联合支护技术与爆破切顶在沿空留巷中的应用
联合支护技术与爆破切顶在沿空留巷中的应用摘要:介绍了沿空留巷的支护设计、施工工艺及技术保障措施,为类似工程条件的沿空留巷提供科学依据。
关键词:沿空留巷联合支护爆破切顶
枣矿集团滨湖煤矿为缓解我矿工作面接续紧张的局面以及提高资源回收率,探索矿山压力的规律及支护特性和与围岩的相互作用关系,以便降低薄煤层的万吨掘进率,实现薄煤层工作面的高产高效,决定在16煤16101工作面材料巷实施沿空留巷。
1 工程概况
16101工作面位于西一采区,埋深-485m～-515m,走向长651m,倾斜长181m,16煤厚1.3～1.4m,平均1.33m,煤层倾角2～6°,平均4°。煤层较薄结构复杂,局部含一层0.03米的黄铁矿,直接顶为十下灰岩,垂直裂隙发育,方解石充填、坚硬,硬度系数8.3,顶板不平整,局部凹凸明显,且局部有压顶现象,平均厚度 4.9m;直接底为泥岩灰色,松软,易碎,泥质胶结,水平层理。硬度系数1.74,平均厚度4.5m;老底为灰色粉细砂岩,坚硬,不易破碎。硬度系数5-7,平均厚度20m。
2 沿空留巷支护设计
2.1 掘进至回采前阶段两帮支护
浅谈顶板预裂爆破切顶卸压在沿空留巷技术中的应用
浅谈顶板预裂爆破切顶卸压 在沿空留巷技术中的应用 摘要：作为无煤柱护巷的一种主要方式，沿空留巷技术对于提高煤炭回收率、消除隅角瓦斯积聚、降低煤矿开掘率，乃至对消除保护煤柱引起的井下灾害都有明显的效果。通过分析国内外沿空留巷技术和巷内、巷旁支护形式及其理论研究现状，指出了我矿沿空留巷目前所存在的顶板坚硬不易垮落造成巷道矿压显象大的主要问题。针对这一问题，本文对我矿2205采煤工作面运料巷沿空留巷在顶板预裂爆破切顶卸压及其支护技术方面进行了研究，提出了沿空留巷矿压控制方法，并以我矿2205工作面运料巷为例，介绍了沿空留巷技术在实践中的应用。 关键词：沿空留巷；预裂爆破；切顶卸压；支护设计 1.工程背景 孙庄采矿有限公司矿井瓦斯绝对涌出量为0.189 m3/min，相对涌出量为3.279 m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.284m3/min，相对涌出量为4.927 m3/t。该矿井属低瓦斯矿井。为低瓦斯矿井。该矿2号煤煤尘有爆炸危险，爆炸指数为12.5%，煤层无自燃倾向性，为不自燃煤层。 2205工作面开采煤层为2#煤，层位稳定。原煤层厚度为1.8m~2.2m，结构简单，煤质优良，走向SE，倾向SW，倾角7°~21°，平均倾角14°。 煤层直接顶板为3.5m左右的粉砂岩，黑色，含植物化石和黄铁矿，直接顶板完整且较坚硬，放炮后难以随顶板垮落，间接顶板为6m左右的中粒砂岩，灰黑色，含砂较多。直接底板为6m左右的泥岩。 该工作面采用走向长壁采煤法，缓慢下沉法管理顶板，炮采工艺，一 第1页
次采全高。 图1-1 2205工作面顶底板岩层柱状图 工作面情况见图1-2。 图1-2 2205工作面回采巷道布置平面图 2.双向聚能顶板预裂爆破 2.1 双向聚能爆破技术原理 双向聚能拉张成型爆破与其它控制爆破最大的区别是：借助双向聚能
沿空留巷施工总结
沿空留巷施工总结 沿空留巷技术是工作面辅助进风巷在回采过程中直接采用的特殊支护，保留原巷道不冒落，做为下一个工作面进风巷的一种施工方法。为有效实现无煤柱开采，提高资源回采率，消除回风上隅角瓦斯积聚，降低巷道掘进率，提高回采工作面安全生产水平。 自2015年9月7日开始在7211工作面施工沿空留巷工程，截止2016年12月28日共计施工柔模460个；自2016年11月24日开始在3214工作面施工沿空留巷工程，截止2017年2月10日共计施工柔模72个。现根据现场施工情况作以下施工技术总结。 一、沿空留巷施工工艺流程 煤帮挂网——割煤——移充填前部支架、挡矸支架——浇筑墙空间支护——留巷滞后支护——校对中线——支模——泵注混凝土——（等8小时墙体凝固达到设计支撑强度）——拉移充填支架 二、沿空留巷支护设计 （一）沿空留巷施工区：混凝土墙体上方顶板进行锚索支护，锚索规格为：Φ21.6×7200mm，锚索的间排距为1600×850mm，10#金属网护顶，见图3。
15° 78027007807807801200 巷旁补强锚索φ21.6×7200mm 间排距1600×850mm C30柔模混凝土 φ20×1300mm锚栓 间排距900×750mm 45001600 采空区 巷内补强锚索φ21.6×7200mm 排距1800mm 双层经纬网 图1沿空留巷支护横断面 （二）沿空留巷特殊支架支挡情况 柔模巷旁支护施工前，采用支架进行临时支挡控制顶板的区域。 工作面墙体浇筑区域采用采用2架ZQL2x4000-17/31型挡矸支架进行 支挡，架前铺设10#铁丝编织而成的10×1m 经纬网，与巷内原菱形网 搭接长度不小于100mm ，架后补打加强锚索。该支架的主要作用是： 1、将采空区与留巷隔离开来，为浇筑柔模混凝土墙体提供一个 安全的施工环境。 2、工作面回采后及时支护留巷顶板，防止留巷浇墙区顶板快速 下沉或垮落，及时切顶，减少悬顶长度，降低留巷压力。 3、为低龄期巷旁支护提供支撑及掩护，防止巷旁支护墙体过早 受力，造成墙体内部损失，影响后期强度。 （三）巷旁支护（混凝土墙）作用及参数 1、巷旁支护作用
沿空留巷安全技术措施详细版
文件编号：GD/FS-4444 （解决方案范本系列） 沿空留巷安全技术措施详 细版 A Specific Measure To Solve A Certain Problem, The Process Includes Determining The Problem Object And Influence Scope, Analyzing The Problem, Cost Planning, And Finally Implementing. 编辑：_________________ 单位：_________________ 日期：_________________
