上层煤柱下回采巷道布置位置及支护技术研究
锚梁网支护作为一种主动支护形式，不仅能及时加固围岩，提高围岩的强度和承载能力，而且还能显著提高巷道支护效果，降低支护成本，减轻工人的劳动强度，加快巷道的成巷速度，提高巷道断面利用率及简化采煤工作面上下出口维护［１－３］。近年来，顾北矿１３槽煤巷锚梁网支护技术已经取得了成功。然而由于１２４２（１）工作面开采的是１１－２煤层，布置在开采１３－１煤层的１２３２（３）工作面正下方，平均间距大约６８ｍ。目前矿井对于多煤层缺乏开采经验，因此，开展回采巷道的矿压显现规律和支护对策研究，可以为淮南矿业集团顾北煤矿多煤层开采方法选择、生产系统布置、岩层控制方法、工作面合理开采顺序及区段煤柱留设等提供理论依据。１工作面概况
１２４２（１）工作面标高－６４５～－５３６．４ｍ，
地面标高＋２４．２ｍ，属于北一（１１－２）下采
区，上侧（西侧）为１２３２（１）工作面，右侧
（北侧）为１１－２煤层露头、煤层风氧化带及
１１－２煤防水煤柱线，下侧（东侧）为顾桥顾
北井田边界，工作面下顺槽与井田边界保
留煤柱３０ｍ，左侧（南侧）为北一（１１－２）下
采区１１－２煤胶带机上山及回风上山。
１２４２（１）工作面开采１１－２煤层，１１－２
煤层为黑色，弱油脂～油脂光泽，夹少量
镜煤条带，普氏硬度０．７～１．５，煤层厚度
１．５～３．８ｍ，平均厚度３．１ｍ，煤层倾角２～
１２°，平均５°。１２４２（１）工作面六线以北
直接顶为泥岩～砂质泥岩，且向北有增厚
趋势，厚度０～４．０ｍ，平均厚度１．１ｍ，六
线以南直接顶以中细砂岩为主。老顶为中
砂岩，厚度９．９７ｍ，直接底为泥岩，厚度
５．２４ｍ，老底为泥岩，厚度５．９６ｍ。
２回采巷道支护参数优化设
计
２．１ 两巷支护载荷分析
对于层状顶板实体煤巷道，巷道支
护载荷按照岩层形变压力破坏假说确定
［４］。岩层形变压力破坏假说认为：能够承
受上位岩层形变压力而不破坏的顶板岩层
称为承载岩层，承载岩层下面的岩层的重
量被确定为巷道支护的载荷。所以，确定
巷道支护载荷的关键就是要确定巷道支护
的承载层。
设第ｎ层岩层所能承受的最大载荷为
ｑ
ｎ
ｍａｘ，第ｎ层所释放的形变压力为σ
放
ｎ，第
ｎ＋１层所释放的形变压力为σ
放
ｎ＋１，顶板
岩层形变压力为Ｐ
，若
则第ｎ＋１层的变形释放被阻止，第ｎ
层岩层即为承载层。
以１２４２（１）两巷为设计对象，以六
１３
钻孔资料为设计计算依据，１１－２煤层顶板
物理力学性质参数见表１所示。
表１ １２４２（１）两巷顶板岩层
物理力学性质
巷道地层压力Ｐ＝ｒｈ＝６７９×２．５×１０－
２＝１７ＭＰａ，巷道设计宽度４．８ｍ， 考虑到
１１槽煤质松软，巷道掘进后煤帮松动，因
此岩梁的计算尺寸Ｌ＝６ｍ（巷道两帮松动范
围按０．６ｍ考虑）。因第１层直接面临巷道
空间，可认为其形变全部释放，故第１层
没有剩余形变压力，第１层所能承受的最
大均布载荷：
按照上述方法依次计算，第５层是承
载层，故１２４２（１）两巷支护的载荷为第
１～第４层岩层重量，岩层高度ｈ＝０．４７＋０．
上层煤柱下回采巷道布置位置及支护技术研究
刘乐枝１，２
１． 安徽理工大学能源与安全学院 ２３２００１
２． 淮浙煤电公司顾北煤矿 ２３２１５１
ＤＯＩ：
１０．３９６９／ｊ．ｉｓｓｎ．１００１－８９７２．２０１０．１９．０２６
２＋０．５＋３．１＝４．２７ｍ，岩层压力ｑ＝ｒｈ＝４．２７×２５＝１０７Ｋｐａ，每米巷道锚梁网支护的载荷ｐ＝ｑ×Ｌ＝１０７×６＝６４２ＫＮ。
２．２ 两巷锚梁网支护参数设计
由上节分析可知，１２４２（１）两巷支护的载荷岩层高度ｈ＝４．２７ｍ，由于锚索锚固段必须位于顶板深部４．２７ｍ范围以外，且锚固段范围要达到１．５ｍ左右，因此在此次方案设计中锚索长度设计为６．３ｍ。
根据上述分析并借鉴临近的顾桥矿１１槽煤巷锚梁网支护实践，如果１２４２（３）两巷锚杆排距初步设计为８００ｍｍ，则每排锚杆与锚索的支护力应不小于５１３．６ＫＮ，按照锚梁网支护的组合岩梁理论计算，顶板岩层的压力主要由锚杆和锚索共同承担，如果锚杆间排距设计为８６０ｍｍ×８００ｍｍ，则顶板支护的安全系数：
Ｎ＝ａτ（１．４４７２ｄ）２／ｑｂｓｒ ＋ ｎＱＳ／Ｑ式中：ＱＳ－锚索额定承载力，选用直径１８ｍｍ锚索，则ＱＳ＝２５０ＫＮ；
Ｑ－顶板载荷，Ｑ＝５１３．６ＫＮ；ａ－锚杆有效长度，ａ＝２．４ｍ；
τ－锚杆杆体材料的抗剪强度，τ＝２８０Ｍｐａ；
ｄ－锚杆直径，ｄ＝２０ｍｍ；ｂ－巷道计算宽度，ｂ＝６ｍ；ｓ－顶板锚杆间距，ｓ＝８６０ｍｍ；ｒ－顶板锚杆排距，ｒ＝８００ｍｍ；
ｎ－每排锚索数目，ｎ１＝３（动压影响区段）；ｎ２＝２（无动压影响泥岩顶板区段）；ｎ３＝１（无动压影响砂岩顶板区段）。将计算参数代入上式得：
Ｎ１＝２．４×２８０×１０３×１．４４７２２×０．０２２／（１０７×６×０．８６×０．８） ＋ ３×２５０／５１３．６＝２．７３；
Ｎ２＝２．４×２８０×１０３×１．４４７２２×０．０２２／（１０７×６×０．８６×０．８） ＋ ２×２５０／５１３．６＝２．２４；
Ｎ３＝２．４×２８０×１０３×１．４４７２２×０．０２２／（１０７×６×０．８６×０．８） ＋ １×２５０／５１３．６＝１．７５。
２．３ 两巷锚梁网支护技术方案
由于１２４２（１）运输顺槽和回风顺槽巷道断面完全一样，因此此次锚梁网支护设计中两巷方案基本相同。而锚索布置则根据顶板岩性结构及巷道是否受动压影响采用分区段方法设计。
２．３．１ 顶板支护
顶板支护结构包括３部分：
第一部分由锚杆和Ｍ５钢带组成。Ｍ５钢带安装在巷道中部，每根Ｍ５钢
带上安装６根锚杆，锚杆穿过Ｍ５钢带垂直锚入巷道顶板。
第二部分由１４＃槽钢和锚索组成。动压影响区段：锚索按“３－３”布置，槽钢安装在巷道中部，并位于两根钢带之间。槽钢梁长２．６ｍ，每根槽钢梁上安装３根锚索，槽钢梁上所有锚索均垂直顶板布置。
无动压影响直接顶为泥岩区段：锚索按“３－０”布置，槽钢安装在巷道中部，并位于两根钢带之间。槽钢长２．６ｍ，每根槽钢梁上安装３根锚索，槽钢梁上所有锚索均垂直顶板布置。
无动压影响砂岩老顶直覆区段：锚索按“２－０”布置，槽钢安装在巷道中部，并位于两根钢带之间。槽钢长１．９ｍ，每根槽钢梁上安装２根锚索，槽钢梁上所有锚索均垂直顶板布置。
第三部分是１２＃金属网。
