顶板支护设计

顶板支护设计（精选十篇）

顶板支护设计 篇1

巷道开挖后,其周围会出现“弹性区———塑性区———破碎区(松动圈)”。为保持围岩稳定,需在巷道周边施加一定的支护反力。

在巷道中无论采用锚杆支护还是框式支护,他们的主要功能和作用都是将支撑荷载作用到巷道周边,对围岩施加径向力,加强巷道围岩的稳定性,保持岩体固有强度,发挥岩体自承能力,以控制巷道围岩变形及防止岩块塌落。

锚杆和表面支护(或支架)相比,除锚杆构件用材量比支架要少的多,辅助运输量也大为减少,有利于实现支护机械化,除巷道断面利用率高等优点外,主要优点是初撑力高,增阻速度快,使围岩自身得到加固,能充分发挥围岩的自承能力。

顶板岩层跨厚比和水平应力是影响稳定性的重要因素,岩层中层理面为力学弱面,因此对于层状软岩顶板支护结构的选取除具备以上特点外,还应能减小或消除这些不利因素的影响来增强顶板的稳定性,因此对于层状软岩顶板支护,作者选择锚杆支护。

2煤巷层状结构顶板锚杆支护设计

2.1悬吊作用设计

按悬吊作用进行锚杆设计时,应首先判断层状结构顶板厚分层的位置和稳定性。

2.1.1厚分层位置判断

锚杆长度要满足穿过不稳定岩层并进入厚分层一定深度,因此适于作悬吊层的厚分层至顶板表面的距离对锚杆长度的选取至关重要。在现场可以通过垂直顶板钻孔岩芯进行分析,可得出厚分层的位置。

2.1.2岩层稳定性判断

设顶板层状结构由n层岩层组成。由于煤帮对上方岩层的承托作用,离层区呈梯形,由下而上分层跨距逐渐减小,当第i层厚分层岩层处于稳定状态时,就可将其作为悬吊层。此时顶板锚杆支护就可按悬吊作用设计。

2.1.3锚杆支护参数设计

1)锚杆长度。锚杆外露长度与锚固段长度是很容易确定的,关键是确定锚杆的有效长度。通过上面的分析,可知顶板不稳定层的厚度就是锚杆的有效长度,也就是说顶板距离稳定厚分层的高度就是锚杆的有效长度。

2)锚杆间、排距。根据每根锚杆的悬吊荷载大小确定锚杆间距与排距,通常根据现场经验取锚杆间距与排距相等。因此锚杆悬吊的岩石荷载等于锚杆的锚固力,通常还需要考虑一个安全系数。

2.2兜吊作用设计

兜吊作用是指用两个角锚杆和拉杆(或钢带)将顶板荷载传递到两帮上方的顶板中,顶板荷载由两帮支撑。中间锚杆起着增大锚固层刚度、减小顶板跨度和变形的作用。因此,两个角锚杆要倾斜布置,并在煤帮内水平投影长度要大于一定值,中间锚杆一般均匀布置。

2.2.1角锚杆

角锚杆与水平面夹角为β,根据理论研究,当β=60°~70°时,角锚杆支护效果最佳,因此取β=60°~70°。

2.2.2锚杆长度

角锚杆长度根据在煤帮上的水平投影长度不小于煤帮破碎层厚度来设计。如果小于角锚杆长度,可将顶板锚杆规格统一,取角锚杆长度。

2.2.3锚杆间排距

根据现场经验取锚杆间距与排距相等,为角锚杆长度的1/3~1/2。

2.2.4锚杆直径

荷载高度与顶板结构、地应力场、巷道断面等因素有关,目前理论上准确计算还是很困难的,推荐一种经验计算方法:取h为巷道跨度与荷载高度系数的乘积,荷载高度系数取值范围为0.3~0.5。具体计算时,荷载高度系数要根据顶板岩层结构类型并考虑埋深等因素取值:中厚分层层状结构取0.3;薄分层层状结构取0.4~0.5。在薄分层层状结构中,若分层厚度小于0.1 m,取0.5;若分层厚度大于0.1 m,取0.4。对于这种情况,当巷道所处位置地层压力大或顶板岩层强度低(f≤3)时,可取0.5。地层压力大的特征为巷道临空布置、附近有较大构造或埋深大于700 m等3种现象。

上述两种设计方法所采用的锚杆在层状软岩顶板支护中,均应对锚杆施加一定的预应力,当顶板不稳定、易破碎时应增加金属网。

3锚固方式选择

锚杆按其在锚孔内的锚固长度可分为全长锚固和端头锚固两种锚固形式。现对顶板在两种不同锚固方式下锚杆的支护阻力进行分析。顶板中有一层理面,为了阻止顶板的离层而安设锚杆。当顶板在该层理面发生离层时锚杆受到拉张,同时锚杆对围岩产生作用力,防止离层的进一步发展。

对于端锚锚杆,则整根锚杆产生均匀拉伸;对于全锚锚杆,则主要集中在层理面附近,粘结剂破坏而产生拉伸。在弹性范围内,杆件的轴向力P与顶板层理面离层量δ、约束杆件长度L、杆件横截面面积A、弹性模量E之间的关系为。

P=EAδ/L

从上式可以看出,在顶板层理面离层量δ一定的情况下,约束杆件长度L越小,锚杆轴向力P越大。假设锚杆长度即端锚锚杆的约束杆件长度L1=2 000 mm,全长树脂锚固锚杆粘结剂破坏后的约束长度L2=400 mm,顶板层理面离层量δ=10 mm,则由上式可知全长树脂锚固锚杆比端锚锚杆所提供的阻止岩层离层的阻力要大5倍。

在层状软岩顶板中采用全长锚固与端头锚固相比,除了能够提供较大的支护阻力外,还有以下技术优点。

1)全长锚固的锚杆可大大降低顶板的变形和位移。层状软岩顶板的岩石力学性质较差,岩层存在许多层理弱面,顶板岩层在水平应力作用下如果没有有效的垂直层理方向的约束,顶板岩层将会产生离层破坏,从而导致顶板岩层的松塌冒落。若顶板锚杆采用全长锚固,则可使顶板锚杆的全部长度范围内的围岩都受到约束,能有效地限制上述离层现象的发生,保证顶板岩层的整体稳定。而端头锚固虽然可以使顶板岩层在层理方向得到一定约束,但是锚杆两端之间围岩存在的破裂面和层理弱面却得不到有效控制,难以保证其稳定。

2)全长锚固时锚杆的受力状态好,提供给锚固范围内岩层的支护阻力大,因而可大大增加顶板层理弱面的C、φ值。此外,端头锚固时锚杆的工作阻力只作用在两端,锚杆托盘的受力较大,极易引起孔口破裂,岩层被“压酥”而破坏,产生卸载,使锚杆的支护阻力进一步降低,因而失去或减小锚杆对围岩的控制能力;而全长锚固锚杆的轴力在锚杆中部最大,孔口较小,因而对孔附近顶板的稳定有利。

3)全长锚固不仅可使锚杆具有较高的锚固力,而且使锚杆具有一定的抗剪能力;顶板岩层受垂直层面方向的应力作用时,岩层常常在层面间产生相互错动,层面间的黏聚力丧失,进而使岩层之间产生离层和破坏,因此阻止和减小顶板岩层间的相互错动,对于保证顶板岩层的稳定具有重要意义。全长锚固的锚杆,其锚孔内没有任何空隙,所以锚孔内锚固剂和锚杆杆体的存在可增强层面间的抗剪能力,减轻上述层面间相互错动现象的发生,从而提高顶板的稳定性。

4)锚杆的全长锚固可有效提高锚杆支护系统的刚度,限制围岩变形。锚杆全长锚固时,通过锚固剂使锚杆全长范围内的杆体与围岩黏结紧密,因而在锚固范围内任一点发生离层和变形时都能有效地提供锚固力,提高锚杆支护系统的刚度,从而减小围岩的变形。

通过上述分析可知,在层状软岩顶板中全长锚固锚杆支护系统比端头锚固锚杆的优点突出,因此在支护设计中,顶板锚杆应采用全长锚固。使用高强度锚杆全长锚固不仅可大大降低顶板的变形量,保证巷道安全可靠,而且可适当增大巷道锚杆的间排距,从而提高巷道掘进速度,降低支护成本。

4结语

层状软岩顶板煤巷一般属于软岩巷道,本文分析了软岩巷道支护结构应该具备的特点,对于层状软岩顶板支护结构应优先选择锚杆。预应力锚杆支护是一种较好的支护方式。根据锚杆作用机理及层状结构顶板的细分,介绍了按锚杆悬吊作用和兜吊作用进行顶板锚杆支护参数设计的方法,并通过对两种锚杆锚固方式的对比分析可知,顶板锚杆采用全长锚固较好。

参考文献

[1]邵爱军,彭建萍,刘唐生.矿坑底板突水的突变模型研究[J].岩土工程学报.2001,23(1):38-41.

[2]谢卫红,陆士良,张玉祥.挠曲褶皱性巷道底鼓机理分析及对策研究[J].岩石力学与工程学报,2001,20(1):57-60.

