谢石盘快速掘进技术.docx
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谢石盘快速掘进技术
半煤巷回采巷道锚网梁支护与快速掘进技术的应用
作者：
李涛
单位：
犍为县谢石盘煤矿
关键词：
半煤巷胶带输送机锚网梁联合支护快速掘进
1 谢石盘煤矿煤巷掘进现状
淮北矿区早在1975年前后，就做了煤巷锚杆支护的试验工作，但限于当时的技术条件，成效不大。
全面推广应用煤巷锚杆支护技术，则是近几年开展的。
全矿区煤巷锚于支护，1998年完成进尺9500m，1999年完成进尺18500m，2000年完成进尺54000m。
煤巷锚杆支护的比重由1998年的65％上升到现在的35％，应用总量及技术水平都得到了迅速提高。
应用范围从六煤、十煤较稳定煤层到所有开采煤层；从实体巷道到沿空巷道；既有跟顶煤巷也有底板；从小断面煤巷到综采放顶煤工作面开切眼大断面煤巷。
可以说，煤巷锚杆支护在淮北矿区取得了突破性进展。
2 实施快速掘进所在工作面的工程概况
1.1工程概况
谢石盘煤矿3210采区3210运输巷、3210风巷、3212风巷为该矿三水平布置的不煤层工作面，回采巷道埋深200m，均为半煤巷，巷道长度1300m，。
坡度约1-2°。
巷道围岩特征如下：
三叠系（须家河组T3xj）
矿区三叠系主要为须家河组，分布于矿区南东部。
须家河组在剖面上可分出五段，自下而上分述如下：
一段：
厚＞10m
浅灰、灰色厚层至块状细至中粒砂岩，夹少量粘土岩。
二段：
厚139～150m
下部60m，为灰色中至厚层状粉砂岩，深灰色砂质粘土岩、炭质粘土岩与少量细砂岩，夹薄煤层（K3），厚＜0.20m。
中部为浅灰、灰白色中至厚层状中～细粒砂岩。
上部70m，为深灰色薄层状砂质粘土岩、炭质粘土岩夹少量粉砂岩、砂岩，夹3层煤层（K6、K7、K8），K8煤层厚0.08～0.13m，仅K6、K7煤层局部可采；可采区内K7煤层纯煤厚0.30～0.44m，K6煤层纯煤厚0.41～0.46m，炭质粘土岩含植物化石。
围岩特点为顶板岩性差容易离层，两帮煤岩松软易片帮，地应力大，倾角小
1.2巷道断面设计
巷道断面为矩形。
均为锚杆支护。
断面为净宽2.4m，净高2.3m。
净断面S净=5.52㎡。
毛宽2.6m，毛高2.5m。
净断面S荒=6.50㎡。
为保证采煤运输机转载高度，煤层底板卧底深度不小于0.6m。
改巷
3210K7运巷井下位于本井田三水平北翼，下部为本矿井3110采区（未采掘），北部为三水平3211采区（未采掘）。
1.3五、巷道质量标准：
（单位：
mm）
主要项目
设计值
允许误差
一般项目
设计值
允许误差
净宽
2400
＋50,0
轨距
600
+5，-2
净高
2300
＋50,0
枕间距
800
±50
锚杆排距
700
±100
两轨面高低差
0
≯5
锚杆眼距
700
±100
轨道接头
间隙
0
≯5
锚杆外露长度
≤40
±10
高低差
0
≯2
控顶距
≤1000
左右错差
0
≯2
一、装岩方式
1．巷道掘进中，工作面均使用ZYP—15耙斗装岩机装岩。
耙斗装岩机装岩时，操作人员携带的照明光源必须明亮，必须在背槽两边插好金属护钎（拦）、夹轨器齐全可靠，倒滑轮桩子必须牢固，其孔深不小于0.5m。
装岩机运行时，装岩机前方不得有人。
2．装岩机距工作面最大距离为20m，最小距离为5m。
二、运输方式
该巷采用胶带输送机加煤仓运输，材料采用标准矿车人力运输。
材料的运输需通过3210联络巷绞车提升和下放。
3支护设计
二、支护方式
根据顶板岩层的岩性、厚度、单做抗压强度、完整性、各物力学参数等，该巷道均采用为锚杆支护，支护参数计算如下：
（一）按加固拱原理计算
1．锚杆长度
L=N×（1.1+W∕10）
式中：
N——围岩影响系数，我矿系二类顶板N取0.9；
W——巷道跨度，设计值为2.6m；
