煤层巷道范文10篇

煤层巷道范文篇1

关键词：掘进巷道；近距离煤层；穿层；施工工艺

1工程概述

塔山矿二盘区可采煤层为山2#石炭二叠纪煤层，2204掘进工作面位于二盘区以西，巷道设计长度为1810m，巷道宽度为5.2m，巷道高度为4.5m，2204巷以北布置三条大巷分别为盘区回风巷、盘区辅运输巷、盘区皮带巷（见图1），三条大巷标高分别为720m、720m、724m，三条大巷之间预留保护煤柱宽度为30m。2204巷在掘进期间为便于形成稳定的出煤系统，巷道从盘区皮带巷指定位置采用爆破施工工艺进行开口施工，巷道掘进40m后以6°俯角下山掘进直至进入山2#煤层顶底板后再继续平行掘进，当2204巷掘进30m后将进入盘区辅运巷顶板上方，此时两巷之间煤层预留厚度为4m，属近距离煤层过巷掘进。根据塔山矿地测科提供地质资料显示，二盘区辅运巷顶板主要以炭质泥岩、砂岩等混合岩石层为主，稳定性差，易垮落。当施工巷道掘进30m后过巷期间受爆破震动及集中应力影响，盘区辅运巷顶板支护失效严重，局部出现冒顶现象，若不采取有效的技术措施，很容易发生重大煤矿安全事故。通过技术研究，分析了2204巷过巷期间存在的难题，并根据实际情况提出了对传统施工工艺及支护工艺进行改进，以确保施工巷道安全顺利过巷掘进。

22204巷过巷掘进施工存在的技术难题

1）由于2204巷开口施工时采用全断面爆破施工工艺，当施工巷道掘进至盘区辅运巷上方时采用该掘进施工工艺时巷道堆积的煤矸石多重量大，且全断面一次性爆破装药量大，受爆破震动、煤矸石承重以及围岩应力的影响很容易发生辅运巷顶板垮落事故。2）盘区辅运巷原支护设计中顶板采用锚杆、锚索联合支护，锚杆长度为2.5m，锚索长度为5.3m，当2204巷过巷掘进时将揭露辅运巷顶板部分锚索，锚索失效现象严重，同时在过巷时辅运巷顶板锚杆锚固端与2204巷之间层间距为1.5m，锚固质量及支护效果大大降低。

3施工方法

2204巷过巷掘进期间为避免因大断面爆破施工造成盘区辅运巷顶板垮落，通过技术研究决定采用分层预留底松动爆破施工工艺，具体施工方法如下：1）当2204巷掘进至25m时停止全断面一次性爆破，采用上分层预留底松动爆破施工工艺，上分层厚度为3.5m，预留底煤层厚度为1.0m。2）上分层掘进时采用松动爆破施工工艺，爆破期间炮眼深度为1.0m，每个炮孔填装长度为300mm，装药量为300g乳化炸药，孔口采用炮泥及水袋进行封堵。3）过巷掘进期间上分层松动爆破每茬进度控制在0.8m，爆破施工后及时对2204巷顶板施工永久支护，当2204巷过盘区辅运巷5m后停止分层掘进。4）2204巷过巷掘进期间上分层掘进到位后及时对下分层进行起底，采用风镐及洋镐进行人工起底，起底厚度为1.0m，起底后及时将煤矸石清理干净。5）当巷道起底到位后在盘区辅运巷正上方前后3m范围继续起底，起底深度为0.5m，起底后对其进行预埋11#工字钢梁并浇筑，11#工字钢梁长度为6m，钢梁平行于施工巷道布置，钢梁间距为0.3m，共计铺设15根，见图2。6）钢梁铺设后对其进行混凝土浇筑，建筑厚度为0.5m，浇筑后必须与2204巷设计底板处于同一水平面。

4支护工艺

为保证2204巷过巷掘进期间盘区辅运巷顶板安全稳定，通过研究决定对盘区辅运巷架设特制U29型工字钢棚，具体施工方法如下：1）特制U29型钢棚主要由五部分组成，两节棚腿、三节顶梁组成，顶梁与顶梁之间以及顶梁与棚腿之间采用卡缆进行预紧固定，钢棚间距为1.0m，共计架设10架U29型钢棚。2）为确保U29型钢棚架设稳定，在钢棚架设前在架设棚腿位置处进行起底，起底规格为长×宽×深=0.3m×0.3m×0.2m，起底后将棚腿底座放入并进行浇筑，浇筑厚度为0.2m，浇筑后确保浇筑面与辅运巷底板平整。3）棚腿底座固定后采用连接螺母将棚腿与其固定，棚腿与底座固定后在棚腿中部位置施工各施工两根固定锚杆，并采用卡缆将棚腿与巷帮进行固定。4）两节棚腿架设完后开始架设钢棚顶梁，架设顶梁时现架设两侧梁后架设中间梁，梁与梁之间采用卡缆连接且预紧力不得低于200N•m。为确保钢棚顶梁安全稳定，采用长度为2.0m锚索将顶梁与顶板进行固定。5）为确保相邻两架U29型钢棚之间存在联锁固定作用，相邻两架钢棚之间采用两组连接杆进行连接，所有U29型钢棚架设完后在钢棚与顶板、巷帮间隙处填塞水泥背板，水泥背板规格为长×宽=1.2m×0.3m。6）2204巷的过巷掘进期间每班必须安排专人对辅运巷架设的U29型钢棚进行检查，检查内容主要包括卡缆预紧力、钢棚变形情况等，一旦发现安全隐患必须及时处理。

5结语

通过技术分析研究塔山矿2204巷过盘区辅运巷掘进期间存在的技术难题，并对传统施工工艺及支护工艺进行改进。实践证明采用分层预留底松动爆破施工工艺有效解决了因全断面一次性爆破时工作面煤矸量大、爆破震动力度强从而造成顶板垮落的难题，同时在盘区辅运巷架设U29型钢棚对其顶板进行加强支护，保证了过巷掘进期间顶板稳定性，保障了2204巷过巷期间掘进施工安全。实现了近距离煤层安全快速过巷掘进，取得了显著的经济效益及安全效益。

参考文献：

〔1〕高雄.近距离煤层巷道掘进支护工艺研究[J].煤炭科技，2011（3）：56-57.

〔2〕王宇飞.近距离煤层过巷掘进技术研究与应用[J].江西煤炭科技，2016（6）：65-66.

〔3〕李东奇.掘进巷道过断层破碎带架设U29型钢棚支护技术应用实践[J].煤，2009（8）：48-49.

〔4〕张飞.近距离煤层巷道掘进施工工艺研究分析[J].内蒙古煤炭经济，2011（4）：65-66.

煤层巷道范文篇2

关键词：煤层巷道；硐室施工；实践

十一采皮带下山是钱家营矿业公司第一条以煤代岩巷道，将原设计布置在煤12底板岩层中的十一采皮带下山，改为沿煤12-1施工皮带下山，通过几个月的施工。和施工岩巷比较，掘进速度提高一倍，可以为保证矿井生产衔接起到可靠保障。皮带山巷道布置到了煤层中，必不可少的中间搭接硐室也只能在煤层中施工；若在岩层中施工较大硐室工程，在技术、设备及人员方面都具备相当成熟的经验和条件，但在煤层巷道中施工永久硐室工程没有实践经验，施工难度也比较大。

一、工程地质情况

(一)工程情况

十一采皮带下山巷道沿煤12-1施工，根据工程设计十一采皮带山施工至距四采皮带山机尾443m位置施工十一采中部搭接硐室，搭接硐室后退10m施工电控室，工程情况如下：

(二)地质及水文地质情况：

1、地质情况：

12-1煤层顶板为腐泥质泥岩，12-1煤厚度约2.0m左右，12-1煤直接底为深灰色粉砂岩，厚度约4.5m。

煤层顶底板岩石性质和特征；煤层顶底板情况；顶底板名称；岩石名称；厚度(m)；岩性特征老顶粉砂岩；2.90黑灰色粉砂岩，泥质胶结；直接顶腐泥质泥岩2.75；深灰色，岩石性软，有滑腻感；煤12-1煤2.0亮型煤；较硬。直接底粉砂岩4.50；泥质胶结，深灰色，含植物根化石。