煤矿井下顶板支护管理 篇2

一、执行敲帮问顶制度有何规定？

1、每个掘进工作面必须有撬棍、洋镐、等工具。进入工作面前，要先责成有生产经验的人员进行敲帮问顶，彻底排除浮矸活石，方可进行作业。如果处理浮矸石可能发生危险或遇有撬不掉的活动炭块，必须先设置临时支护，任何人不得在有隐患的情况下作业。

2、找顶工作应由两名经验的人员担任，一人找顶，一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人员应站在找顶人的后面，并保证退路畅通。

3、找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里，先顶部后两帮依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。

4、找顶工作人员应载手套。用长工具找顶时，要防止煤矸顺杆而下伤人。

5、顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置 临时支护，保证安全后，再顺着裂隙，层理慢慢地找下，不提硬刨强挖。

二、顶板的类型和支护方式：

1、顶板类型：伪顶、直接顶、老顶。

2、顶板常见的支护方式：单体支护、摩擦金属支护、液压支架支护。

三、常见冒顶的预兆：

遇到地质构造，裂隙增多、增大，顶板发生断裂声，顶板掉矸、掉渣，淋水增大、瓦斯增大。

四、采用锚杆、锚喷等支护形式时，应遵守下列规定：

（一）锚杆、锚喷等支护的端头与掘进工作面的距离，锚杆的形式、规格、安装角度，混凝土标号、喷体厚度，挂网所采用金属网的规格以及围岩涌水的处理等，必须在施工组织设计或作业规程中规定。

（二）采用钻爆法掘进的岩石巷道，必须采用光面爆破。

（三）打锚杆眼前，必须首先敲帮问顶，将活矸处理掉，在确保安全的条件下，方可作业。

（四）使用锚固剂固定锚杆时，应将孔壁冲洗干净，砂浆锚杆必须灌满填实。

（五）软岩使用锚杆支护时，必须全长锚固。

（六）采用人工上料喷射机喷射混凝土、砂浆时，必须采用潮料，并使用除尘机对上料口、余气口除尘。喷射前，必须冲洗岩帮。喷射后应有养护措施。作业人员必须佩戴劳动保护用品。

（七）锚杆必须按规定做拉力试验。煤巷还必须进行顶板离层监测，并用记录牌板显示。对喷体必须做厚度和强度检查，并有检查和试验记录。在井下做锚固力试验时，必须有安全措施。

（八）锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托板紧贴巷壁。

（九）岩帮的涌水地点，必须处理。

（十）处理堵塞的喷射管路时，喷枪口的前方及其附近严禁有其他人员。

五、采煤工作面顶板管理要求：

1、采煤工作面必须经常存有一定数量的备用支护材料。

2、使用摩擦式金属支柱或单体液压支柱的工作面，必须备有坑木，其数量、规格、存放地点和管理方法必须在作业规程中规定。

3、采煤工作面严禁使用折损的坑木、损坏的金属顶梁、失效的摩擦式金属支柱和失效的单体液压支柱。

4、在同一采煤工作面中，不得使用不同类型和不同性能的支柱。在地质条件复杂的采煤工作面中必须使用不同类型的支柱时，必须制定安全措施。

5、摩擦式金属支柱和单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验。

6、对摩擦式金属支柱、金属顶梁和单体液压支柱，在采煤工作面回采结束后或使用时间超过8个月后，必须进行检修。检修好的支柱，还必须进行压力试验，合格后方可使用。

7、采煤工作面必须按作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业。所有支架必须架设牢固，并有防倒柱措施。严禁在浮煤或浮矸上架设支架。

8、使用摩擦式金属支柱时，必须使用液压升柱器架设，初撑力不得小于50kN；单体液压支柱的初撑力，柱径为100mm的不得小于90kN，柱径为80mm的不得小于60kN。对于软岩条件下初撑力确实达不到要求的，在制定措施、满足安全的条件下，必须经企业技术负责人审批。

9、严禁在控顶区域内提前摘柱。碰倒或损坏、失效的支柱，必须立即恢复或更换。移动输送机机头、机尾需要拆除附近的支架时，必须先架好临时支架。

10、采煤工作面遇顶底板松软或破碎、过断层、过老空、过煤柱或冒顶区以及托伪顶开采时，必须制定安全措施。

11、严格执行敲帮问顶制度。开工前，班组长必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面。

12、采煤工作面必须及时回柱放顶或充填，控顶距离超过作业规程规定时，禁止采煤。用垮落法控制顶板，回柱后顶板不垮落、悬顶距离超过作业规程的规定时，必须停止采煤，采取人工强制放顶或其他措施进行处理。

六、煤巷锚杆支护机理：

锚杆杆体长度方向的尺寸远大于其它两个方向的尺寸，力学上属于杆件。

可以提供两方面的作用，第一是抗拉，其次是抗剪作用。抗弯能力和抗压能力非常小。

七、锚杆的作用：(1)锚杆的早期作用

锚杆早期作用：阻止破碎岩块掉落并抑制浅部围岩扩容和离层。锚杆安装越及时，预紧力越大，支护效果越好。锚杆没有预紧力，只有当岩层产生一定变形时锚杆才有载荷，不能控制在这以前顶板岩层的离层和失稳。预应力太小也不能起到良好效果。

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，不会取得良好的锚固效果。(2)锚杆的中期作用

随着时间推移，围岩破坏范围逐渐扩大。

锚杆能伸入稳定岩层时，其作用为：将破坏区岩层与稳定层相连，阻止破坏岩层垮落。锚杆提供径向和切向约束，阻止破坏区岩层扩容、离层、滑动，从而提高其承载能力。

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，它可以阻止上部破坏岩层的进一步扩容和离层。

次生承载层厚度的影响因素很多，而且是不断变化的。当其远小于巷道尺寸时，必须考虑压曲失稳和弯曲失稳。(3)锚杆的后期作用

当次生承载层压曲失稳后，如果能满足块体咬合平衡，巷道顶板仍能保持稳定。

两倾斜锚杆作用明显，它不仅可以阻止破坏岩层滑落，同时有一定的控制转动的作用。但是，当转动角度较大时，要求倾斜锚杆承受的载荷很大，平衡不易满足，因此，锚杆群支护很容易失稳、垮落，而且倾斜锚杆端部的岩层因受力过大也会发生破坏。

组合构件的作用，减小了顶板岩层发生转动失稳的可能性。同时，托梁均衡了角锚杆端头岩层受力，使其工作阻力得以充分发挥，阻止顶板岩层的滑落失稳。

托梁与角锚杆共同作用组成了一个组合支护统，即使顶板中部锚杆的作用不大，也能保持顶板岩层的稳定性。(4)煤帮锚杆的作用

煤巷两帮变形破坏特征主要是扩容、松动和挤出。由于煤层强度较低，且受到采动影响，所以煤巷两帮支护显得尤为重要。打锚杆后，对煤帮的两种变形均有控制作用，加钢筋托梁后效果会更好。(6)锚索作用机理

锚索具有锚固深度大、锚固力大、可施加较大预紧力等优点，是困难巷道工程支护加固不可缺少的重要手段。

端锚预应力锚索一般认为主要起悬吊作用。锚索的作用主要是将锚杆支护形成的次生承载层与围岩的主承载层相连，提高次生承载层的稳定性。即使次生承载层发生断裂、转动，也不致于失稳而引起的顶板垮落。

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。

八、煤巷锚杆支护技术介绍锚杆支护的优越性

支护原理：主动支护，充分利用围岩自承能力；棚式支护为被动支护； 支护效果好，有利于巷道的长期稳定； 节约大量钢材，减少支护材料运输量； 巷道在服务期间内基本不需要维修； 减轻工人劳动强度，改善作业环境；

简化了采煤工作面端头支护工艺，有利于采煤工作面快速推进，实现高产高效;综合技术经济效益十分明显。

九、井下锚杆锚固力拉拔试验

锚杆锚固力拉拔试验是锚杆支护常规实测项目，用于评价巷道围岩的可锚性。

拉拔试验应在要支护的巷道现场或类似条件围岩中进行，每次不少于3根锚杆。

拉拔试验时采用端部锚固，用300mm长度的K型树脂锚固剂及选用的锚杆杆体在钻孔中进行。锚杆锚固拉拔力应≥50kN。在以下情况之一时必须进行锚杆锚固拉拔试验：(1)锚杆支护初始设计之前；(2)支护设计变更；(3)支护材料变更；(4)围岩地质条件发生变化。

十、巷道围岩地质力学参数相关知识：

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。

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，煤层赋存条件明显变化等，应对地质力学参数进行重新测定。

十一、煤巷断面应采用矩形，特殊情况可采用拱形。巷道断面设计应考虑以下因素：

(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，巷道设计宽度和高度可预留200-300mm变形量。

十二：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。

服务时间长的煤巷，根据需要还应进行喷浆。

巷道顶板应采用钢筋托梁或钢带作为锚杆支护的组合构件。支护材料必须符合煤炭行业标准。杆体、锚固剂、托板、螺母及组合构件等的力学性能和结构必须相互匹配。

(1)煤巷顶板必须采用树脂锚固锚杆。对于煤顶巷道和大断面巷道，顶板应采用高强度螺纹钢锚杆组合支护，并进行加长或全长锚固。(2)煤巷补强加固应优先采用锚索。锚索长度应保证锚固到稳定岩层中 的长度不小于1m。

(3)靠采煤工作面一侧的煤帮锚杆优先采用可切割锚杆。当可切割锚杆

不能满足要求时，可采用金属锚杆。

十三、煤巷锚杆支护材料

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、W钢带）、金属网，锚索、锚具、锚索托板、锚索托梁等。各构件的性能、强度与结构应相互匹配。金属锚杆杆体应符合以下规定：(1)高强度螺纹钢锚杆杆体必须使用左旋无纵筋螺纹钢。(2)高强度杆体的屈服强度不低于400MPa，极限抗拉强度不低于 570MPa，延伸率不低于15%；

(3)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%；

(4)杆尾螺纹应采用滚压加工工艺成型，保证杆尾螺纹部分破断力不低

于杆体破断力的90%。

(5)锚杆杆体不直度不大于3mm/m。

树脂锚固剂：执行煤炭行业MT146.1-2002标准。锚杆托板应符合以下规定：

(1)金属托板形状应为拱形，根据需要还应配用调心垫圈。(2)托板的承载能力应与杆体尾部螺纹承载力相匹配。(3)金属托板尺寸不小于100 100mm，其厚度不小于6mm。组合构件应符合以下规定：

(1)根据巷道条件选用钢筋托梁和W型钢带。

(2)托梁宽度应与托板匹配（托板尺寸应大于托梁宽度20mm）。托梁必须保证焊接质量。

(3)W钢带煤炭行业MT/T 861-2000《矿用W钢带》标准。巷道顶板网应采用金属网，优先选用菱形金属网。巷帮可根据条件选符合相应技术指标的金属网及其它材料的网。锚索应符合以下规定：

(1)锚索索体应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 3.5%；

(2)锚索索体锚固端应设置搅拌头和锚固剂堵头，以保证锚索锚固质量

(3)锚具的承载能力应不小于索体拉断载荷；(4)托板和托梁的承载能力应与索体强度匹配；(5)树脂锚固锚索的锚固长度不应小于1200mm。

十四、煤巷锚杆支护施工

煤巷锚杆支护施工前应做好准备工作：

(1)支护材料：根据设计要求准备好施工所需的支护材料，并确保品质量；

(2)施工机具：根据巷道围岩条件，选择合适的锚杆机具，保证产质量和配件；

(3)编制掘进工作面作业规程；

(4)对操作工人进行规程贯彻学习，使其了解施工工艺，技术要求，机具的操作方法，强调施工质量的重要性。

十五、煤巷掘进应符合以下规定：

(1)尽量采用综掘，减少掘进对巷道稳定性的影响。若迫不得以采用炮掘，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的破坏；

