煤巷范文10篇

煤巷范文篇1

1提高机械化掘进率

通过对写真记实的分析显示，从而可以看出，钻爆法掘进是我矿煤巷掘进赶进尺的领头羊和中坚力量，而且这种掘进方法需要的人员投入也比较少，成本也比较低。因此，在我矿生产技术条件允许的条件下，应该尽可能的增加钻爆法掘进设备，加大对钻爆法掘进队伍的投入，提高钻爆法掘进队伍的综合素质是使得煤巷掘进进尺得到提高的有效方法和手段，也是保证煤矿正常生产和正常接替的主要方法。

2从技术上入手，提高掘进单进

影响煤巷掘进进尺的另外一个重要因素就是掘进的煤巷的巷道断面大小以及对巷道所采取的支护型式。对于巷道断面大小的优化设计和巷道的支护型式的选择都是提高煤巷掘进的前提和基础。经过我们的施工实践以及有关资料都显示，在煤矿生产满足条件的前提下和允许的情况下，合理设计巷道断面和开挖量，尽可能的符合要求，这是提高煤巷掘进速度的有效方法和途径之一，我们可以在不影响巷道掘进的前提下，尽可能的缩小巷道断面，使得煤巷的开挖量减少，并且这样还能够缩短正规循环时间。选择合理可靠的支护方式也提高煤巷掘进速度的有效方式之一，支护形式的选择必须要考虑到机械化施工和工人的劳动强度以及操作的方便性，在进行煤巷施工时，支护形式的选择应该与煤巷的地质条件和支护参数有关，由于我矿的一些特殊地质条件，我矿采用的支护方式是矿用11#工字钢梯形架棚支护，这种支护方式，能够很好的满足煤矿回采巷道服务时间的要求，并且还能够加快掘进进度和施工速度。

3抓质量、保安全、促单进

质量对于任何一个企业，一个工程而言，都是生存之本，而且质量还是安全的前提条件，只有在安全的环境下，企业的工程才能按质按量完成，才能去报工作面的安全，才能减少事故的发生率，这样就能够增加工人的有效作业时间，从而提高正规循环作业效率，最终达到提高煤巷掘进效率。所以，掘进人员应该把掘进质量放在工作的首位，时时刻刻想着质量，管理人员应该严把质量关，坚决杜绝违规操作和不合格工程发生。

4坚持正规循环作业

正规循环作业是企业实现有序化管理的前提与关键，也是实现科学管理的主要方式之一，还是有效提高煤巷掘进的主要措施之一，只有在正规循环作业的前提下，煤矿生产的任务才能够安全有序的完成，因此，掘进区队必须要保证正规循环作业的有序进行，这样才能有效提高煤巷掘进进尺。

5保证工作面处于比较稳定状态，同时要减少搬家倒面的次数

在对工作面写真记实活动中，从中可以看出，经常性的搬家倒面也很大程度上制约煤巷的掘进速度。在搬家倒面的同时，要花费很多的时间在设备的安装、拆除，和运输上。这样在无形中梁飞很多的人力、物力和财力。而且在这一段时间，工人的思想戒备相对松懈，当搬迁到一个新的工作面时候。工人的心情还需要一段时间，这样才能彻底的稳定下来，所以，这样对整个煤矿的生产等各方面都有很严重的影响，在组织生产时，所以要必须尽量的减少掘进队的搬迁次数，这样就可以为工作面的情况创造一个好的稳定的环境。

6树立为一线服务的思想

机关科室和区队之间应该增加联系和配合，要使得所有的单位部门树立“一切向生产看齐”，树立“队中无小事”的思想观念，并且及时的为生产排忧解难，为掘进队创造更好的环境为工人服务，加大对设备的管理和维修力度，给掘进队提供完好的设备和装置，尽可能的减少掘进队的设备更换次数和节省更换时间，掘进队内部也要认真工作，科学管理，使得设备利用率和工作效率都达到最佳，从而使得煤巷掘进的效率达到预期的目标，并且为煤矿安全生产创造更为优越的条件。

7采取特殊的激励政策

在煤矿实现安全生产的同时，必须要对职工采取一些特殊的激励措施和政策，对每季度给区队所分配的生产计划任务的相对指标主要分为以下两个方面：第一个方面就是正常计划指标，第二个方面就是确立下季度的奋斗目标，对超额完成任务的区队进行相关奖励，对没有按时计划任务的区队必要要进行处罚，这样才能提高工人的积极性，使得他们会想方设法提高煤巷掘进速度，从而达到确保采掘正常接替的最终目的。

