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1、【精品文档】如有侵权，请联系网站删除，仅供学习与交流【2017年整理】超前支护过煤层施工技术.精品文档.超前支护过煤层施工技术Combination of Advanced Bolting and Posts AppliedinConstruction of Crossheading Through Coal SeamSongYu(Qianjiaying Mining Branch Company . Hebei, Tangshan,063301)Abstract:Supporting with posts or arch walling were usually used at Qianji
2、aying Mine, which costs a great deal of manpower and material resources and always results in rock fall accidents. Supportcombination of advanced bolting and posts are adopted in construction of crossheading through coal seams and demonstrated very good results with well control of rock falls and le
3、ss consumption of material resources .Also the project is completed at a greatly accelerated speed.Key words: advanced bolting, posts or arch walling, support combination, coal seam. 开滦钱家营矿业分公司于1988年建成投产以来，石门过煤层均单纯采用架棚支护或砌碹支护，往往造成煤岩大量冒落，使用大量的木材打木垛接顶，出大量冒落的煤岩，材料消耗大，施工速度慢，安全系数小等缺点。为了解决上述问题在四采中部运输斜石门采用
4、超前锚杆与架棚联合支护过煤层，有效地控制了煤岩的冒落，节省了大量的木材，提高了工时利用率，加快了施工速度，取得了较好的经济效果。1 工程及地质情况四采中部运输斜石门开口标高X：386128.748 Y：91195.575 Z：-520.574，巷道方位为342，巷道坡度12, 石门净宽4.6m,净高3.0m，石门总工程量181m。石门穿过12s煤，9s煤，8s煤，7s煤，煤层倾角及厚度见表1。石门位于南阳庄背斜轴部构造复杂区，巷道应力集中压力较大，巷道遇到三条正断层，落差分别为2.0m, 1.0 m,2.0m,裂隙较发育，局部煤岩破碎。表1石门穿各煤层情况简表煤层12s9s8s7s真厚3.25
5、m1.86m0.5m2.7m顺巷长度6.75m4.75m1.0m14.5m倾角161117172 施工机具及支护材料2.1 施工机具采用7655型气腿式凿岩机打锚杆眼以及炮眼，配用“一”字42mm钻头，煤层掘进用的风镐，专用的管缝锚杆推进器。2.2 支护材料超前锚杆为1.8m长的管缝式锚杆，外径43mm，缝宽14mm,锚杆托板由5mm厚钢板制作，为“凸”形托板;棚子为U29制作的12.5m2棚子，700mm长的水泥背板。3 超前支护3.2 超前支护作用机理布置在煤岩中的超前锚杆受到三向应力（径向应力、轴向摩擦力、托板顶压力）使布置在煤岩中的超前锚杆群形成组合拱，随着煤岩向前掘进，布置在煤岩中的
6、超前锚杆与被联结煤岩组成一个梁结构，由开挖前的三向应力状态变为单向应力（顶压力），由于锚杆有一定的可塑性，超前锚杆由直梁变成倒拱梁，架棚前倒拱梁端部有未开挖的三向煤岩支撑，掘进后超前锚杆受到的顶压力及时受到棚子的支撑，处于受力平衡状态。3.2 超前锚杆的布置超前锚杆在工作面从棚梁上与巷道方向成2030仰角打入一排管缝锚杆，锚杆间距200400mm，超前锚杆不少于5根，正顶1根，两腮各2根。每次在超前锚杆临时支护下，向前掘进不能大于1.2m，架棚不能多于2架（棚距500mm），再向前掘进必须再按上述方法向前打超前锚杆。4施工方法4.1见煤前岩石段施工根据地质预报见煤前5m时，向前掘进开始从巷顶打