2、水文地质：

巷道有少量涌水，涌水量：0.05m3／min。

二、施工机械设备：

(1)掘进机型号：AM-50掘进机。

(2)打锚杆使用MQT-70C风动锚杆机、MQ-35型型风钻和7655风钻。

(3)运输设备及型号：运输使用sJ－800型可伸缩皮带运输机。

三、施工方法

(一)施工顺序：

先施工电控室，再施工搭接硐室。

(二)施工方法：

1、电控室全断面一次掘进施工，第一次锚网锚索支护到位后，完成架棚支护，出矸采用人力配合掘进机出矸。

2、搭接硐室采用分层施工方法，先施工2.5m上半部锚网、锚索联合支护，后施工下半部完成全断面锚网、锚索支护，最后完成架棚支护，出矸采用人力配合掘进机出矸。

(三)施工工艺：

1、钻眼爆破：采用7655风锤打眼，直径042mm，煤矿安全乳化炸药，毫秒雷管起爆，分次打眼分次装药爆破，先爆破拉槽子或用掘进机拉槽子，后打其他炮眼爆破。电控室全断面一次掘进成巷，搭接硐室先施工上半部2.5m高度，完成第一次上半部支护后，再爆破或机掘施工下半部，全部完成第一次支护。

2、支护：

(1)、锚网、锚索支护：电控室和搭接硐室顶部采用020mmX2400mm等强锚杆，共7根，间距700mm，排距800mm，每孔装树脂卷药4卷，正顶部加一条7孔w钢带；钢带以下再打2根020mmX2400mm等强锚杆，间距500ram，其余部分采用020mmX1800mm等强锚杆，间距500mm，排距800mm，每孔装树脂药卷3卷，加挂用φ12mm圆钢焊制的钢筋梯：钢筋梯与钢带用锚杆相连。顶帮均用使用金属菱形网；锚索采用015.2m×8m锚索，每孔装药6卷：电控室开口前在开口位置巷道中打6根加固锚索，电控室在正顶布置2根，间距3m，距两侧各1m：搭接硐室锚索间排距3.5m，每排2根，另在两排之间正顶再加打一根。电控室堵头墙采用020mm×1800mm~强锚杆，间排距800mm，每孔装树脂药卷3卷，加挂金属菱形网。

(2)、架棚支护：

①电控室采用G29u-10.4金属拱型支架，棚距500mm，梁腿搭接450mm，两道卡缆间距200mm，设三道金属撑子，正顶一道，地脚以上1.2m两帮个一道，棚子外采用水泥花背，配合铁背板或充填背板背严背实。

②搭接硐室采用18kG-4-12开式可缩性金属拱型支架，棚距0.5m，梁腿搭接500mm，三道卡缆间距200mm，设7道金属撑子正顶一道，两侧梁搭接卡缆上300mm设一道，两侧梁搭接卡缆下600mm设一道，两侧地脚以上600mm再设一道，共7道。棚子外用水泥板花背配合铁背板或充填背板背严背实。

四、施工注意事项：

1、十一采皮带下山施工电控室前6m后，将锚索支护施工至迎头退后3板位置，电控室开口前施工台棚，台棚梁间距600mm，共8根。电控室两侧采用对棚子间距(中一中)250mm，台棚梁全部和对棚子用大卡缆锁好，然后方可施工电控室，台棚梁后用水泥背或铁背板花背背实。

2、施工至电控室开口时。开口位置，必须进行临时支护，采用1.8m等强锚杆，锚杆间排距1m，加挂金属菱形网。

3、电控室施工完毕后向前施工至搭接硐室位置，将锚索施工至迎头，再施工搭接硐室。

4、机掘或爆破掘进时，掘一板打一板，爆破时先拉槽子，后爆破其它部位。

5、搭接硐室齐脸处开口爆破挑顶施工，爆破找好不大于一板规格后，及时挂网打上w钢带进行锁口，然后施工两邦，向前掘进一板后，打上两根锚索，再向前掘进。

6、搭接硐室施工到位后，变小断面第一板尽最大可能机掘施工，尽量不要爆破，以减少对锁口围岩的破坏，确保锁口处支护质量，为正常向前掘进打下良好基础。

7、搭接硐室上半部施工到位后，锚索必须打齐，否则安全无保障，高度太高施工难度太大，所以必须将上半部锚杆、锚索打齐后才能施工下半部。公务员之家

8、搭接硐室施工到位后施工下半部前必须将齐脸处两邦锚杆打齐，如开口后再补打，因高度较高难以施工。

9、因搭接硐室较高，套棚子时必须搭好牢固的工作平台。

10、底虚、遇软岩或煤时，棚脚必须穿钢筋砼鞋，钢筋砼规格200mm×200m×50mm(长×宽×厚)。

煤层巷道范文篇3

关键词：煤层巷道；硐室施工；实践

十一采皮带下山是钱家营矿业公司第一条以煤代岩巷道，将原设计布置在煤12底板岩层中的十一采皮带下山，改为沿煤12-1施工皮带下山，通过几个月的施工。和施工岩巷比较，掘进速度提高一倍，可以为保证矿井生产衔接起到可靠保障。皮带山巷道布置到了煤层中，必不可少的中间搭接硐室也只能在煤层中施工；若在岩层中施工较大硐室工程，在技术、设备及人员方面都具备相当成熟的经验和条件，但在煤层巷道中施工永久硐室工程没有实践经验，施工难度也比较大。

一、工程地质情况

(一)工程情况

十一采皮带下山巷道沿煤12-1施工，根据工程设计十一采皮带山施工至距四采皮带山机尾443m位置施工十一采中部搭接硐室，搭接硐室后退10m施工电控室，工程情况如下：

(二)地质及水文地质情况：

1、地质情况：

12-1煤层顶板为腐泥质泥岩，12-1煤厚度约2.0m左右，12-1煤直接底为深灰色粉砂岩，厚度约4.5m。

煤层顶底板岩石性质和特征；煤层顶底板情况；顶底板名称；岩石名称；厚度(m)；岩性特征老顶粉砂岩；2.90黑灰色粉砂岩，泥质胶结；直接顶腐泥质泥岩2.75；深灰色，岩石性软，有滑腻感；煤12-1煤2.0亮型煤；较硬。直接底粉砂岩4.50；泥质胶结，深灰色，含植物根化石。

2、水文地质：

巷道有少量涌水，涌水量：0.05m3／min。

二、施工机械设备：

(1)掘进机型号：AM-50掘进机。

(2)打锚杆使用MQT-70C风动锚杆机、MQ-35型型风钻和7655风钻。

(3)运输设备及型号：运输使用sJ－800型可伸缩皮带运输机。

三、施工方法

(一)施工顺序：

先施工电控室，再施工搭接硐室。

(二)施工方法：

1、电控室全断面一次掘进施工，第一次锚网锚索支护到位后，完成架棚支护，出矸采用人力配合掘进机出矸。

2、搭接硐室采用分层施工方法，先施工2.5m上半部锚网、锚索联合支护，后施工下半部完成全断面锚网、锚索支护，最后完成架棚支护，出矸采用人力配合掘进机出矸。

(三)施工工艺：

1、钻眼爆破：采用7655风锤打眼，直径042mm，煤矿安全乳化炸药，毫秒雷管起爆，分次打眼分次装药爆破，先爆破拉槽子或用掘进机拉槽子，后打其他炮眼爆破。电控室全断面一次掘进成巷，搭接硐室先施工上半部2.5m高度，完成第一次上半部支护后，再爆破或机掘施工下半部，全部完成第一次支护。

2、支护：

(1)、锚网、锚索支护：电控室和搭接硐室顶部采用020mmX2400mm等强锚杆，共7根，间距700mm，排距800mm，每孔装树脂卷药4卷，正顶部加一条7孔w钢带；钢带以下再打2根020mmX2400mm等强锚杆，间距500ram，其余部分采用020mmX1800mm等强锚杆，间距500mm，排距800mm，每孔装树脂药卷3卷，加挂用φ12mm圆钢焊制的钢筋梯：钢筋梯与钢带用锚杆相连。顶帮均用使用金属菱形网；锚索采用015.2m×8m锚索，每孔装药6卷：电控室开口前在开口位置巷道中打6根加固锚索，电控室在正顶布置2根，间距3m，距两侧各1m：搭接硐室锚索间排距3.5m，每排2根，另在两排之间正顶再加打一根。电控室堵头墙采用020mm×1800mm~强锚杆，间排距800mm，每孔装树脂药卷3卷，加挂金属菱形网。

(2)、架棚支护：

①电控室采用G29u-10.4金属拱型支架，棚距500mm，梁腿搭接450mm，两道卡缆间距200mm，设三道金属撑子，正顶一道，地脚以上1.2m两帮个一道，棚子外采用水泥花背，配合铁背板或充填背板背严背实。

②搭接硐室采用18kG-4-12开式可缩性金属拱型支架，棚距0.5m，梁腿搭接500mm，三道卡缆间距200mm，设7道金属撑子正顶一道，两侧梁搭接卡缆上300mm设一道，两侧梁搭接卡缆下600mm设一道，两侧地脚以上600mm再设一道，共7道。棚子外用水泥板花背配合铁背板或充填背板背严背实。