L=0.9×（1.1+2.6÷10）=1.224（m）
锚杆外露长度0.05m，钢筋梁直径0.012m，托板厚度及网0.005，锚头长度0.30m；
锚杆总长度：
L=1.224+0.05+0.012+0.005+0.30=1.591（m）
2．锚杆眼距
M≤0.5L=0.5×（1.224+0.25）=0.796（m）
3．锚杆直径
d=
×L=
×（1.224+0.30）=0.0138（m）
（二）按悬吊理论计算
1．锚杆长度
L=kH+l+T2+T3
式中：
K—安全系数，取2；
H——软岩厚度，取0.5m；
l——锚杆锚入坚固岩层的深度取0.3m；
T2——锚杆外露长度0.05m；
T3——锚枋厚度0.10m；
锚杆总长度：
L=2×0.5+0.3+0.05+0.10=1.45（m）
2．锚杆间距
M=
式中：
Q——锚固力3t
H——软岩厚度，取0.5m
K——安全系数，取2；
γ——软弱岩层平均容重1.8t/m3；
M=
=1.29（m）
根据以上计算并结合本矿实际，锚杆长度取1.8m，锚杆眼间距取0.70m，锚杆排距取0.70m，锚杆直径取0.014m。
支护图:
（见附图4）
第三节支护工艺
一、支护形式：
顶部采用锚杆支护、“锚杆＋钢筋梁＋锚网”联合支护。
两帮采用锚杆加塑料网护帮。
二、支护材料：
锚杆及锚固剂：
顶部锚杆采用直径￠14mm的金属锚杆，长度为1.8m。
每根锚杆使用2卷快硬水泥药卷锚固剂（如采用锚杆机，则采用2卷树脂药卷，树脂药卷规格￠28mm，长度400mm），锚杆的外露长度为小于或等于30~50mm；
顶部锚杆一排4个，锚杆排距0.7m，眼距0.7m。
钢筋梁排距1.4m。
顶板完整时钢筋梁之间补打4根单锚杆。
如遇顶板破碎，则每排锚杆均采用钢筋梁或加密支护。
两帮采用塑料锚网支护。
锚杆杆体直径￠12mm，长度为1.2m，托盘150×150mm，（其中，两帮中部锚杆采用￠14mm，长度1.8m的锚杆）。
两帮锚杆一排3个，排距1.0m-1.2m，眼距0.6-0.9m。
钢筋梁顶锚采用φ14×1800mm金属凹型托盘锚杆,锚杆孔径采用φ30mm钻头。
药卷：
顶部采用树脂药卷。
数量为2筒（如无锚杆机则采用快硬水泥药卷，数量仍为2筒）。
两帮采用快硬水泥药卷，数量为2筒。
锚网：
顶部采用菱形编织网（规格长3m，宽1.0-1.5m.网格70mm×70mm）。
两帮采用塑料网。
钢筋梁：
顶部采用的钢筋梁。
规格为4眼，φ12mm，长度2.50m，眼距0.7m。
锚杆托盘：
顶部100mm×100mm。
两帮150×150mm。
（钢筋梁制作图见附图5）。
三、支护工艺及要求
1、锚杆支护要求：
1）锚杆布置：
钢筋梁横向布置，与巷道走向垂直。
每根钢筋梁长度2.50m，共4个眼孔，眼孔间距为700mm，钢筋梁与钢筋梁之间的排距为1400mm（眼中对眼中），钢筋梁与钢筋梁之间补打4根单锚杆加固，眼距0.7m。
如遇顶板破碎，则每排锚杆均采用钢筋梁。
放炮后，锚杆跟拢碛头。
2）锚网：
为3000×1500mm（规格可根据现场实际调节），菱形编织网横向敷设，与巷道走向垂直。
锚网必须通过锚杆托盘下面压紧。
锚网之间必须压茬连接（不少于100±30mm，即2格左右）。
3）树脂药卷的使用要求：
每根锚杆眼必须装入2条药卷，安装时，用锚杆安装机将锚杆连同药卷一起送至眼底后，再开动锚杆安装机捅破药卷，待达到说明书上规定的搅拌和凝固时间后即可拧紧螺帽，使其内外锚固力达到要求。
安装过程不能中断，应一锚到底，一次完成。
操作中严禁操作者正对锚杆轴心线，防止锚杆折断或锚杆掉下发生意外事故。
4）两帮锚杆采用150×150mm大托盘，一排3个眼孔，3个眼孔成直线布置，眼距600-900mm，排距1000-1200mm，两帮锚网采用塑料网。
帮锚距碛头不得超过20m。
5）打锚杆眼：
作业前必须敲帮问顶，检查工作面围岩和临时支护情况，确定好眼位做出标志，并在钻杆上标明眼深记号。