(2)掘进按断面设计尺寸进行，保证成形质量。掘进尺寸与设计尺寸相差不得超过200mm；

(3)若因不可抗拒的原因造成巷道断面超宽、超高大于500mm时，必须变更支护设计，采用补打锚杆（锚索）或其它支护方式进行加固 临时支护应符合以下规定：

(1)严禁空顶作业，必须进行临时支护；(2)优先选用具有初撑力临时支护装置。

锚杆应紧跟掘进工作面及时支护，最大空顶距应严格按设计要求执行。

最小空顶距不得大于200mm。严禁留较大的空顶交给下一班补打锚杆。

十六、锚杆钻孔应符合以下规定：(1)钻孔前根据设计要求和围岩定好孔位；(2)钻孔直径应与锚杆杆体、锚固剂匹配；

(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)钻孔中煤岩粉应在安装锚杆前清理干净。

十七、锚杆安装应符合以下规定：

(1)锚杆安装前应检查锚固剂性状。严禁使用过期、硬结、破裂等变质失效的锚固剂；

(2)安装树脂锚固剂时，必须严格按照设计要求的数量和顺序进行。当少放锚固剂，不能达到设计的锚固长度时，按不合格处理；(3)树脂药卷搅拌时间按厂家要求严格控制，同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断；(4)锚杆托板应紧贴组合构件或岩（煤）壁;(5)顶板锚杆的安装扭矩不得小于120N*m；帮锚杆的安装扭矩不得小于80 N*m；

(6)锚杆间排距误差不得超过100mm。

组合构件应尽量与巷道壁面保持良好接触。当巷道壁面不平整，组合构

件无法贴紧时，应采用背板材料垫实。

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。

十八、锚索安装应符合以下规定：(1)锚索应紧跟掘进工作面安装；

(2)钻孔直径不得大于28mm，其它同锚杆钻孔；

(3)锚索安装后必须施加一定的预紧力，预紧力的值应控制在80~100kN(4)张拉锚索时要两人协作，操作人员要避开张拉缸轴线方向，以保证安全；

(5)张拉时不合格锚索，必须在其附近补打；(6)张拉后，锚索的外露长度不得超过300mm；(7)锚索间排距误差不得超过50mm。

十九、遇断层、煤层松软区、地应力异常区、采动影响区等复杂区域，采取加密锚杆、全长锚固、增打锚索、打点柱、金属支架等进行加强支护。

施工过程中，如发现变形显著增加，顶板出现较大淋水，围岩非常破碎大面积片帮掉渣，巷道不易成型，钻眼速度异常等情况，应立即停止作业，分析原因，采取加强支护措施。

距掘进工作面200m以内，必须备有5~10架金属支架及相应支护材料，以备紧急情况使用。

应对锚杆支护巷道应进行定期检查。对失效的锚杆、锚索应及时补打对松动的螺母应及时紧固，对其它破损的支护构件及时修补。

二十、锚杆安装几何参数检测应符合以下规定：

(1)安装几何参数检测验收由班组完成。检测间距不大于15m，每次检测

点数不应少于3个。

(2)几何参数检测内容包括锚杆间、排距，锚杆安装角度，锚杆外露长度等；

(3)锚杆间、排距检测：采用钢卷尺测量测点处呈四边形布置的4根锚杆 之间距离；

(4)安装角度检测：采用半圆仪测量钻孔方位角；

(5)锚杆外露长度检测：采用钢板尺测量测点处一排锚杆外露长度最大值。

二十一、锚杆托板安装质量检测应符合以下规定：

(1)锚杆托板应安装牢固，与组合构件一同紧贴围岩表面，不松动。对难以接触部位应楔紧、背实；

(2)锚杆托板安装质量检测方法采用实地观察和现场搬动；(3)检测频度同锚杆几何参数，每个测点应以一排锚杆托板为一组检测。

二十二、锚杆锚固拉拔力检测符合以下规定：(1)锚固拉拔力检测采用拉拔计在巷道中完成；

(2)锚固拉拔力检测抽样率为1%。每300根顶（帮）锚杆抽样一组（3根）进行检查。拉拔加载至锚杆杆体屈服为止；

(3)当支护设计、支护材料发生变更；围岩地质条件发生较大变化，如遇断层、破碎带、褶曲等构造；顶板出现较大淋水，应作相应的拉拔试验；

(4)被检测的3根锚杆都应符合设计要求。只要有1根不合格，再抽样一组（3根）进行试验。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。二

十三、井下锚杆锚固力抽检符合以下规定：(1)采用锚杆拉拔计进行井下锚杆锚固力抽检；

(2)锚杆锚固力抽检抽样率为5%。每300根顶（帮）锚杆抽样一组（15根）进行检查。不足300根时，按300根考虑；

(3)抽检指标为：顶板锚杆锚固力不得低于70kN，帮锚杆锚固力不得低于50kN；

(4)抽检中发现不合格锚杆，应在其周围补打合格锚杆。二

十四、锚杆预紧力检查符合以下规定：(1)锚杆预紧力检查采用力矩扳手；

(2)每小班顶帮各抽样一组（3根）进行锚杆螺母扭矩检测。每根锚杆螺母拧紧力矩应符合技术要求；

(3)每组中有一个螺母扭矩不合格，就要再抽查一组（3根）。若仍发现有不合格的，应将本班安装的所有螺母重新拧紧一遍。二

十五、组合构件与铺网安装质量检测应符合以下规定： 采用现场观察方法检测。组合构件与金属网应紧贴巷道表面。尺量网片搭接长度，应符合设计要求。网间按设计要求连接牢固。锚索安装质量检测应符合以下规定：

(1)锚索安装几何参数，包括间距、排距，安装角度及锚索外露长度等，由班组每班进行检查验收；

(2)锚索预紧力的最低值应不小于设计值的90%。二

十六、锚杆支护设计

生产矿井在编制采区设计，水平延伸设计及回采工作面设计时，凡采用锚杆支护的必须有支护设计专篇。

锚杆等支护形式、间排距、锚杆锚索的规格，有效支护长度、安装角度、混泥土标号、喷体厚度、锚固力、予紧力、锚杆锚固材料、联合支护的其它材料等必须在设计中明确规定。

锚杆支护设计要依据，地质部门提供的可靠的地质资料，根据顶板岩石构围岩状况，地质构造，并参照各盘区矿压观察数据确定各项支护参数。

在新盘区新水平的巷道施工中，地质部门要及时收集有关地质资料，发现有重大变化时，及时给设计部门提供资料，设计部门对支护设计要及时做出修改下达设计修改通知书。施工队组要依据支护设计和地质说明书编制施工作业规程。作业规程中要对锚杆、锚喷等支护形式，锚杆、锚索的规格、安装角度、锚固剂材料、锚固长度、锚杆锚索的有效支护长度，联合支护的其它材料、锚喷厚度、混凝土标号、顶板围岩涌水的处理，临时支护形式、最大最小空顶距、锚杆锚索的初锚力、锚杆拉力试验、顶板岩层监测等做出明确规定。

采区设计，水平延伸设计，综采工作面设计必须报公司总工程师审批。新盘区巷道、新综采工作面的回采巷道必须经公司审批同意后方可组织施工。

锚杆杆体应选 用高强度螺纹钢，回采工作面顺槽靠工作面一侧也可采用高强度塑钢杆体。锚杆杆体应根据巷道围岩稳定性分类情况以及支护设计要求选定直径和长度。

在坚硬岩层和煤体中采用树脂锚固剂作端锚时，锚固长度不小于杆体长度的1/3。在松软岩层、松软煤体中采用锚杆支护时，必须采用全长锚固。

永久大巷及硐室应采用锚网、锚喷联合支护。其它巷道可采用锚网加钢带联合支护。顶板为煤层以及松软岩层、层节理及其发育的岩巷、煤巷，必须采用锚杆锚索联合支护，锚索必须锚固在坚硬顶板岩层中。锚杆的承载力不小于100KN，初锚力不小于70KN。锚索的承载力不小于250KN，张拉预紧力不小于100KN，托板、托梁的强度必须与锚杆、锚索的承载力相匹配。二

十七、锚杆施工管理 打锚杆眼前和安装锚杆前必须坚持首先敲帮问顶，处理活杆然后作业。

锚杆、锚索原则上和岩面垂直，托板、托梁必须紧贴岩面。凡锚杆初锚力、预紧力达不到设计要求，托板、托梁经采取措施仍无法紧贴岩面时，必须在附近打锚杆。

打锚杆眼和安装锚杆时必须在有可靠的临时支护下进行。

锚杆间排距、锚杆（索）的有效支护长度、锚固长度、锚杆（索）距工作面距离必须按作业规程规定作业。

当工作面地质条件发生变化时，必须及时修改支护参数，并报矿总工程师批准。

二十八、支护材料检验

锚杆支护材料的规格和强度必须符合设计要求。：采购锚杆支护材料必须符合以下条件。

①所采用锚杆支护材料厂家，必须有生产许可证，产品有出厂检验合格证。

②杆体有破断力检验报告。使用不同厂家的钢材，每一批都需进行破断力检验。

③锚固剂生产厂家，还必须取得煤矿安全标志证书。产品名牌上必须注明失效期。

支护材料的检验标准执行《中华人民共和国煤炭行业MT146、1-1955树脂锚杆锚固剂》和《中华人民共和国煤炭行业标准MT146、2-1995树脂锚杆金属杆体及其附件》的规定。检测项目为：锚杆锚索、托盘、钢带、金属（塑料）网、锚固剂等的材质、品种、规格、强度、时效等，塑料网要进行抗静电和阻燃试验。已经过期和失效的锚固剂严禁使用。

14煤普采工作面顶板支护实践 篇3

【摘要】八一煤矿1415采煤工作面改良顶板支护方式，漏顶和“网兜”现象大为减少，顶板管理得到有效改善。

【关键词】顶板；支护方式；优点

八一煤矿采用提高机械化程度等多项措施，积极应对当前煤炭市场低迷，造成煤矿企业经济效益下滑的严峻形势，主采区逐步由3煤复采区向14、16煤扩展。本文以1415高档普采工作面为工程实例，探讨了14煤普采条件下，顶板支护的实践。