金属网紧贴顶板铺设，并沿纵向搭接，搭接长度１００～１５０ｍｍ。搭接处除用铁丝（１４＃）扎结外，还必须用钢带压茬。
２．３．２ 巷帮支护
巷帮支护包括２部分：
第一部分由Ｍ５钢带和锚杆组成。Ｍ５钢带沿巷道竖直方向铺设，高帮Ｍ５钢带长２．９ｍ，低帮Ｍ５钢带长２．７５ｍ，其中，动压影响区段巷帮锚杆规格：Φ２２×２２００ｍｍ；无动压影响区段巷帮锚杆规格：Φ２０×２０００ｍｍ。两帮每排均布置４根锚杆，为避免巷帮锚杆受巷帮Ｍ５钢带
的剪切，巷帮钢带上锚杆均垂直巷帮锚入巷帮煤体。
第二部分是１２＃金属网。
金属网沿煤帮竖直铺设，并沿纵向搭接，搭接处用铁丝扎牢，并用钢带压茬。在地质构造带区域调整锚梁网支护参数或采用Ｕ型钢架棚支护。１２４２（１）两巷锚梁网支护设计见图１所示。
３回采巷道合理位置选择
为减少上覆煤层开采后对下煤层工作面的影响，需解决好下煤层回采巷道的合理布置等问题，以实现下部煤层安全、高效开采［５－６］。利用ＦＬＡＣ３Ｄ数值分析软件，分两类情况（一类情况为上覆煤层开采时留设２０ｍ煤柱，另一类情况为上覆煤层开采时留设４ｍ煤柱）分别讨论了下煤层巷道采用外错式、重叠式、内错５ｍ、内错２０ｍ几种布置方式时巷道的围岩变形破坏特征。限于篇幅限制，本文仅列出了留设２０ｍ煤柱，下层煤回采巷道采用外错式布置时的围岩变形破坏特征。
１２３２（３）工作面回采后，在１２４２（１）工作面回采时回采巷道支承压力分布云图如图２所示，支承压力分布如图３所示。从图２可见，在１２４２（１）工作面回采时，上覆煤层中所留煤柱内的支承压力将通过煤层底板传递到１２４２（１）回采工作面，使得１２４２（１）工作面回采巷道处于支承压力集中区。从图３可以看出，在工作面距离测点大约８０多米处测点应力开始缓慢增加，在工作面推进到距测点５０ｍ
时，支承压力增加明
显，在工作面距测点大约１５ｍ处支承压力达到峰值３９．６ＭＰａ，峰值应力集中系数达到２．５８。
回采巷道垂直位移分布云图如图４所示，巷道变形特征如图５所示。从图中可以看出，顶板下沉量和两帮移近量均随工作面的推进逐渐增大，当测点距离工作面煤壁大约５０ｍ时，随工作面继续推进，巷道顶底板位移和两帮位移变化加剧，受上覆煤层开采后所留煤柱上的支承压力向下传递的影响，回采巷道的变形量很大，顶底板累计位移量达到３７２ｍｍ，两帮累计位移量达到４１０ｍｍ，并且在１２４２（１）回采工作面推进工程中，巷道两帮位移大于顶底板位移。
通过对回采巷道不同布置位置的数值模拟分析，可以得到：
（１）上覆煤层开采时留设２０ｍ煤柱，采用外错式布置时支承压力峰值、应力集中系数、顶底板移进量、两帮移进量最大，采用重叠式和内错距５ｍ时次之；采用内错距为２０ｍ时最小。即，采用外错式布置巷道时，矿压显现最剧烈，采用重叠式和内错距为５ｍ的巷道布置方式，矿压显现较剧烈，而采用内错距为２０ｍ的布置方式时，矿压显现较小。
（２）上覆煤层开采时留设４ｍ煤柱，采用外错式、重叠式、内错距５ｍ和内错距２０ｍ的巷道布置方式时，支承压力峰值和应力集中系数，以及回采巷道顶底板和两帮累计位移量基本接近，变化不大。
（３）上覆煤层开采时留设４ｍ煤柱与
留设２０ｍ煤柱相比较，下方煤层中采用的四种巷道布置方式，当下煤层开采时在回采巷道内造成的支承压力，巷道顶底板位移和两帮位移都要小得多。
（４）在上覆煤层开采后，要根据上下煤层开采的时空关系来合理布置下部煤层的回采巷道，并尽量避免在煤柱正下方布置巷道和进行回采工作。在上覆煤层开始时采用留小煤柱和无煤柱开采，或者采用内错距大于２０ｍ的方式布置巷道，以利于下煤层开采时巷道的布置和维护，减少煤柱损失，提高回采率，实现安全高效开采。
４ 回采巷道支护效果监测
为了监测锚梁网支护效果，研究支护参数的合理性，观测内容应围绕锚杆的受力状态和顶板离层开展，监测的核心是判断顶板锚固区内、外是否发生离层，除直接采用顶板离层仪观测外，一般应结合巷道表面收敛值的变化情况综合判定。
顶底板与两帮相对移近量监测结果表明：由于１２４２（１）回采巷道锚杆支护系统有效地控制住了巷道顶板离层及扩容现象，因此在整个巷道服务期间内，无论是泥岩顶板区段还是完整砂岩顶板区段，无论是动压影响区段还是无动压影响区段，巷道围岩的变形量均较小，说明该巷道锚杆支护设计方案合理，锚杆支护系统有效控制了巷道围岩变形。
顶板离层监测结果表明：由于该巷道顶板浅部及深部岩层离层量均小于１０ｍｍ，说明该巷道通过锚杆和锚索的预紧作用，使锚杆和锚索锚固范围内的岩层形成了一个整体结构，从而限制了顶板离层的发生。
锚杆、锚索载荷监测结果表明：锚杆和锚索安装后，随着时间延长，锚杆和锚索随之增大，一般在巷道掘进１０～１５天后，锚杆和锚索受力缓慢增长到稳定值、且基本上保持不变；泥岩顶板区段锚杆和锚索受力明显大于砂岩顶板区段，其主要原因是由于泥岩顶板区段巷道围岩变形大于砂岩顶板区段所致；无论是泥岩顶板区段还是砂岩顶板区段，锚杆和锚索受力均未达到其屈服极限，说明该巷道锚杆支护强度有一定富裕。
５ 结论
（１）上覆煤层开采时留设２０ｍ煤柱，采用外错式布置巷道时，矿压显现最剧烈，采用重叠式和内错距为５ｍ的巷道布置方式，矿压显现较剧烈，而采用内
错距为２０ｍ的巷道布置方式时，矿压显现较小。
（２）上覆煤层开采时留设４ｍ煤柱与留设２０ｍ煤柱相比较，当下煤层开采时在回采巷道内造成的支承压力，巷道顶底板位移和两帮位移都要小得多。
（３）在上覆煤层开始时采用留小煤柱和无煤柱开采，或者采用内错距大于２０ｍ的方式布置巷道，以利于下煤层开采时巷道的布置和维护。
（４）顾北矿１２４２（１）综采面支护实践表明，由于锚梁网支护系统有效地控制住了巷道顶板离层及扩容现象，因此在整个巷道服务期间内，无论是泥岩顶板区段还是完整砂岩顶板区段，无论是动压影响区段还是无动压影响区段，不仅巷道顶板没有离层现象发生，而且巷道围岩的变形量也较小。
近距离煤层回采巷道优化布置研究
