恒源煤矿支护现状的分析_煤矿锚杆支护的现状

其他范文 时间:2020-02-27 10:27:25 收藏本文下载本文
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恒源煤矿支护现状的分析 恒源煤矿的前身是刘桥二矿,自建矿以来巷道支护形式有了很大的改观,由原来的架棚支护占主导地位,到锚杆支护占90%以上,锚杆支护由于其具有“快速、主动、有效”的特点,在我矿得到了广泛的应用。经过多年的研究、改进和工程实践,已成为我矿巷道的主要支护形式之一。随着开采深度的增加,地质情况越来越复杂多变,地质条件恶化、地应力增大、破碎岩体增多、地温升高、水头压力和涌水量加大,使得巷道近场围岩有效应力增大,致使围岩应力超过其强度,发生破坏失稳。同时随着硐室和巷道的开挖,通风工作的进行,对巷道围岩造成了一定的附加应力,使得对巷道围岩的控制和支护增加了困难,这不仅增加了巷道支护费用和生产成本,也使得井下作业环境恶化,对矿井的安全生产是个严峻的挑战。选择合理的巷道支护方式不仅对煤矿生产的安全至关重要, 也对提高煤炭企业经济效益有着重要影响。

一、几种支护形式经济比较

(一)架棚支护与锚杆支护不同支护参数(锚喷、锚梁网、锚梁网索、锚注)

以综采4、6煤综采工作面Ⅱ6117沿空机巷道:净宽×净高=4200mm×2400mm架棚与锚、网、带、索支护成本比较如下:

1、锚、网、索、带支护参数:Φ=20mm、L=2400mm的左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆,锚杆间排距800mm×800mm,帮锚杆间排距700mm×800mm,锚索均选用Φ17.8mm,L=6000mm钢绞线小孔径预应力锚索,锚索间排距1800mm×2400mm,顶板配合“M3”钢带,帮部配合平钢带。每米巷道消耗材料综合单价:1841.9元

2、架棚梯形巷道:架棚支护:梁*腿*腿=3.8×2.6 =11.23㎡,棚距:600mm,塘柴、芭片腰帮过顶每米巷道消耗材料综合单价:1943.6元

通过对支护费用经济效益比较,架棚巷道的以费用高,劳动强度大,进尺速度慢在实际生产中很少采用。

(二)锚喷巷道不同支护形式材料消耗对比表:

通过对不同断面不同支护参数的比较,锚杆间排距800m×800mm与900mm×900mm对支护成本的影响很小,但锚杆的长度Φ=20mm、L=2000mm与Φ=20mm、L=2400mm对支护成本的影响较大,对建工材料不产生影响。所以合理的确定锚杆长度使之安全上可靠、技术上可行、经济合理。

在不同的地质条件、回采条件下,采用动态设计有效差异化的支护,保证巷道在不同时期对围岩进行有效的差异化支护,保证巷道在不同时期的使用安全,提高施工进度,提高效率,降低巷道开掘维护成本,从而提高经济效益。附:支护材料明细表 锚喷支护材料明细表1 锚喷支护材料明细表2

二、锚杆支护必然取代传统支护

煤巷原有支护方式——矿用工字钢金属棚;是一种被动支护形式,巷道变形量大、修复困难;顶板易离层、棚梁上方形成的煤层破碎区;支护劳动强度大,施工速度慢,支护成本高。目前我矿在413沿空机巷过断层期间,由于4层煤距离3层煤距离较近(3m~4m)局部过断层期间采用架梯形棚支护,其余施工回采巷道95%达到了锚、网、带、索联合支护。

锚、网、索、注支护;是一种主动支护形式,能及时加固围岩,发挥围岩自身强度减少围岩变形,保证巷道安全稳定;提高了巷道断面利用率;有利于预防自然发火(煤巷);极大的减少了辅助运输工作量,施工速度快,支护成本低;特别是在三水平延伸过程中,由于巷道随着开采深度的增加,地质情况越来越复杂多变,巷道上覆岩层的质量增加,从而作用于巷道的支撑力加大,而Ⅱ61下采区整个巷道的支护设计是同一个强度,未能整体综合考虑,对局部围岩强度较低,地质条件变化未能及时修改相应的支护参数,采取相应的支护强度,造成局部巷道支护强度相应的较低。巷道后期修复投入了大量的人力和财力 目前从岩巷的锚杆支护到煤巷的锚杆支护再到煤巷沿空巷道的锚杆支护,有了一整套支护技术参数,但在总体支护设计和现场施工中还存在这样那样的问题。