8抓好支护的施工速度和质量

抓好支护的施工速度和质量是合理有效控制围岩的变形，保持巷道的合理有效的巷道的稳定性。对巷道支护施工的工序的速度和质量，这样有两方面的好处，第一是便于组织快速掘进，第二是使巷道在其服务期间，围岩处于稳定状态，这样才能保证安全生产，巷道支护的快速施工是快速掘进的最为重要组成部分。煤巷所用的支护主要有金属支架和锚杆支护，两者的支护原理不同，结构不同，快速施工方法也不同。有以下措施可以提高支护质量和效率：首先，要缩短临时支护的时间；其次，要提高金属支架的工作效率；最后，加强锚杆支护研究以提高支护工作效率。

煤巷范文篇2

随着煤矿产业的发展，高产高效矿井的是煤矿企业发展的必然要求，具体要求有以下几点：①以大功率、高可靠性长壁综采生产技术为核心，提高工作面单产，减少回采面数目，简化巷道布置，减少生产环节，实现高效集约化生产；②改革矿井巷道布置、巷道掘进支护，改革矿井提升和运输系统，扩大采区(盘区)尺寸，增加工作面推进长度，加大巷道的有效断面，以实现综采工作面的连续、高效生产；③大力采用煤巷综合机械化掘进技术，加快煤巷掘进速度，以适应高产高效工作面快速推进的需要；④改进和发展煤巷锚杆支护技术，解决长距离、大断面煤巷合理支护问题，便于实现高产高效工作面连续、安全生产。其中，采用综合机械化掘进技术，是实现煤巷快速掘进的主要途径。所以要适应工作面快速推进的需要，就必须发展综掘技术，广泛应用锚杆和锚网支护，在有条件的矿井实现掘锚一体化，以及推广应用连续采煤机，实现煤巷快速掘进。

2综掘技术简介

综合机械化掘进技术是由掘进机、转载机、输送机等组成的综合性配套技术，在～条用掘进机掘的巷道内，将测量定向掘进、运煤、通风、除尘、材料运输、巷道支护、供水、供电、排水系统等设备配套成龙，形成一条效率高、相互配合、连续均衡生产的、完整的掘进系统。可以实现巷道掘进、转载、运输、支护机械化作业，从而提高掘进速度和经济效益。

3煤巷快速掘进的措施

3．1选用性能优良的掘进机．提高设备可靠性掘进机是实现煤巷快速掘进的关键设备。巷道掘进效率及其经济效益的提高取决于选择适应工作状况和条件的掘进机。掘进设备的工作对象是煤岩及部分矿物，工作时振动冲击大，加之井下环境恶劣，因此要根据使用条件进行选择，要求掘进设备必须保持长期连续工作。通过引进和国产化工作，我国掘进机的制造水平和使用已迈上了新台阶，开始了我国掘进机技术的自主发展。国产掘进机在液压、电气．元件的选用上，必须严格筛选，严把质量关，对部分国内产品难以过关的关键元器件应当选用先进国家的产品。在齿轮传动装置及机械连接装置方面，尽量减少串联系统，采用独立部件或组件。在有条件的地方以嵌装式结构代替螺栓组结构，采用模块组装方式，既可简化结构，便于机械的拆装检修，又可大大提高设备可靠性。最终达到机器稳定性好，截割效率高，操作、维修方便，运行安全可靠的目的。

3．2采用现代化测控技术．提高机电一体化的程度首先是掘进机操作实现自动控制，包括推进方向监控、切割电机功率自控调节、切割断面轮廓尺寸监控等；其次是实现掘进机工况监测和故障诊断，包括供电电压测控、电机负荷和温度、液压系统油压、油温及污染等监测。通过采用现代测控技术，对掘进机的工况监测，故障诊断和离机控制系统加以改进和完善，实现机电一体化，可以最大限度地提高掘进机的使用效果，有利于改进和完善煤巷快速掘进技术。