近距离煤层回采巷道优化布置研究 聂 军，岳宁，金思德 (兖矿集团南屯煤矿，山东邹城273515) 摘 要 采空区下底板巷道布置的方法如果只考虑在常规情况下的应力分布特点而忽略了采场应力场是多维场的特点，就无法全面的考虑整 个采场周围的应力分布，难以运用这种方法准确的确定近距离多个工作面采空下底板巷道布置的合理位置。所以，应该在考虑多个工作面采空后相互叠加的条件下来研究近距离煤层回采巷道的优化布置。关键词 采空区下 回采巷道优化布置 中图分类号TD822+ ．2文献标识码 B *收稿日期：2012－07－09 作者简介：聂军（1962－），男，中国矿业大学（采矿工程）毕业，现任兖州煤业公司南屯煤矿采煤生产副矿长。 目前的研究和实践经验证明，在巷道离煤层底板 垂距相同条件下，巷道与煤柱边缘的水平距离不同，巷道受压状况将有明显差别。一般的规律是巷道距离煤柱边缘和深入采空区下方越远，其所受支承压力的影响越小。 在确定底板岩巷相对煤柱边缘的位置时，合理的水平错距与合理的垂直距离之间有一定的联系，所以在巷道设计时，常常先要确定一个煤柱向底板传力影响角θ，然后再根据巷道至煤层底饭的合理垂距Z 和煤柱影响角β，确定巷道距离煤柱边界的合理水平距离S ，如图1 。 图1确定底板巷道距离煤柱水平距离的计算简图 S ≥Z sin （α+θ） sin β 式中：α－煤层倾角；θ－β的余角；θ=90?－β； β－煤柱影响角，其值变化在25? 55?之间，通常支承压力越大和煤柱尺寸越小，β角越大。 确定采空区下底板巷道布置的方法如果只是考虑在常规情况下的应力分布特点，而忽略了采场应力场是多维场的特点，就无法全面的考虑整个采场周围的应力分布。因此，应该在考虑多个工作面采空后相互叠加的条件下来研究近距离煤层回采巷道的优化布置。 1 近距离煤层复杂叠加应力场下回采巷道的优化布置 分别取93上05工作面中部（Y =－500）、 93上05工作面超前支承压力与9307工作面侧向支承压力叠加 峰值区（Y =－320）、 93上05工作面超前支承压力与93上03工作面侧向支承压力叠加峰值区（Y =－285）、93上05工作面停采线前9307工作面和93上03工作面侧向支承压力区（Y =－150）在3下煤层中的垂直应力剖面整合于图2中，进而对整个93下05工作面的应力场进行分析，确定合理的回采巷道布置方式。 通过图2可以看出，四个垂直应力分布曲线在3下 煤层中的垂直应力分布规律并不是完全一致的，具有各自不同的特点。具体表现在峰值应力在煤层中的位置有很大不同。所以，需要综合考虑各种典型情况下的应力分布特征来确定93下05工作面上下顺槽的合理布置位置 。 图2典型的垂直应力分布曲线整合图 1．1 93下05工作面上顺槽位置的优化布置为了确定93下05工作面上顺槽的合理位置， 将93下05工作面上顺槽附近3下煤层中的垂直应力峰值 所在位置标于图3内（①线为最大值所在位置、②线为最小值所在位置、③线为93上05工作面上顺槽，④线为9307工作面下顺槽下帮位置），通过对图2和图3分析可以看出，在尽可能减少煤柱损失的情况下93下05工作面上顺槽可能布置的位置有以下几种： （1）位于X =73的应力最小值区。在此区域内， 在93上05工作面采空区下， 3下煤层中的垂直应力最小，然而，在93上05工作面停采线前方，3下煤层中的垂直应力较高，特别是93上05工作面超前支承压力与 9307工作面侧向支承压力叠加峰值区（Y =－320），垂直应力较高在70MPa 左右，所以， 93下05工作面上顺5 212012年第4 期
煤矿巷道支护技术现状及发展趋势分析
煤矿巷道支护技术现状及发展趋势分析 引言：煤矿巷道的安全性关系着整个煤矿开采工程的安全，随着煤矿开采深度的不断加深，也就对煤矿巷道支护技术所起到的安全作用提出了更高的要求。因此，要分析现在应用的煤矿巷道支护技术，解决当前煤矿巷道支护存在的问题，探究煤矿巷道支护技术今后的发展。 1.煤矿巷道支护技术应用分析 1.1煤矿巷道棚式支护技术 棚式支护技术曾经得到过很广泛地应用，按其使用的材质主要分为木结构，混凝土和金属材料等几种形式。现在应用的主要是金属材料的支架支护。在支架使用过程中，金属材质的支架的长，宽，高等要符合一定的比例，才能达到理想的支护作用。但是这种棚式支护技术的缺点是岩石表层和支架之间不能很好地进行连接且金属支架的成本比较高，而且在地质环境比较复杂的地方还不能起到很好的支护作用，所以目前这种支护技术并没有得到广泛地应用，已经逐渐被比较先进的支护技术所取代。 1.2煤矿巷道砌碴支护技术 在如今的煤矿巷道支护技术中，砌碴技术属于比较早应用到煤矿巷道支护中去的。这种支护技术应用起来方便简单，在一些大巷中加固作用比较好。砌碴支护技术大致可以分为现浇混凝土，混凝土砌块等方式。使用煤矿巷道砌碴支护技术成本比较高，如果要岩层发生改变，砌碴技术能发挥的作用就会比较小，不能起到很好的支护作用。所以在一些岩层比较固定的特殊的煤矿巷道中可以采用这一支护技术，对于其他情况，使用这种支护技术就会用很多限制，不适合大规模广泛地使用。 1.3U型钢支架支护技术 U型支架支护技术的承载能力比较好，一般会在比较深的矿井中使用，能发挥比较好的支护作用。在使用这种支护技术时，要对卡缆进行合理的调质和处理，岩石的支护壁要填充好，这样才能更好地发挥U型钢支架的支护作用。注意如果出现岩土巷道破碎和剥落的现象，最好不要单独使用这种支护作用，可以采取锚喷和U型钢联合支护技术，可以弥补单独使用U型钢支架支护的缺陷。由于承载能力比较好，适用范围比较广，是一种典型的巷道支护技术。 1.4锚杆支护技术 锚杆支护技术是利用锚杆的支护增强煤矿巷道的支护强度，可以很好有效地控制煤矿巷道岩层的变形，提高巷道的稳定性。在应用锚杆支护技术时要根据煤矿巷道的实际情况，建立起完善的锚杆支护体系。使得设计出来的锚杆支护体系能够有效地发挥支护作用，提高煤矿巷道的稳定性，针对一些特殊的情况，需要设计出良好的强有力的锚杆支护，防止煤矿巷道的岩层的变形。锚杆支护技术是现在使用最广泛的巷道支护技术。 1.5联合支护技术 除上述的对煤矿巷道单独支护的技术外，还可以对煤矿巷道进行联合支护，与单独支护相比，联合支护如果运用得当可以取得更好的效果。经常使用的联合技术是锚杆锚索的联合支护技术。在联合支护技术中，锚杆支护主要是利用锚杆等构件对围岩进行一定程度上的支撑，来提高对围岩应力等的承受能力，即起到了支护作用。而锚索的作用则是将围岩本身主要的承载层与由锚杆支护所衍生出的承载层相连接，借此增大了承受应力的岩体面积，使得支护效果更加明显。此为锚杆锚索联合支护技术的工作原理。 该技术主要起到加固和互补的作用。因锚杆锚索和岩体紧密相连，提高了岩体整体的承载力，且由于承载面积的增大导致应力的分布状态也发生改变，岩体抗变形的能力明显加强。当锚杆锚索到达稳定层岩时，锚杆在切向和径向出现约束力，避免了破坏的岩层肆意流动影