7、探眼，探眼深度不小于2.0m，探眼见煤后，开始打超前锚杆；为防止煤层暴露时由于压力集中而冒顶，此段施工采用浅打眼，放小炮的方法以减少对围岩的震动破坏，每次打眼深度不超过0.7m，分次爆破，掏槽眼设在工作面下部，先爆破下半部，再爆破上半部，周边眼间距200250mm,隔眼装药,爆破后出矸挖棚脚窝及时架棚。4.2 半煤岩段施工随着巷道的向前掘进，进入巷道的煤厚度逐渐加厚。此段施工是为了及时控制巷道顶板安全，采用上下分层的施工方法，在超前锚杆支护下，先用风镐将上半部煤按轮廓线刷出，然后打眼爆破下半部，打眼深度不超过0.7m。由于见煤初期进入巷道的煤较薄，煤下部的岩石较厚，岩石部分分次爆破，先爆破上半
8、部，再爆破下半部，这样可以减少爆轰波对上部煤岩的影响。爆破后出矸挖棚脚窝及时架棚。4.3 全煤段施工全煤段在超前锚杆支护下，巷道向前掘进不再采用爆破法，而是采用风镐刷支，先沿轮廓线刷出巷道轮廓，然后再刷中间部分。深度不超过0.7m，刷支完后挖棚脚窝及时架棚。4.4 见顶板后施工见顶板后，不再打超前锚杆。随着巷道向前掘进，进入巷道的全岩厚度逐渐加厚，上半部岩石部分采用爆破法，下半部采用风镐刷支，深度不超过0.7m，然后挖棚脚窝及时架棚。直至通过煤层。5 施工需要注意事项a 施工中超前锚杆的角度必须掌握好。角度大向前支护的范围小，不能很好控制巷顶的煤岩，容易发生冒落；角度小爆破容易使锚杆掉下，即使
9、不掉下也会影响向前架棚。为了打好超前锚杆，首先打一个标准眼，其他眼可按照标准眼方向打。b.超前锚杆的间距根据煤岩层的稳定性来确定。较稳定间距取大值400mm；较破碎间距取小值200mm，同时超前锚杆数也相应增加。c.锚杆眼采用旧钻头，以增加管缝锚杆与岩体的摩擦力，保证有足够的锚固力。d使用加工的锚杆推进器时，凿岩机上的水针提前取出，以防止损坏凿岩机。使用锚杆推进器时，一头卡在凿岩机卡套上，另一头插在锚杆尾部，用凿岩机的冲击力冲击锚杆尾部，使其锚固到煤体中。不能用大锤打锚杆，以免把锚杆打弯半途而废。6 经济效益分析表2经济效益比较表支护方式使用材料单价费用节省费用架棚道木145.9m3780元/
10、m311370元 109702元超前锚杆与架棚管缝锚杆200根20元/根4000元从表2可知采用超前锚杆与架棚联合支护过煤层比单纯架棚支护过煤层仅材料费用就节省109702元。以往采用单纯架棚支护过煤层每班只架一架棚，而采用超前锚杆与架棚联合支护过煤层每班可架两架棚。可见超前支护过煤层施工技术既加快了施工速度又节省了大量材料费用，经济效果显著。作者简介：宋裕，男，30岁 ，开滦钱家营分公司开拓二区，矿建助理工程师。岩巷下山施工技术探讨姚绍强朱昌存（开滦钱家营矿业分公司河北唐山063301）摘要：开滦钱家营矿业分公司在矿井衔接紧张的情况下，优先安排下山施工-600水平以下8、10采区的大部分开拓
11、工程。在施工初期，由于受施工技术、管理技术限制，工程进度慢、效率低，不能满足生产要求。通过采用光面爆破新技术，提高了爆破效率；合理调整了工序，工时得到了充分利用，施工进度明显加快，为矿井的总体衔接提供了基础保障，取得了明显效益。关键词：岩巷下山爆破喷浆效率中图分类号：TD822+2 文献标示码：B引言随着开滦钱家营矿业公司机械化水平不断提高，回采速度加快，要求矿井的总体衔接必须提前，按矿井总体衔接安排必须在-600850暗立井及水平大巷投入前，采用下山施工方法施工出八采、十采两个区域的大部分开拓工程，才能保证矿井生产衔接。自1999年2月，十采轨道山和十采皮带山两条下山正式施工，但由于受施工技
12、术、排水、管理水平等因素的限制，在开始4个月内的平均月进度仅35.5m，施工效率低，不能满足生产要求。针对以上问题，对施工技术、工艺进行分析找出制约因素,采取相应技术措施。1施工方法与对比1.1工程概况工程名称：开滦钱家营矿业公司十采轨道山巷道断面：4.2m3.0m(宽高)掘进断面：4.4m3.35m(宽高) 断面形状:直墙半园拱坡度：127长度:850m岩性:煤12S底板砂岩硬度f=810涌水:10m30m3/h支护形式:锚喷支护1.2 施工设备打眼机具：7655风锤眼径42锚杆：161550mm金属涨圈锚杆装岩：PB-60耙岩机提升设备：55kw调度绞车、一次提三辆重车喷浆设备：转子V型喷