四、施工注意事项：

1、十一采皮带下山施工电控室前6m后，将锚索支护施工至迎头退后3板位置，电控室开口前施工台棚，台棚梁间距600mm，共8根。电控室两侧采用对棚子间距(中一中)250mm，台棚梁全部和对棚子用大卡缆锁好，然后方可施工电控室，台棚梁后用水泥背或铁背板花背背实。

2、施工至电控室开口时。开口位置，必须进行临时支护，采用1.8m等强锚杆，锚杆间排距1m，加挂金属菱形网。

3、电控室施工完毕后向前施工至搭接硐室位置，将锚索施工至迎头，再施工搭接硐室。

4、机掘或爆破掘进时，掘一板打一板，爆破时先拉槽子，后爆破其它部位。

5、搭接硐室齐脸处开口爆破挑顶施工，爆破找好不大于一板规格后，及时挂网打上w钢带进行锁口，然后施工两邦，向前掘进一板后，打上两根锚索，再向前掘进。

6、搭接硐室施工到位后，变小断面第一板尽最大可能机掘施工，尽量不要爆破，以减少对锁口围岩的破坏，确保锁口处支护质量，为正常向前掘进打下良好基础。

7、搭接硐室上半部施工到位后，锚索必须打齐，否则安全无保障，高度太高施工难度太大，所以必须将上半部锚杆、锚索打齐后才能施工下半部。公务员之家

8、搭接硐室施工到位后施工下半部前必须将齐脸处两邦锚杆打齐，如开口后再补打，因高度较高难以施工。

9、因搭接硐室较高，套棚子时必须搭好牢固的工作平台。

10、底虚、遇软岩或煤时，棚脚必须穿钢筋砼鞋，钢筋砼规格200mm×200m×50mm(长×宽×厚)。

煤层巷道范文篇4

关键词：复杂地质；巷道掘进；采空区；破碎顶板；架棚支护

随着矿井采掘深度增加，开采煤层赋存条件更趋复杂，给煤炭开采以及回采巷道掘进等均带来一定制约[1-3]。部分矿井开采煤层为近距离煤层群，如河南平顶山、山西大同、贵州六盘水、山东新汶等，开采时上覆煤层回采完毕后往往会导致煤层底板裂隙发育，从而给下覆煤层回采巷道掘进、采面顶板控制等带来影响[4-5]。当复杂地质条件下回采巷道位于近距离煤层群采空区下覆施工巷道时，巷道掘进以及支护期间面临顶板冒落、围岩控制难度加大等问题[6-7]。

1工程概况

山西某矿现阶段回采时间已超过45年，矿井井田面积为15.98m2，设计产能280万t/年。矿井井田范围内可采煤层包括有2-1、2-2、7号、9号、11号等多层煤层，煤层间距一般在15~30m间，部分区域煤层间距在10m以内。随着矿井开采时间增加，现阶段浅部的2-1号、2-2号煤层已基本回采完毕，生产逐渐向7号、9号煤层转移。7号煤层与9号煤层为近距离煤层区，内层厚度分别为3.8m、2.5m，顶底板岩性以粉砂岩、泥岩等为主，煤层间间距平均为15m，在局部范围内煤层间间距缩小至5m。7号开采完毕后，导致9号煤层顶板岩层裂隙发育、顶板破碎，回采巷道在7号煤层采空区下掘进时面临较大困难。30903运输巷涉及掘进长度1203m，根据已有地质资料显示，巷道掘进会揭露断层、小型陷落柱等构造，为确保巷道围岩稳定，提出采用锚网索+工字钢架棚方式支护围岩。

2围岩支护技术

2.1围岩支护重点分析

30903运输巷顶板与上覆7号煤层采空区间间距较小，7号煤层开采后导致巷道顶板岩层裂隙发育，加之地质构造影响，局部区域巷道顶板破碎严重。巷道围岩支护时需要重点注意顶板管理、掘进初期管理以及淋水影响。1）强化顶板管理。当30903运输巷掘进遇到顶板破碎且漏顶较为严重区域是，可采用马丽散对顶板破碎岩层进行加固，并对潜在的漏顶区域进行充填；采用钢架棚、高强锚杆（索）强化围岩支护，降低围岩变形量。2）强化掘进初期支护强度。在巷道完成初期掘进后，要及时给围岩足够初期支护强度，将巷道初期围岩变形控制在一定范围内。通过强化初期支护，避免破碎围岩或者承载结构失稳导致巷道需要频繁修整问题。3）注意淋水影响。经过超前探测，发现7号煤层局部位置存在一定积水，积水量整体较小不会导致掘进期间出现突水问题，但是少量积水会从顶板裂隙淋水，从而弱化围岩性质、支护体系承载能力以及稳定性等。因此，在巷道掘进以及围岩支护期间应强化淋水问题控制。

2.2围岩支护方案设计

30903运输巷围岩支护面临的主要问题是围岩破碎，钢支架、砌碹等支护方式均可增强支护结构表面强度，降低围岩变形量；采用喷浆、壁后充填等方式可改善支架受力；锚杆、锚索等主动支护技术可充分利用围岩自身稳定性及承载能力；注浆可改善围岩力学性质，将破碎围岩胶结为结构相对完整整体文中结合以往施工经验，从施工成本、围岩控制效果以及施工效率等方面出发，提出主动、被动支护相结合支护方案，即采用钢架棚对破碎围岩巷道表面提供强支护，锚杆、锚索支护降低围岩变形量。30903运输巷为梯形断面，净高2.2m，巷道断面上宽、下宽分别为2.8m、3.6m。巷道具体支护策略：采用高强锚杆、金属网控制浅部破碎岩体变形，提高巷道顶板岩体稳定性；采用钢架棚给巷道表面岩体较强的支护强度，避免巷道围岩出现整体失稳、垮落等情况。具体支护设计见图1所示。巷道顶板采用螺纹钢锚杆（Φ22mm×2200mm）支护，每排布置4根，按照800mm×1000mm间排距布置锚杆，靠近巷帮位置的两根锚杆外插15°，中间2根锚杆垂直顶板布置；顶锚杆配套使用方形托盘（120mm×120mm×8mm）护表，配合使用的金属网网片采用8号钢丝编织而成。巷道两帮每帮布置2根锚杆（Φ22mm×2200mm）锚杆间排距均为1000mm，巷帮上下2根锚杆与顶板、底板间间距分别控制在600mm，使用与顶板一致的金属网进行护表。钢架棚采用11号工字钢，架设棚距为1000mm，顶部及巷帮架棚采用圆木背实，以便给巷道表面岩体提供较强的支撑力。

3围岩控制效果分析

在30903运输巷内布置测点对围岩支护效果进行分析，其中1号测点距掘进迎头10m、2号测点距掘进迎头50m，在测点内对围岩变形（顶底板、巷帮变形量）、支架变形进行监测。具体布置的测点内围岩变形监测结果见图2所示。从图2看出，2个测点中巷道围岩变形规律相近，在监测初期（监测一周内）围岩变形量增加速度较快；后随着支护时间增加，围岩变形量逐渐趋于稳定，其中1号测点顶底板、两帮变形量分别稳定到163.60mm、81.33mm，2号测点顶底板、两帮顶底板、两帮变形量分别稳定到158.60mm、76.69mm。通过监测发现，30903运输巷采用文中所述支护方案时，顶底板、两帮最大变形量占巷道断面尺寸分别为7.4%、2.4%，围岩变形量整体较小，可满足后续通风、行人以及运输等需求。2个测点发现支护采用的钢架棚基本未出现变形，同时顶板破碎岩体未出现冒落问题。综合监测结果判定，采用的支护方案可满足围岩控制需要，可确保巷道使用安全。

4结论

30903运输巷在7号煤层采空区下方掘进，受到上覆煤层采动以及地质构造等综合影响，运输巷顶板岩体破碎，巷道掘进过程中面临较大的顶板岩层冒落、围岩变形量大以及控制困难等问题。根据以往围岩支护经验并结合现场实际情况，提出采用钢架棚、高强锚杆、金属网相结合方式对围岩进行控制，并具体给出围岩支护参数。现场应用后，布置测点对30903运输巷围岩变形量以及钢架棚变形情况进行监测，发现巷道围岩变形整体较小，钢架棚未变形，可为巷道后续使用创造良好条件。

参考文献

[1]冯琦勇.西曲矿近距离煤层采空区下巷道支护的优化[J].山东煤炭科技，2021，39（9）：62-64.