同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿)详解
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。
采区巷道布置设计
采区巷道布置设计 说明书 专业班级： 学生姓名： 学生学号： 指导教师： 设计时间：2014.10.20～2012.10.26 设计成绩： 工程技术学院
呼伦贝尔学院工程技术学院 采区巷道布置设计课程设计任务书姓名：专业：采矿工程班级： 指导教师：职称： 教授高级工程师 课程设计题目： 已知技术参数和设计要求： 根据大雁矿务局第三矿煤矿北二采区的地表条件、地质构造、煤层赋存状态等资料对该采区进行模拟设计。 北二采区走向长度3000m，倾向长度1200m，倾角7°-12°,平均倾角11°，北二采区设计生产能力为5Mt/a。本设计为一矿一井一面生产。开采标高为+350-+121m。 所需仪器设备：尺子、图版等绘图工具 成果验收形式：说明书手稿、打印稿及电子版 参考文献： 《煤矿安全规程》、《煤炭工业设计规范》、《煤炭开采设计》、 《采矿学》、《矿山机械》、《煤矿电工学》、《矿山压力极其控制》、 《采矿工程师手册》 时间 安排 指导教师：教研室主任： 年月日
工程技术学院 采区巷道布置 课程设计成绩评定表 专业： 采矿工程 班级： 学号姓名： 年 月 日 课题名称 大雁第三矿煤矿北二采区采区巷道布置设计 设计任务与要求 见《采区巷道布置设计》教学大纲 指导教师评语 建议成绩： 指导教师： 课程小组评定 评定成绩： 课程负责人：
前言 巷道是连接一个矿井地面与地下的交通要道，它担负着全矿井的运输，行人，通风等所有重大任务，是一个矿井的根本。学完《井巷工程》，《矿井通风与安全》，《采矿学》等课程后，我们对于巷道有一个初步的认识，为了增加我们的感性认识，加强动手能力，紧密理论与实际的联系而进行的这次课程设计，并以此来培养学生运用所学知识处理生产所遇的实际问题的能力，培养学生正确的思维方式和工程技术人员应具备的基本技能。 本次设计是根据老师给我们的大雁三矿北二采区的资料为基础而进行的。通过本次设计我们将完成以下任务：采取概况，采区巷道布置方案选择，采区生产系统，采区主要经济技术指标等。通过此次实习，我们应该掌握采区巷道布置设计的初步方法。本次设计是在参考了《井巷工程》《矿井通风与安全》《采矿学》《煤矿安全规程》等资料设计而成，由于受水平和时间限制，本次设计有很多不足之处，恳请老师指正。
回采工作面支护专项设计
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
3 采煤方法及采区巷道布置
3 采煤方法及采区巷道布置 3.1 煤层地质特征 3.1.1 煤层赋存情况 采区内主要可采煤层为二叠系下统山西组二1煤和石炭系上统太原组一1煤。二1煤厚0～9.38m之间，平均厚度为2.70m。煤层倾角平均17°，煤层赋存稳定。一1煤厚0～4.41m之间，平均厚度为2.46m，煤层倾角与二1煤相近，煤层结构简单。 3.1.2 煤质与地质情况 1、煤质分析 采区内一 1 煤为中灰、低挥发分、高硫分、低磷分、高热值、中等软化温度灰、呈小块状及碎粒状的贫煤。二1煤为中灰、低挥发分、特低硫、低磷分、特高热值、较高软化温度灰、粉状贫煤。煤的抗碎强度特低，可磨性指数属易磨煤，CO2反应性较弱，高热稳定性，结渣性中等。 2、煤层顶底板 ①二1煤：煤层直接顶以中-细粒结构的大占砂岩为主，煤层底板以砂质泥岩和泥岩为主，局部含夹矸。 ②一1煤：煤层直接顶以砂质泥岩和泥岩为主，煤层底板以砂质泥岩、泥岩和石灰岩为主，煤层位稳定，结构简单，偶含1～2层夹矸。 3、水文地质 本区内水文地质条件尚属简单，主要充水因素有：二1顶板砂岩和断层破碎带裂隙淋水、一1石灰岩岩溶裂隙承压水和大气降水。全井田的正常涌水量465.46m3/h，最大涌水量为805.25m3/h。 3.1.2 煤层瓦斯、自燃、发火特征 ①一 1 煤层只有一个孔取到瓦斯样，瓦斯资料没有或较少，勘探报告没有评 述。二 1 煤层瓦斯含量0.093～17.391 m3/t2daf，平均5.354 m3/t2daf。 ②本区二 1煤火焰长度为5mm，加岩粉量为10%，二 1 煤层的煤尘具有爆炸性。 一 1 煤未做煤尘爆炸性试验，根据邻区郜城井田试验结果：加岩粉50～55％，火 焰长度达25～30mm，一 1 煤层的煤尘具有爆炸性。 ③一 1煤自燃倾向等级属不自燃－易自燃，二 1 煤属不易自燃。 3.2 采区巷道布置及生产系统 3.2.1采区及首采区划分 根据矿井煤层及地质分布，本井田设计单水平开采，共划分为四个采区，其中二1煤上下山各一采区，一1煤上下各一采区。矿井首采区位于二1煤上山采
煤矿巷道支护的发展前景
浅谈煤矿巷道支护的发展 摘要：推行巷道支护改革，对于降低原煤生产成本，提高经济效益，有着巨大的促进作用，本文就煤矿巷道支护问题进行了探讨。 近几年来，随着我国煤矿开采深度的不断增加，煤矿井巷支护经历了由单一型支护技术到联合支护型技术的发展历程。煤矿早期开采阶段几乎全部是以木材作为巷道及采煤工作面的支护材料，随着新型材料的出现，开始采用混凝土或钢筋混凝土砌碹等支护形式，这些被动式支护耗费大量材料且受深度和岩性影响。随着井巷支护技术的发展演变，可将其归纳为被动式支护方式、主动式支护方式。 1.被动式支护方式 被动式支护技术是源于古典压力理论和坍落理论，认为巷道开挖后围压主要由围岩局部坍塌导致而成，而巷道的稳定主要靠围岩坍塌致使硐室形状改变后自行获得。被动式支护把围岩坍塌岩与支护分开来考虑，把围岩视作荷载，支护看作承载结构，二者之间形成“荷载—结构”体系，认为支护是为了承受由围岩所产生的荷载，无法控制围岩变形破坏的发生，只能起被动抵抗的作用。 1.1木支护方式 木支护技术主要是采用木材作为支护材料，典型的支护方式有“亲口”棚、鸭嘴棚、戴帽点柱、木垛等。木支护耗费大量木材而且受采深和岩性影响严重，因此只适用于浅部围岩，而且支护断面