1、工程概况

1415普采工作面煤层结构复杂，煤厚平均为1.3m中間含一层夹矸，岩性为泥岩，平均厚度为0.5m。煤层直接顶板为泥岩，平均厚4.03m，黑色，泥质胶结，性脆易冒落，含植物叶部化石，该层顶板稳定性较差。基本顶（老顶）为砂岩，平均厚8.94m，灰白或灰色，硅质胶结，主要成份以石英为主，该层位较稳定。煤层底板为泥岩，厚6.38m，黑色或深灰色，含有一定的砂质及植物根部化石，遇水不易膨胀，稳定性较差。煤层倾角为9°～18°之间，平均为15°。

该工作面采用DW型单体液压支柱配合DJB-1200型铰接顶梁与3.8米金属长钢梁挂金属网支护顶板，循环进尺1.2m，采用全部垮落法管理采空区顶板。

2、顶板支护方式选择

生产实践表明，工作面冒顶多发生在其前方未支护的空顶区内，因此，缩小工作面前方空顶面积，是该工作面的重要内容之一。

2.1采用错梁齐柱支护方式

普采工作面支架布置方式，按梁的排列特点分为齐梁式和错梁式两种。当顶梁长度等于2倍截深时，一般采用错梁齐柱式或错梁错柱式，当梁长均在1200m，截深600mm时，割煤后未挂梁的空顶宽度为942mm（悬臂与后肩之比为1：3），使空顶能面积大为减少，图1所示。在1415工作面开采原设计中，采用的是DW型单体支柱配合1.2米铰接顶梁错梁齐柱支护方式，但在实际应用中，由于14煤顶板破碎，稳定性差，特别是在割第一刀煤进行挂梁支护期间，易造成冒顶或漏顶，并在长梁之间易形成“网兜”，给支护造成一定的困难。

2.2采用铰接顶梁与金属长梁配合支护

如图2所示：图2-a为初始状态；图2-b为割煤一刀（0.6米）；图2-c为割煤第二刀（0.6米）；图2-d恢复初始状态。

2.2.1采煤机割第一刀煤，将滞后的3.8米铰接顶梁前移1.2米并倒挂1.2米铰接顶梁，配合挂金属网，1.2米铰接顶梁使用对柱支护，随机滞后5～10m推移刮板输送机，移溜进尺达0.6m后，沿挡煤板打好临时支柱，端面距不大于200mm。

2.2.2采煤机割第二刀煤，及时前移滞后的3.8米长钢梁，前移3.8米长钢梁前将铰接处的销子退掉，前移长钢梁后再用1.2米铰接顶梁与3.8米铰接顶梁配合倒挂，端面距不大于200mm。随机滞后5～10m推移刮板输送机，移溜进尺达到0.6m后，将临时支柱改为正规柱，形成正规支护。

2.2.3回柱放顶时将滞后的1.2米铰接顶梁及时回撤，3.8m铰接顶梁下对柱支护，并将回撤的铰接顶梁备用，最后回出原切顶柱作为新切顶的密集柱，依次类推，直至放顶完毕。

2.3铰接顶梁与长钢梁联合支护优点

（1）工序较简单。割第一刀时，只需前移3.8米长钢梁，挂铰接顶梁即可；割第二刀工序时前移3.8米长梁，挂、回铰接顶梁。

（2）空顶面积大为减少。通过图1和图2对比，可以发现图1使用铰接顶梁时，最小空顶面积为342mm，正悬臂铰接顶梁间距为1300mm；图2中使用长钢梁与铰接顶梁配合使用时，最小空顶面积几乎为0，长梁间距为900mm。

（3）支、回柱工作量减少。在回撤顶板过程中，分两次进行回撤，每次600mm，大大减小采空区顶板应力叠加。

（4）顶板管理条件大大改善。由于铰接顶梁与长钢梁成对配合使用，在前移长钢梁时，能够大大减小顶板的下沉量。

（5）适应性强。铰接顶梁与长钢梁相互配合，既保持了长钢梁的整体性，又保持了铰接顶梁的承载力、适应性强的特点。

（6）在前移长钢梁时，可以把两个滑轮固定在金属网，在前移长梁时，把长钢梁放在滑轮上往前移动，劳动强度大为较少。

（7）安全系数增大。移梁和打柱工序，均在输送机靠采空区一侧，大大增加了操作人员的安全系数。

3、结语

顶板支护设计 篇4

1252(1)综采面为某矿井西一(11-2)采区-848m水平11-2煤层首采工作面,工作面标高-738m～-823m，地面标高+21.5～+22.1m,1252(1)运输顺槽设计工程量1689m、轨道顺槽设计工程量1691m，切眼设计工程量260m。

该面11-2煤层赋存稳定，煤层产状为：160～195°∠3～9。11-2煤：黑色，块状为主，鳞片状及粉末状次之，以暗煤为主，夹亮、镜煤条带，弱玻璃光泽为主，硬度稍大，光泽较强，属半亮半暗型煤。11-2煤层厚度1.7～2.87m，由西向东逐渐变厚，平均厚2.26m。煤层结构简单，工作面东部相邻巷道揭露11-2煤时其上部发育一薄层不稳定泥岩夹矸。

11-2煤层直接顶为复合顶板，由砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、粉砂岩、细砂岩和11-3煤层组成;老顶为灰色-灰白色细砂岩;直接底为砂质泥岩，心砂泥质结构，块状为主，偶见植物化石，层面见云母碎片，性脆，断口为参差状;老底为灰白色细砂岩和粉砂岩。1252(1)工作面掘进区域范围内11-2煤层顶底板柱状见图1-1a～图1-1d所示。

水文地质情况：该面水文地质条件简单，预计主要充水水源为煤层顶板砂岩裂隙水，在工作面巷道揭露断层带附近，裂隙发育或顶板破碎地段可能有滴、淋水现象;预计最大涌水量为5 m3/h，正常涌水量为0m3/h。所以掘进施工期间加强水情观察，准备不小于10 m3/h的排水设备，排水管路4吋。

1 巷道支护设计要求

巷道层位：巷道跟11-2煤层顶板掘进;

轨运顺断面：宽×中高=5.0×3.4=17.00m2;

切断面眼：宽×中高=7.4×3.2=23.68m2;

支护方法：锚索网支护。

2 巷道支护技术分析及设计原则

2.1 巷道支护技术分析

1)根据钻孔资料分析，11-2煤层直接顶为复合顶板，由砂质泥岩、泥岩、粉砂岩，细砂岩和11-3煤层组成，不仅裂隙发育，稳定性差，而且巷道顶板岩性相变大。复合顶板巷道围岩为差异性很大的非均质层状赋存，在高应力作用下表现为顶板极易离层、冒落，难以形成承载结构，强烈的两帮移近、片帮及整体下沉，导致复合顶板下沉而离层破坏。

2)巷道围岩岩性不一致、变形不均匀，巷道顶板为砂质泥岩，泥岩和粉砂岩，两帮为煤层，在高应力作用下，其变形破坏各有特点，如两帮煤体的蠕变性能超过顶板岩石，破坏深度大于顶底板岩层。

3)巷道老顶砂岩层含水，因此当顶板有裂隙、构造或锚索孔通达砂岩层时，顶板淋水，不仅影响锚索的内锚效果，而且还会造成直接顶泥岩膨胀和强度弱化，同时顶板淋水还会使锚杆和锚索发生锈蚀，降低锚杆和锚索的承载力;

4)巷道断面大，1252(1)首采面两巷断面达17.00m2，切眼断面达23.68m2;

5)该面埋深超过800m，地层压力约20MPa，且工作面两巷施工时，其底板巷正在掘进。

2.2 巷道支护设计原则

根据1252(1)首采面的地质采矿条件和巷道支护技术分析，为了充分发挥锚杆的主动支护作用，在1252(1)首采面锚杆支护设计中应遵循以下原则：

1)高初始支护强度，实现一次有效支护原则。锚杆支护应尽量一次支护就能有效控制巷道围岩变形，避免二次支护。

2)高预紧力原则。预紧力是锚杆支护中的关键因素，是区别锚杆支护是主动支护还是被动支护的参数，只有高预紧力的锚杆支护才是真正的主动支护。可以说巷道锚杆支护技术的精髓就是高预紧力。

3)“三高一低”原则。即高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度原则。通过提高锚杆强度和刚度，在保证巷道支护安全可靠的前提下，降低支护密度，减小单位面积上的锚杆数量，从而达到提高掘进速度的目的。

4)相互匹配原则。为了最大限度地发挥锚杆支护的整体支护作用，锚杆各构件的力学性能，锚杆和锚索的预紧力应相互匹配。

5)分段设计的原则。由于1252(1)首采面掘进区域范围内顶板岩性相变较大，为了实现经济有效支护，因此应根据顶板岩性结构分区段确定1252(1)首采面轨顺及运顺锚索网支护参数。

摘要：根据现场实际施工地质工程条件,分析了深部回采巷道的支护技术难点,设计了巷道支护的原则,为工作面安全高效开采提供了保障。

关键词：顶板多变,巷道支护,技术分析,设计原则

参考文献

[1]张农.高强预应力支护技术及应用[J].煤矿支护,2004,(01)5-14

顶板支护设计 篇5

矿压预测预报和支护质量监测是确保采煤工作面支护质量及巷道工程质量必要的措施，是矿山安全生产的基石，是提高我矿经济效益的一项重要基础工作。为加强矿压预测预报和质量监测，制定科学合理的顶板管理措施提供依据，加强采煤工作面顶板管理，对采煤工作面进行矿压预测预报，掌握采煤工作面矿压显现规律及显现特点，合理组织生产，从而达到高产高效安全生产的目的，特制定本管理规定。2 范围

本标准规定了本矿制定矿压预测预报和支护质量监测管理规定的目的、各部门职责、矿压观测方法、顶板动态预报及考核办法。3 管理职责及要求

3.1各采煤队的跟班副队长或班组长、验收员负责本采煤工作面支护质量与动态监测工作。当班所填的矿压报表要及时送交本单位技术专员，以便队和技术专员掌握工作面工程质量，区队根据工作面变化情况向生产技术科汇报，以便矿上掌握工作面支护状况。