沿空留巷安全技术措施详细版 提示语：本解决方案文件适合使用于对某一问题，或行业提出的一个解决问题的具体措施，过程包含确定问题对象和影响范围，分析问题，提出解决问题的办法和建议，成本规划和可行性分析，最后执行。，文档所展示内容即为所得，可在下载完成后直接进行编辑。 为了减少11010采面与老采面之间的煤柱损失，经矿领导研究决定，采用无煤柱开采（沿空留巷）。为保证施工安全特制定安全技术措施如下： 1、施工方法： 沿空留巷无煤柱采煤、沿17型溜子尾，沿巷口进煤柱2米。 2、支护规格： 根据本采煤工作面顶板岩性情况，采用单体柱配圆木梁支护,棚间距为0.5米、净口1.8米、净高1.8米、下宽2.5米。 3.采空区处理方法： 采用全部垮落法处理顶板。采空区冒落高度应普
遍不少于1.5倍采高，采空区局部悬顶和冒落不充分，面积小于2×5 m2时，采取打密集柱和戗柱加强支护，大于2×5 m2时，采取打戗棚、木垛、密集柱，加强矿压监测；大面积悬顶不落时，应采取上述措施外，必须进行强制放顶。 4.放顶安全措施： （1）、回柱后顶板不垮落，悬顶距超过作业规程规定时，必须停止作业，采取人工强制放顶。 （2）、放顶人员必须站在支架完整、无崩绳、崩柱、甩钩、断绳伤人等危险的安全地点工作。回柱放顶前必须对放顶安全工作进行全面检查，清理好退路，回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。 5、安全出口： （1）、为保证采面回采安全生产，需在进风、回风巷两端设有安全出口，安全出口规格2ⅹ0.8米
无煤柱开采沿空留巷防止漏风的安全技术措施通用范本
内部编号：AN-QP-HT830 版本/ 修改状态：01 / 00 The Production Process Includes Determining The Object Of The Problem And The Scope Of Influence, Analyzing The Problem, Proposing Solutions And Suggestions, Cost Planning And Feasibility Analysis, Implementation, Follow-Up And Interactive Correction, Summary, Etc. 编辑：__________________ 审核：__________________ 单位：__________________ 无煤柱开采沿空留巷防止漏风的安全 技术措施通用范本
无煤柱开采沿空留巷防止漏风的安全技 术措施通用范本 使用指引：本解决方案文件可用于对工作想法的进一步提升，对工作的正常进行起指导性作用，产生流程包括确定问题对象和影响范围，分析问题提出解决问题的办法和建议，成本规划和可行性分析，执行，后期跟进和交互修正，总结等。资料下载后可以进行自定义修改，可按照所需进行删减和使用。 无煤柱开采技术已广泛被应用，它是一项提高回采、减少掘进工程量、保证接续、提高工效、降低成本的即安全又经济的有效开采工艺。但是通过回采实践过程揭露一些不容忽视的问题，即，在有自燃倾向性煤层中采用该各开采工艺时，往往由于沿深留巷过程中漏风问题解决不好，造成采空区，开切眼上。下顺槽，最终停采线漏风而自然发火，特别是在厚煤层中分层采和放顶煤开采时，采空区自然事故出现的几率更高、更明显。为此，对减少漏风稳定系统、抑制自燃发火方面做如下几方面
沿空留巷安全技术措施
2713工作面下巷沿空留巷安全技术措施 为缓解采掘接替紧张，提高煤炭资源回收率，在2713工作面下巷使用高水充填材料巷旁充填技术进行沿空留巷。为保证沿空留巷施工的顺利进行，特制订本安全技术措施。 一、工程概况 2713工作面位于27采区下部，北为27采区下山保护煤柱，西为2709工作面，东为2715工作面(未掘)，南为火成岩边界。工作面南北走向长1038～1054m，东西倾斜长195m，标高～。工作面煤层稳定，煤层厚度为～，平均煤厚，煤层倾角为7°～15°，平均倾角12°。2713工作面顶板条件良好，直接顶为泥岩及砂质泥岩，厚度为，基本顶为中、细、粉砂岩及泥岩，厚度为，直接底为砂质泥岩，厚度为，基本底为细粒砂岩，厚度为。 2713工作面下巷长(可采长度1038m)，为出煤、进风巷，采用锚网索(梁)+M 钢带联合支护。巷道断面为矩形断面，净宽，净高不低于，巷道断面积不小于2。巷道顶板采用锚杆+锚网+锚梁+锚索联合支护。顶板每排使用一片6眼的M钢带(眼距800mm)，采用φ22×2200mm高强锚杆(自下帮起钢带第一、三、四、六眼位内施工)和φ×4200mm(每隔一排在自下帮起钢带第二、五眼位内施工)锚索，铺设小眼点焊钢筋网(网格70×70mm)；顶板施工四排锚索梁支护，锚索梁“迈步布置”，锚索规格为φ×7200mm，锚索梁采用16#槽钢加工，眼距1600mm，锚索托盘采用12mm厚钢板加工，规格为120×120×12mm。两帮采用φ22×2200mm 高强锚杆支护，使用竖向M钢带(采用两眼及三眼钢带搭配使用，分别为1000mm 和1700mm长，眼距700mm；600mm长，眼距400mm)，锚杆排距为800mm，铺设小眼点焊钢筋网(网格70×70m m)；下帮施工一排锚索梁支护，锚索规格为φ×4200mm，锚索梁采用16#槽钢加工，眼距1600mm，锚索托盘采用12mm厚钢板加工，规格为120×120×12mm。 附图1:2713下巷支护断面图。 二、充填系统 (一)充填材料