形状必须与围岩曲线一致，以充分发挥围岩和支护结构抗压强度大的优势，从而硬性抵抗岩体的变形压力。 1.2石材支护方式 石材支护分片石、料石两种支护方式，优点是具有抗压性好、一次成巷好、安全系数大、抗灾能力强、支架变形小和质量易保证等特点，不足之处在于初期投资高，只适用于矿井服务年限长的巷道。 1.3金属支架支护方式 金属支架支护技术主要分刚性支架支护与可缩性支架支护，其中刚性支架允许压缩变形量小，工作阻力随变形量增大而减小，直至破坏而失去工作阻力；可缩性支架允许压缩变形量大，在结构设计压缩范围内，工作阻力随压缩量大而增大，或者恒阻。金属支架支护视支架为支护体，围岩为荷载，其破坏是由于支架上弯曲力矩达到屈服极限的破坏应力所致，同时，由于支架承受侧压力和荷载的不均匀常使支架失去稳定性或可缩性而减弱或失去竖向承载能力。特别是u型钢支架支护由多段弧形构件相互叠置搭接而成，大多支护面呈拱形或环形，主要使用于松软围岩、地压大、底臌严重和两帮位移量大的开拓和采区巷道 1.4装配式钢筋混凝土支架支护方式 装配式钢筋混凝土支架支护施工技术，可以在地面工厂化预制，质量有保证且利于批量化生产和井下机械化安装，不足之处在于不能有效抵抗上覆岩层整体移动而产生的底板沉降及巷帮测压，受扭
巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计(孙巧龙)
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
分层开采回采巷道布置方案
5101采面下分层回采巷道布置方案 编制人:刘家宏 时间：2014年2月15日
一、概述 (3) 二、开采技术条件 (4) 三、回采巷道布置方案分析 (7) 四、回采巷道布置方案选择 (9) 五、巷道断面与支护形式 (11) 六、安全技术措施 (11)
5101采面下分层回采巷道布置方案 一、概述 倾斜分层长壁采煤法是我国长期应用的一种厚煤层采煤方法。通常把近水平、缓（倾）斜及中斜厚煤层用平行于煤层层面的斜面划分为若干个2.0~3.0m左右的分层，然后逐层开采。根据煤层倾角不同，可以采用走向长壁或倾斜长壁采煤法。 分层间一般采用下行开采顺序，垮落法处理采空区，上分层开采后，以下的各分层在已经垮落的顶板下开采。为确保下分层开采安全，上分层一般要铺设人工假顶或形成再生顶板。 在同一个区段范围内，上、下两个分层同时开采时，称为“分层同采”，反之称为“分层分采”。分层分采可以进一步分为两种形式，一种是在同一区段内，待上分层全部采完后，再掘进下分层的回采巷道，而后回采；另一种是在同一采区内，待各区段上分层全部采完后，再掘进下分层的回采巷道和回采，俗称“大剥皮”。 根据西安中煤设计有限责任公司设计确定的5-2煤层采用长壁式综采工作面分层铺底网采煤法，全部垮落法管理顶板。5101采面的回采的初步方案定为分层分采，待各区段上分层全部采完后，掘进下分层的回采巷道和回采。现需对5101采面下分层回采时回采巷道布置方案进行选择。
二、开采技术条件 5-2煤层为本区主采煤层分布稳定，结构简单，厚度 6.39m～9.18m，平均厚度约8.09m。一般含1层厚度0.10~0.49m的粉砂岩夹矸，为全区可采的稳定型厚~特厚煤层。煤层埋深43.72～185.23m，底板标高变化在+995.0～+1035.0m之间。煤层赋存近似水平，总体上自东南向西北倾斜，煤质较坚硬，节理裂隙不发育。煤层顶板以直接顶为主，初次跨落步距为25.60m，属3类，即稳定性顶板，岩性以砂质泥岩、粉砂岩为主，饱和抗压强度8.7～25.8Mpa，平均值为20.14Mpa；基本顶全区属Ⅲ~Ⅳ级，即基本顶来压力显示强烈~非常强烈，岩性以粉砂岩为主；伪顶岩性为泥岩、炭质泥岩，厚度不足0.50m；直接底板以泥岩、炭质泥岩和粉砂岩为主，饱和抗压强度15.0~45.6Mpa；老底以细粒砂岩、中粒砂岩为主，底板属Ⅲb类。 根据《陕西莱德集团神木县东川矿业有限公司煤矿(整合区)勘探报告》提供的资料： ①瓦斯 WS7、WS4钻孔5-2煤层测试分析表明(见表1-2-17): 5-2煤层瓦斯含量CH4为12.46～16.43 mL/g,daf,CO2为5.20～8.40 mL/g,daf;自然瓦斯成分CH4为1.00～1.14％,CO2为0.37～0.65％,应属二氧化碳－甲烷带(CO2－CH4)。因此在生产掘进管理中应该引起足够的重视。
第18章 井田开拓巷道布置
第十八章井田开拓巷道布置 一、学习目的与要求 通过本章的学习，要求学生掌握开采水平的划分，上下山开采、辅助水平的应用，开采水平大巷的布置，井筒位置的确定，矿井通风方式的确定，能够根据具体条件选择确定合理的矿井开采水平、辅助水平、开采水平大巷、井筒位置与矿井通风方式。 二、教学主要内容 1) 开采水平的划分及上下山开采特点 2）开采水平大巷的要求及布置方式 3）井筒的位置 三、教学重点、难点 （一）重点 风井布置及确定开采水平的布置，井筒位置的确定，矿井通风方式的确定。 （二）难点 上下山基本特点、大巷运输方式、矿井通风系统，风井布置方式。 四、教学方法 （1）教学方法：板书，最好有多媒体教学相结合。 （2）辅助教具：采矿模型实验室模型。 （3）重点和难点分析方法：采用理论分析与辅助教具相结合，以利于学生直观掌握。 五、课程详细内容与知识点 第一节开采水平的划分及上下山开采 根据矿井井田斜长(垂高)的大小、开采煤层的多少和煤层倾角的陡缓,井田内可设一个或几个开采水平。开采水平的划分与井田内阶段的划分密切相联系,而井田内划分阶段多少主要取决于井田斜长和阶段尺寸大小。阶段倾斜方向尺寸大小以阶段垂高或斜长表示。开采水平的尺寸以水平垂高(或称水平高度)表示。 水平垂高:指该水平开采范围的垂高。 若一个开采水平只开采一个上山阶段,阶段的垂高就是水平的垂高,通常所说的水平高度,如不附加说明,即指阶段高度。若一个水平开采上山各一个阶段,水平垂高就应是这两个阶段的总垂高。 对开采近水平煤层的矿井,井田内各煤层的斜长可能很长,但其垂高并不大,也不划分为阶段,而是划分为盘区。如开采煤层不多、上下可采煤层的间距不大,可以采用单水平开拓。如开采煤层数目较多,上下可采煤层的间距较大,就要划分煤 组,各煤组分别设置开采水平,实行多水平开拓。合理的开采水平垂高应以合理的阶段垂高(斜长)为前提,并使开采水平有合理的服务年限,有利于矿井水平和采区的接替,还要有较好的技术经济效果。合理的水平垂高应注意满足以下要求。 一、合理的水平垂高 阶段划分为采区是普遍应用的一种准备方式。由于阶段内沿倾斜可布置几个区段,因此必须考虑以下因素对阶段斜长的影响。
采区巷道布置.