[2]魏建坤.采空区下底板岩层变形破坏机理与巷道围岩控制技术[J].山东煤炭科技，2021，39（8）：46-48.

[3]王春森，郑茂慧.大断面沿空掘进巷道窄煤柱内裂隙演化规律分析[J].中国矿山工程，2021，50（4）：9-12；28.

[4]程兆辉.高强锚注支护技术在破碎围岩巷道围岩控制中的应用[J].中国矿山工程，2021，50（4）：74-76.

[5]苗伟杰.木瓜矿近距离采空区下无煤柱沿空掘巷围岩稳定控制研究[J].煤矿现代化，2021，30（4）：39-41；38.

[6]程兆辉，王春森.破碎围岩巷道注浆加固技术研究[J].中国矿山工程，2021，50（3）：30-32.

煤层巷道范文篇5

关键词:近距离煤层;巷道;掘进;工艺

1概述

店坪煤矿2022巷位于井田二采区东翼，主要担负202工作面回采期间运输任务。施工巷道东部、南部为实煤区，西部为采区大巷，分别为830回风巷、830轨道巷、830皮带巷，巷道标高为+633m，与采区轨道巷、皮带巷位于同一标高，回风巷标高为+631m。2022巷设计长度1530m，巷道断面规格为宽×高=4.2×3.5m，施工巷道从830皮带巷开口施工，沿5#煤层掘进，煤层平均厚度为3.5m，采用综合机械化掘进施工工艺，开口掘进30m后与830轨道巷贯通，然后以7°仰角上山掘进，当掘进30m后揭露5#煤层顶底板时以近水平沿煤层掘进。由于2022巷上山掘进与平巷掘进拐点位于830回风巷顶板上方，且两巷层间距为2.1m，地测资料显示，5#煤层直接底主要以炭质泥岩为主，平均厚度为4.2m，岩体稳定性差，2022巷在回风巷上方掘进时属近距离软岩煤层掘进，若不采取合理有效的掘进、支护工艺及安全措施，很容易发生冒顶事故。

2掘进施工工艺

为了防止过巷期间采用机械化掘进一次性成巷施工工艺时发生回风巷顶板垮落，决定采用分层爆破法进行过巷掘进。（1）2022巷上山掘进到设计位置后，及时调整巷道倾角，确保巷道沿5#煤层顶底板平行掘进，巷道松动爆破施工时将巷道断面分两层，上分层采用光面爆破施工工艺，下分层采用松动爆破施工工艺。（2）上分层巷道断面规格为宽×高=4.2×2.0m，断面内共布置4个掏槽眼、6个辅助眼、12个周边眼。掏槽眼深度为1.2m，辅助眼及周边眼深度为1.0m。每个炮眼填装一支矿用乳化炸药，装药量为300g，采用1#、3#、5#毫秒延期电雷管，延期时间为130ms，每个炮孔必须采用水泡泥进行封孔，封孔长度不得低于0.5m。（3）上断面光面爆破后及时清理巷道煤矸石，并补打顶板永久支护，过巷时采用P-60B型耙岩机进行出煤。（4）上分层巷道掘进、支护到位后，对下分层进行松动爆破起底，起底深度为1.5m。过巷段共计施工5排松动爆破眼，炮眼深度为0.8m，每排布置4个，松动爆破孔间距为1.5m，排距为1.0m。每个炮孔内填装一支乳化炸药，并对炮孔进行封孔，每次允许爆破炮眼数量不得超过5个。（5）松动爆破起底后及时清理巷道内煤矸石，然后人工采用洋镐、风镐修理巷道规格，直至符合巷道设计断面。过巷期间严禁空顶作业，每茬掘进进度不得大于1.0m。

3过巷期间综合安全措施

为了保证过巷期间830回风巷顶板安全，在830回风巷架设密集工字钢棚，在2022巷底板铺设密集“π”型工字钢梁并浇筑，对煤层较薄处进行注浆加固。3.1注浆加固。（1）为了提高2022巷过巷期间与830回风巷之间岩层稳定性，决定对该处岩层施工注浆进行加固，注浆材料采用马丽散与催化剂混合液，加固岩层长度为4.5m，宽度为4.2m，厚度为2.1m。（2）加固岩体处施工三排注浆孔，每排布置2个，钻孔间距×排距=2.0×2.0m，钻孔深度为2.0m。为了保证注浆效果，钻孔由回风巷向2022巷方向施工。（3）注浆钻孔施工完后，采用高压注浆泵依次向钻孔内注射马丽散浆液，注浆压力不得低于1.5MPa。3.2铺设工字钢梁并浇筑。（1）铺设加长工字钢梁前对2022巷过巷段底板进行起底施工，起底规格为长×宽×深=6.0×4.2×0.3m，起底后及时清理煤矸石并确保起底面平整。（2）2022巷起底后，在起底面密集铺设一排工字钢梁，钢梁长度为6.0m，每根钢梁两端焊制两个直接为30mm圆孔，孔间距为2.0m。钢梁沿巷道走向方向铺设，钢梁间距为0.2m，共计铺设钢梁14根，钢梁两端采用两根长度为4.2m锚索进行串拉，确保钢梁连接成整体。（3）钢梁铺设后对起底处采用混凝土进行浇筑，浇筑深度为0.3m，浇筑后确保浇筑面与2022巷设计底板面齐平。3.3架设密集“π”型工字钢棚。（1）为了进一步提高过巷段830回风巷顶板稳定性，待2022巷底板钢梁铺设后，在830回风巷内架设一排密集工字钢棚。（2）“π”型钢棚主要由“π”型顶梁、棚腿组成，顶梁长度为4.5m，棚腿长度为3.5m，棚腿及顶梁由U29型钢梁制成。（3）钢棚架设间距为0.5m，从过巷前1.0m处开始架棚，直至过巷后1.0m停止架棚，830回风巷内共计架设11架钢棚。（4）为了保证钢棚架设稳定性，钢棚架设时采用两组锚杆分别将棚腿与巷帮固定，钢棚架设后在相邻两架钢棚之间采用三组拉杆进行连接，同时在钢棚与巷帮及顶间隙处填塞水泥背板，确保钢棚支护效果，如图1所示。

4结语

方山店坪煤矿在2022巷过830回风巷时采用分层爆破施工工艺，并对两巷间煤层较薄处采取注浆、铺设工字钢梁并浇筑以及架设密集“π型”工字钢棚等联合措施。实际应用效果表明，采取合理有效的过巷施工工艺及支护措施后，实现了近距离煤层安全快速过巷掘进。通过后期对830回风巷过巷段顶板观察发现，顶板未出现下沉、破碎现象，提高了巷道过巷掘进效率及施工安全，为同类型巷道掘进提供了实践依据。

【参考书目】

［1］白志飞.近距离煤层下部煤巷掘进支护技术优化研究[J].煤炭技术，2018（06）：64-66.

［2］姚旭.近距离煤层巷道过巷掘进施工工艺应用实践[J].江西煤炭科技，2018（01）：59-61.

［3］高雄.复杂条件下近距离煤层过巷掘进施工工艺[J].煤，2017（08）：87-88+109.

［4］马海涛.U型钢棚支护效果优化[J].现代矿业，2016（03）：193-194.

煤层巷道范文篇6

关键词：煤矿；掘进巷道；探放水施工设计；安全技术措施

探放水施工是巷道掘进消除水害的重要技术手段，它具有施工工艺简单、便于操作、效果好等优点。巷道掘进期间可通过探放水施工明确巷道四邻积水区位置、积水范围、积水量等[1]，从而避免水害事故发生。本文以华阳煤矿的15102回风顺槽为例进行探讨。为了保证巷道安全快速掘进，防止巷道掘进期间水害事故发生，决定在巷道掘进期间采取合理有效的探放水施工设计及安全技术措施，进一步提高煤矿探放水施工效率，保证探放水施工安全。

1工作面概述

15102回风顺槽位于一采区西部，西侧距离15101运输顺槽15m，南临15#煤轨道大巷，北侧为井田边界线，东侧为15102回采工作面。巷道掘进至530m处进入原常庄煤矿15#煤层旧巷警戒线内。原常庄煤矿15#煤层旧巷位于15102回风顺槽东侧，15102回风顺槽距离原常庄煤矿15#煤层旧巷92.5m。15102回风顺槽布置在15#煤层中，水平标高+657～+660m，沿顶板破底掘进，巷道设计长度1113m，工程量为15359.4m3，预计巷道平均坡度为-1°～2°，巷道断面规格为宽×高=4.5m×4.0m。巷道煤层为15#煤层，平均厚度4.0m，煤层夹矸0～2层，分上下2层，均为局部区域赋存，上层为0～0.15m的薄夹矸，下层为0～0.6m的夹矸，下层夹矸对煤质有一定影响。另外根据已掘两顺槽及切眼揭露断层、坑透成果综合分析得出，工作面内断层及坑透异常区会增加煤的灰分，对煤质有一定影响。华阳煤矿地测科提供的工作面水文地质资料显示，15102回风顺槽掘进范围内上方有9#煤层采空区，可能有部分老空积水，为15#煤层的主要充水来源，基本为沿裂隙渗出。根据水的渗透系数和回采采动影响范围，预计回采时会有一定量的顶板裂隙水，对巷道掘进影响较大，为保证巷道安全快速掘进，决定对巷道采取超前探放水施工。