煤矿切顶卸压沿空留巷作业规程
煤矿轨道顺槽切顶卸压自动成巷
作业规程
单 位： 队 长： 编 制： 时 间：2016 年 月 日
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目录
二、落实意见 .............................................................................错误！未定义书签。
目 录 ........................................................................................................................... 1
第一章 工程概况 .........................................................................................................1
第一节 工作面概况.................................................................................................................1 第二节 围岩特征及地质构造.................................................................................................1 第三节 留巷接续情况.............................................................................................................4 第四节 水文地质.....................................................................................................................4 第五节 瓦斯与煤尘.................................................................................................................5
第二章 施工工艺 .........................................................................................................5
第一节 巷道加固支护及挡矸措施.........................................................................................5 第二节 爆破预裂切缝...........................................................................................................10
第三章 爆破预裂切缝设备配置 ...............................................................................12
第四章 矿压监测 .......................................................................................................14
第五章 工程质量标准及评估统计 ...........................................................................17
第一节 工程质量标准...........................................................................................................17 第二节 机电设备管理及文明卫生管理标准.......................................................................21
第六章 劳动组织 .......................................................................................................22
第一节 劳动切缝作业方式.................................................................................................22 第二节 施工组织.................................................................................................................22 第三节 劳动组织.................................................................................................................22