3.2采煤队主管技术员负责本采煤工作面支护质量与动态监测及工作面两道的矿压观测工作，如果采煤工作面两道为锚网巷道还要观测顶板离层。

3.3采煤工作面两道采用锚网（索）支护的巷道，由接管采煤队技术专员负责管理顶板离层仪，并对顶板离层仪进行观测，直至该采煤工作面回采结束。

3.4生产准备科安装工作面期间负责采煤工作面两道及切眼顶板离层仪的观测，直至工作面安装结束。

3.5生产技术科

3.5.1负责区队矿压监测工作的技术指导及监督工作。

3.5.2负责指导与监测工作面监测点的布置和仪器的监督检查工作及矿压监测数据资料的收集分析处理工作，并及时进行矿压预测预报工作。

3.6轻放面（综采面）矿压观测方法

采用轻型放顶煤支架（综采支架）工作面矿压观测安装KJ966和YHY60数字压力计，其中KJ966测压表每10架安装一块（若KJ966监测设备出现故障时需手动记录相应的压力数据），其余支架每架安装一块YHY60数字压力计，工作面所有液压支架初撑力压力表读数不低于24MPa。工作面正常生产时，移架前监测一次，移架后监测一次；两道超前单体支柱、工作面上下出口抬棚采用SY-40增压式检测仪监测，每处测试不少于5棵支柱。填写矿压报表时一定要坚持填写宏观记录，宏观记录包括空顶、悬顶、片帮、切顶范围，初期来压和周期来压范围及显现特征。测试结果支柱初撑力达不到要求时应立即通知跟班安全副队长或班长、工作人员补液，如补液达不到要求的，单体要穿鞋等方法。

3.7分析制度

3.7.1采煤队技术人员负责及时对每班填写的动态监测表上的内容进行审查，发现异常立即报告生产技术科，由生产科会同施工单位分析原因，并提出整改意见，情况较为严重时必须报矿总工程师批准，施工单位必须严格按照整改措施意见执行。

3.7.2生产技术科正常情况下每旬对动态监测表的数据进行一次简单分析，出现异常时适当加大分析频率。

3.8考核办法

3.8.1采煤队填写测压报表时必须按表上要求认真填写，否则按以下规定处理和罚款：

3.8.1.1安全质量验收员填写测压报表不认真，每发现一次罚款50元；

3.8.1.2安全质量验收员不按规定时间测压或不及时将测压报表交本单位领导每发现一次罚款50元；

3.8.1.3填写测压表时不填宏观记录或宏观记录不全不真实罚款50元。

3.8.1.4安全质量验收员下井未携带单体测力计，每发现一次罚款100元。

3.8.1.5区队对矿压监测工作不认真罚款200元；

3.8.1.6区队在自己的责任区对矿压监测仪器管理不善，造成矿压仪器不能正常监测，按仪器原价罚款。

3.8.2安排区队技术员监测的，技术专员必须认真监测，如不按规定监测或弄虚作假的罚款100~1000元。

3.8.3矿上根据需要安排的各种监测工作，区队必须按要求完成，如不及时不按要求完成、甚至拒绝完成而影响监测工作的，将视情节轻重，每次对责任人或单位给予100~200元罚款。

3.8.4人为损坏丢失监测仪器设施的按原价加倍罚款。

复合顶板巷道支护浅析 篇6

关键词：复合顶板围岩分析,复合顶板巷道支护设计,支护效果比较,经济效益分析

1工程概况

五采区2#煤层自揭露后共施工了右二、左二、右四三个工作面, 沿煤施工中发现有淋水, 顶板破碎, 顶帮压力显现明显, 顶板下沉量大, 底板起鼓, 片帮严重。最初施工2#右二巷时, 采用Φ16mm×1.6m的圆钢树脂锚杆, 端头锚固支护顶板, 锚固力4吨, 配Φ16mm圆钢焊接长2.4米的钢筋梁支护, 锚、排距为1.0×1.0m, 两帮采用在巷道中部使用一根Φ16mm×1.6m的圆钢树脂锚杆, 配1600×200×100mm木板梁护帮, 间距1.5m, 施工中发现顶板下沉量较大, 底鼓、片帮严重, 造成巷道维护量较大, 回采困难。

2复合顶板围岩分析

巷道围岩性质、围岩压力、围岩控制是影响围岩稳定性三大因素, 而提高围岩强度和合理支护是保证2#煤开采的重要因素。

围岩性质是影响围岩稳定性的最基本因素。不同岩石的物理力学性质差别很大。开采时围岩破碎、松软, 岩石力学强度低, 崩解等性质对巷道围岩稳定性最为不利, 这也是2#开采支护的主要困难问题之一。

2#巷道施工初期顶底板移近量一般并不大, 而是过一定时间后, 巷道变形量才开始变大, 数周或数月后才趋向稳定, 究其原因为2#支护设计方面存在重视顶板支护而轻视巷帮支护设计, 巷道帮支护强度不够, 锚固力低, 支护效果差, 造成煤壁松软, 发生片帮后, 巷道跨度增大, 引起应力重新分布, 致使顶板悬顶面积增大。巷道顶、底板变形破坏主要是由巷道两帮围岩移动引起的, 而巷道两帮破坏主要是由顶板压力引起的。巷道破坏形式主要为巷道顶板受顶压影响松动下沉→两帮岩体移动挤压变形→节理弱面发生破坏→顶、底板岩层发生弯曲变形 (伴有局部岩块脱落、底鼓) →巷道顶、底板变形破坏。

理论分析和实践证明, 仅从锚杆作用的角度来提高巷道支护强度是不行的。由于锚杆长度小, 药圈锚固长度小且在巷道的破碎区内, 无法阻止巷道顶板的破坏。所以, 锚杆支护的设计就不应单纯从提高支护体强度的角度来考虑, 而应从对破坏围岩的加固、阻止围岩继续松动和提高松动体自稳性的角度来考虑, 既要突出锚杆支护的优越性, 又能使支护效果得以保证, 这就需要组合支护, 即锚杆、锚索组合支护

3复合顶板巷道支护设计

巷道设计实例:

a.巷道概括

五采2#左四巷为五采2#左四综采工作面的运输下巷, 巷道埋深z=430~470m, 岩体密度γ=25KN/m3, 属于准备巷道, 长度650m, 沿2#顶板破底掘进, 采用炮掘施工, 耙斗机上皮带连续化运输。为保证巷道变形后能满足回采的需要, 巷道断面采用大断面施工, 巷道设计宽度3.4m, 设计高度2.6m (破0.3~0.5m岩石底板) , 顶板支护采用锚杆加锚索组合支护, 两帮采用锚杆加护帮网封闭组合支护。

b.顶板支护设计

因2#顶板为复合顶板, 上部煤页岩, 凝灰岩不稳定, 根据悬吊岩石层厚度M=2.6米, 则顶板最小支护强度:

每米巷道顶板支护所要承受的载荷:

根据巷道实践及理论分析, 初步确定每米巷道布置3根锚杆, 每3米巷道布置2根锚索, 则每米巷道锚杆提供的载荷:

每米巷道锚索提供的载荷:

Q支>Q顶满足支护要求

锚杆、锚索支护长度计算:

锚杆支护长度:通过对顶板岩性及施工条件分析确定锚杆支护范围内的组合梁厚度应在2m范围内, 故确定锚杆支护长度为1.8m, 采用全长锚固。

锚索支护长度:

根据顶板岩层厚度变化范围实际确定锚索长度为6.5m, 采用端头锚固。

式中:m-悬吊岩层厚度, m。r-顶板岩层密度。

B-巷道宽度, m。Pm-锚杆锚固力, 80KN。

-锚杆支护效率, 70%。l1-锚索外露长度, m。

l2-锚索悬吊长度, m。l3-锚索锚固长度, m。

n-设计锚杆排数。

c.护帮设计:

(1) 巷道侧压计算

1根据挡土墙理论, 自然平衡拱跨度之半:

式中:a-巷道掘进宽度之半, 1.7m;

c-自然平衡拱跨度增大值, m;

h-巷道掘进煤层高度, 取2.2m

βd-两帮岩石内阻力角, 煤取56°

2自然平衡拱高度

3根据挡土墙理论, 计算巷道侧压为

式中:h0-换算高度

-顶板岩石容重, 取2.3 T/m3;

-两帮岩石的容重, 煤1.6T/m3; (2) 护帮支护计算:

1护帮锚杆长度:

2安全系数校核:

若每1.2m在巷道两帮各布置三根护帮锚杆, 则锚杆提供的支承合力为:

实际安全系数校核:

通过施工五采2#左四巷实践证明, 使用锚杆、锚索组合支护并配合封闭式护帮支护取得了良好的支护效果, 对施工巷道移近量观测得出掘进期间顶、底板移近量小于30mm, 两帮移近量小于50mm, 施工一个月后顶、底板移近量为60~80mm, 两帮移近量为90~120mm, 施工两个月以后顶、底板移近量为100~120mm, 两帮移近量为150~180mm, 移近量趋于稳定, 巷道断面收缩变形仅为8%~10%, 满足该巷道使用需要, 获得了良好的经济效益。

(2) 经济效益分析

以往2#巷道拉底备复施工时多采用架棚支护, 棚子采用钢木结构, 据测算每米巷道备复成本为1050元/m。加上原巷道施工成本940元/m, 则巷道总成本将达到2000元/m以上, 而采用组合封闭支护的巷道每米成本为1200元/m, 每米道减少成本800元以上, 做到了节约材料, 降低成本。

3结论

煤矿复合顶板的支护技术初探 篇7

关键词：煤矿,复合顶板,冒落

1 复合顶板的特点

所谓复合顶板, 必须符合下列条件, 一是煤层层位分明, 由不同岩性岩层组成;二是岩层与岩层之间有分离面, 夹有煤线或有薄煤层软弱岩层;三是易生产下沉位移, 易断裂、冒落;四是在下沉速度上, 软硬岩石不同步。笔者曾在某煤矿参与复合顶板的工作, 现结合实际, 总结该项技术的应用。

某矿东三43#层即属这样的顶板, 煤层发育稳定, 顶板巾细砂岩, 煤层为:0.26m页岩夹煤线, 0.06m煤, 0.20m页岩, 0.10m暗煤。0.60m煤。0.24m页岩, 1.43m煤, 底板细砂岩4.0m, 见图煤层柱状图。为提高煤质, 本工作面在开采时采取留顶煤的方式, 即采高为1.4m。直接顶为1.34m厚的煤及页岩互层, 老顶为18.24m厚的中细砂岩。分层明显, 每层岩石厚度在0.2～0.5之间有煤线, 软弱层和光滑面。