3．3推广锚杆支护．改进运输方式．提高设备综合配套能力煤巷掘进效率低、机械不能充分发挥作用，在很大程度上与配套能力低、配套不完善有关。巷道掘进系统中的主要配套环节多、包括支护、转载、运输、供电、供水、通风、降尘等，要提高煤巷掘进效率、充分发挥机械化作用，必须提高设备综合配套能力，使之进一步完善。特别是支护和运输工作量大，占用时间多，必须解决好这两个关键环节，才能充分发挥综掘设备的潜力。在缩短支护时间方面，根据地质条件，尽量采用锚杆支护，提高巷道支护效果，减轻工人劳动强度，加快成巷掘进速度。施工时采用机载锚杆钻机打孔和安装锚杆，减少传统锚杆支护的多道施工工序，改变掘进机割煤与锚杆钻L安装不平衡的现象。减少锚杆有效作业时间和掘进工作面作业人员，减少单位面积锚杆根数，从而减少锚杆施工工作量，同时采用先进的锚杆施工机具，大幅度提高成巷速度。对于使用单体锚杆钻机的巷道，掘进和钻锚不能平行作业，应当及时快速安没临时支架，并采用小L径强力钻头和高强度钻杆，提高钻进速度，选用螺旋式锚杆钻机，建立快速安装系统，用锚杆机一次完成钻孔、搅拌树脂药卷和拧紧螺母等工序，尽量缩短钻锚时问。在降尘方面，可采用高压水外喷雾降尘新技术，在掘进机安装I台小型增压水泵，由掘进机上现有的动力系统驱动，将IMPa左右的低压降尘水增压至IOMPa以上，并优化喷嘴参数及安装位置，可获得良好的降尘效果。还可在掘进上安装长筒式负压2次降尘装置，将掘进巷道的通风方式由单一的压入式改为压入与抽出式相结合的通风方式，从而净化综掘断面空气。

3．4有条件的矿井采用掘锚机，实现掘锚一体化在悬臂掘进机上加装液压锚杆钻机的技术，由于掘进机载锚杆机体积偏大，加之在采用w钢带时需要定位钻L，难度较大，目前未能在国内推广，需进一步成熟完善。采用掘进机掘进，单体锚杆机钻装锚杆，不能实现现掘进与支护平行作业。掘锚机组的问世，很好地解决了掘进工作面长期未能解决的掘进和支护平行作业问题，是对煤巷陕速掘进技术的飞跃性突破，为加快掘进开辟了新的途径。

煤巷范文篇3

关键词：锚网索支护;煤矿开采;煤巷;锚杆施工

锚杆支护是煤矿开采证的一种主动支护方式，通过对其进行应用，可以加固围岩，通过对围岩自身强度的应用，共同承担荷载，从而减少围岩变形现象的发生。随着综采放顶煤技术的应用及大功率高效综采设备的引进与应用，提高作业面开采效率，为了满足作业快速开采要求，采用锚网索支护，为开采作业顺利进行提供强有力支持。

1工程概况

某煤矿工程16层六分段下块为综采二队接续面，对该区域地质情况进行分析可以发现，地质结构相对简单，煤层赋存稳定，整体性良好，底板岩石以致密坚硬灰白色细砂岩为主，16层煤厚约为14.8m，巷道掘进于16层底板岩石中，在遇到16层煤之后，沿着16层煤底板开展后续开采作业。

2设计巷道支护参数

巷道掘进宽度为4.75m，高位3.18m，锚杆直径为16mm，顶板锚杆长度为2.4m，两帮采用的锚杆长度为2.21m，锚杆排、间距离为0.82m，每排设置了14根锚杆。锚索采用直径为14mm钢绞线，长度约为6.42m，间距为2.48m，每排设置了两个钢绞线，采取工字钢作为锚索托梁，托梁长度为0.82m，在中心钻一个直径大小为20.0mm的小孔，采用的锚杆厚度不得小于6.8mm，直径要控制在125mm以上。锚杆锚固力大小不得低于6.5t，采用的锚索锚固力需要控制在20.0t以上[1]。采用气腿式岩凿机，锚索施工利用风动锚索，在实际施工作业开展时，为了确保施工作业顺利开展，保证工程质量能够达到要求标准，要将循环进度控制在0.78m，最小空顶距为0.3m，最大空顶距为1.2m[2]。对于超前支护，要对前探梁进行应用，将2根作为一组，需要施工人员特别注意的是：为了提高作业质量，每根前探钢梁至少要利用2副吊环，对其进行固定，在进行固定时，应当将吊环固定在锚杆上，将护顶板铺设在前探钢梁上[3]。考虑到作业中采用的顺槽巷道通常都在一年以内，因此，不必对其进行特殊处理。