第六章 安全技术措施 ...............................................................................................22
第一节 危险源辨识...............................................................................................................22 第二节 安全管理组织及保证...............................................................................................26 第三节 入井安全措施...........................................................................................................26 第四节 钻孔安全措施...........................................................................................................27 第五节 恒阻锚索施工安全技术措施...................................................................................29 第六节 锚固力试验安全措施...............................................................................................29 第七节 爆破预裂切缝安全措施...........................................................................................30 第八节 “一通三防”安全技术措施...................................................................................33 第九节 顶板支护及挡矸安全技术措施...............................................................................35 第十节 喷浆安全技术措施...................................................................................................37 第十一节 辅助运输安全技术措施.......................................................................................37 第十二节 节能环保及其他方面...........................................................................................38
第七章 避灾系统 .......................................................................................................39
第八章 规程贯彻学习和考试 ...................................................................................40
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(完整版)沿空留巷
【2012】山西灵石华瀛天星柏沟煤业有限公司 090101回风顺槽沿空留巷 设计说明书 设计人： 审核： 总工程师： 时间：
柏沟煤业090101回风顺槽沿空留巷 设计说明书 无煤柱开采技术是煤矿开采技术的一项重大变革，在矿井的开拓成本、缩减接续时间及提升回采效率上均比原有的留设煤柱开采有较大的优势。为缓解我矿采掘工作面接替紧张的压力，实现无煤柱开采，提高回采率，减少资源损失，提升经济效益，根据我矿实际情况，经集团公司领导与矿相关领导研究决定，为090101回风顺槽进行沿空留巷。 第一章沿空留巷巷道基本情况 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 井上下关系对照表
第二节煤（岩）层赋存情况 一、煤层特征表 二、煤层顶底板状况 9号煤层顶板为K2石灰岩，局部为薄层的泥岩伪顶，底板为泥岩或砂质泥岩。目前开采的090101工作面为本矿9号煤层首个回采工作面，使用全部跨落法管理顶板。顶板：为K2石灰岩，岩性坚硬，抗压、抗拉强度大。岩层单向抗压强度32.1-63.2Mpa，平均44.4 Mpa，单向抗拉强度1.63-4.56Mpa，平均2.71 Mpa，抗剪强度1.73-6.11Mpa，平均4.05 Mpa。稳定性好，属稳定-较稳定型顶板。 底板：为砂质泥岩，节理裂隙不发育。属不稳定-较稳定型底板。 第三节地质构造 总体为一轴向近南北方向的向斜构造。 第四节水文地质 井田范围内没有大的地表水体。矿区位于交口河上游支沟，井田内发育冲沟，各沟谷基本常年无水，仅在雨季汇聚短暂性洪流，属季