2 复合顶板易冒落的原因。

2.1 施工巷道产生自由面, 使顶板有下沉空间产生位移, 致使岩层断裂、冒落。

2.2 掘进巷道施工时放炮震动, 致使顶板离层。

2.3 如顶板有淋水更能加剧复合顶下沉, 冒落的速度和规模。

3 复合顶板的矿压显现

巷道施工完后, 其围岩的矿压显现如下图, 它不仅有顶压且还产生侧压, 它的顶压即巷道顶板平衡拱岩石的重量, 此时自然平衡拱的跨度, 随着两帮岩石的垮落而扩大, 其拱高也随之增高。43#层走向一面上巷, 巷道宽2.8米, 高2.5米, 沿煤层顶板施工, 断面为矩形, 顶压估算如下:

根据挡土墙理论, 拱跨增大值C可用下式计算:米

式中h-巷道掘进高度

βd-两帮岩石的内阻力角 (或似内摩擦角) 56°

拱跨之半a1=a+c=2.8+2.27=5.07米

a-巷道掘进顶宽之半

拱高米

fk-顶板岩石坚固性系数取2

每米巷道顶压可认为是图中ABCD岩柱的重量即Q=2ab1·rk=2×1.4×2.53×2.5=17.71吨/米

式中rk——顶板岩石容重

其侧压为

吨/米

δ2=ra (h0+h) tg2 () =0.96吨/米

式中ra-两帮岩石的容重

h0-换算高度

总的侧压力

吨/米

根据以上计算, 得出巷道顶压和侧压, 在巷道支护中可依据此数据, 制定出支护形式及材料。

4 复合顶板治理

4.1 复合顶板冒顶机理

复合顶板发生冒顶的几个条件:

(1) 离层。由于支护初撑力小, 刚度差, 在顶板软岩自重作用下, 而顶板上位硬岩未下沉或下沉较慢, 也就是软硬岩层下沉不同步, 软岩快而硬岩慢, 从而导致软硬岩层离层。 (2) 断裂。在原生裂隙和震动裂隙作用下, 在顶板下经软岩层中形成一个六面体, 此六面体上面不挨硬岩层, 四周或是已与原岩层断开, 如果周围没有约束, 而形成冒落。 (3) 去路和倾角。当六面体周围由于掘巷形成一个自由空间, 使其有了去路, 而且六面体向去路方向又有一定倾角时, 在自重作用下六面体就具有向去路方向的推力, 阻力小于推力, 六面体就会滑落。 (4) 诱发条件。六面体与周围岩体间摩擦阻力是岩层及碎矸夹面产生的, 而且夹得愈紧摩擦阻力愈大, 在这种状态下, 如果发生震动, 则夹紧力将减少, 从而使摩擦力也将变小, 可能导致六面体下推力超过总阻力, 掘巷时放炮会对周围岩石产生振动, 对六面体下推始终存在诱发条件。

4.2 复合顶板的支护管理

针对复合顶板发生垮落的条件, 来管理和控制顶板, 使其不致冒落, 而保证安全。对复合顶板的主要控制技术措施如下:

(1) 合理地选择支护材料及规格。根据所施工巷道顶板岩性、顶压、侧压, 选择出锚杆的种类、长度, 根据顶板选择锚杆的密度, 锚杆在分布时, 靠帮锚杆距帮不应大于0.5米, 以防顶板切断。 (2) 提高支护的初撑力。提高初撑力能够有效地把控制复合顶与老顶稳定顶板之间产生位移、离层, 而使其稳定性保持住, 不产生断裂, 提高初撑力的措施是: (1) 采用高预应力锚杆, 用锚杆机注射。 (2) 根据巷道顶压, 合理地布置, 支护锚杆的密度, 使锚杆的预应力大于顶压。 (3) 加强巷道两帮的支护。因巷道片帮加大平衡拱的跨度和拱高, 造成顶板压力增大, 给支护带来困难, 所以必须加强对巷道两帮的支护, 采用锚杆带木帽或挂网的形式支护, 防止片帮, 在施工过程中, 采用光爆工艺, 减少对两帮围岩的破坏。 (3) 在施工中, 要严格按设计规定的层位施工, 不应破顶施工。 (4) 在断面设计时, 以层面在保证通风、运输等条件下, 尽可能减少宽度。 (5) 在遇到断层水线, 裂隙比较发育的顶板, 采取相应的加强支护措施, 采用挂金属网、钢带、锚索、锚杆加大密度等有效措施控制顶板。 (6) 巷道施工后应先立即支护, 减少空顶时间。 (7) 加强科学管理, 加强支护质量和顶板监测。

在施工该矿东三43#层走向二面上巷时, 断面为矩形, 宽2.8米, 高2.5米, 锚杆设计如下:

按悬吊作用设计锚杆支护参数

锚杆采用高预应力锚杆, 它的预应力为4吨

(1) 锚杆长度L=L1+L2+L3

式中L1为外露长度取50mm

L2为锚杆有效长度, 它应大于直接顶的高度

故L2取1.35米

L3内结固段部分为0.2米

故锚杆长度L=L1+L2+L3=1.6m

(2) 锚杆杆体直径

式中d-锚杆直径

Q-锚固力

δt-杆体材料抗拉强度

根据计算锚杆直径取18mm

(3) 锚杆间排距

式中a-锚杆间距m

k-锚杆安全系数, 一般取1.5

r-岩体容重KM/m3

根据计算该巷道在施工中锚杆间排距取0.8×0.8m, 在实际施工的720米巷道中有效地控制了顶板, 没发生冒顶事故。

参考文献

[1]柏建彪, 侯朝炯, 杜木民, 等.复合顶板极软煤层巷道锚杆支护技术研究[J].岩石力学与工程学报, 2001, 20 (1) :53-56.

[2]石玉波, 刘云峰.复合顶板条件下巷道冒顶事故技术分析及预防[J].煤炭技术, 2003, 22 (6) :60-61.

煤矿顶板支护质量与动态监测 篇8

薄及中厚煤层整层开采时, 最主要的顶板状态参数有顶底板移近量 (有时被称为顶板下沉量, 工作面没有把它作为判别顶板状态好坏的指标) 、端面冒高及顶板台阶下沉量。厚煤层倾斜分层开采铺设金属网人工顶板时, 其顶板状态参数还有端面及工作面内的网兜高度。

1.1 顶底板移近量 (只对单体支柱工作面)

在工作面控顶范围内, 顶底板移近量每米采高不超过100mm时, 该工作面顶板状态是好的。

1.2 端面冒高

端面冒高既与直接顶岩性有关, 也与支护强度、支护方式相关。单体支柱工作面当端面冒高超过200mm时, 若不进行构顶, 顶板就难于控制。

1.3 顶板台阶下沉量

顶板台阶下沉量与支护强度相关, 支护强度足够大时, 一般不会发生顶板台阶下沉。所以, 若工作面内出现顶板台阶下沉, 就应提高采场支护强度, 防止发生顶板台阶下沉。

1.4 网兜高度

在金属网人工顶板下采煤时, 过大的网兜是导致金属网下推垮型冒顶的原因之一。网兜高度大于150mm的网兜数目过多时, 也会影响工作面的正常生产。

2 采场支护参数

单体支柱工作面中, 与支护强度密切相关的支护参数有3个, 即支柱初撑力、支柱密度与支护系统刚度。

2.1 支柱初撑力

在相当长的时间里, 在顶板控制设计中, 人们把注意力只放在支柱工作阻力上, 即使是使用单体液压支柱的工作面, 对支柱的初撑力也注意得不够, 甚至在顶板控制设计中不出现支柱的初撑力这个指标。要让支柱支设后能在较短时间内具有较大的工作阻力以支撑顶板, 必须让支柱具有较大的初撑力。此外, 为避免出现采场冒顶事故, 一定要用采场支柱的初撑力防漏、防压及防推。因此, 在采场顶板控制设计中, 必须有支柱初撑力这个指标, 而且其数值要按一定准则来进行计算。进行采场顶板控制设计时, 从经济观点出发, 希望支柱初撑力尽可能大, 即尽可能达到其额定的初撑力, 以达到减少支柱用量的目的。有人认为过大的初撑力会顶破顶板、顶破人工顶板、损坏顶梁以及严重钻底, 等等。这些问题必须考虑, 但不应该成为提高支柱初撑力的障碍。

2.2 支柱密度

进行采场顶板控制设计时, 要考虑可能施加给支架的顶板岩重, 再选取许用的支柱初撑力或平均工作阻力, 计算出支柱密度。由于控顶距与排距都在控顶设计前确定, 计算中只确定柱距与一个柱距内密集支柱的数量。若要调整支柱密度, 主要也是调整柱距与密集支柱数量。柱距不要小于0.5m-0.6m, 不然, 会导致生产工作的困难;即使在顶板非常完整的条件下, 也较少有柱距超过lm。在破碎顶板下采煤或在金属网下采煤时, 不管是用金属支柱铰接顶梁支护, 还是用Ⅱ型长钢梁对棚迈步支架支护, 柱距都不得超过0.7m, 不然会造成局部漏冒或形成网兜。

2.3 支护参数之间的关系

进行采场顶板控制设计时, 为保证采场有相当的支护强度, 支柱平均工作阻力 (或初撑力) 、支柱密度、支柱系统刚度三者作为互有牵连的因素而被综合考虑。一般情况下, 在解决一定的支护系统刚度的条件下, 先确定支柱平均工作阻力 (或初撑力) , 再确定支柱密度。有时是在解决一定的支护系统刚度的条件下, 先确定支柱密度, 再确定支柱平均工作阻力 (或初撑力) 。特殊情况下, 由于底板松软, 甚至可以在降低支柱初撑力、加大支柱密度的条件下, 保证支柱钻底量不超过一定限度。