13、浆机排水设备：风动潜水泵和4DA89多级卧泵二次排水。1.3 普通施工工艺采用“三.八”制两掘一喷作业方式，每班在册18人，出勤12人，正常施工期间，每天安排两个掘进循环，一个喷浆循环。掘进班每循环炮眼深度1.5m，耙斗机距离工作面625m，计划月进尺35m。经过1999年2月1999年6月，四个月的实际组织，主要发现以下问题：(1)由于受下山积水影响打眼工不易操作,在底板未达到设计要求时安设底眼靠下扎角度追底，造成底漂严重。（耙斗机前，最高可达1500mm）规程规定打上部眼前必须打护顶锚杆,而打护顶锚杆的最小高度为2.5m(风钻全高1.7m),但在此高度下打上部眼时打眼工难以观察控制顶眼方向
14、、角度导致眼向偏差大,造成爆力不均衡，爆破效率低,炮后成型差,增加支护工程量,浪费材料、工时。在全断面一次光爆时选用段发电雷管1-4段，周边眼和底眼选用第4段起爆，但第4段效果不稳定出现残炮、拒爆现象。(4)底高严重,移耙斗机时崩底难度大易卡钎、堵眼。底高超过1.0m时一次难以到位须二次找底,浪费工时，增加火工品消耗,平均每月崩底时间占全月的2/5以上。底高导致施工断面小，既不便于施工，又影响安全，同时造成掘进班出矸量、打眼数相应减少，工作量不足。另外专职喷浆班往往只能是喷矸石堆以上部分， 同样工作量不足。喷浆过程中拌料不匀，操作技术差，造成喷射时间长，效率低。排水设备故障，造成迎头积水多循环
15、无法正常进行，造成空循环。由于受矿井提升运输限制，车辆供应不及时，工作面等车时间长，浪费工时。1.4 优化施工工艺：针对普通施工工艺存在的不足，组织有关人员进行分析，最后在作业方式、人员结构、施工设备不变的情况下,采取了如下施工技术并受到了有效成果。1.4.1施工技术改三.八制固定工艺循环为非固定工艺循环作业方式三班均改为掘喷混合班。在移耙岩机期间务会三班充分利用等车时间，进行耙岩机前矸堆以上部分喷成巷，待移完耙岩机后，只剩两侧拱基以下墙部安排专门喷浆班34个循环，既可追到规程规定位置。等成巷追到位后，即改为三班自掘自护顶循环，在原掘进循环打锚杆前，增加喷浆护顶工序一般40min即可完成。在工
16、作面打炮眼时，为了便于打眼工观察控制钻眼方向，打眼操作高度不大于2.2m故在耙斗机扒矸时必须观察矸石堆高度。为了在适宜打炮眼高度下打出合格的锚杆而特制1.0m的短风锤架子，用0.8m和1.6m不同长度的钻杆套打锚杆,确保操作人员人身安全。增加掏槽眼数量，由6眼楔形掏槽改为8眼楔形掏槽扩大槽腔面积，同时降低掏槽高度，为底眼爆破提供合理可靠的自由面，确保爆破效果。严格执行光面爆破技术，在循环眼深确定（1.5m)后严格按爆破图表控制炮眼的间、排距及角度并随岩性及时调整。实践证明采区降低掏槽高度，扩大槽腔面积的爆破方法，取得了较好效果，见图1、表2。根据雷管的稳定性合理调整起爆顺序，将1-3段稳定雷管
17、分别装在掏槽眼.辅助眼.崩落眼和底眼中,第4段仅用在拱基线以上周边眼,确保底眼稳定起爆。为了提高耙斗机的工作效率必须保证合理的运行距离，耙斗机距工作面控制在822m之间，每掘12.5m移一次（一节24kg/m轨道长度）。为了加快喷浆速度提高效率，采取了提前潮湿拌料技术。利用上车场信号把勾工、推车工及电瓶车司机(3-4人)在工作面喷射时间同步拌料,减少工作面停机待料时间提高工作效率,每班可多喷浆2车以上。三班安排水泵检修人员负责水泵的完好并在现场准备足够备用台数，减少排水设备影响。为了保证各项制度的落实，区对各个岗位操作人员制定了严格的考核机制，规范了各个施工环节。1.4.2施工效果耙岩机前底漂