215102回风顺槽探放水施工设计

2.1探放水钻孔设施。15102回风顺槽探放水钻孔主要采用KHYD-75型矿用煤（岩）电动钻机进行施工，电机功率为45kW，钻孔直径为63mm，每根钻杆长度为1.5m，导向钻头为直径75mm的三翼合金钻头，扩孔钻头为直径130mm三翼合金钻头[2]。2.2探放水钻孔布置设计。a)根据巷道四邻水文地质情况，决定对巷道每个钻场布置2排探放水钻孔，上排4个（1#，2#，3#，4#），下排3个（5#，6#，7#），钻孔深度70m，所有钻孔成扇形布置。b)所有钻孔深度为70m，1#～4#钻孔为顶板钻孔，钻孔施工在距顶板1.5m处的煤壁上，相邻2个钻孔间距0.8m，钻孔与煤壁夹角78°，其中1#和2#2个钻孔与巷帮夹角为0°，3#和4#2个钻孔与巷帮夹角为13°，如图1所示。c)5#，6#，7#3个钻孔为工作面迎头钻孔，与第一排钻孔排距为0.5m，相邻2个钻孔之间距离为0.8m，所有钻孔垂直煤壁布置，其中5#，7#钻孔与巷帮夹角为8°。d)15102回风顺槽掘进期间超前钻探允许掘进距离为40m，超前距离为30m，两帮安全控制距离为16m（见图2），在允许掘进距离范围内钻孔横剖面上间距为3.0m。2.3钻孔封孔技术。由于15102回风巷掘进煤层为15#煤层，煤层稳定性差易破碎，需对钻孔进行封孔施工。a)通过对煤层施工检验孔发现，钻孔往里10m范围内分别形成应力破坏区、应力破坏减弱区、原岩应力平衡区，在应力破坏区和应力破坏减弱区范围内煤体松软且裂隙发育，在此区域内需安装孔口管并进行封孔处理，因此决定封孔长度为10m。b)首先采用导向钻头（直径为75mm）进行开孔施工，当钻孔施工深度达10.5m时及时停止钻进，并更换扩孔钻头（直径130mm）进行扩孔施工，扩孔深度为10m，扩孔后钻孔直径为130mm。c)钻孔扩孔后在扩孔段安装3根孔口管，每节孔口管长度为3.5m，直径为112mm，孔口管对接安装后采用专用注浆泵对孔口管与孔壁之间间隙填充聚氨酯浆液，注浆压力为1.5MPa。

3探放水施工安全技术措施的应用

a)探放水施工前必须对工作面煤壁及附近顶板进行加强支护，对片帮不稳定煤壁可施工玻璃钢锚杆进行加固，若破碎严重时可采用聚氨酯、马丽散等注浆加固；对于钻场顶板可支设木柱进行加固，木柱距煤壁间距为2.0m，木柱支设间距为0.5m，木柱支设时必须保证两端与顶底板接触严实[3]。b)探放水施工前在钻场附近50m范围内施工1个临时水仓，水仓容积为40m3，水仓内安装2台排水泵，水泵功率为37kW，排水管路与采区水仓相连；巷道掘进长度不足200m时，施工排水沟与采区水仓相连。c)探水钻孔施工时必须由专业探放水技术人员进行现场指导，按照探放水施工设计准确施工钻孔深度、角度、数量等技术参数，并根据水文地质资料确定积水区水压大小。d)钻机安装前必须对钻机安装地点进行起底硬化，起底深度为0.3m，浇筑强度为C30，钻机安装必须牢固可靠，钻机底座与底板采用4根地锚进行固定，钻机安装、拆卸时必须办理停电手续[4]。e)为保证探放水施工安全，积水水压大于1MPa时必须在钻孔孔口处安装止逆阀、泄压阀及控制阀门等。f)钻孔必须安装孔口管，孔口管长度不得小于9m，孔口管安装必须牢固可靠；在钻孔施工过程中若发现煤壁松软、钻孔塌孔严重及顶钻现象，则必须立即停止钻进但不得拔出钻杆，并及时向调度室、地测科汇报，采取合理有效的技术措施；在钻进时若水压较大，则应采用反压的方法进行钻孔钻进。g)在钻孔施工期间应实时掌握钻孔煤岩层变化情况，特别是钻孔穿层时应准确记录煤岩层厚度，钻孔每钻进10m，准确测量钻孔深度，钻孔钻进到位后观察终孔位置岩性及钻孔是否出现流水现象。h)在钻场附近必须安装瓦斯传感器、一氧化碳传感器等气体传感器，钻孔施工期间应安排1名专职的瓦斯检测工对钻场附近气体进行实时监测，当钻孔钻进期间发现瓦斯、CO超限现象时必须立即撤人[5]，并通知通风区加强钻场通风，钻场内有害气体浓度降低至设计值后方可继续施工。i)探放水钻孔施工至积水区后在放水过程中应详细记录水压变化情况、水质、水温及水量等，放水期间应控制钻孔流量。钻孔探放水施工完成后应对钻孔采用水泥砂浆进行封孔处理，封孔深度不得小于5m，封孔后每班应安排专人对钻孔渗水、气体浓度进行检测。

4结语

截至2019年7月8日，15102回风顺槽已掘进到位，巷道掘进期间共计施工15个钻场，布置75个钻孔，其中顶板钻孔45个，迎头钻孔30个，探放水施工过程中共计出现23个湿孔，分别位于巷道里程650～760m段及巷道里程970～104m段，共计放水量为2311m3；15102回风顺槽通过探放水施工后，巷道在后期掘进中未出现顶板淋水、涌水等现象，基本消除了上覆9#煤层采空区积水隐患，保证了巷道安全快速掘进，取得了显著应用成效。

参考文献：

［1］王强.掘进巷道顶板裂隙水探放水施工设计［J］.煤矿现代化，2020(4)：18-19.

［2］吕振绘.掘进巷道探放水施工工艺研究［J］.山西能源学院学报，2020(3)：26-28.

［3］连洪全.安顺煤矿采空区探放水方案设计与实践［J］.现代矿业，2020(6)：179-181.

［4］刘新成.小沟煤矿定向探放水设计与应用［J］.山东煤炭科技，2020(2)：131-134.

煤层巷道范文篇7

关键词：失修；钢管混凝土；支护

开滦钱家营矿业分公司岩石巷道一般布置在12-1煤层的底板岩层内内，距12-1煤层10-15m，可采煤层有5个，煤层间距较小，属于近距离可采煤层。从而，煤层间的开采应力相互影响，使采区内的巷道受重复应力的影响，造成巷道重复修复率提高，这不仅给行人带来不安全隐患，而且给煤矿企业提高了经营成本。这公司原来治理失修巷道一般采用架设U25或U29型钢加工的三心拱支架，由于U型钢拱形支架是可塑性的，所以受矿压影响，拱形支架易变形，而且易发生折断，反复修复率较高。2008年这公司修复八采轨道山利用钢管混凝土支护，取得了较好地经济效益。

一、八采轨道山的地质反水文情况

(一)地质情况：八采轨道下山巷道开口位于600西轨道大巷，测点W71前90m，其方位为313°，倾角17°，巷中与六采下部运煤石门间距20m。巷道位于12-l煤层以下2-16m，岩性为中砂岩、细沙岩、粉砂岩、煤线。

(二)地质构造情况：根据实际揭露的构造情况，在F3测点前8m左右遇到fl’断层，该断层倾角40°，落差2.0m。变坡点前32m遇到f2’断层，该断层倾角55°，落差2.0m。

(三)水文情况：八采轨道山位于煤12-1底板含水层中。正常涌水量0.2m3／min，最大涌水量0.4m3／min。

二、动压巷道支护原则

(一)优选巷道层位：煤系地层的岩性差异较大，动压巷道应尽量布置在坚硬岩层中，以期求得稳定性好、返修率低。

(二)优化巷道断面：应该根据区域地应力的分布特征，优化巷道断面形状，能使巷道围岩具有良好的应力状态。

(三)适度让压：动压巷道变形较大，要做到不许巷道变形是难以实现的，在保证巷道稳定的前提下，适度让压即给定巷道一定的允许变形值是最为经济合理的支护策略。在巷道允许变形的范围内充分让压，使围岩尽可能地释放变形能，能有效地发挥围岩的自承能力。这就要求支护体必须具备一定的柔性。