打锚杆眼时，应从外向里进行，同排锚杆先打顶眼，后打帮眼。
顶部锚杆应垂直于巷道轮廓线和岩石层理面，顶板边锚杆应和铅垂线成30°夹角，轴偏差≤15°。
两帮锚杆先打上部，其角度为向上30-40°，中部帮锚从顶板往下0.6-0.8m处开孔，其角度为向上45°，下部帮锚与巷壁垂直或向下15°。
6）锚杆安装：
安装应从顶部向两侧进行，两帮锚杆先上顶部后上下部。
安装时必须先清理眼孔，并检查眼深，其锚杆外露长度不应超过30-50mm；托盘和钢筋梁以及菱形编织网必须紧贴岩面。
7）锚网挂设：
辅网时要把编织网张紧并与顶板接触密实。
最后安装钢筋梁。
安装钢筋梁时要与岩帮或编织网接触严密，严禁钢筋梁后充填木片、渣石等杂物。
如锚网不能紧贴顶板或遇顶板破碎时，可在两担钢筋梁之间补打1-3根单锚杆将锚网崩紧。
锚杆外露长度不大于50mm。
安装钢筋梁后，锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保钢筋梁紧贴顶板。
钢筋梁必须与中线垂直，其眼距和排距必须符合要求。
8）锚固力：
每根锚杆不应小于3吨。
2、临时支护与永久支护
1）碛头采用锚杆作临时支护跟拢碛头，严禁空顶作业。
顶部锚杆距碛头不超过1m，（放炮前不大于1m，放炮后为不大于1m+本班循环进度），两帮锚杆距碛头不超过20m。
2）临时支护和永久支护都采用锚杆支护，必须随掘随支。
交叉口大断面或煤柱区永久支护采用锚喷支护。
喷浆支护滞后临时支护不大于30m。
岩层破碎时采用“锚杆＋锚网梁＋喷浆”联合支护。
四、支护操作安全
1、放炮后，施工人员进入碛头，首先必须观察碛头及两帮安全情况，然后用长撬棍进行敲帮问顶工作。
2、安全处理好后，每班必须将拱部锚杆及临时支护跟拢碛头，不准空顶作业。
3、树脂药卷的固化剂为有毒性和腐蚀性的药物，要避免和皮肤接触，损坏的药卷要妥善处理。
4、树脂药卷是易燃品，禁止接触火源。
5、树脂药卷要保持干净，不得沾油、水、砂等。
6、利用7655风钻打锚杆眼时，眼孔要圆直，应将眼内砂子吹洗干净，眼径和药卷直径应匹配，误差为±50毫米。
7、安装前，应检查锚杆机各零件是否齐全，紧固件是否松动，各操纵机构是否灵活可靠，压缩空气是否清洁，风压是否在0.4~0.63MPa之间，外接水源和气源阀门是否良好，扳机和搬把是否处于关闭状态，油雾器内是否有足够的润滑油，检查完毕，应开机空载运转是否正常，否则不得安装。
8、安装前，必须检查安装范围内的顶板安全状况。
9、安装时，先将双六方套插入锚杆安装机，再将锚杆托板套在锚杆上，双螺母拧在锚杆上并插入双六方套中。
双六方套、锚杆、安装机应尽量在同一轴线上，不得与安装机相对倾斜。
用杆体量准眼深，留好标记。
10、安装时，用锚杆安装机将锚杆连同药卷一起送至眼底后，再开动锚杆安装机捅破药卷，安装不能中断，应一锚到底。
严禁操作者正对锚杆轴心线，防止锚杆折断或锚杆掉下发生意外事故。
11、安装完毕时，锚杆安装机应抵住锚杆不松动2分钟以上，待树脂药卷固化后，再退机取下六方套。
退机时，注意六方套落下伤人和锚杆安装机挤伤手。
12、树脂药卷经15分钟固化后，可卸下锚杆上的一颗螺母，在敷设下一幅锚网时再用托板将锚网压茬连接。
托盘、钢筋梁及锚网必须贴紧岩面，然后用锚杆安装机将螺母拧紧，安装完毕。
13、安装机使用结束后，各种操作开关处于关闭状态，用水冲洗干净，搬离工作面，安放位置要正确，严禁炮崩、乱摔，乱砸。
14、树脂锚杆安装后1~2天，要进行检查，发现托板松动时，必须用扳手拧紧螺帽及时处理。
发现失效锚杆要及时补打或加固。
、
15、树脂锚杆安装后要进行锚固力检查，当班1~2小时后检查初锚力，达不到3吨以上要求的必须重新补打锚杆。
锚固力的测试、抽查由质检人员每月进行检测，并做好原始记录。
16、过断层或破碎带时：