18、控制在800mm以内保证了崩底可一次到位，减少了火工品、眼机具消耗。施工断面高度增加后有利于用现场施工，便于操作更好的控制顶板。每月掘进循环增加67个，平均月进47m，最高月进57m。通过增加掏槽眼数量扩大槽腔面积，保证了掏槽效果为其它炮眼提供了可靠的自由面，提高爆破效率，炮眼利用率达到90%。通过调整起爆顺序保证底眼的稳定爆破，减少因残炮拒爆丢底次数，平均每月仅一次。通过控制底漂和合理安排循环工艺，使每月的掘进循环增加6-8个，平均提高进尺11.5m，平均月进47m。各个循环的人员工时都得到了充分利用，提高了喷浆效率，巷道的成巷质量明显提高。在局矿的各次检查中，均受到好评。2000年二季度定
19、为局级精品工程。2效果对比通过改进爆破方案,调整工序,优化工艺,使工作面进尺月增加11.5m，工作面的安全状况和质量得到全面提高。2000年，十采轨道山评为局级精品工程。该优化方案，在十采皮带下山也进行了推广，并取得了明显效果。两个工作面年提高进尺180m以上，明显提高了施工效率，工作面单耗平均下降20元以上，创经济效益达40万元以上。3结论通过实践证明，在岩巷下山施工中采用优化工艺，科学的爆破技术，合理安排工序科学管理。可以大大提高施工效率，降低成本，具有很高的推广价值。作者简介：姚绍强，男，34岁，1992年毕业河北煤炭建筑工程学院，矿建专业，现为钱家营矿业分公司开拓一区技术副区长，矿建工
20、程师朱昌存：男，35岁，1987年毕业于大同煤校，矿建专业，现为钱家营矿业分公司开拓一区矿建工程师从软岩巷道锚杆支护实践探讨锚杆支护研究方向董运涛（开滦东欢坨矿业分公司河北唐山064002）摘 要：根据开滦东欢坨矿业分公司巷道锚杆支护技术的应用，分析了锚杆支护技术在软岩巷道及地质破碎带存在的一些问题，结合现场实践经验提出了锚杆支护的研究方向。关键词：软岩锚杆支护研究中图分类号：TD353.6 文献标识码：BApproaches to bolting based on its application in soft-rock roadwaysDong Yuntao（Donghuantuo Min
21、ing Branch Compay, Kailuan Group Tangshan, Hebei064002）Abstract: Analysis is made on problems occurred at bolting supported roadways, where the rock is soft and fragile and personal opinions is given based on the experiences achieved at the mine.Key words: caving of coal along face where light-duty
22、supports is equipped.前言煤矿锚杆支护技术是我国煤矿在巷道支护发展方向重点推广的一项新技术，它以其优越的支护原理、简单的工艺、经济的造价和良好的支护效果等特点得到迅速发展和应用。开滦东欢坨矿业分公司自1998年引进锚杆支护技术以来，先后在8s、9s、11s及12s煤层中进行成功应用实践，创造了可观经济效益，但其在施工中也暴露出了不少问题，尤其是出现了几次冒顶事故，给安全生产及锚杆支护技术的推广带来了负面影响，从分析看，软岩支护及地质破碎、构造带的锚杆支护技术的研究成为该技术的研究方向。1锚杆支护技术的特点锚杆支护是利用深入围岩内部的锚杆杆体对围岩进行加固，提高被锚固围岩自身
23、的稳定性来达到支护的目的。根据围岩性质和结构不同，锚杆可起到悬吊、组合梁、挤压加固拱等作用。锚杆支护的主要优点是工艺较简单、安装速度快、效率高、便于机械化作业、劳动强度低，可节约支护材料，降低支护成本。而且断面利用率高、掘进量少，总体的技术经济效果好。其缺点是它属于隐性支护，对支护质量和可靠性的监测和检测不易，有时会出现无明显先兆的冒顶事故，此外，对变形量很大的回采巷道，支护效果不易保证，导致巷道无法使用。2锚杆支护巷道施工中存在问题现以锚杆支护技术在该矿2196及2081上工作面的实际应用提出问题。2.12196工作面下运冒顶事故2196下运为沿煤9s顶板采用锚杆支护，其煤质松软，裂隙发育，