节性沟谷河流。 第二章沿空留巷专项设计 第一节设计目的及依据 在煤矿原有的生产体系中，长期以来一直沿用留设煤柱的方法维护。无煤柱护巷技术是煤矿开采技术的一项重大改革，无煤柱护巷支护技术中的沿留空巷技术曾经历了堆砌矸石、密集支柱、木垛、金属棚、高水材料垛式充填等留巷方式的无煤柱护巷的发展过程，积累了宝贵的生产技术经验。我矿为资源整合后建设矿井，主副井筒及井下巷道均为新建，原开采的2#、4#煤层均已开采殆尽，090101是我矿在9号煤层布置的首个回采工作面。为了更加合理的利用资源，减少成本及减小将来开采布置10#煤层的难度，我矿组织相关领导对相邻的兴庆煤矿、旺岭煤矿进行了考察研究，决定对090101回风顺槽实施沿空留巷，以便于回收090101工作面与090103工作面之间的煤柱时解决行人通风的问题。 一、沿空留巷的优点及效益分析： 1、如试行成功，在今后的采掘接续中可以缓解采掘工作面接替紧张的压力。和留煤柱开采相比，少掘一条巷道，节约时间约4个月。 2、真正实现无煤柱开采，提高回采率，减少资源损失，实现连续开采，增加效益。 3、实现无煤柱开采，无应力集中区，被保护层得以彻底保护。 4、沿空留巷位于采动卸压区，支护容易，便于维护。 5、根据我我矿实际情况及顶板岩性，现在我矿090101首采工作
沿空掘巷联合支护技术研究
沿空掘巷联合支护技术研究 祖梦柯1，王其洲 2 （1．河南许昌新龙矿业有限责任公司，河南禹州461670；2．中国矿业大学矿业工程学院，江苏徐州221008） 摘 要 该文以梁北煤矿11采区地质条件为基础，现场调查11采区留设小煤柱沿空巷道变形破坏特征，并对巷道破坏原因进行分析，提出工字钢对棚+单体支柱+锚索联合支护技术，实施该项技术后对其支护效果进行观测，巷道围岩得到有效控制。关键词 沿空掘巷 联合支护 工字钢支架 中图分类号TD353 文献标识码 B 梁北煤矿11采区是现阶段矿井主采区，该采区煤 层赋存稳定，存在简单地质构造，煤层平均倾角12?，平均厚度为4．4m ，节理裂隙较为发育，煤层较破碎，由表1可知，煤层上方存在泥岩伪顶，直接顶为稳定细粒砂岩，基本顶为中粒砂岩，直接底为泥岩，基本底为粉砂岩，煤层和泥岩层为软弱层。 表1巷道顶底板情况 顶底板名称岩石类别硬度厚度（m ）顶板 基本顶 中粒砂岩＜87．04直接顶细粒砂岩＜63．65伪顶 泥岩＜20．1 1．0底板 直接底泥岩＜21．2基本底 粉砂岩 ＜6 3．77 该采区工作面顺槽均沿二1煤层顶板掘进，属小煤 柱沿空掘巷，护巷煤柱宽度平均3m ，地面平均标高+114m ，顶板平均标高－420m 。该采区已掘巷道围岩变形破坏严重，难以满足巷道断面使用要求。2巷道变形破坏特征及原因分析2．1 巷道原有支护 11采区工作面顺槽净断面面积13．36m 2，见图1。 图1巷道断面设计图 巷道支护采用12#工字钢对棚支护。工字钢棚间距700mm ，顶梁长4200mm ，上帮棚腿长3700mm ，下帮棚腿长2700mm ，帮部椽杆间距250mm ，椽杆后采用双抗网护表，顶梁与顶板间采用木楔背紧。2．2巷道变形破坏特征 *收稿日期：2011－08－22 作者简介：祖梦柯（1983－），男，河南商丘人，毕业于河南理工大学，从事煤矿技术管理工作，现任梁北煤矿生产科副科长。 11采区巷道属于典型小煤柱护巷沿空掘巷， 现场调查分析表明巷道出现多中变形破坏特征：（1）巷道两帮帮脚强烈内移，棚腿修复周期为2个月；（2）支架中部出现明显弯曲变形，部分支架出现扭曲变形；（3）底板强烈鼓起，底鼓治理周期为2个月。2．3巷道变形破坏原因分析 留小煤柱沿空掘巷是一种特殊类型的回采巷道［1］ ， 必须分析巷道围岩条件和上方顶板变形特征，同时以研究该类巷道矿压规律作为基础，巷道变形破坏原因分析如下： （1）由图2可知，邻近工作面回采后顶板形成砌体梁结构，留设小煤柱沿空巷道的围岩状态和应力条件均由该结构决定，并且顶板砌体梁结构在“失稳”到“再稳”的过程中对巷道围岩稳定性影响极大。 图2顶板砌体梁结构 现有研究表明老顶形成砌体梁结构的过程为下 沉、弯曲、破断及回转 ，此过程老顶在应力条件和围岩状态的共同约束下出现给定变形。由关键层理论可知，老顶破断前，主要起到承载上覆岩层的作用。上区段工作面回采后，老顶出现结构性调整，调整稳定后弧三角块B 水平方向一侧受采空区断裂老顶的挤压，另一侧受到原岩岩体的挤压；铅垂方向上弧形三角块受上覆岩层的铅垂压力、采空区矸石的垂直支撑力、实体 煤的垂直支承力的合作用力［2］ 。稳定过程中，弧形三角块下方煤体产生破碎区和塑性区，降低岩体完整性和强度，加速煤岩体流变，随着时间推移巷道变形破坏严重。除此，稳定弧三角块能够承载上覆围岩压力，维持巷道稳定。 （2）原有支护设计不合理［3］ 原有支护设计采用12#工字钢对棚支护。在此类 围岩条件下， 支架与围岩相互作用关系极差，同时围岩易产生强烈流变，工字钢棚难以适应巷道变形。除此之外，护表采用强度和刚度均较小的双抗网，无法控制 312012年第2期
采煤工作面运输巷沿空留巷安全技术措施通用范本
内部编号：AN-QP-HT701 版本/ 修改状态：01 / 00 The Production Process Includes Determining The Object Of The Problem And The Scope Of Influence, Analyzing The Problem, Proposing Solutions And Suggestions, Cost Planning And Feasibility Analysis, Implementation, Follow-Up And Interactive Correction, Summary, Etc. 编辑：__________________ 审核：__________________ 单位：__________________ 采煤工作面运输巷沿空留巷安全技术 措施通用范本
