 威1，2，任青山2，高万兴2，于 博 2 （1．平煤股份十三矿，河南襄城461700；2．河南理工大学，河南焦作454000） 摘要：为了解决三软煤层瓦斯治理问题，探讨了在三软厚煤层发育区域如何实现安全高效生产，对平煤股份十三矿13082工作面顺层钻孔瓦斯抽放技术进行了研究，认为合理的钻孔布置、科学的封孔工艺和材料是解决三软瓦斯问题的有效方法。 关键词：三软煤层；顺层长钻孔；封孔工艺；复合封孔材料中图分类号：TD712．621 文献标志码：B 文章编号：1003－0506（2012）08－0124－02 平煤股份十三矿是煤与瓦斯突出矿井，根据煤科院抚顺分院对该矿井田的煤与瓦斯突出危险性区 域划分，己三采区为突出危险采区，采区－614m 水 平位置原煤瓦斯含量为14.3m 3 /t ，压力2.86MPa 。随着采深的增加，煤层瓦斯含量和压力继续上升。 该采区13082工作面标高在－632 －667m 之间，位于突出危险区内。根据瓦斯地质理论，该工作面具有突出危险。因此，回采前的瓦斯抽放势在必行。己三采区煤体普遍为Ⅲ—Ⅴ类煤，煤体较软，透气性较差，埋深约800m ，矿压较大，合理的抽放设计和封孔工艺对该采区的瓦斯治理工作至关重要。为此，提出了本煤层顺层长钻孔瓦斯抽放技术，该技术的应用取得了良好的效果。 1本煤层顺层长钻孔瓦斯抽放原理 本煤层顺层长钻孔抽放瓦斯是在煤层开采之前或采掘的同时打顺层长钻孔，通过钻孔、利用煤层原始的裂隙和孔隙以及瓦斯压力进行抽放，以降低该煤层的瓦斯含量和瓦斯压力，并由此达到抑制煤层收缩变形、地应力下降、煤层透气性增加和煤的强度 提高等效果，从而确保开采过程中的安全生产［1-4］。该方法适用于本煤层瓦斯含量较大、通风方法难以 解决瓦斯问题的情况。具有钻孔煤壁暴露面积大、钻进效率高、成本低的优点。 2钻孔布置 13082工作面实体煤层厚约5m ，属于缓倾斜煤 层，煤体硬度较小，故选择本煤层顺层长钻孔布孔抽 放方法。本煤层抽放是指在掘进工作结束、工作面形成后在煤层中打抽放钻孔进行联管抽放的方法。 选择顺层平行孔，在13082胶带运输巷每1.5m 设计1个钻孔，孔径为89mm ，钻孔深100m ，在13082回风巷选择同样的布孔工艺进行抽放。 3封孔工艺 由于试验钻孔周围的煤岩体强度较低，存在大量的微裂隙，增加了钻孔密封的难度。目前，煤矿普遍采取的密封方法有水泥沙浆封孔和聚氨酯封孔。前者封孔后容易产生收缩，密封效果差；后者则往往因封孔长度达不到，达不到理想的密封效果，材料有一定毒性，且价格高，造成密封成本高。 十三矿曾普遍使用聚氨酯封孔袋进行封孔，这 种工艺虽然操作简单但是效果较差， 且价格较贵，封孔3d 后的单孔瓦斯浓度普遍下降到5%以下。此 次封孔选用新型复合钻孔密封剂PD 材料，密封抽放孔为近水平孔，封孔长度12m ，其中，PD 材料填充段为8m ，两端用聚氨酯封孔袋进行封堵，前后各3袋，利用注浆泵通过注浆管进行注浆，回浆管排出空气，注满后，关闭回浆管继续注浆一段，使浆液在保压情况下渗入微裂隙。 新型复合钻孔密封剂PD 材料具有缓慢膨胀的效果，在保压的情况下能够有效渗透到裂隙中去，达到强效密封作用；同时， PD 材料有较高的抗压效果，在矿压较大区域能有效抵抗矿压对钻孔密封效果的破坏。 4抽放效果 使用新型封孔材料和封孔工艺后，十三矿 · 421·2012年第8期中州煤炭总第200期