24、易片帮；煤层厚度：1.92.2m, 煤层倾角：2020.5。直接顶为浅灰色细砂岩8.7m，泥质胶结，易风化；伪顶为灰色泥质粉砂岩0.95m，质松软裂隙发育；直接底为黑色粉砂岩7.81m，呈水平层理，中部细砂岩，下部泥岩。掘进期间按常规标准对锚杆进行监测均符合规定，冒顶位置在下运465473m，距施工迎头40m左右，该处顶板为约800mm松散破碎的粉砂岩，施工时虽采取了相应措施仍发生了摧挎性冒顶，垮落长度8m。2.22081上工作面锚杆支护状况及冒顶事故2.2.1支护状况该区域巷道沿煤8顶板采用锚杆支护，其煤层赋存稳定，结构单一，煤层厚度2.44.0m，平均3.2m，倾角22。伪顶为粉砂岩，厚度
25、0.50.8m，含植物化石，层理、裂隙发育；直接顶为3.12m浅灰色凝灰质胶结的粉砂岩，遇水膨胀变软，易风化；老顶为12m灰色中细砂岩，泥质凝灰质胶结，遇水膨胀；直接底为灰黑色粘土岩，厚度0.87m，层理、裂隙发育；老底为浅灰色细砂岩，厚6.8m，矿物以石英为主，含凝灰质胶结物。2.2.2冒顶事故在该工作面锚杆支护施工中，由于顶板岩性的特殊性，岩石粉碎成粉状，吸水后粘度较大，支护时曾出现堵钻杆的现象（打锚索时更明显），按规定做相应拉拔试验及离层观测等相应检测均符合要求。但在施工中，后路巷道都存在锚杆托盘崩落、断锚杆、锚索及钢带焊点断裂等破坏现象，同时巷道变形严重，表现为顶底板及两帮移近量增大，
26、顶板弯曲下沉、底鼓、帮鼓，部分断面由3.5m2.4m缩至为1.7m1.5m，严重影响生产，经多次清卧刷帮和加强二次支护，曾发生过二次冒顶事故。2003年8月19日在2081上风道200208.6m处冒顶长度为8.6m，顶板沿巷道走向两端切落，冒落高度2.0m左右，冒落后上顶为倒漏斗形，顶锚杆受力出现S弯，锚索折断。 此外，下运也曾出现过冒顶事故，冒落长度约5m。在本工作面施工中，多处地点由于巷道围岩破碎，均改用了架棚支护。综上所述：引进锚杆支护技术以来，虽然在8s、9s、11s及12s等煤层中进行成功应用实践，也积累了不少的经验，但也从实际施工中发现了不少问题，体现在以下几个方面：a.由于巷道
27、围岩松散、破碎，导致其整体性差，锚杆支护在这种情况下难以有效支护，施工中存在成孔困难，无法实现钻孔安装锚杆及锚索等问题。b.掘进巷道过断层和地质破碎地带情况下，由于顶板容易垮落，必须进行超前支护和加固，由于围岩破碎给施工带来困难，需要一种快速有效的超前加固方法。c.软岩巷道底鼓治理，巷道底鼓治理作为软岩支护的难题，仍需解决。d.由于巷道使用一段时间，围岩变形大，片帮、锚杆失效，顶板离层明显弯曲下沉，不能满足生产要求，必须进行维修和强化支护。此类巷道围岩有较大范围破坏，浅部围岩松散，导致锚杆支护失效，容易发生冒落。此外，施工时，锚杆使用密度很大，围岩变形仍十分剧烈，支护效果很不理想，变形量大（1
28、2m以上），超出锚杆的锚固范围，锚固失效。e.施工中不能及时准确把握复杂多变的地质条件；存在设计质量差，应用水平低的问题，设计没有针对性；管理方面有缺陷；施工质量存在一定问题；技术本身不完善；矿压观测工作重视不够，检测手段滞后。4围岩松动理论阐释问题4.1围岩松动理论针对以上施工中出现问题，采用围岩松动理论进行解释。巷道开掘后，由于岩体内部应力重新分布即围岩出现应力集中，岩体的物性状态有一个由弹性状态向塑性状态转变的过程，巷道周边围岩产生塑性变形，并从周边向岩体深部扩张，出现塑性变形区，同时引起应力向围岩深部转移，导致周边围岩松散、破碎和发生位移，从而导致巷道变形。软岩中，岩石的膨胀和崩解主要
29、是松软岩石所表现的特征，围岩里多为松软的粘土质岩层，巷道开掘后，粘土岩经不同程度的浸水或风化，体积增大和相应的引起压力增大，围岩松动圈和塑性变形发展很快，给巷道稳定性带来影响，不同软岩影响程度不同即围岩性质对巷道变形和破坏有决对性的影响，软弱岩石或膨胀性岩石对巷道变形和巷道变形和破坏的性质和其剧烈程度有重要影响。所以软岩巷道掘进时受松动圈及塑性变形的影响，巷道稳定性较差。4.2理论阐释问题围岩破碎、松散，产生裂缝与扩张，导致围岩碎胀变形，从而造成支护变形破坏。围岩中具有膨胀性矿物，且遇水膨胀，导致巷道变形，锚杆支护对象是围岩松动发展过程中的碎胀变形，它起到阻止变形的作用，锚杆作用于围岩松动圈或