采煤工作面运输巷沿空留巷安全技术措 施通用范本 使用指引：本解决方案文件可用于对工作想法的进一步提升，对工作的正常进行起指导性作用，产生流程包括确定问题对象和影响范围，分析问题提出解决问题的办法和建议，成本规划和可行性分析，执行，后期跟进和交互修正，总结等。资料下载后可以进行自定义修改，可按照所需进行删减和使用。 由于我矿煤层瓦斯含量较大，煤层具有突出危险性，造成掘进单进水平低，采面接替紧张。为了缓和这种矛盾，经矿领导研究决定，在3095工作面运输巷采取沿空留巷技术，用作3093工作面回风。为保证3095运输巷沿空留巷的成功，特制定3095运输巷沿空留巷安全技术措施。 一、概况 3095工作面位于309采区+375m水平～+400m水平之间的东翼，处于309采区东翼上段，工作面平均走向长137m（运输巷可采
沿空留巷巷旁充填支护技术研究与应用
沿空留巷巷旁充填支护技术研究与应用 发表时间：2018-03-05T15:28:59.400Z 来源：《建筑学研究前沿》2017年第30期作者：段元贵 [导读] 巷旁充填带支护技术是近年来发展起来的一种新型巷旁支护技术，国内外沿空留巷实践表明。 山东绿源特种材料有限责任公司山东省临沂市 273313 摘要：沿空留巷巷旁充填技术不但能够解决高瓦斯工作面通风问题，还能实现不留煤柱连续回采，而沿空留巷围岩控制的关键是巷旁支护体，因此，对沿空留巷进行研究，对沿空留巷实践具有一定的指导意义。所以，希望通过不断地研究，能研制出更好的方法。 关键词：沿空留巷；巷旁充填支护技术；应用 引言 巷旁充填带支护技术是近年来发展起来的一种新型巷旁支护技术，国内外沿空留巷实践表明，充填材料整体浇注后，充填体能克服传统巷旁支护的根本缺陷，显示出了其技术经济的优越性。 1巷旁充填材料研究现状 1.1普通混凝土充填材料 普通混凝土具有终凝强度高、劳动强度小、成本低和充分利用矸石以减少矸石排放等优点，但初凝时间较长、初期强度低。根据实验，当混凝土水灰比为0.5：1时，充填体材料3d、7d、28d的强度分别为8.56MPa、13.65MPa、23.52MPa。巷旁充填材料选用普通混凝土时，如果结合巷内锚、网、索联合支护，充填体两侧采用单体液压支柱临时支护以及采空区侧用锚索加强支护，能充分弥补普通混凝土初凝时间长、初期强度低的缺点，有效地控制顶板岩层，达到预期留巷效果。 1.2CHCT系列充填材料 CHCT系列充填材料由石子、水泥、砂、水、粉煤灰及复合外加剂组成，复合外加剂包括早强剂、减水剂、保水剂和引气剂等部分。充填材料1d、2d、3d、7d、28d抗压强度分别可达5MPa、10MPa、12MPa、15MPa和28MPa。巷旁充填材料选用CHCT系列充填材料时，充填体效用主要体现在两个方面：（1）有效控制顶板离层、及时切顶，使巷道保持稳定；（2）及时封闭采空区，防止漏风和煤的自燃，避免采空区有害气体进入工作空间。 1.3高水速凝材料 高水速凝材料由甲料、乙料两种材料组合使用，甲、乙两湿料混合均匀后形成大量钙矾石，凝胶体充填在钙矾石骨架中，形成固结体。高水材料充填体具有早期强度高、凝固速度快、增阻速度快、密闭采空区效果好等特点。当巷旁充填材料选用高水速凝材料时，巷道断面收缩率一般能控制在16%以内，所留巷道二次利用时只需进行小修即可满足要求。 2巷旁充填体与顶板岩层的相互作用 2.1顶板岩层 工作面在回采过程中，其采空区顶板岩层活动的主要形式是自上而下的出现分层垮落现象，主要表现为顶板岩层的旋转下沉和平移下沉两种形式。顶板岩层活动可分为前期活动、过渡期活动和后期活动三个时期。前期活动会出现沿空留巷顶板的“一次破断”，这时会与出现冒落的矸石基本上失去联系，并伴随着充填体强度的加大，充填体会切落采空区侧悬臂的直接顶；过渡期活动出现沿空巷顶板的“二次破断”，以此同时会形成老顶岩梁。此阶段顶板的活动会以旋转下沉为主要形式，因此变形速度加快，变形量加大；后期活动造成老顶下位岩梁和沿空留巷直接顶板平移下沉，该阶段顶板以平移下沉为主，下沉速度较小。 2.2巷旁充填体作用力 老顶岩梁的位态与工作面采高、直接顶厚度和岩性有关，而巷旁充填体不能改变老顶岩梁的稳定状态。在顶板岩层活动的不同阶段，巷旁充填体的作用也不尽相同。在顶板前期活动的阶段，顶板以旋转下沉为主，充填体的作用力主要是直接顶的重量和悬臂直接顶的作用力；在顶板的过渡期活动阶段，为了使老顶岩梁的“大结构”在较短时间内尽快形成，这就要求充填体应该具有足够的切顶阻力，能够切断老顶，以减少沿空留巷顶板的下沉量和巷道矿压显现的剧烈程度；顶板后期活动阶段，充填后期工作阻力会呈现出波动性，并会逐渐趋于稳定。 3巷旁充填工艺系统 3.1泵送混凝土充填工艺系统 图1CHCT系列材料巷旁充填工艺流程 相比CHCT系列材料充填、高水速凝材料充填，泵送混凝土充填系统简单，取材方便。其工艺流程包括：地面碎石及水泥制备系统、由地面至井下泵站运输系统、混凝土制备与泵送系统、充填模板系统。 3.2CHCT系列材料充填工艺系统 CHCT系列材料充填工艺系统包括：干混充填料地面制备系统、由地面至井下泵站运输系统，充填泵料斗上料系统，料浆的制备与泵送系统及充填模板支架系统。工艺流程如图1所示。 3.3高水速凝材料充填工艺系统 高水材料充填工艺系统包括：高水材料料浆的制备、高水材料料浆的输送和充填体成型三个部分。其工艺流程为：高水材料的甲、乙
控制爆破