收稿日期：2012－10－21作者简介：熊 苡（1964－），女，湖南安乡人，硕士、副教授，现在中国石油大学（北京）从事能源、经济与管理教学 研究工作。 三软煤层大断面综采开切眼一次成巷支护技术研究 熊 苡1 ，崔 义2 ，徐 进 1 （1.中国石油大学（北京），北京102249； 2.中国华能集团公司煤炭部，北京100031） 摘 要：针对三软岩层中综采工作面切眼支架安装采用“边扩边安”安装方式存在的缺点， 研究了三软岩层综采开切眼大断面一次成巷技术，并根据矿井地质条件和支护理论，采用了锚索和锚杆支护方式，确定合理的切眼断面设计和支护方案，增加了巷道的整体稳定性。实现了综采工作面支架的顺利安装，达到了预期的效果。 关键词：三软岩层;大断面;联合支护;一次成巷 中图分类号：TD355+ .9文献标识码：B 文章编号：1671－0959（2013）01-0037-03对于三软煤层，长期以来综采工作面支架的安装方式，一直沿用“边扩边安” ［1］ 。这种支护方法缺点是：安装速 度慢、工期长；安装与扩帮工作相互交叉作业，安全性差；安装期间很多钢梁、木材得不到回收，加之开切眼需要进行二次扩翻，材料的消耗量过大 ［2］ 。为解决上述问题，文 章研究了三软煤层综采工作面开切眼一次成巷支护技术。 1矿井概况 铁北煤矿生产能力为300万t /a ，井田构造简单，为一 单斜构造，煤层走向N70? 75?E ，倾向SE ，倾角6? 10?。主要发育走向及斜交的正断层，多分布在井田的浅部。区内无火成岩侵入。该矿现主采煤层为伊敏组的Ⅱ层群，Ⅱ 层群共有7个可采煤层，即Ⅱ2a 、Ⅱ2b 、Ⅱ2c 、Ⅱ3a 、Ⅱ3b1、Ⅱ3b2、Ⅱ3c ，其中Ⅱ2a 、Ⅱ3b2煤层全区发育，为主采煤层，其余煤层为局部可采。铁北矿井目前的开采煤层为Ⅱ2a 煤层，煤层赋存较为稳定，煤层倾角为4? 7?，属于近水平煤层；由于Ⅱ2a 煤层赋存稳定，煤层属于特厚煤层，适合采用综合机械化放顶煤进行开采。 试验巷道为铁北矿新二采区右四片开切眼，该工作面走向长1680m ，工作面长165m ，煤层倾角4? 7?。开采煤层直接顶岩性为劣煤与泥岩互层，直接顶厚度为3.5 4.0m ；老顶岩性为砂质泥岩和泥质砂岩；煤层底板岩性为砂质泥岩，遇水容易膨胀，出现底臌，对巷道底板破坏较大。煤岩层的物理力学参数见表1。 表1 煤岩层的物理力学参数（平均值） 名称单向抗压强度/MPa 单向抗拉强度/MPa 弹性模量/GPa 泊松比凝聚力/MPa 内摩擦角/（?）强度公式 顶煤9.110.98 1.420.16 2.1437.4τ=2.14+σtg37.4?底煤13.81 1.10 1.880.17 2.1935.2τ=2.19+σtg35.2?顶板 5.99 1.56 1.03 0.23 1.43 35.5 τ=1.43+σtg35.5? 2一次成巷支护技术方案设计2.1 切眼断面设计 结合铁北矿井煤岩层赋存状况及切眼围岩的特殊岩性， 并根据综采工作面设备配套尺寸及设备安装要求，铁北矿新二采区右四片开切眼设计断面形状为三心拱形，断面尺寸为：净宽为7.5m ，净高为4.0m ，墙高为3m ，拱高为1m 。 2.2锚杆、锚索支护设计 根据我国煤矿采、准巷道围岩稳定性的划分情况，将 铁北矿新二采区右四片开切眼围岩稳定性的类别确定Ⅳ类，即为不稳定顶板。在考虑切眼支护安全稳定和材料成本的前提下，最终确定的支护方案为：采用主动联合支护方式，即锚杆+钢筋托架+网+锚索+W 钢带支护［5］ 。 2.2.1 锚杆、锚索长度 采用加固拱理论计算锚杆长度。 7 32013年第1期煤炭工程施工技术