30、塑性区中，随着围岩的松动破坏，围岩松散破坏失去自承力，围岩的自承力难以维持平衡，锚杆支护不能有效的阻止和控制巷道空间变形，随着巷道围岩揭露时间的延长，松动圈的不断增大，表现为巷道顶底板及两帮、巷道断面全面收缩直至闭合，所以锚杆支护失效。在一定程度上锚杆的破断力小于围岩碎胀所产生的力时，锚杆出现不同程度的破坏直至断裂；正常情况下，当锚杆的安设密度较大时，它能在巷道周围被加固地段内形成一定厚度的压缩带，这不仅可防止受节理等弱面切削的岩快产生滑动，而且锚杆本身也有抗剪销钉的作用，能有效的防止层间滑动。在这种情况下，锚固层不仅能保持自身的稳定性，而且还有可能在一定程度上承受上位岩层的载荷和抑制变形和松
31、动；相反，如果在特殊松软岩层中采用锚杆支护时，由于围岩物化膨胀，随着围岩碎胀的进一步增大，导致巷道变形量随之增大，当围岩的塑性区大于锚杆的锚固范围，锚杆相对而言失去作用，此时岩石及上覆岩层的重量大于锚杆锚固及围岩共同支撑作用而出现顶板下沉直至垮落冒顶，上述所讲锚固层便有可能整体跨落，所以，在锚杆支护中单独的采用加大锚杆密度的方法来控制软岩支护是不合理的。5结语在软岩锚杆技术的推广应用和实施中，由于煤层赋存条件多样化，围岩结构复杂，部分条件顶板结构异常复杂，软弱夹层和层理十分发育，稳定性很差，极易发生离层垮冒，即使在同一巷道内顶板赋存状态也是频繁变化，构造影响随处可见，随时可遇。对于上述软岩巷道
32、，锚杆支护不能有效的控制顶板离层，恶性冒顶事故时有发生。垮落现象频繁，安全事故时有发生。冒顶率：万分之五；事故率：五万分之一；导致金属支架类被动支护使用抬头。总结事故教训时，单纯从提高锚杆的规格和加大使用密度的支护思想观点出发，成本增加，事故却不能控制。实际上，大多数巷道支护失效表现为锚固区整体垮落，其中锚杆受力很小，几乎没有折断现象。顶板的稳定性取决于锚固区以外的离层状况，单纯改变锚杆的长度和密度，能在一定范围内限制锚杆长度范围内的岩体的变形，但锚固区以外的弱面离层是高强锚杆支护技术面临的一大挑战，必须围绕大大减少顶板离层或根本消除离层这一中心开展控制理论和技术研究。因此对软岩巷道的岩性及地
33、质破碎带的锚杆支护技术的研究，从而控制顶板离层是今后锚杆支护技术发展的研究方向。作者简介：董运涛，男，30岁，开滦东欢坨矿业分公司掘进二区技术副区长，工程师。关于回采工作面上下两巷支架采后回撤实践的分析刘建军杨立国（开滦林西矿业公司河北唐山063104）摘要：开滦林西矿业公司10东区域9煤层条带孤岛煤柱开采中，由于掘进工程和巷道布置的局限，给工作面两巷支架的超前替换工作带来较多困难，通过采取采后回撤方法，取得了较好的效果。关键词：两巷支架回撤实践分析中图分类号：TD355+.9 文献标识码：BWithdrawal of supports along both main gate and tai
34、l gate after coal extractionLiu JianjunYang Liguo（Linxi Mining Company, Kailuan GroupTangshan, Hebei）Abstract: Good results are achieved in withdrawal of supports after coal extraction of the separated narrow coal pillar in Seam 9 of Level 10 at the east of the mine, where it is difficult to replace
35、 the steel arches by props and roof beams before coal is extracted, owing to the limited roadway designing.Key words: supports along the main gate and tail gate, withdrawal of supports, applications, analysis前言回采工作面上下两巷采取拱型棚子支护时，回撤方法有超前回撤与采后回撤两种，针对不同的条件采取不同的回撤方法，收到的效果是完全不同的。采后回撤在一定条件下的应用可以收到较好的技术经济安