5 采区巷道布置及回采工艺 本设计开采8煤层，前期采用中央并列式。根据整个矿井的地质情况，以及为了通风安全，前期，在靠近工业广场的附近布置工作面。后期采用两翼对角式通风，工作面再向井田边界方向布置。为了矿井达产，在南翼布置带区，在北翼布置采区。本设计主要进行采区的巷道布置，以及采区回采工艺的设计。 5.1 煤层的地质特征 本井田位于淮南煤田南部的阜凤与舜耕山逆冲断层之间，含煤地层总体构造形态为一走向北西、倾向北东、倾角一般在20°左右且局部有倒转现象的单斜构造。 本设计以整个矿井的煤为基础，而本设计主要开采8煤，采区的设计以8煤层为基础，巷道的布置也是用来开采8煤层。 5.1.1 煤层情况 8煤层：厚度2.43～17.66m，平均4.94m，下距7煤4.30m，可采系数100%，变异系数47%，为主要可采煤层，但厚度变化特征十分显著，井线以西大片地段厚度极为稳定，一般变化在3.50～4.00m之间，变异系数23%；井线以东厚度显著增大，一般变化在6～10m之间，变异系数56%，因此，全区8煤层变异数偏大，但仍以稳定为主。煤厚变化见图5-22，煤层结构简单～较复杂，一层夹矸率31%，二层夹矸率29%，其岩性为泥岩、炭质泥岩，煤层顶板砂岩及砂页岩互层，底板泥岩、砂质泥岩，属稳定煤层。 8煤层顶板及其上部岩层为一植物化石带，主要为羊齿、瓣轮叶、斜羽叶等，而以椭圆斜羽叶及栉羊齿富集为其特征。 5.1.2 煤层瓦斯含量 本井田部分主要可采煤层瓦斯含量最大值介于8.40～17.85m3/t之间，且甲烷成分一般在80%左右，由此表明本井田深部主要位于瓦斯带。总体来看，本井田同一煤层的瓦斯含量除有随深度增加而增高的趋势以外，还可能在局部形成瓦斯富集带，8煤层为富瓦斯煤层。 5.1.3 煤尘爆炸性和煤的自燃倾向 本井田各可采煤层均有煤尘爆炸危险，浅部煤尘爆炸指数30%～35%。各可采煤层均有自然发火倾向，发火期一般为3～6个月。 5.1.4 地温 根据九龙岗矿长观孔资料，本井田所在地区的恒温带深度为自地表向下垂深30m，相应的温度为16.8℃。 本井田地温梯度介于0.75～2.07℃/hm之间，其中东部高于西部，属地温正常区。总体来看，本井田地温具有深高浅低和东南略高于西北的变化特点。
巷道支护技术
2.1 巷道围岩控制理论 1907年俄国学者普罗托吉雅可诺夫提出普氏冒落拱理论[1-2]，该理论认为：巷道开掘后，已采空间上部岩层将逐步垮落，其上方会形成一个抛物线形的自然平衡拱，下方冒落拱的高度与岩层强度和巷道宽度有关。该理论适用于确定巷道围岩强度不高、开采深度不是很大的巷道支护反力。20世纪50年代以来，人们开始用弹塑性力学解决巷道支护问题，其中最著名的是Fenner [3]公式和Kastner 公式[4]。 Fenner 公式为： ()[]10cot sin 1cot -??? ??+-+-=???σ?N i R r C C P （1） 式中，i P —支护反力；C —围岩内聚力；?—内摩擦角；0σ—原岩应力；r —巷道半径；R —塑性圈半径；?N —塑性系数，κ??sin 1sin 1-+= N 。 Kastner 公式为： ()()?????sin 1sin 20sin 1cot cot -??? ??-?++-=R r C P C P i （2） 式中，i P —支护反力；C —围岩内聚力；?—内摩擦角；0P —初始应力；r —巷道半径；R —塑性圈半径。 国内外巷道顶板控制理论发展很快[3-4]，我国在1956年开始使用锚杆支护，迄今为止，已有50多年的历史。锚杆支护机理研究随着锚杆支护实践的不断发展，国内外已经取得大量研究成果[5-10]。 （1）悬吊理论 1952年路易斯阿帕内科L(ouis.Apnake)等提出了悬吊理论，悬吊理论认为锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳固的岩层上，在预加张紧力的作用下，每根锚杆承担其周围一定范围内岩体的重量，锚杆的锚固力应大于其所悬吊的岩体的重力。 （2）组合梁理论
巷道支护安全技术措施
巷道支护安全技术措施 巷道支护采用锚、网、索、喷联合支护，一截割一初喷，一锚网，初喷厚度30—50mm，锚索紧跟综掘机，转载机后复喷成巷。 1、临时支护 采用金属前探梁作为临时支护，前探梁为3根不少与4米长的4寸钢管或者用不少于15kg/m的钢轨，每根前探梁用不少于2个吊环固定在锚杆上，然后用方木把顶板接实，方木规格1200×150×50mm。当地质条件变化顶板破碎时，综掘机截割后，立即将迎头顶板进行喷浆封闭，初喷厚度30—50mm，然后用带冒木点柱或单体液压支柱做临时支护，每排不少于2根，点柱打在实底上，用木楔打紧，木点柱的规格为直径不低于180mm 的优质圆木，柱冒规格为500Ｘ200Ｘ50mm优质方木。 2、永久支护 永久支护到迎头，支护前顶板岩性较好时，最大控顶距不大于2100mm，岩性较差时最大控顶距不大于1200mm，支护后迎头最大空顶距不大于300mm。 永久支护的质量要求： 1）高强锚杆?20×2400mm，杆体及配件的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求。 2）锚索钢绞线?17.8×6300mm，材质、规格、结构、强度必须符合设计要求。 3）锚固剂：树脂药卷锚杆用K2550,锚索用K2350。 4）安装质量：密贴壁面楔紧。
5）抗拔力：40KN。 6）锚杆间排距：锚杆间距860±100mm。锚杆排距900±100mm。 7）锚索间排距：1800×2700mm±100mm。 8）孔深：锚杆2350mm(0～+50mm)，锚索6000mm(0～+200mm)。 9）角度：锚杆方向与井巷轮廓线角度≤15°。锚索方向与井巷轮廓线角度≤5° 并且根据岩层倾角及时调整角度。 10）外露长度：锚杆露出托盘30--50mm，锚索露出托盘200--300mm。 11）锚杆的扭矩不低于260N.m，预紧力3—4T，锚索的预紧力8—10T。 12）巷道宽度：中线至任何一帮的偏差:0—200mm。 13）高度：起拱线至顶、底板距离:0—200mm。 14）喷浆前并用水将顶帮冲刷干净，喷后无裂缝、麻面蜂窝、孔洞、露筋，喷厚不小于设计，混凝土强度C20。
巷道支护方案