三、我矿锚杆支护存在的问题

(一)巷道设计支护材料与实际施工中投入的支护材料存在较大的差别(增加修复的成本)以我矿标准巷道断面计算

(二)设计存在的问题:

在分析巷道顶板岩性时发现,459工作面机巷顶板平均标高为-488.314T;413工作面机巷顶板平均标高在-295.371T;Ⅱ627工作面顶板平均标高为-578.542T,而巷道支护强度是统一的,顶板均采用选用Φ=20mm、L=2400mm的左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆,锚杆间排距900mm×800mm,帮锚杆间排距700mm×800mm,锚索均选用Φ17.8mm,L=6000mm钢绞线小孔径预应力锚索,锚索间排距1800mm×2400mm,顶板配合“M3”钢带,帮部配合平钢带。围岩分类不细,缺乏科学的决策依据,信息反馈不及时,未能建立有效的现场施工中围岩地质信息有效的动态监控机制,对支护条件的研究不够,生搬硬套,一成不变,对整个巷道从头至尾几乎采用一种支护形式

(三)现场的质量保证存在的问题:

1、对施工条件的变化掌握不够,不注意观察顶板岩性、水、断层及裂隙的变化情况,造成支护形式、支护强度不能适应支护条件的变化。

2、锚杆眼深的控制

实际施工中,为保证锚杆一次性安装合格,防止锚杆外露过长,往往锚杆眼打得过深,而降低了锚杆的有效锚固长度

3、锚杆安装质量

①、初锚力、锚固力的班组自检、区队日检流于形式,②、锚固剂用量不符合设计,锚杆实行编号管理不到位,责任制流于形式; ③、忽视了锚杆、锚索的二次紧固问题;

4、张拉时间的确定

锚杆、锚索安装搅拌后,图省事,安上就拉,大大降低了锚杆、锚索的预紧力

(四)监测监控存在的问题

1、对初锚力、锚固力的监测监控

认真落实班组自检、区队日检、矿井抽检的三级监测监控体制

2、对巷道围岩变形量的监测监控

①必须建立对巷道围岩变形量的监测监控制度

②采用十字布点法,对顶、底板和两帮移近量进行监测,重点是迎头向后20米左右的范围内巷道变形量

3、正确理解初锚力、锚固力与巷道围岩变形量之间的关系

①初锚力、锚固力合格,并不一定巷道支护是成功的。更重要的是对巷道变形量的控制 ②对巷道安全影响最大的是顶板下沉量,要引起足够重视,在锚杆锚固范围内的顶板离层与锚固力、支护密度有关,锚固范围以外的离层与锚杆长度及两帮的破坏情况有关,应根据监测数据及时修改支护设计

③要特别注意两帮变形量较小,而顶板变形量大,速度较快的不协调巷道变形,说明顶板支护强度太低或顶板的可锚性较差,已发生快速离层,应立即补强并改进支护。

④由掘进副总工程师负责,对监测数据定期进行分析,并据此修改、完善支护设计方案

(五)未能对巷道支护进行二次补强 安排专人对掘进后路进行观察:

1、巷道补强措施的采取,主要依据巷道变形量来确定。

2、补强措施应及时。

3、不宜采用加补锚杆、锚索的措施来补强。

4、二次补强的强度,必须大于一次支护的强度。

(六)施工的机具及材料存在的问题

1、机具的工况、输出扭矩必须定期检测

2、对使用的锚杆支护材料要进行定期检测

(七)特殊地段的加固问题

1、顶板明显变软的裂隙发育带、断层附近(特别是断层的下盘)、有淋水的地点、巷道顶板变形速度较大的地点,必须及时采取加固措施

2、采取加固措施的权力应放到施工班组,加固后向区队、矿技术科汇报、确认

四、对今后我矿支护设计的建议

(一)锚杆支护设计

1、设计前要做地质力学评估

锚杆支护设计前,首先要做好地质力学评估工作。内容包括:

(1)现场地质条件调查,巷道围岩力学性质测定,围岩应力测定及短锚拉拨试验等。以判断其可锚性及支护难易程度,为围岩分类提供一份全面的地质力学资料。并对类似地质条件已掘巷道的支护状况进行分析,有关地质资料、图纸齐全