(四)强化支护：在适度让压的基础上，为了满足巷道使用的要求，必须对围岩的变形进行控制。可通过优化巷道支护参数，提高支护体的整体强度，来控制巷道的变形。深井软岩巷道最终的稳定，主要还是依靠支护体的支护强度。

(五)控制巷道底板变彩：动压巷道围岩处于“四面来压”应力状态，即顶板、底板和两帮同时受压。当巷道围岩应力较大时，围岩变形能必然从巷道的未支护面或支护薄弱面释放出来，局部围岩变形量大，进而导致巷道整体失稳。因此采取全封闭的支护形式，可以有效地控制巷道失稳。

(六)提高围岩的自承能力：巷道围岩不仅具有一定的自承力，而且还是一种天然的承载构件。保护围岩原始结构的完整性，适时对围岩予以补强，提高围岩的整体强度，发挥围岩的自身承载力，防止围岩塑性区域的无限制扩大，能取得事半功倍的效果。

三、钢管混凝土支护的原理及优点

(一)钢管混凝土支护的原理：钢管混凝土支护是在钢管支架外壳内填装混凝土组成的支架，其工作原理是：借助内填混凝土，增强管壳的稳定性，借助钢管壳的约束作用，使混凝土处于三向受压状态，从而使夹心混凝土具有更高的抗压强度和抗变形能力。钢管混凝土支架具有圆柱状外形，是最合理的截面形状，它不仅有惯性矩大的特点，而且无异向性，不易扭曲变形。

(二)钢管混凝土支护的优点：钢管混凝土支架具有突出的优点是支护能力强，与同质量的u型钢支架相比，其支护反力可达u型钢支架的2，5倍多。u型钢支架支护能力较小，钢管混凝土支架是一种“经济型高强度支架”，是“性价比”最优的支护方式。

四、钢管混凝土支护参数的选择

(一)钢管参数的选择依据：φ140×8.5mm钢管混凝土支架支护强度及承载能力满足支护要求。

(二)钢管参数的选择：φ159×8mm的接头套管能够与中140×8浅谈综采5mm钢管尺寸匹配较好。钢管选用φ140×8.5mm无缝钢管，单位长度重量为27.57kg／m。接头套管φ159)<8mm无缝钢管，单位长度重量为29.79kg／m。

(三)混凝土配制：混凝土采用425#普通硅酸盐水泥配制，石子采用最大粒径为15mm的碎石作为粗骨料，优质河砂(中砂)作为细骨料。在配制混凝土时掺入适量减水荆，掺量为水泥重量的O.5％；掺入适量速凝剂，掺量为水泥重量的2.5％；掺入适量膨胀剂，掺量为水泥重量的2％。公务员之家

五、施工方法

首先用钎子将原来支护的背板拆除，在找清浮掉的情况下，用风镐由巷顶向两帮进行拆除原支护，用木背板进行临时支护，然后，按间距500mm架设钢管混凝土支架，在钢管混凝土支架上面背700×120X70mm(长×宽×厚)木背板，木背板与巷顶、巷帮接触不实部位用木背板接顶背实。钢管混凝土支架架设10架后，在一起用注浆泵向钢管支架内注入混凝土。附钢管混凝土支护施工图。

煤层巷道范文篇8

1．1采区现状

千秋煤矿二一采区为二水平下山采区，采区内工作面开采采用双翼下行、顺序开采，标高为+50～－350m。对应地面标高+502．7～+646．5m，采区采深521．5～923．2m，平均采深722．4m。其中二一采区西翼大部分已经回采，东翼上分层已开采，下分层小部分已经回采。二一采区共有四条下山:二一采区轨道下山巷道，担负二一采区材料、矸石运输和进风;二水平胶带运输大巷、二一采区胶带下山巷道，担负二一采区煤炭运输和进风;二一区缆车下山巷道，担负二一采区人员运输和进风;二一采区专用回风下山巷道，担负二一采区总回风。四条下山均布置在煤层中，其中二一采区缆车下山沿煤层底板布置，其余三条下山沿煤层顶板布置。

1．2煤层赋存条件

本井田含煤地层为义马组，含煤两组，3～5层，上部为一煤组，含1－1煤、1－2煤。其中1－1煤被剥蚀殆尽，1－2煤局部可采。下部为二煤组，含2－1煤、2－2煤和2－3煤。2－1煤和2－3煤在+230～+250m合并为一层，合并后统称2－3煤。二一采区开采煤层为2－1煤和2－3煤，在采区深部2－1煤与2－3煤合并，合并后统称2－3煤，煤层倾角11～14°，煤层开采标高+50～－350m。2－3煤合并后全煤层厚5．59～37．48m，平均厚16．29m。其中:纯煤厚3．89～33．26m，平均厚13．81m。含夹矸一般6～7层，夹矸以砂岩、泥岩及炭质泥岩为主，结构复杂，属较稳定型厚煤层。二一采区剩余可采储量3593．7万t。

1．3地质条件

二一采区位于义马向斜北翼、千秋井田的南部，基本构造形态为一简单的单斜构造。地层产状平缓，走向近东西，倾向南，倾角11～14°，局部发育小褶曲，主要是来自底板的起伏，给回采带来一定的影响，但影响并不大。二一采区西翼有一宽缓、不对称的向斜，向斜枢纽倾伏方向330°，倾伏角9～14°，即该向斜枢纽由浅部向深部S30°E延伸，对煤层厚度以及产状影响较大。煤厚自西向东由厚变薄，煤层基底起伏不平，对回采有一定影响。

1．4冲击倾向性测定

2009年，煤科总院北京开采研究所岩石力学实验室对千秋煤矿二煤层及顶板冲击倾向性进行测定，综合判定二煤层具有弱冲击倾向性，但下部分层处煤层具有强冲击倾向性;二煤层顶板具有弱冲击倾向性。

2采区巷道损坏情况

回风下山断面形式为梯形断面，锚网索喷支护;其余三条下山断面形式均为拱形断面，锚网索喷+36U型钢支架支护。受两侧采空区悬露的大面积巨厚砾岩和采动影响，四条下山均产生了不同程度的变形，巷道顶部网兜现象十分明显，两帮掬出，巷道底鼓，支架折损，巷道断面收缩变形严重。在矿井正常生产过程中，四条下山维护工程量巨大，维护频繁。特别是二一采区缆车下山沿煤层底板布置，巷道位于软弱煤层中，巷道围岩稳定性较差，围岩松动圈范围大。原巷道顶部多为疏松破碎的煤体，易冒落，所以在多次维修施工中均采取不动巷道顶板扩修的形式进行，扩修难度大，支护效果差。在二一采区缆车下山维护过程中，采用超前卸压、棚后让压和锚网索喷+壁后注浆+36U拱形支架相结合的复合支护技术，根据实测的巷道位移时间序列数据可知，巷道变形量有了一定的减少，但效果不明显，依然常有煤炮发生，支架变形，卡缆脱落，底鼓严重，给正常生产带来了极大的隐患。随着采深的不断增加，矿压显现愈加强烈，开采条件急剧恶化，矿井面临发展困境，技术改造势在必行。

3技术方案分析

千秋煤矿为冲击地压灾害严重矿井，二一采区下山煤柱属于高度冲击危险区，现有三条下山均布置在煤柱内，存在随时发生冲击可能，本次对二一采区进行技术改造旨在解决这一问题。根据二一采区地质条件，本次采区技术改造设计在采区下山煤柱两侧采空区下底板岩层内布置下山巷道，利用二水平现有生产系统进行采区下山开拓，采区下山仍然位于采区中部，采用双翼布置工作面，走向长壁采煤法。