3 单体液压支柱工作面支护质量与顶板动态监测

3.1 监测支护质量的指标及指标值

单体液压支柱工作面, 主要的采场支护参数则是支柱初撑力、支柱密度、支护系统刚度和支柱工作阻力。生产工作面支柱排柱距是确定的, 不必对支柱密度进行监测, 所以, 要监测的参数只是支柱的初撑力、支护系统刚度和支柱工作阻力。为保证支柱本身的质量, 还必须监测支柱刚度。3.1.1支柱初撑力。使用单体液压支柱的工作面, 从避免出现冒顶事故出发, 对支柱初撑力有一定的要求, 支柱初撑力在工作面顶板控制设计中已确定。由于防漏及保持顶板处于良好状态所需的初撑力, 需通过调压试验或日常监测确定, 所以, 开始进行支护质量与顶板动态监测时, 可以先用防压、防推计算得出的初撑力为指标值, 再在日常监测中加以修正。在监测中发现防压、防推有问题也必须进行修正。3.1.2支护系统刚度。支护系统刚度是重要的支护参数, 但对其合理值的研究还不够, 这个监测指标的指标值很难确定。当前暂以在支柱初撑力不低于50k N/根的条件下, 支柱钻底量不超过100mm为指标值。3.1.3支柱刚度。支柱刚度是单位支柱活柱缩量的支柱工作阻力的增量 (k N/mm) , 它是监测支柱本身质量好坏、漏液是否严重以及是否失效的重要指标。如果测得支柱刚度是负值, 表明该支柱已失效。3.1.4支柱工作阻力。支柱工作阻力是反映采场支护强度的一个重要指标, 也是计算支护系统刚度与支柱刚度的必需数据。在单体液压支柱工作面中, 现场量测的参数则是支柱初撑力、支柱工作阻力、采高、支柱活柱高度以及支柱钻底量等。

3.2 监测顶板动态的指标及指标值

顶板动态既包括顶板状态参数 (顶底板移近量和端面顶板冒落高度, 必要时还有顶板台阶下沉量) , 还包括与顶板控制相关的一些情况 (顶板中的断层、采空区悬顶等) 。在使用单体液压支柱的工作面中, 由于支柱的初撑力比较大, 能有效控制顶底板移近量与端面顶板冒落高度, 所以, 可为这些指标确定明确的指标值。

3.2.1顶底板移近量。在工作面控顶范围内, 每米采高的顶底板移近量100mm以下, 就是顶底板移近量的指标值。3.2.2端面顶板冒落高度。一般条件下要求冒高在200mm以下, 这就是端面冒高的指标值。3.2.3顶板中的断层。描述断层走向、落差、正逆、是否平行工作面等, 为控制顶板提供可靠信息。3.2.4采空区悬顶。描述采空区悬顶长度、范围, 为制定控制措施提供依据。

3.3 其他监测内容

除支护质量与顶板动态监测外, 其他如监测时间、监测人员、工作面推进度等, 只要需要, 都可以进行监测。

3.4 监测的具体做法

单体液压支柱工作面支护质量与顶板动态监测的具体做法, 主要包括测线布置、数据量测和日常监报等方面。

3.5 落实整改工作

顶板过黄泥地段支护技术研究 篇9

关键词：回采顺槽,顶板黄泥区段,支护方案研究,FLAC3D数值模拟

庞庞塔矿10-703综放面开采太原组10#煤层, 上距5#煤层40.90~56.15m, 平均层间距50.63 m。见煤点厚度9~13.55 m, 平均11.8 m, 属厚煤层。煤层结构复杂, 一般含夹矸1~4层, 夹矸厚0.10~0.38 m, 岩性多为碳质泥岩, 煤层顶板为石灰岩和钙质泥岩, 底板为泥岩。煤层倾角为12°~19°, 平均为15°, 工作面顺槽沿10#煤底板掘进。

1 原巷道支护及存在问题

1.1 原巷道支护

10-7032巷道设计走向长度为1 300 m, 净宽×高 (4 500 mm×3 400 mm) , 采用锚网梁+锚索支护, 顶锚杆为φ22×2 500 mm的高强锚杆, 间排距 (800 mm×800 mm) , “六、六”布置。帮锚杆φ20×2 000 mm的左旋螺纹钢高强锚杆, 间排距 (80 mm×800 mm) , “五、五”布置。锚索φ21.8 mm的19股低松驰钢胶线, 长12 300 mm, 排距3 200 mm。一组两根, 距中线1.1 m对称布置。 (原巷道支护见图1)

1.2 存在问题

在10-7032巷道前700 m掘进过程中, 严格按照该方案施工, 巷道支护效果良好。巷道施工至18#导线点 (700 m) 处至前方350 m范围内煤层顶锚索施工困难、失效严重, 出现锚杆托盘变形、螺母蹦脱现象, 顶板有煤炮声, 不稳定性增加, 影响安全掘进。

2 原因分析

2.1 原支护合理性验算

根据加固供原理对现有顶锚杆长度进行验算, 用悬吊理论验算锚杆、锚索强度, 结合计算和工程类比法可知, 现有支护均能够满足要求 (此部分计算略去) 。

2.2 顶板实测分析

采用钻孔窥视仪对18#导线点前5 m处、25 m顶板范围内的地质条件进行了实测。顶板钻孔影像显示, 巷道顶板0~8 m内为10#煤 (较完整) ;8~8.5 m为泥岩 (质硬夹灰岩) ;8.5~10 m为灰岩 (质硬, 有方解石脉) ;10~12 m为黄泥 (质软, 有5~30 cm厚灰岩层2层) ;12~15.04 m为灰岩 (较破碎, 垂直裂隙较发育, 裂隙中含黄泥) ;15.04~15.15 m为黄泥;15.15~21.0 m为灰岩 (裂隙较发育、破碎、成孔质量极差) ;21.0~22.30 m为灰岩 (质硬, 有方解石脉、裂隙中有黄泥) 。不同深度的煤岩层裂隙发育特征如图2所示。

由钻孔知: (1) 顶煤8 m以下层位环形裂隙发育, 但完整性较好, 成孔较好, 8~10 m层位的灰岩顶板较硬; (2) 10~20 m范围内顶板比较破碎, 节理、离层较发育, 有黄泥冲击层, 黄泥和灰岩互层, 几乎没有承载上覆岩层的能力。钻孔成形效果差; (3) 22 m以上顶板灰岩逐步完整。

综合顶板覆岩分析结果可知, 巷道施工至18#导线点 (700 m) 处时, 煤层顶板揭露了不均匀质黄泥层, 当前的支护锚索设计长度12.3 m (锚固长度为2~3 m) , 锚索锚固段处于黄泥和灰岩互层之中, 在顶板较为破碎、出现黄泥夹层的局部地段, 顶板自身承载能力降低, 受黄泥和灰岩互层的影响, 锚索锚固效果较差, 降低了顶板支护系统的强度, 导致顶板出现放炮声, 锚杆螺母蹦脱, 顶锚索施工困难、失效, 影响掘进安全。

2.3 FLAC3D数值模拟程序

10-7032顺槽沿煤层底板掘进, 模拟巷道断面尺寸4.5 m×3.4 m (毛宽×高) (在构建7032巷道计算模型时, 充分考虑顶板破碎、局部黄泥互层的结构特点, 对顶煤8 m以上的岩层进行强度弱化) 。借助FLAC3D数值模拟程序进行分析, 通过无锚索支护及锚索长度分别为6 m、8 m、10 m、12 m不同支护方案对比分析围岩控制效果, 确定锚索合理长度 (如图3和表1所示) 。

由图3和表1可见, 巷道在无支护状态下将发生较大且明显的变形, 巷道顶板破坏深度达5.1 m, 两帮达3.0 m, 底板约为1.5 m, 发生冒顶的可能性很大。随着顶板锚索长度的增加, 顺槽两帮移近量、顶板下沉量明显减小, 但减小的幅度逐渐变小, 这说明在一定的巷道围岩条件下, 存在一个合理的锚索长度。当锚索长度由10 m增加到12 m时, 两帮移近量、顶底板移近量降幅很小。因此, 认为锚索长度为10 m能够满足支护要求。

经过以上理论计算, 结合数值模拟对比分析, 可以确定10-7032巷道原有支护参数能够满足要求, 且锚索长度有优化空间。结合上述黄泥夹层位影响, 为确保顶板支护效果, 取锚索长度为10 m进行支护方案调整更改。

3 支护对策

综合理论计算、计算机模拟研究, 将10-7032巷道在遇到黄泥层等特殊地段下的支护方案调整如下。

3.1 基本支护方案

顶帮采用锚网梁+锚索支护 (顶、帮锚杆规格、型号支护方式仍采用原有支护方案) 。

3.2 锚索支护

根据顶板结构特征和黄泥层位, 为了防止锚索失效, 采用单体锚索与桁架锚索联合支护方式。单体锚索排距6.4 m, 桁架锚索排距6.4 m;单体锚索与桁架锚索交替布置, 彼此相距3.2 m。具体方案如下: (1) 单体锚索支护。采用单体锚索支护顶板, 锚索选用φ21.8 mm的19股低松驰钢胶线, 钢绞线长10 300 mm, 孔深10 000 mm, 外露300 mm, 使锚索锚固端处于稳定岩, 确保锚固质量, 每组2根, 距巷道中心线1.1 m对称布置。 (2) 桁架锚索支护。采用桁架锚索支护顶板, 锚索选用φ21.8 mm的19股低松驰钢胶线, 钢绞线长11 000 mm, 孔深9 000 mm (考虑黄泥层位及顶板完整性, 顶板垂深为8.1 m) , 钻孔与巷道顶板夹角为65°。每组2根, 通过连接器连接, 距巷道中心线1.1 m对称布置。桁架锚索支护如图4所示。

掘巷期间每10 m对顶板25 m范围内打一个探测孔, 并进行探测分析, 及时掌握顶板岩性, 确保锚索的锚固有效。每隔10 m架设一组信号棚 (三架一组, 间隔1 m) , 信号棚由11#矿工钢制成。

通过更改调整支护避免了锚索的失效, 顶板结构稳定, 目前该工作面已处于正常回采阶段, 通过60 d的观测该巷道没有大的变形 (具体观测数据如表2) , 顶板基本给予合理的控制。

4结束语

在顶板结构不稳定, 顶板出现黄泥、流沙等现象时, 巷道围岩尚未出现大的变形、离层的前提下, 可通过采取以下措施保证巷道的安全掘进: (1) 加强巷道探测, 及时掌握巷道顶板岩层的结构变化, 在确保支护合理的情况下, 更改支护方案, 确保锚索锚固有效。在掘进迎头每隔5~10 m, 施工1个顶板钻孔, 孔深不小于20 m, 利用钻孔窥视仪进行成像分析, 掌握顶板覆岩结构, 以便及时调整锚索长度, 确保锚固有效。 (2) 加强巷道矿压监测, 实时监测巷道变形及离层情况。布置巷道矿压在线监测系统监测顶板离层, 锚杆 (索) 受力、设置巷道围岩变形观测站 (采用十字布点法) 。 (3) 通过锚杆和锚索组合支护, 确保巷道的稳定性, 以此为基础实现巷道整体的稳定。单体锚索与桁架锚索间隔交替使用, 确保锚索锚固有效, 真正起到悬吊作用;如果发现锚索锚固失效, 应该在相同位置及时补打;采取复合支护, 适当架工字钢棚。 (4) 加强巷道支护施工质量, 重视锚杆、锚索预紧力的监测。 (5) 掘巷期间每10 m架设一组信号棚 (三架一组, 间隔1 m) 或信号柱。

参考文献

[1]许国安, 靖洪文.煤矿巷道围岩松动圈智能预测研究[J].中国矿业大学报, 2005, 34 (2) :152-155.