爆破控制思考题 1.何为控制爆破（叙述定义）。 根据工程要求和爆破环境、规模、对象等具体条件，通过一定的技术措施，严格地控制爆炸能的释放和介质的破碎过程，并使爆破公害控制在规定的限度之内，这种对爆破效果和爆破危害进行双重控制的爆破技术称为控制爆破。 2.控制爆破的控制内容包括哪些？ ①控制炸药爆炸能量的释放过程②控制爆破体的破碎程度③控制爆破破坏作用的范围④控制爆破体的抛移、塌倒方向和堆积范围⑤控制爆破的危害作用 3.爆破公害主要有哪几种？ ①爆破地震②爆破空气冲击波③爆破噪声④爆破飞石⑤有害气体 4.控制爆破中，介质的破坏过程主要服从哪种爆破机理？ 爆炸气体的膨胀作用，利用缓冲原理降低爆轰波峰值压力对爆破介质的冲击破坏作用，使炸药爆炸能量得到合理分配和充分利用 5.何为等能原理？ 根据爆破对象的实体状况、环境条件及工程要求，优选爆破参数，正确计算每个炮孔内的装药量，使每个炮孔内炸药爆炸释放出的能量与该孔周围介质达到预期爆破效果所需的能量相等，使介质只产生一定宽度的裂缝或原地松动破碎，而无多余的能量引起地震、空气冲击波和飞石等爆破公害。这一原理称为等能原理。 6.控制爆破中单孔装药量主要是根据什么原则确定的？ 体积原则：在相同爆破条件下，爆破碎碎岩石的体积与装药量成正比 能量守恒原则；炸药爆炸释放的有效能量≥破坏介质克服阻力消耗的能量 7.能量控制计算公式中，装药系数主要与何种因素有关？ ①面积系数q1与最小抵抗线的乘积接近一个常数，成反比 ②体积系数q2:爆破介质的性质:σ↑，q↑，最小抵抗线W（关键）: w↑, q ↓，临空面的数量及大小(关键):临空面多、大，q↓ 8.体积准则装药量计算公式中，单位用药量系数主要与何种因素有关？ ①爆破介质的性质:σ↑，q↑②最小抵抗线W（关键）: w↑, q ↓③临空面的数量及大小(关键):临空面多、大，q↓ 9.控制爆破中的微分原理的主要内容是什么？ 将爆炸某一目标所需的总装药量进行分散化与微量化处理，故称为微分原理，中心思想：“多打眼，少装药”，把微量的炸药合理地装在分散的炮孔中，通过分批微差多段起爆，达到爆破质量的要求、显著地降低爆破危害的目的。 10.控制爆破中孔网参数（a孔距、b排距）的布置要考虑哪些因素？ ① a、b 取值过大，装药量相对集中，对爆破震动影响较大,不利于安全，破碎块度也大。 ②a、b 取值过小钻孔及爆破成本提高，或沿孔间贯穿出现大块，或先响炮孔将后响炮孔内的炸药压死造成拒爆。 11.控制爆破中炮眼深度主要根据什么原则确定？其主要影响因素是什么？ ①：原则是装药中心位于被爆破结构体的中心或形心。 ②：使得药包在各个方向的抵抗线保持均匀一致，抵抗包括结构的抵抗和几何材料的抵抗。 12.控制爆破中，在何种条件下要使用分层装药？分层装药结构中，相邻药包间的最小距离是多少？
切顶泄压在沿空留巷中的支护技术与施工
切顶泄压在沿空留巷中的支护技术与施工 摘要：切顶泄压在沿空留巷中的运用，根据具体的施工效果提高支护效果，节省掘进巷道费用，节省工作面准备时间，实现工作面连续回采，回收煤柱，提高工作面资源回采效率，在实际施工中广泛应用。本文在分析切顶卸压沿空留巷力学机理的基础上，通过了解切顶沿空留巷的基本原则来设计合理的方案，并根据设计方案选择相应的支护技术来进行施工，并得出相应的结论和建议。 关键词：切顶泄压沿空留巷支护技术施工结论和建议 沿空留巷是为了回收传统采矿方式中预留的保安煤柱，采用一定的技术手段将上一区段的顺槽重新支护留给下一个区段使用，对原顺槽位置进行保留的一种技术方法。但未施工切顶泄压沿空留巷的下帮会切顶，给恢复带来较大的难度，且在回采过程中压力较大，顶板管理难度大，而施工切顶泄压的话不仅可以使顶板下沉量小，完整度较好且恢复方便，同时还可以降低掘进率及生产成本，解决采煤工作面衔接紧张局面，可以说切顶卸压沿空留巷技术是目前最先进的一种无煤柱护巷技术。本文就对切顶泄压在沿空留巷中的支护技术与施工进行分析和研究，从各个方面分析它在实际工作中的应用价值。 一、切顶留巷技术力学机理分析与应用 切顶卸压沿空留巷力学机理是通过聚能预裂爆破后的预裂弱面改变了沿空巷道上覆悬伸顶板岩体的结构，引起岩层移动规律发生相应的改变；在采场顶板周期来压作用下，悬伸岩层在上覆压力挤压下沿预裂面切落，极大消散了沿空巷道围岩的应力集中程度，应力集中向巷道围岩深部转移，改善了沿空巷道的围岩应力环境，减小了巷内支护的受力及巷旁支护的阻力和应力集中程度，最终提高了沿空巷道的稳定性。 切顶卸压沿空留巷技术力学在实际施工中的应用主要体现在采面下出口20米段往外沿工作面运输顺槽上帮顶板布置深孔聚能预裂爆破眼实施预裂爆破，将运输顺槽上帮顶板顺走向拉开一条缝，然后在采面回采过程中，端头支架往前移动时，后方靠采空区顶板在上覆压力挤压下沿预裂线切落，且切落的矸石充满后方巷帮并且实现接顶，同时改善了沿空巷道的围岩应力状况，使后方巷道内支护的阻力减小并趋于稳定，以达到切顶卸压沿空留巷的目的。 二、切顶留巷的工程条件及支护方案设计 1.切顶留巷的工程条件概况 1335工作面位于13采区第一水平西翼，运输巷走向长621m 。3#煤层煤层平均煤厚2m；煤层倾角14~18°，平均为16°；直接顶：粉砂岩8~12米，老顶：粉砂质泥岩6~9米。 1335运输巷W钢带支护段巷道断面，净宽×净中高=4500×2500mm，净面积11.25m2；锚网支护段巷道断面，净宽×净中高=4500×2800mm，净面积12.6m2。 2.切顶留巷的支护方案设计 2.1试验时支护设计：1335采面从运输巷开口往外20米段开始实施了深孔聚能预裂爆破，试验段顶板较完整，支护形式为钢带挂网，4500×2500mm断面，沿空留巷支护为6排单体柱，上帮2排，下帮2排，中间2排。 2.2试验后支护设计：在顺槽段实施预裂爆破后，单孔爆破后在孔口两边沿巷道走向方向形成一道约250mm长的一条缝隙，而每次爆破后即形成约 3.5米长的走向裂缝，一直沿采面下至出口，成支护设计。①单体柱必须打成排，其