3．1改造方案

考虑矿井实际情况，本设计提出三个采区下山巷道布置方案。方案一:两岩一煤巷道布置。该方案在采区下山煤柱东侧采空区下底板岩层内布置新轨道下山、新胶带下山两条运输巷，将采区原轨道下山(沿煤层顶板布置在煤层中)改作采区回风下山。三条下山从西向东依次为:回风下山、胶带下山和轨道下山。回风下山与胶带下山平面间距244m，胶带下山与轨道下山平面间距40m。采区新轨道下山布置在2－3煤层底板以下10m岩层中，巷道长度为1330m，倾角13°，通过采区上部车场与二水平轨道运输大巷连接，构成采区轨道运输系统。采区新胶带下山布置在2－3煤层底板以下10m岩层中，巷道长度为1409m，倾角13°，下部与采区下部车场和采区延伸下部车场连通，上部与二水平胶带延伸大巷直接连接，形成采区胶带运输系统，并通过甩车场与二水平轨道运输大巷连通。采区回风下山利用采区原轨道下山巷道，向下延伸与采区技改后下部车场和采区延伸下部车场连接，并对采区原轨道下山上部回风联络巷进行修护，在原轨道上山上部车场构筑风门，构成新的采区回风系统。工作面上下巷通过采区中部车场、联络巷分别与采区3条下山巷道连通，形成独立回风系统，以满足通风要求。方案二:三条岩巷同侧布置。该方案在采区下山煤柱东侧采空区下底板岩层内，布置轨道下山、胶带下山和回风下山三条巷道，从西向东依次为:回风下山、胶带下山和轨道下山。回风下山与胶带下山平面间距40m，胶带下山与轨道下山平面间距40m。采区轨道下山、胶带下山布置同方案一。采区回风下山布置在2－3煤层底板以下16～18m岩层中，设计长度1248m。方案三:三条岩巷两侧布置。该方案在采区下山煤柱东侧采空区下底板岩层内布置轨道下山、胶带下山两条巷道，在采区下山煤柱西侧采空区下底板岩层内布置回风下山巷道，从西向东依次为:回风下山、胶带下山和轨道下山。回风下山与胶带下山平面间距420m，胶带下山与轨道下山平面间距40m，胶带下山与采区下山煤柱平面间距20m。采区轨道下山、胶带下山布置同方案一。采区回风下山布置在2－3煤层底板以下16～18m岩层中，设计长度为1344m。

3．2两条岩石下山距煤柱距离估算

以方案一为例，根据《采矿工程师手册》要求，岩层下山距离煤层底板不小于8m，考虑千秋煤矿目前现场实际，回风下山将暂用原来煤层巷道，胶带下山和轨道下山选距离煤层底板10m层位，必要时可通过石门连接。两条岩石下山均布置在二一采区东翼工作面采空区下方，两条岩石下山多数区域处于低应力状态，但是在岩石下山每次穿越工作面区段煤柱区域段必定存在一定的应力集中，为了尽量减少现场工作量和下山煤柱对岩石下山的影响，特对两条岩石下山距离煤柱合理距离进行初步计算。根据千秋煤矿21141工作开采现场微震实测数据和地表钻孔探测的岩层分布结构分析，得到了下山煤柱区覆岩空间结构如图1所示，且二一采区为从东向西煤层深度逐渐增加，因此，采区东翼位于底板内的岩石下山在一定范围相当于已有上解放层。根据估算结果，二一采区东翼距离下山煤柱177m，开始出现采空区增压，即自煤柱位置至177m处采空区留有的底煤，受到上覆岩层的压力逐渐增加，并形成采空区增压区(工作面采空区在走向和倾向均存在增压原理)，设计岩石下山位于底板内，考虑十六采区开拓、炸药库、绞车硐室等多方面因素，决定设计岩石下山巷道距离煤柱60m，且两条岩石下山间距40m，因此，最东侧岩石下山距离煤柱约100m，虽然压力较高，但是可以满足现场开采实际。

3．3方案比较

通过上述方案比较，方案一利用了采区原有一条巷道，技改工程量最小，工期最短，初期投资最小，部分巷道能重复利用。方案二、方案三采区三条下山均布置在岩层内，稳定性好，采区下山煤柱回收难度大，技改工程量大，工期长，初期投资高，二水平大巷和井筒运输压力大。综合比较，本次采区技改采用方案一。

4技术改造效果分析

1)采区胶带下山与采区轨道下山均布置在岩层内，稳定性好，后期巷道维护量小，维护成本低。2)利用采区原有一条巷道回风，能有效减少技改巷道工程量，缩短技改工期。3)采区二分层工作面联络巷可以利用上一区段联络巷道，减少了区段工作面掘进工程量。

5结语

煤层巷道范文篇9

关键词：残煤开采巷道布置防火顶板

西安煤矿是20世纪50年产的老矿井，原设计井田开拓方式为立井阶段石门，开采范围走向长3.7km，宽1.0km，面积为3.7km2，开采标高-65～-390m水平之间，可采煤层有两层，上煤厚6～8m，下煤厚16～20m，自燃发火期为3～6个月，设计年产量为90万吨/年。立井报废后改为斜井片盘分区石门开拓。到“十五”末期，已经全部进入残采和复采阶段。

一、残煤赋存特征

所谓残煤是指生产矿井储量损失表已经填报的那一部分损失量（主要是设计损失和地质及水文地质损失）以及转出、注销、报损及表外储量。一般为井田煤柱，区间（阶段）煤柱，落后采煤法的损失量，丢失的顶底煤，遗弃薄、劣煤以及零星块段等。

1．煤柱。

（1）区间（阶段）煤柱及大小绞车道煤柱，这一类型的煤柱在生产矿井损失量中占有一定比重，其储量一般占采区工业储量的15%～20%；

（2）因灾害事故而留设的隔离煤柱，如火、瓦斯事故；以及因着火而没有开采的区域；

（3）井田境界煤柱：即各井田之间留设的技术境界煤柱，一般留20～30m。

2．浮煤：重点是落后采煤法的采区，由于在落煤过程中被顶板岩石冒落所覆盖，因此遗留了大量浮煤。

3．底煤：主要是落后采煤法在掘进期间没有沿煤层底板送道，造成开采中丢底煤。而且由于采优弃劣，个别井区的小槽煤及煤层底板附近1.5～2.0m的劣煤亦往往遗弃不采，丢失大量资源。

4．地质构造复杂区段，由于受断层切割褶曲影响，往往丢失大量煤柱或顶、底煤。

二、采煤方法

由于残煤煤体不连续、疏松易冒的特点，以及瓦斯含量相对减少的实际情况，以利于顶板管理，利于消防火和瓦斯管理出发，经多年开采实践，逐步形成了按煤层厚度、倾角分类的几种采煤方法：

1．煤层倾角小于25°，煤层厚度大于6.0m，选用单一长壁全陷扒顶煤采法（单扒）开采。此采法为负压通风，由于倾角小于25°，支架稳定性易于实现。煤层厚度大于6.0m，使工作面顶板易维护，避免掘进准备过程中的冒顶而影响回采。

2．煤层倾角大于25°小于40°的不连续残煤，选用巷柱采法开采。此时，煤层可沿人工槽自滑。这种倾斜，使瓦斯多积聚在采空区的高顶处，放煤口附近瓦斯很小。只要放煤口及时落严，安全程度是有保障的。当开采条件具备时，可选用综采放顶煤技术。

3．煤层倾角大于45°，煤层厚度大于8.0m的残煤，用小段高（一般10m）、单扒采法开采。此时，沿顶底板形成入排风系统，近水平布置工作面。顶煤厚度一般为采高的3～5倍。顶板厚度小，顶板留不住，提前来矸；顶煤厚度大，推进速度慢，顶煤下不来或“盖被”，留下了发火隐患。

4．煤层倾角近水平或近水平布置的残煤，瓦斯含量小，煤质疏松易冒，也可采用巷柱采法开采。这时，如布置单扒面，工作面易淌煤矸，顶板很难管理。因此，快采快挑优越性明显。

5．对于煤层倾角大于45°，煤层厚度4～6m的原始块段或连续煤体，用巷道长壁法（巷道法）开采。巷道长壁采法的瓦斯多集中于风道后尾巷，而其余采空区内并无瓦斯积存。因此，采用巷长采法，可连续推进，提高回收率，减少回采巷道。

6．煤体较稳定，浅部开采保护地表建筑物，部分采区亦采用金属网假顶分层或水砂充填常规采法，正常管理。

三、巷道布置

残煤巷道布置应从完善生产系统出发，依据残煤疏松易冒、煤层变化大的特点加以确定。根据本矿实际情况，应注意以下几个方面：

1．主要巷道应尽量利用原有巷道，区内共用巷道应尽量开凿在煤层下部的小槽煤中，其它准备巷道应多送煤巷、少送岩巷。由于残煤块段普遍较小，少则几千吨，多则几万吨。复用原有岩巷，以及增加煤巷，可节省投资；区内共用巷道开凿在小槽煤中，即可防止采区准备时的发火，巷道又有较稳定的顶底板，防止掉底。由于残煤块段小、连续性差、厚薄不均，因此开采前后可能多次送道，逐一开采，有时使掘进率增大，但送煤巷本身也弥补了上述不足。