支护方案 一、概述 二、处理方案 现场勘查后，根据现场各部位情况制定施工方案。下盘运输巷采用喷锚网支护，距已施工完成工作面3米；采矿进路开口5m采用喷锚网，矿体部分采用素喷混凝土；交叉点右侧墙体先施工喷锚网支护，再外部砌护；材料库房钢筋混凝土支护。具体施工方案如下： 1、喷锚网支护 喷锚网支护混凝土强度等级均为C25；喷锚网钢筋网采用∮8 mm钢筋，钢筋网间距100mmx100mm；锚杆采用∮20 mm螺纹钢筋，1m ×1m间距交错布置，锚杆长度2.2m，施工中可根据具体情况调整钢筋网和锚杆的设置参数。喷射混凝土支护、喷锚支护和喷锚网支护断面应按照相应施工规范进行施工。 1）喷射混凝土 喷射混凝土要求凝结硬化快、早期强度高，优先选用硅酸盐水泥和普通硅酸盐水泥。为了保证混凝土强度，防止混凝土硬化后的收缩和减少粉尘，喷射混凝土中的细骨料采用坚硬干净、细度模数宜大于2.5的中砂或粗砂。 为了减少回弹和防止管路堵塞，喷射混凝土的粗骨料粒径应不大于15mm。根据采用的速凝剂性能，通过试验确定其掺量，使喷射混凝土初凝不应大于5min，终凝不应大于10min。 一次喷射厚度。若一次喷射厚度过大，由于重力作用会使混凝土颗粒间的凝着力减弱，混凝土将发生坠落；若喷层厚度太小，石子无法嵌入灰浆层，将会使回弹增大。一次喷射合理厚度，墙50mm，拱
30mm。 分层喷射的间歇时间。当一次喷射厚度达不到设计厚度，需进行分次喷射时，后一层的喷射应在前一层混凝土终凝后进行。在常温15℃～20℃下喷射掺有速凝剂的混凝土时，分层喷射的间歇时间为15～20min。 混和料的存放时间。由于砂、石含有一定水分，与水泥混合后，存放时间应尽量缩短。不掺速凝剂时，存放时间不应超过2h；掺速凝剂时，存放时间不应超过20min，最好随拌随用。 喷射顺序是先墙后拱，自下而上进行。喷射前应埋设控制喷厚的标志，调节好给料速度。在喷射中，喷头应保持不断移动，以便减少回弹，保持喷层厚度均匀。如使喷头按圆形和椭圆形轨迹做螺旋式连续喷射，环形圈应为长轴400～600mm，短轴150～200mm。随时检测喷层厚度，确保达到设计厚度，岩面有较大凹陷处，应予以喷射找平。 2）锚杆施工 锚杆孔的施工应遵守下列规定：钻锚杆孔前，应根据设计要求和围岩情况，定出孔位，做出标记；锚杆孔距的允许偏差为150mm；钻孔的孔深、孔径均应符合设计要求。钻孔深度不宜比规定值大200ｍｍ以上，钻头直径不应比规定的钻孔直径小3.0ｍｍ以上；钻孔与锚杆预定方位的偏差为1°～3°。 锚杆安装前检查锚杆原材料型号、规格、品种。检查孔内积水和岩粉是否吹洗干净，不合格的锚杆孔要重钻。 采用药卷锚固剂进行锚固，锚杆安装采用先灌后锚法，把锚杆体插入孔眼直到底部，杆体安装后，不得随意敲击。锚杆锚入围岩的长度不低于2米。 要定期对安装好锚杆进行抗拔力测试，锚杆抗拔力可通过拉拔器作拉拔试验测出数值，不合格的锚杆可用加密锚杆的方法予以补强，并分析总结原因。 孔口承压垫座应符合下列要求：钻孔孔口必须设有平整、牢固的承压垫座；承压垫座的几何尺寸、结构强度必须满足设计要求，承压面与锚杆垂直。
-井田开拓方式
第二章 井田开拓方式 2.1 井田开拓概念 2.1.1 井田开拓方式的概念 井田开拓：由地表进入煤层为开采水平服务所进行的井巷布置和采掘工程称为井田开拓。 矿井开拓方式：矿井井筒形式、开采水平数目及阶段内的布置方式的总称。 2.1.2 井田开拓方式的分类 （1）按井筒（井筒 ：由地面通达矿体的巷道）形式分：立、斜、平、综、分区域； （2）按水平数的多少分：单水平、多水平； （3）按开采准备方式分：上山式、下山式、上下山式、混合式； （4）按开采水平大巷的布置方式分：分煤层大巷、集中大巷、分组集中。 如立井单水平上下山（采区）式、立井多水平上下山（采区）式、立井多水平上山（采区）式、立井多水平上山及上下山混合（采区）式，绘出关系图形如下图2.1。 图 2.1 开拓方式分类关系图 2.1.3 确定井田开拓方式的原则 合理确定矿井生产能力，井田范围，进行井田内的划分，确定井田开拓方式，井筒数目及位置；选择主要运输大巷布置方式及井底车场形式； 确定井筒延伸方式及井田开采顺序。其确定开拓方式的基本原则为： （1）多出煤、早出煤、出好煤、建设高产高效安全生产矿井，集中，简单； （2）按《规程》完善通风条件，良好生产条件； 开拓方 立 井 斜 井 平 硐 综 合 单水多水平 上下山 上 山 上下山 混 合 分层大集中大分组集中大
（3）减少煤柱损失，减少巷道维护量，提高矿井采出率； （4）减少工程量，降低投资，减少建工工期‘新技术机械化。 2.2 斜井开拓 斜井开拓时，根据井田再划分方式和阶段内布置形式可组合成多种开拓方式。如：“斜井单水平分区式”、“斜井单水平分带式”、“斜井多水平分区式”、“斜井多水平分段式”等。本节仅举例介绍我国目前常用的几种斜井开拓方式。 2.2.1 片盘斜井开拓 片盘斜井开拓是斜井开拓的一种最简单的形式。它是将整个井田沿倾斜方向划分成若干个阶段，每个阶段倾斜宽度可以布置一个采煤工作面。在井田沿走向中央由地面向下开凿斜井井筒，并以井筒为中心由上而下逐阶段开采。图2.2为一片盘斜井的示例。井田沿倾斜方向划分为四个阶段。阶段内按整个阶段布置，即每一阶段斜宽布置一个工作面。 图2.2 片盘斜井开拓 1—主井；2—副井；3—片盘车场；4--阶段运输平巷；5—辅巷；6—阶段回风平巷；7--采煤工作面； 8—联络眼
煤矿巷道锚杆支护参数设计
巷道锚杆支护参数设计 一、锚杆支护理论研究 （一）锚杆支护综述 1、锚杆支护技术的发展 锚杆支护作为一种有效的、技术经济优越的采准巷道支护方式，自美国1912年在aberschlesin（阿伯施莱辛）的Friedens（弗里登斯）煤矿首次使用锚杆支护顶板至今已有90多年的历史。 1945~1950年，机械式锚杆研究与应用； 1950~1960年，采矿业广泛采用机械式锚杆，并开始对锚杆支护进行系统研究； 1960~1970年，树脂锚杆推出并在矿山得到了应用； 1970~1980年，发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并得到了应用，同时研究新的设计方法，长锚索产生； 1980~1990年，混合锚头锚杆、组合锚杆、特种锚杆等得到了应用，树脂锚固材料得到改进。 美国、澳大利亚、加拿大等国由于煤层埋藏条件好，加之锚杆支护技术不断发展和日益成熟，因而锚杆支护使用很普遍，在煤矿巷道的支护中的比重几乎达到了100%。 澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完整的体系，处于国际领先水平。澳大利亚的煤矿巷道几乎全部采用W型钢带树脂全长锚固组合锚杆支护技术，尽管其巷道断面比较大，但支护效果非常好。对于复合顶板、破碎顶板及其巷道交叉点、大跨度硐室等难维护的地方，采用锚索注浆进行补强加固，控制了围岩的强烈变形。美国一直采用锚杆支护巷道，锚杆消耗量很大。锚杆种类也较多，有胀壳式、树脂式、复合锚杆等。组合件有钢带。具体应用时，根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。 锚杆支护发展最快的是英国。在1987年以前，英国煤矿巷道支护90%以上采用金属支架，而且主要是矿用工字钢拱型刚性支架。由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高，