36、全效果。1工作面两巷拱型棚子采后回撤分析1.1采后回撤技术采后回撤技术在安全生产中得到较好应用,可以发挥其优越性。工作面上下两巷拱型棚子采取采后回撤方法就是上下两巷的拱型棚子相对工作面煤壁落后回撤，但不能落后工作面放顶线回撤，若工作面向前推进，棚子影响移溜时，可提前摘掉障碍棚腿，但必须在棚子下打好中柱托梁，并确保支护有效。1.2采后回撤适用条件工作面上下两巷拱型棚子采后回撤比较适用于两巷顶板破碎或有构造易发生冒顶地段、顶板坚硬不易跨落地段、巷道断面较大或两条巷道交叉地段、棚子回撤后两帮不易控制片帮和断面支护较困难地段、出口断面不易保持地段等等。但在实践中，采后回撤应用于两巷压力显现不明显、拱型
37、棚子变形不明显，采后回撤棚子不困难的条件下。因为若两巷压力过大，拱棚提前变形严重，采后回撤拱棚将更加困难，对拱棚的回收不利，并且对拱棚的损坏更加严重。因此采后回撤必须选取适合的条件应用。1.3采后回撤的技术要求采取采后回撤必须有可靠的技术措施，以确保回撤的安全，其主要的技术要求有以下几点：a.在拱棚下加打托梁，加强拱棚的整体支护。b.减小采面支架与拱棚之间的倾斜距离，加强拱棚腮处的顶板支护。c.回撤采取远方操作，避免矸石砸人，并严禁滞后放顶线回撤。d.回撤必须遵循先打后回的原则，并停止此范围运输机运转。1.4采后回撤的优越性采后回撤的优越性有以下几个方面：a.可以减少超前替换拱棚的人力和物力。
38、b.减少超前替换拱棚造成顶板破坏的不良影响，更好地保证了工作面安全出口的顶板支护与断面高度。c.解决了支护和控帮的困难，特别解决了断面过大使用板棚支护的不足。d.减少了工作面推进速度的影响环节，特别在高产高效的短壁工作面。e.在一定程度上增强了支架回撤的安全因素。f.减少了超前替换支护造成废料、浮煤、矸石堆积的现象，安全出口的文明生产得到一定程度改观。可见，在安全生产中，只要措施得力，符合实际，采取采后回撤有不少的优越性，可以收到一定的技术经济安全效果。2安全生产实践2.1 工作面概况0091中工作面位于林西矿业公司十水平东翼区域，为条带开采后孤岛煤柱开采。工作面标高-684.9m至-649.
39、8m，地面标高为+45m，走向长度平均513m，倾斜长度平均62m，煤层倾角平均24，所采9#煤层平均厚度2.4m，上风拱棚支护地段距离正眼130m，下运拱棚支护地段距离正眼150m，两巷拱棚均为9m2平顶拱型棚子。根据工作面实际情况，只对上下两巷拱棚支护地段进行了采后回撤。2.2 工作面两巷顶板情况2.2.1上风道为沿原0091上工作面下运沿空掘巷，并有一段利用0091上工作面下运输巷留巷，两巷交叉，交叉处三角煤柱不易控制，且交叉范围巷道断面较宽，拱棚上帮侧虽掘进时进行了一定支护，但因巷道留设时间较长，顶板已局部离层或掉落，且此处有构造影响，顶板局部破碎。超前替换使用板棚支护不足，使用十字梁
40、支护工作量较大。2.2.2下运输巷拱棚支护地段为0091下工作面支架回撤时所掘的巷道，重新进行了套修，大多顶板已离层破碎，多为大块悬浮矸石，超前35m替换拱棚，不易控制顶板，回撤时也不安全，超前替换巷道情况见图1。并且在掘进套修过程中，没有很好护帮，局部上帮片帮较宽，且帮壁松软，超前替换不易控帮且对片帮宽处支护不足。针对两巷情况，考虑采取两巷采后回撤的方法，采后回撤巷道情况见图2。2.3采后回撤可行性分析2.3.1经过采用“十字交叉法”观测，在工作面2004年68月份回采过程中，上下两巷水平与垂直变形不大，拱棚保持较好，变形不明显，说明两巷随采动影响压力显现不明显。2.3.29#煤层顶板直接顶
41、为含砾中砂岩，属三类稳定顶板；老顶为细砂岩，为II级顶板。通过以前回采可见，工作面上下隅角顶板跨落不及时，压力显现不明显，跨落步距较稳定。根据以上情况分析，并针对两巷顶板情况的安全分析，采取采后回撤是可行的，并且解决了拱棚回撤制约工作面推采进度的不利环节。图1 超前替换示意图图2 采后回撤示意图2.4采取采后回撤取得的效果0091中工作面自2004年9、10月份在拱棚支护巷道地段通过采取两巷采后回撤措施，确保了拱棚回撤的安全、上下出口的顶帮控制，实现了工作面的高产高效，取得了显著的技术经济效益：a.每天减少超前替换拱棚人力6人。b.减少超前替换拱棚投入的支护材料费用，32棵单体柱和32块金属铰