2．应尽可能回收煤炭资源。残煤井（区）均为贫煤井（区），加强煤炭回收是取得效益的重要一环。设计时，应充分运用原始资料，分析原旧巷道和构造位置在较长时间内的相对位移，经邻近巷道揭露证实后再确定准备采区的相关位置。

本矿残煤布置方式有以下几种类型：

（1）回收较大煤柱时，如阶段煤柱和留设大的区间煤柱，一般沿采迹（急倾斜沿顶底板）布置，既回收了煤炭资源，又使巷道处于免压带

；

（2）回收尺寸小和储量少的煤柱，如小阶段煤柱，将上、下顺槽布置在煤柱上下的采迹内，将煤柱全部采出；

（3）回收水砂充填区内残煤时，为防止掉底、保证支架稳定性，常沿煤层底板布置、沿砂面掘进。如底板往上已用水砂充填采过几个分层，则沿砂面上限标高降低2.0m布置，沿砂面掘进；

（4）水砂充填区丢底的残煤，利用小槽煤布置的采区一同采出；

（5）巷长、巷柱采法煤层较大时，横川应交错沿顶、底板布置，送在煤层内，以利于提高回采率。

3．应有利于通风管理、防止发火。残煤区应布置有边界道，倾角大的煤层，最上两个横川应分别沿顶底板错开布置，以便为风门安设创造条件。

残煤巷道布置应本着“掘、灭、采”的原则，区内巷道应力求揭露原旧巷、高温和火点，使之在准备期间得到预先处理。残煤发火特点是层间残煤最易发火，区内煤柱次之。

应依据上述不同情况，确定采区尺寸及隔绝长度。但残煤区布置均应以小尺寸为宜。残煤煤柱区，斜长应小于50m，走向长度小于100～120m；区内残煤复采，斜长应小于20m，走向长度小于50m；残煤缓倾斜面长小于20m，急斜段高小于10m，可考虑取消小阶段煤柱。因为面短（段高小于10m的）推进速度快，上段既使局部有高温，采空区碎矸的滑落也及时起到抑制作用，并随工作面前进，抑制作用不断加强。

对厚度大于6m、段高大于20m的急斜块段，应与采空区隔绝，以防止上段高温火点的威胁。具有下降风的采区，变坡点受负压作用大，顶板又是瓦斯易积存区，应力求布置在岩石中或煤巷发券，以防发火。

四、残采技术管理

残煤开采，不安全因素较多，主要表现在：

1．由于开采过程中既开帮又挑顶，使顶板处于剧烈活动，不利于施工管理。

2．由于采空区内顶板冒落程度不同，顶板凹凸不平，并有高冒，必然产生涡流和局部瓦斯积聚。

3．残采回采率40%～50%，区内丢煤多，给煤炭自燃发火创造了条件。

4．残采两带高度大、影响范围大，易受积水威胁；浅部残采，呈现抽冒，对地表破坏大，也直接受地表水威胁。

煤层巷道范文篇10

1.急倾斜煤层的构造复杂,断层和褶曲多,煤层厚度变化较大,开采煤层的赋存条件普遍较差、储量少、开采困难、采煤工作面生产能力小。因此,开采急倾斜煤层的矿井多数是中、小型矿井。

2.急倾斜煤层的倾角大于岩石安息角,采煤工作面采下的煤能自动下滑,从而简化了工作面的装运工作,但下滑的煤和矸石容易冲倒支架,砸伤人员,急倾斜煤层和围岩的节理发育,初次来压和周期来压与不明显,易发生无预兆的大面积突然冒顶垮落,造成顶板事故,给生产带来一些不安全因素。因此,生产的不安全因素多,安全性差。

3.急倾斜煤层顶板压力垂直作用于支架或煤柱上的分力比缓倾斜煤层小,而沿倾斜作用的分力大,煤层开采后,煤层顶、底板都有可能沿倾斜方向滑动垮落,支架稳定性差,易发生扭曲与倾倒。因而工作面支护工作的难度大。

二、急倾斜煤层开采技术存在的问题

总的来说,目前我国急倾斜煤层开采方法中不同程度地存在很多问题,这些问题主要表现在以下几个方面:

1.煤炭损失率高。主要存在于那些采落的煤炭与采空区冒落矸石无隔离设施的采煤方法,如斜坡式、小分段爆破、水力采煤、仓储式等。这些采煤方法的煤炭损失率有的高达40%-50%,与此同时,生产的煤炭往往有较高的含矸率。煤炭损失率高,不但给煤炭自燃创造了条件,而且浪费资源,缩短矿井寿命。

2.巷道掘进率高。这些问题主要表现在斜坡式、小分段爆破和沿倾斜推进的掩护支架等采煤方法中。这些采煤法,有相当大的一部分巷道是在支承压力带内掘进和维护的,维护这些巷道的工作量很大。掘进率高,增加了巷道掘进维护的费用,影响工作面的接替,给通风管理工作造成困难。尤其在有冲击地压危险的煤层中,巷道对煤体切割过多,增加了冲击地压的危险。

3.通风条件差。这一问题,大部分急倾斜煤层采煤方法都不同程度地存在,而斜坡式、小分段爆破、仓储式和长孔爆破采煤法尤为严重。这些采煤方法中,通风系统复杂,有的采煤工作面为独头通风,工作面风流中,煤尘和瓦斯的含量较高,对工人的健康和安全危害较大。

4.工人劳动强度大。这是所有急倾斜煤层采煤方法共同的缺点,由于煤层赋存条件的限制,急倾斜煤层中大部分巷道和工作面坡度大、空间小,工人在工作面落煤、支护、运料、行走均十分困难,劳动强度大。

5.开采效益差。与倾斜或近水平煤层比较,急倾斜煤层的开采不仅单产低、工效低,而且成本高、煤质差,因此,这类急倾斜煤层矿井规模小、效益差。

三、急倾斜煤层采煤方法的分析

1.合理划分采区,加大采区尺寸尽量加大采区尺寸,加大采区的煤炭储量。划分采区时,根据生产设备及回采工艺的要求,避免人为地划分采区边界,适当加大采区的走向长度,加大阶段垂高。

2.优化回采工艺,提高生产效率

目前我国急倾斜煤层开采工艺相对比较落后,绝大多数矿井采用炮采工艺和风镐落煤工艺,工人劳动强度大,安全状况差。优化回采工艺最主要的就是提高回采机械化程度。要提高矿井开采的机械化程度,可以从局部机械化和全局机械化两个方面来考虑。局部机械化指的是从支护方式、落煤方式以及运输方式几个方面单独考虑改进方法,以提高矿这几个方面的机械化程度。全局机械化是采用综合机械化采煤方式,从破煤、装煤、运煤以及支护四个方面来实现机械化。

在一定的条件下,对开采技术条件进行评价,寻求最适宜的采煤方法,并且通过对工作面开采工艺、设备及系统配置的分析,采取改造系统的薄弱环节、完善工艺系统和开采技术等措施来有效地提高工作面单产。如加大采区走向长度,改进回采工艺,合理确定采煤工作面的支护方式等。在通常情况下,急倾斜煤层采区的走向长度比较小,可采储量少,只能满足几个月的正常生产,造成采面搬迁频繁,而且需要留设大量的保护煤柱,影响资源回收率。这不仅影响矿井的正常生产,增加无效工时,同时也造成了资源浪费,降低了工作面设备的使用效率,影响机械化程度的提高。在生产过程中,根据矿井地质条件的变化,加大采区走向长度,不仅可以增加采区储量和服务年限,减少工作面搬迁次数,而且还能减少区间煤柱的损失,减少准备巷道的掘进工程量,进而增大采区生产有效工时比率。加大采区的走向长度,还可以增加采区同时开采的工作面个数,能提高采区的生产能力,有利于采区和矿井的集中生产。

3.改进巷道布置,优化生产系统

选择巷道布置方式时,首先要满足安全生产的要求,保证每个采区、回采工作面均至少有2个安全出口,实现工作面全负压通风。其次,巷道布置方式要与采煤方法一致,同回采工艺结合,充分考虑水平巷道、倾斜巷道各自的优缺点,尽量不采用垂直巷道,提出系统简单、布置合理的准备、回采巷道。

四、结论

我国开采急倾斜煤层的历史悠久,由于经济欠发达,受科学技术、国家产业政策和生产力发展水平等的限制,大、中、小矿井并存,且中、小型煤矿特别多,因此采用的采煤方法很多。本文总结与提升急倾斜煤层的采煤方法与采场矿山压力显现的规律;并针对目前开采存在的主要技术难题,提出急倾斜煤层开采的发展方向与对策,指导急倾斜煤层的安全生产实践,提高企业经济效益,促进急倾斜煤层采煤方法的发展。

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