若锚杆支护能够解决时，锚杆布置采用纵横向敷设，再在钢筋梁间距内补打单锚杆并采用大托板加固。
17、采用电煤钻打锚杆眼：
⑴严格执行敲帮问顶制度，加强临时支护，不准空顶作业，碛头20m内常备用2~3根圆木支柱。
及时用长柄工具找掉危岩，确认安全后方可进行工作。
打眼时必须站在临时支护下进行作业。
⑵打眼前，要根据中线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。
不符合要求时，必须处理。
⑶打锚杆眼作业人员必须将衣服袖口扎紧,防止钻杆缠绕伤人。
⑷打眼深度必须符合要求，满足锚杆外露长度小于50mm，与岩壁尽量垂直，夹角不小于75°。
打完眼后，要清理干净岩粉。
18、快硬水泥锚杆安装：
⑴严格执行“先锚后掘”的原则。
⑵装药卷前先用锚杆插入孔内试探眼深是否符合要求，孔深不够时应重新打眼达到要求为止。
⑶严格按快硬水泥锚杆安装操作规程进行锚杆安装。
安装锚杆前必须将锚杆孔壁冲洗干净；安装锚杆时，先把药卷按规定的数量装入眼内，随后插入锚杆并捣实。
⑷安装锚杆杆体时和安装锚杆杆体后半小时内，人员不得正对锚杆下方；半小时后才能上锚杆托板或钢筋梁，锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆托板或钢筋梁紧贴顶板。
⑸锚杆的托板要紧贴岩壁，不平时，先用手镐找平，再安装锚杆。
4施工方法与机械设备设置
采用钻眼爆破法施工
采用耙装机出矸石，胶带输送机连续运输方式运煤矸，配套以煤仓储矸石
耙装机采用P15型
（1）胶带输送机选型
（2）耙装机安设固定采用机轨合一耙装机后增设过渡转载装置每12m迁移一次。
卡轨器
（3）耙装机与胶带输送机机尾衔接，耙装机后增设过渡转载装置使其矸石顺利进入胶带输送机
（4）迁移耙装机和胶带输送机，耙装机采用自身小轿车牵引迁移，胶带输送机尾部采用雪橇形式，采用耙装机采用自身小轿车牵引迁移
1．装备：
设备名称
型号规格
单位
数量
安装位置
局部风机
FBD№-5.5×2
台
2
本巷内，距回风巷距离大于10m
耙斗机
ZYP-15
台
1
巷内
调度绞车
JD—25
台
1
联络巷内
胶带输送机
DPJ--650
台
1
巷内
煤电钻
CM—12
台
2
掘进工作面（一用一备）
空压机
MLGF-10/7
台
1
南大巷内
煤电钻综保
MLGF-10／7
台
1
掘进工作面
凿岩机
YT-28
台
2
掘进工作面（一用一备）
锚杆机
MQT
台
1
巷内
（5）
4、爆破参数设计与优化
（1）采用深眼作业与中深孔爆破
（2）炮眼深度的确定
（炮眼直径确定
5劳动组织
采用三八作业形式
5、锚杆支护设计与优化
6、运输方式设计与优化
7、施工经验及技术
8、实施效果评价
板煤巷采用钻爆法掘进施工，耙装机胶+胶带输送机+轨道+煤仓装卸运输储存煤矸石，仍是目前较为经济且值得普遍采用的施工方法。
相对于综掘施工有如下优点，适应性强，产尘量小，投入低，掘进成本低，断面要求小，掘进开口准备及交叉口施工一级回撤安装专场工期短。
采用胶带输送机+轨道+煤仓装卸，提高普通掘进机械化程度，节省回撤或回采时安设胶带输送机的人力物力与工时，减少了生产环节与不安全因数，显著提高了掘进效率，有效缓减的采掘接替压力，实现安全高效。
存在问题：
迁移耙装机和安装胶带输送机耗时较长，如实施交叉平行作业可有效缓减。
3锚杆支护的技术优势
（1）锚杆支护在支护原理上符合现代岩石力学和围岩控制理论。
锚杆与被锚固围岩共同承载，属主动支护，因而能够调动和利用围岩自身的稳定性，充分发挥围岩的自身承载能力，有效地控制巷道围岩变形，所以锚杆支护更有利于保护巷道围岩的稳定，改善巷道维护状况。
（2）煤巷锚杆支护适应性强，支护成本随采深增加、条件恶化的升幅，不像棚式支护大幅度上升。
相反，随采深的增加、条件恶化，锚杆支护直接材料投入较棚式支护相应降低更多，效果更显著。