(2)进行巷道松动圈测试,确定围岩松动范围和巷道自身稳定性;

(3)巷道3倍宽度范围内围岩的矿物成分化验分析,确定其遇水膨胀性;(4)该范围内巷道围岩物理力学性质测定,确定围岩强度;(5)巷道受构造及采动影响的剧烈程度及范围。

2、初始设计方法

通过计算机模拟分析、实验室模型模拟、经验类比、理论计算等方法初步确定巷道锚杆(网、索联合)支护型式和支护参数。

3、现场施工与监测

在试验巷道按照初步支护设计方案掘进与支护,同时进行矿压监测,对支护结构可靠性监测,矿压观测包括:巷道收敛变形、顶板下沉量、两帮位移量、底臌量、锚杆或锚索受力状态。

4、优化设计

分析矿压监测数据,评价、优化初步支护设计方案和参数,从而确定适合我矿条件的、安全、高效、节约的巷道支护方案,进行全面推广应用。

5、煤锚支护设计过程应遵循巷道围岩分类→初步设计→监测分析→优化设计的程序。做到围岩分类准确、设计科学合理。

6、要贯彻“动态设计”的思想,不能生搬硬套已有设计。根据具体地质条件的不同,同一矿井、同一煤层、同一巷道的不同区域、不同地段,可选择不同的支护形式和参数。

(二)锚杆施工工艺的改进

1、迎头锚杆打眼安装工要经专业培训,专人操作。

2、锚杆施工要求严格执行“五不准”制度:

(1)巷道断面不符合设计,危岩活石不处理,隐患问题未排除,班组长不准划眼位。(2)班组长不划眼位,打眼工不准打眼。(3)不按规定打眼或打眼不合格,不准安装锚杆。(4)锚固剂质量不合格,不准使用。

(5)锚杆杆体及其附件不符合规格、质量要求,不准使用。

3、采用钻爆法施工时,锚杆支护巷道必须制定严格的控制爆破措施。煤巷要预留足够的手工刷大部分,预留的手工刷大部分应根据煤层硬度等,在作业规程中明确规定,但一般不应小于500mm,以减少炮震破坏,保证巷道成型。

4、放炮(割煤)后要及时施工顶板锚杆。打眼、安装顶板锚杆必须在临时支护的掩护下进行。最前排顶板锚杆至煤(岩)壁的允许空顶距离不准超过设计规定的锚杆排距。

5、锚杆眼的角度和孔深。锚杆布置方向应尽量与巷道轮廓线(或岩层主要层理面)垂直,其夹角不小于75°。锚杆眼深度必须与锚杆长度相匹配,眼深误差0~+30mm并在作业规程中予以规定。

6、最下一排帮锚杆距底板不超过300mm,软岩或高地压巷道还应增补底脚锚杆、底板锚杆。煤锚巷道两帮应平直,托盘、钢带、网要紧贴巷壁,网搭接压茬长度不小于100 mm,未接触部位必须楔紧垫实。

7、锚杆眼孔径应与锚杆直经、树脂药卷直径合理匹配。锚固剂的环形壁厚应控制在4~10mm。孔径允许时,应尽量选用大直径树脂卷。煤巷顶板宜采用φ28mm孔径配φ25mm树脂卷,两邦宜采用φ28mm或φ32mm孔径配φ25mm或φ28mm树脂卷。

8、安装前所有锚杆眼都要用压风扫孔,清除积水、岩渣。并对使用的锚杆和锚固剂等材料进行检查,不合格的材料或过期变质的锚固剂严禁使用。锚杆安装要牢固树立“初锚力第一”的观念。

9、必须使用锚杆钻机或其它专用锚杆安装机具,使树脂锚固剂充分搅拌混合。并使用快速安装工艺,即搅拌树脂锚固剂、上托盘、拧紧螺母一次完成。严禁用锤击或风锤搅拌的方法安装锚杆。

10、煤巷顶板锚杆及岩巷锚杆螺母拧紧力矩不小于300N.m,锚固力不小于80 kN。煤巷帮锚杆的螺母拧紧力矩不小于200N.m,锚固力不小于60 kN。小孔径预应力锚索锚固力不小于200kN。

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