[2]董方庭.巷道围岩松动圈支护理论及应用技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2001.

[3]周诗建, 周华龙.矿山压力观测与控制[M].重庆:重庆大学出版社, 2010.

破碎顶板开切眼支护技术 篇10

1 地质概况

己16-17-23120开切眼 (图1) 位于平煤四矿己三采区中下部, 埋深865~973 m, 上覆为己15-23120采空区, 己16-17-23120开切眼与己15-23120切眼内错8m布置, 层间距11.2 m。开切眼设计长度220 m, 巷道形状为矩形, 宽度×高度为7.1 m×3.0 m, 上切眼口最宽处为9.0 m, 净断面积为21.3 m2。煤层厚2.4~4.6 m, 平均厚3.5 m。顶板:己16煤层无伪顶, 直接顶为粉砂质泥岩, 平均厚度19 m, 基本顶为中粒砂岩, 平均厚度14 m;底板:直接底和基本底均为粉砂质泥岩, 厚度分别为2, 6 m。

2 支护设计

2.1 应力分析

己16-17-23120开切眼上覆己15-23120采空区, 按照一般规律来说, 该切眼应处于应力降低区, 但一方面, 切眼下段 (0~170 m) 上覆对应于四矿、六矿戊8煤层井田边界煤柱, 边界煤柱受集中应力作用并向底板以下岩层传递, 造成己16-17-23120切眼下段应力增高;另一方面, 切眼上覆己15-23120采面平均回采厚度仅1.3 m, 其泥岩底板底鼓快、遇水膨胀, 经过2.5年的时间 (采面于2011年12月回采完) , 再加上巷道埋深达900余m并处于边界煤柱下方, 在较大自重应力和煤柱集中应力作用下, 采空区已重新压实, 造成己16-17-23120切眼下段虽然处于采空区下, 却未处于应力降低区, 反而处于应力增高区, 这些问题给切眼支护方案的选取带来困难。若单纯选用传统的梯形对棚支护, 对顶板岩性及完整性要求相对较低, 但对梯形棚的支撑强度要求较高, 尤其是大采高切眼跨度大, 棚梁稳定性差, 在不大的应力作用下很容易发生弯曲甚至折断现象, 造成支护失效。同时, 梯形棚支护也会影响支架安装工作效率[4,5]。因此, 单纯的梯形棚支护不符合己16-17-23120切眼的实际需要。

2.2 支护方案

根据切眼岩性、与上覆己15层间距以及上覆戊组边界煤柱影响情况, 结合四矿类似条件下开切眼的支护经验, 决定采用分段支护法:切眼上段 (图2) 采用锚网索加木垛托棚联合支护, 处于边界煤柱作用下的切眼下段 (图3) 采用锚网索联合梯形对棚加托棚木垛支护[6,7]。

(1) 通过长锚索的加固预紧作用, 使切眼以上6m范围内的泥岩顶板形成整体, 减少离层量, 并将顶板松动圈范围内的岩体结合在稳定岩体上, 确保顶板不垮落。

(2) 切眼下段通过梯形棚支护, 可预防由于应力集中过大导致锚网索支护失效造成的顶板垮落, 减小隐蔽工程带来的威胁。

(3) 通过加托棚和木垛, 减小切眼的跨度, 尤其在切眼下部应力增高区, 改善了顶板岩层结构的整体性。

(4) 平煤股份四矿曾经在相似条件下实现过开切眼的成功支护, 如己16-17-23010开切眼, 且全锚支护经验丰富, 对己16-17煤层顶板、两帮煤体开掘后的应力分布及矿压显现情况较为熟悉, 可及时根据实际情况调整支护对策。

2.3 支护参数

(1) 锚杆。选用20 mm×2 400 mm左旋高强锚杆, 顶锚杆间排距750 mm×800 mm, 每排布置10根;帮锚杆间排距均为800 mm, 两帮各布置4根。

(2) 锚索。选用22 mm×6 500 mm锚索, 间排距1 400 mm×800 mm, 与锚杆间隔布置;每排布置5根。

(3) 梯形棚。11#工字钢, 对棚, 梁长L1=4 000mm, L2=3 600 mm, 腿长L=3 200 mm。

(4) 钢带。W钢带, 顶钢带长7 m。

(5) 网。8#冷拔丝网, 根据巷道断面确定规格。

(6) 锚固剂。选用ZK2335树脂药卷, 顶锚杆每孔3卷, 帮锚杆2卷, 锚索每孔6卷。

(7) 托棚。布置4道托棚, “一梁三柱”, 单体柱采用2.8 m铁质单体柱, 上下垫长3 m木大梁。

(8) 木垛。木垛布置在单切眼与扩切眼边界处, 上段应力降低区5 m布置一处, 下段应力增高区10 m布置一处, 井字形搭设, 长×宽×高为1 600 m×1 600 m×3 000 mm。

(9) 初锚力。锚杆锚固力不小于60 k N, 锚索预应力不小于设计值200 k N, 锚杆安装扭矩不小于180 N·m。

3 施工顺序

按照该矿开切眼的经验, 结合己16-17-23120切眼顶板条件和应力集中情况, 为确保掘进期间的顶板安全, 己16-17-23120开切眼分成2次掘进, 即先掘进单切眼, 再扩切眼;为减少因拐掘进机、退掘进机等工序带来的改拆托棚、木垛造成顶板失稳现象, 决定弃用综掘, 采用炮掘施工, 单切眼掘进宽度3.6 m、高度3.0 m;扩切眼掘进宽度3.4 m、高度3.0 m。

(1) 单切眼掘进施工顺序。 (1) 安全确认 (顶板、瓦斯、工程质量等) ; (2) 打眼装药放炮; (3) 敲帮问顶, 除掉围岩悬岩活矸; (4) 临时支护, 采用2根全长为3m单体液压支柱配合大板使用, 大板厚度不小于80mm、宽度不小于150 mm、长度为1.2~1.5 m; (5) 挂8#冷拔丝顶金属网, 并联网; (6) 上顶钢带, 施工顶锚杆、顶锚索孔; (7) 安装顶锚杆、顶锚索; (8) 挂帮网, 施工两帮帮锚杆 (下段应力集中区套梯形对棚) ; (9) 单切眼贯通后, 拆胶带; (10) 施工第1、2道托棚 (“一梁三柱”) 。

(2) 扩切眼施工工艺。 (1) — (8) 与掘进单切眼相同; (9) 施工第3、4道托棚 (“一梁三柱”) ; (10) 每向前扩切眼10 m (下段5 m) , 在新老切眼扩帮边界中心搭设1排木垛。

4 现场矿压观测及分析

己16-17-23120切眼施工历时97 d, 对切眼施工全过程中进行了位移观测, 监测点每50 m布置1处, 共布置5处, 分别距切眼下口60, 110, 160, 210 m。第1处在切眼下口以上10 m, 监测内容主要为顶底板移近量、两帮移近量和顶板深部离层[8]。

由表1可知, 扩切眼后, 己16-17-23120切眼顶底板移近量最大值位于1#测点 (切眼下口以上10 m) , 为470 mm, 5个测点平均移近速度为2.83~4.94mm/d;两帮移近量最大值也位于1#测点, 490 mm, 5个测点平均移近速度为4.92~5.15 mm/d。由此可见, 受上覆戊8煤柱影响, 虽然支护形式为全锚联合梯形对棚, 但切眼下段的变形量和变形速度仍均明显大于上段, 但其最大变形量在允许变形范围之内, 不影响支架的安装。

由表2可知, 己16-17-23120切眼浅部岩层离层较深部大, 这表明离层是从浅部向深部逐渐发展的, 且在5 m处离层值达6~7 mm, 而在6 m时离层值仅1mm, 说明岩层稳定在5~6 m, 这也证明顶锚索选用6.5 m长是合理的。此外, 深基点与浅基点之间离层差值均不大, 最大值仅为6 mm (1#测点) 。这说明, 切眼顶板属于整体下沉, 锚杆及锚索锚固范围内未出现离层现象, 支护是安全可靠的。

5 结语

通过分析己16-17-23120切眼的岩性和应力环境, 确定切眼下段主要受上覆戊8煤柱应力集中作用, 根据切眼上下段不同的受力情况选取了支护方案:上段采用锚网索加木垛托棚联合支护, 下段采用锚网索联合梯形对棚加托棚木垛支护。矿压监测结果显示, 实施该支护方案后, 切眼顶板未出现明显离层现象, 保证了切眼支护安全和后期支架高效安装。

摘要：为确保己16-17-23120开切眼支护安全有效, 对己16-17-23120开切眼所处地质条件以及受上覆戊组煤柱应力集中情况进行分析, 得出己16-17-23120开切眼下段0170 m处于应力增高区, 上段170220 m处于应力降低区。据此, 提出己16-17-23120开切眼上段采用全锚支护, 下段采用梯棚+全锚联合支护, 扩切眼后补打木垛、托棚补强的支护方案, 并确定了具体的支护参数。切眼围岩变形监测结果显示:切眼顶底板最大移近量470 mm, 最大移近速度4.94 mm/d;两帮移近量490 mm, 最大移近速度5.15 mm/d。现场施工表明, 该支护方式成功控制了切眼顶板, 确保了采面支架的顺利安装。

关键词：破碎顶板,开切眼,全锚支护,梯棚

参考文献

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