（3）在相同地质条件下，参数合理的锚杆支护，煤巷围岩变形量通常比棚式支护减少一半以上，另外其巷道外形多为矩形，因而在支护设计时，可以相应减少巷道断面，断面的有效利用率大大提高。
（4）锚杆支护所需材料体积小、重量轻，其辅助运量大大降低，既减轻了工人的劳动强度，又改善了作业环境。
（5）锚杆支护增加了巷道或开切眼的有效空间，在开切眼中极大地简化了支架安装工序，可有效地提高工作面设备安装进度，缩短安装工期。
（6）锚杆支护在工作面端头治理中，不需要撤棚；节省了回棚工序，简化了端头治理。
（7）锚杆支护使用得当，技术参数合理，一般不需要维护。
困难条件下，仅需简单维护，且维护简单、快捷。
（8）服务年限较长的巷道，采用锚杆支护可减少大量材料占用造成的资金积压；加快资金周转，降低生产成本。
3 煤巷锚杆支护的经济效益分析
31 减少支护材料投入，降低直接支护成本
锚杆支护与工字钢棚式支护相比，仅需要投入锚杆、托盘、梯子粱等少量钢材，一次性投入费用较少。
某段巷道，采用锚杆支护时，支护材料费用初期投入2144元／m，其中：
高强度锚杆1209元／m，钢梯子梁286元／m，竹锚杆、木托板、水泥卷649元／m；采用
工字钢棚式支护时，支护材料费用初期投入1031．8元／m，其中：
11＃工字钢986元／m（2．4×2．4×2．4、棚距600mm），塘材、笆片、木楔458元／m。
通过比较可以看出，一般条件下锚杆支护比棚式支护巷道,材料费一次性投入少8174元／m。
若考虑工字钢的回收复用问题，按复用3次计算，“回收率为85％，则支护费用变为4046元／m；但中间增加两次回收工字钢费用，若按矿上测算的424元／m计算，则比锚杆支护巷道高出2750元／m。
按一般条件考虑，全矿区2000年完成锚杆支护巷道54000m，全年可节约支护材料费用14850万元。
从全矿区工字钢材料投入来看，1995年至1999年平均投入新工字钢8500t以上，占用资金约2080万元。
若改用锚杆支护，仅工字钢的投入费用即可支护一般条件下的煤巷97万m。
32 减少巷道维修量，节约维护费用
锚杆支护巷道一般不需要维护，困难条件下仅需简单维护。
而且与棚式支护相比，条件越复杂节约维护费用越明显。
据测算，一般情况下，Ⅱ、Ⅲ类巷道棚式支护维护费用80～90元／m，锚杆支护约为8元／m；节约维护费用平均为77元／m；Ⅳ类以上巷道棚式支护维护费用高达400元／m以上；而锚杆支护不足百元，每米巷道可节约维护费用300多元。
按全矿区2000年锚杆支护巷道54000m计算，其中简单条件38000m，复杂条件16000m，每年可节约维护费用7726万元。
33 减人提效，节约工资支出
锚杆支护可大大减少工字钢加工、转运、回收、返修等环节的辅助用工。
同时随着单产单进的提高，又可以减少掘进用工。
目前平均每矿加工回收人员约10人，每个掘进队转运工字钢需4人，每个采面两巷超前支护需8人，现在全公司140个煤及半煤巷掘进队，56个采煤工作面，若按半数采用锚杆支护计算，可减少辅助用工574人（按14个矿、上述各环节减少一半人计算）；在单进方面锚杆可比棚式支护提高20％以上，完成相同的掘进进尺可以减少掘进队23个，每个掘进队按50人计算，可减少掘进工1150人。
两项合计可以减少用工1724人，按掘进工年平均工资1．5万元（含补贴）计算，可节约工资支出2586万元。
34 减少中间周转量，节约电费支出
根据生产矿井现场测算，锚杆支护是棚式支护材料提升运输周转量的1／8左右，每百米棚式支护巷道约需78辆（1t矿车）车皮；提升运输费用约1170元。
照此计算，2000年全矿区完成锚杆支护5．4万m，可节约提升运输费用55．3万元。
根据以上分析，2000年全矿区完成锚杆支护巷道5．4万m，仅上述4项内容即可节约资金4898.9万元。
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