开拓、准备、回采巷道概念
一、按其所处空间位置和形状，可分为垂直巷道、水平巷道和倾斜巷道。其中垂直巷道有立井（竖井），暗立井、溜井；倾斜巷道有斜井、暗斜井、上山、下山；水平巷道有平硐、石门、煤门、平巷。每一项的具体解释就不用一一介绍了。 二、根据巷道服务范围及其用途，矿井又分为开拓巷道、准备巷道和回采巷道。 1、开拓巷道 为全矿井或者一个开采水平服务的巷道属于开拓巷道。如主、副井和风井、井底车场、主要石门、阶段运输大巷和回风大巷、采区回风和采区运输石门等井巷，以及掘进这些巷道的辅助巷道都属于开拓巷道 2、准备巷道 为采区、一个以上区段、分段服务运输、通风巷道叫准备巷道。属于这些巷道的有：采区上（下）山、区段集中巷、区段石门、采区车场等。 3回采巷道 形成采煤工作面及其服务的巷道。属于这类巷道的有：采煤工作面的开切眼、区段运输平巷和区段回风平巷。 开拓巷道的作用在于形成新的或扩展原有的阶段或开采水平，为构成矿井完整的生产系统奠定基础。准备巷道的作用在于准备新的采区，以便构成采区的生产系统。为采煤工作面服务的作用在于切割出新的采煤工作面并进行生产。 这里有一些相应的名词解释，楼主可以借鉴一下 井巷为进行采掘工作在煤层或岩层内所开凿的一切空硐。 水平沿煤层走向某一标高布置运输大巷或总回风巷的水平面。 阶段沿一定标高划分的一部分井田。 区段（分阶段、小阶段）在阶段内沿倾斜方向划分的开采块段。 主要运输巷运输大巷、运输石门和主要绞车道的总称。
运输大巷（阶段大巷、水平大巷或主要平巷）为整个开采水平或阶段运输服务的水平巷道。开凿在岩层中的称岩石运输大巷；为几个煤层服务的称集中运输大巷。 石门与煤层走向正交或斜交的岩石水平巷道。 主要绞车道（中央上、下山或集中上、下山）不直接通到地面，为一个水平或几个采区服务并装有绞车的倾斜巷道。 上山在运输大巷向上，沿煤岩层开凿，为1个采区服务的倾斜巷道。按用途和装备分为：输送机上山、轨道上山、通风上山和人行上山等。 下山在运输大巷向下，沿煤岩层开凿，为1个采区服务的倾斜巷道。按用途和装备分为：输送机下山、轨道下山、通风下山和人行下山等 主要风巷总进风巷、总回风巷、主要进风巷和主要回风巷的总称。 进风巷进风风流所经过的巷道。为全矿井或矿井一翼进风用的叫总进风巷；为几个采区进风用的叫主要进风巷；为1个采区进风用的叫采区进风巷，为1个工作面进风用的叫工作面进风巷。 回风巷回风风流所经过的巷道。为全矿井或矿井一翼回风用的叫总回风巷；为几个采区回风用的叫主要回风巷；为1个采区回风用的叫采区回风巷；为1个工作面回风用的叫工作面回风巷。 专用回风巷在采区巷道中，专门用于回风，不得用于运料、安设电气设备的巷道。在煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出区，专用回风巷内还不得行人。 发热量的单位： 热量的表示单位主要有焦耳(J)、卡（cal）和英制热量单位Btu。 焦耳是J （Joule的简写），是能量单位。1焦耳等于1牛顿(N)力在力的方向上通过1米的位移所做的功。1MJ=1000KJ 焦耳是国际标准化组织（ISO）所采用的热量单位，也是我国1984年颁布的，1986年7月1日实施的法定计量热量的单位。煤的热量表示单位：J/g、KJ/g、MJ/Kg。 卡（cal）是我国建国后长期采用的一种热量单位。1cal是指1g纯水从19.5度加热到20.5度时所吸收的热量。欧美一些国家多采用15Ccal，即1g纯水从
锚网巷道支护设计说明书
锚网巷道支护设计说明书 一、地质条件 根据地测科提供22508轨道巷地质说明书及钻孔情况分析，该巷道沿5#煤层掘进，煤厚为3.0-4.0m，煤层顶板多为k4细粒砂岩，局部地段发育厚度约为0.2m的黑色砂质泥岩；煤层底板多为粉砂岩或灰色泥岩，局部地段发育有薄层的石英砂岩。参考煤柱面掘进资料显示，在该段巷道可能遇见断层发育。 二、巷道断面 巷道采用锚网索支护、断面为矩形，设计规格：3.4m*3m（宽*高）巷道支护设计图（见附图1） 三、锚杆支护巷道支护设计 1、支护方式 ①临时支护 锚网索巷道临时支护采用带帽圆木点柱，点柱规格为直径不小于16cm、长3m的新鲜圆木、点柱不少于2根。 ②、永久支护 采用锚网索支护作为永久支护，支护材料为： 顶部：锚杆18mm*2200mm，Q500高强度螺纹钢锚杆，托盘150mm*150mm，厚度8mm 帮部：锚杆16mm*1800mm，Q335矿用螺纹钢锚杆，托盘150mm*150mm，厚度6mm 金属网：采用直径6mm钢筋焊接，网孔规格为70mm*70mm。
菱形铁丝网：采用10铁丝编制、网孔45mm*45mm 塑料网：采用pp180ms矿用塑料网网孔为30*30. 锚索直径17.8*6300mmswrh82b、强度级别1860兆帕钢绞线。托盘300*300*12mm 3、按悬吊理论计算锚杆参数： （1）、锚杆设计长度计算： L= L1+L2+L3 式中 L—锚杆长度2200mm L1—锚杆外露长度0.07m， L2—锚杆有效长度1.50（顶部锚杆取免压拱高b） L3—锚入岩层深度0.6m 根据满足顶板最下一层岩石外表抗拉强度条件确定组合梁厚度，即锚杆有效长度L2，则顶板稳定时应满足 L2≥ 式中：B—巷道开掘宽度，取3.4m ；σ1 ———顶板岩石抗拉强度; K1—顶板岩石坚固安全系数3~5 根据以上数据计算出该长度满足巷道支护设计要求。 （2）、锚杆间、排距计算: 式中：式中 SC ———锚杆间、排距; τ———杆体材料抗剪强度 ,MPa;