42、接顶梁使用2个月租赁费用1920元。减少替换拱棚使用红松木料13.82m3，按当前市场价每立方756元,少投入木料费用10448元。合计减少投入费用12368元。c.通过采后回撤的实践，减少了短壁工作面受超前替换拱棚影响的程度，同时为降低成本提供了范例和经验，为解决工作面安全出口支护提供了一定依据。3结束语在条件允许的情况下采取采后回撤方法，可降低成本，提高效率，增加回撤的安全程度，解决工作面安全出口支护和文明生产问题，并可取得较好的技术、经济和安全效果。但必须在两巷压力显现不明显、拱棚采后回撤不困难、拱棚摘腿后棚梁不影响移运输机、棚梁距运输机机头高度不小于300mm条件下才能采用，同时必须严
43、格执行安全规程，并加强拱棚的回收管理，避免拱棚丢失造成浪费。作者简介：刘建军，男，30岁，开滦林西矿业分公司管段工程师，采煤工程师。浅谈矿压理论在解决采掘支护问题中的应用孙贺权王久峰（开滦精煤股份吕家坨矿业分公司河北唐山063107）摘要：开滦吕家坨矿业分公司水采转为综合机械化开采后，开采深度逐步加深，矿山压力显现和采掘支护的矛盾越来越突出，逐步成为影响安全生产的主要矛盾。通过采掘实践，探索出解决大采深采掘支护问题的新途径，为安全生产打下基础。关键词：矿压规律应力场理论实践效果中图分类号：TD323 文献标识码：BApplication of strata pressure theory in
44、 supporting undergroundSun HequanWang Jiufeng（Lujiatuo Mining Branch Company, Kailuan Clean Coal Co., LtdTangshan, Hebei 063107）Abstract:The mining activities are going deep since the hydraulic mining was replaced by fully-mechanized methods, making more and more conflictions between ground behavior
45、 and supporting in mining, which has become principal contradictions affecting safety in production. A new method has been developed so as to achieve a satisfied supporting in mining at deep depth.Key words: regular activities of ground pressure, stress field, theory, practical results.1问题的提出随着开滦精煤股
46、份有限公司吕家坨矿业分公司井下开采深度的不断加大，原岩地应力也在不断增大，地压问题越来越突出，特别是全面实现水、旱转型后，对巷道断面的要求越来越大，如何加强支护已经成为安全生产、设备运行环境、质量标准化等方面亟待解决的问题之一。2 矿压一般规律概述矿山压力理论发展到当前这个历史时段，应该说是比较成熟和全面的，对于开滦精煤股份有限公司吕家坨矿业分公司规划设计及采掘现场来说就是如何应用，在应用的层面上下工夫将会给采掘支护问题带来生机。2.1回采工作面应力场及变化的一般规律2.1.1应力场重新调整的空间特性回采工作面回采以后，由于工作面内部煤体的采出，原来这部分煤体所应该承载的应力转移给了与其相邻的煤体上，导致与之相邻区域压力增大而采出煤体区域压力降低，更远区域仍然维持原始应力状态。从而形成了增压区、减压区和原始应力区，见图1。图1矿压“三区”示意图2.1.2应力场重新调整后向底板和顶板的传播由于煤系地层是一个连续实体，采掘工程导致应力场重新分布可以通过实体之间的接触相互传导。上覆煤层工作面开采后