沿空留巷总结
12465工作面运料巷沿空留巷分析矿压观测总结 目前，煤矿采煤工作面沿空留巷已得到广泛应用并逐步推广，沿空留巷能够节约大量的掘进工程量、掘进生产费用、掘进工期，为生产衔接提供坚实的保障。传统的沿空留巷是通过巷道内基本支护加上巷旁支护（木垛支护、密集支柱支护、矸石带支护、料石砌墙支护、巷旁混凝充填等）的有效结合来达到强制切顶的目的。根据我矿野青煤顶板为平均4m厚的坚硬灰岩的实际情况，如采用传统的沿空留巷技术，必然存在着支撑能力低、材料消耗多、机械化程度不高、巷道受压大、变形快、维护困难、整修工程量大等缺点。通过借鉴和学习国内其它矿井沿空留巷的经验，根据生产需要，本着经济合理、技术可靠、生产安全的原则，经采矿公司领导批准，我矿12465采煤工作面运料巷采用了顶板聚能预裂爆破切顶卸压配合巷内基本支护+ 加强支护的沿空留巷方法。 12465采煤工作面运料巷沿空留巷自2011年4月1日开始实施，4月17日进行了矿压观测，截止5月15日已观测45m，现将本阶段观测及分析结果进行以下总结： 一．顶板预裂爆破 炮眼间距确定为0.7m，炮眼深度以打穿野青顶板灰岩为准，聚能管安装时聚能方向与相邻炮孔连线方向一致，炮眼每眼装药5卷（Φ32×3200mm）。根据现场观测，能达到顶板切缝的效果。 二．采用的矿压观测仪器 1．单体液压支柱受力监测仪 仪器型号名称：YHY-60型数字式压力计；厂家：山东晨晖电子科技有限公司。 2．锚杆（索）受力监测仪 仪器名称：锚杆（索）液压测力计；厂家：常州巧力机械科技有限公司。 三．矿压观测数据分析 1．工作面液压支柱监测数据见表1 从表中可以看出，在4月23日时工作面液压点柱的工作阻力达到最大值，工作面自4月1日开始推进，一天一排（1m），得出工作面老顶初次来压步距为23m。，在观测期间液压支柱工况良好，适应工作面生产条件。
沿空留巷锚索吊挂钢梁支护技术
新产品 新技术 沿空留巷锚索吊挂钢梁支护技术 新汶矿业集团有限责任公司翟镇煤矿 陈尚峰 范德强 摘 要 通过大倾角煤层开采中改变施工方案,将原工作面撤除后预留切眼实施沿空留巷,总结了沿空留巷的施工工艺及安全技术措施,为类似工程条件的沿空留巷提供科学依据。关键词 大倾角 沿空留巷 锚索钢梁 翟镇煤矿51101煤层倾角平均15 ,局部达26 。工作面走向长度380m ,里段150m 走向开采,外段改为倾向开采。工作面里段推进150m 撤除后预留切眼实施沿空留巷,预留工作切眼作为外段的轨道巷,在下部开掘一条运输巷形成系统,实施倾向开采。撤除预留切眼采用锚带、网、锚索吊挂钢棚联合支护,支护效果十分理想。1 顶板压力分析1.1 顶板结构 (1)平均厚度为3.64m 的粉砂岩为直接顶,充填性较好;整体上顶板矿压显现明显,但不十分强烈。 (2)平均厚度为17.10m 的砂岩互层分层破断,形成梁上有梁的一般梁式结构,构成基本顶结构。1.2 顶板来压强度 P 1=P 2=M z r z f z cos + M e r e L h a K T L K h i =456.48k N/m 2 式中:P 1 支护强度,kN m 2; P 2 顶板来压强度,kN m 2;M z 直接顶厚度,取3.24m; r z 直接顶容重,取2.2t/m 3; 煤层倾角,取15 ; f z 直接顶悬顶系统数,取1;M e 基本顶单一岩梁厚度,取5m;r e 基本顶容重,取2.5t/m 3;L 周期来压步距,取10m; h a 顶板最大下沉量,取400m m;K T 压力分布系数,取2;L K 控顶距,取3m; h i 需控顶板下沉量220mm 。2 支护设计 2.1 巷道断面和支护参数设计 针对巷道的维护特点,经过地质力学评估、初始设计、数值模拟计算分析,又经施工监测、信息反馈和修正,确定了巷道的锚索吊挂钢梁支护设计和参数(见图1)。2.2 顶板支护 顶板采用高强度螺纹钢锚杆, 22mm 2000mm,间排距800mm 900mm,配锚索吊挂钢梁及金属网。顶板支护形式 为5排锚带+2排锚索吊挂钢梁。锚索长6.0m,排距1.0m, 图1 51101工作面顺槽支护断面示意图 锚索吊挂3.0m 长的钢梁。顶板均要求用 27mm 的双翼钻头钻锚杆孔,孔为 28mm 。每根锚杆用1卷快速及2卷慢速树脂锚固剂卷加长锚固。锚索用2卷快速及3卷慢速树脂锚固剂卷加长锚固。2.3 两帮支护 煤帮采用高强度螺纹钢锚杆, 18m m 2000mm,间排距800mm 800mm,配锚带和金属网联合支护。为防止煤帮煤层片帮,每根锚杆用2卷Z2550型树脂锚固剂卷加长锚固,以保证其锚固力。煤帮最上部锚杆以15 仰角布置,最下部锚杆以15 俯角布置(有利于防止底鼓),其余锚杆水平布置。2.4 支护验算2.4.1 锚杆 采用 22的高强锚杆(1)顶锚杆 长度:L =(1+1/2f) (1.1+B/10)=1.72m 式中:L 锚杆有效长度; f 顶板岩层普氏系数,取2.2;B 巷道跨度,取3.0m 。L 顶=L + =1.82m 式中: 锚杆外露长度,100mm 。 考虑到沿空留巷巷道顶板松动区的扩容,L 顶应取2m 。 间排距 D =12K 1k 2 (3I /(2I +1)+(2f -1)/(2f +1))=0.79m 式中:D 锚杆间排距; K 1 锚固系数,取1.03; K 2 护顶系九,取1.05; I 直接顶完整系数,取0.63;f 2.2。 顶锚杆间排距取800mm 800mm 26 山东煤炭科技 2006年第6期