3锚网索支护施工分析

3.1锚杆施工

3.1.1锚杆打眼进行锚杆打眼前，工作人员需要严格依据中线、腰线对巷道的具体断面情况进行检查，如果经过检查发现，不符合规程要求时，必须要严格依据要求进行科学处理。在进行打眼作业前，要敲帮问顶，对顶板围岩具体情况进行前面检查，找到全部活石、危岩，经过检查确定安全之后，再依据事先做好的设计，对锚杆眼位进行确定，要将误差大小控制在4.8cm，并且锚杆眼深度要与锚杆长度匹配[4]。在进行打眼时，要标记好钻杆，依据锚杆长度进行打眼，完成打眼后，要清理眼内的积水、岩渣。需要注意的是，为了确保作业安全性，应对每当打完一个锚杆之后，确定其合格后，立即安装，不得打完一排锚杆眼后，再进行安装，以免锚杆眼内进入杂物，对安装作业造成不良影响，导致安装后的锚杆质量达不到要求标准。进行锚杆打眼时，应对按照先顶后帮，由外向里顺序开展，当钻孔达到设计深度之后，关闭风钻，让其停止转动，不得出现钻孔过深情况[5]。进行打眼时，施工人员要来回抽拉几次钻杆，通过该方式，能够将钻孔内的岩粉全部拉出。3.1.2锚杆安装锚杆安装是一项对技术要求很高的工作，一旦出现问题，势必会造成严重危害。因此，在安装锚杆前，施工人员要清除锚杆内的岩粉，利用压力风将孔内积水清除，在该过程中操作人员需要站在孔口一侧进行操作，孔眼方向不得站人。工作人员要将树脂锚固剂送入到孔眼底部，将作业中应用的锚杆插入到锚杆眼内，利用锚杆将锚树脂锚固剂顶住，将螺帽套在外端头上，采用气扳机将螺帽卡住，启动气扳机，缓慢匀速推进，让气扳机在旋转过程中可以能够带动杆体进行旋转，从而让锚杆旋入树脂锚固剂，实现对锚固剂的合理搅拌，整个作业要持续到锚杆达到指定设计深度位置[6]。完成上述作业后，施工人员要将金属网挂好，上好托盘，将应用的螺帽拧紧。为了确保锚杆质量能够达到要求标准，安装锚杆的质量要达到下列要求：1）树脂锚杆锚固力要超过6.5t。2）锚杆排间距误差要控制在4.8cm以内。3）锚杆托盘必须紧贴岩壁，采用力矩扳手或机械拧紧，该项操作要以无法拧动为标准，托盘外锚杆长度要则需要控制在4.8cm以内。4）进行锚杆布置时，要让锚杆与岩面或巷道轮廓保持垂直[7]。

3.2锚索施工

打锚索作业开展前，要进行眼位设定，将误差大小控制在80mm之间，利用风动锚索钻机进行打锚索眼，采取湿式法进行钻眼作业。在打锚索眼前，要先对钢脚线长度进行量测，采用的钢绞线要比眼深长0.3m，一般来说，锚索可以滞后场子头5.0m左右距离开展施工，需要特别注意的是，如果围岩破碎不稳定，在进行施工作业开展时，必须紧跟场子头。完成锚索打眼后，通过人工方式将三个药卷缓慢输送到锚索孔顶部，避免其遭受破坏，对煤矿开采造成不良影响。锚索另一端通过搅拌机与锚索机相连，为了确保作业顺利进行，应对边推进边搅拌，快推猛搅20s左右，然后停止搅拌，让锚索钻机推进180s后，将锚索钻机撤下。搅拌锚索12min后，工作人员严格依据要求装上索具、工字钢，然后通过打压机对采用的锚索进行紧固处理，预紧力需要达到32MPa。采用锚索机进行钻进作业时，要主指派专人对帮岩状态、顶围岩状态进行观察，在观察过程中如果发现问题，必须要及时采取相应措施进行处理，确定帮岩状态、顶围岩状态安全后，才能开展下一步施工。锚索推进力度和推进速度必须适中，以免发生卡钻问题，导致钻杆、钻头遭受破坏，无法继续开展作业，该过程中，需要提高对卡钻产生反扭力的重视，避免受伤。锚索钻机支腿收缩时，工作人员不得用手按住气缸，避免手遭受挤压，受到伤害。操作人员需要与锚索钻机保持一定距离，避免在作业开展时，钻杆发生折断，引发意外。同时，采用锚索钻机进行钻进期间，要让水流保持持续，不得发生中断，进行放炮作业时，要调整作业中应用的锚索钻机等各项设备，让各项设备与放炮距离保持在60m之外，避免由于放炮，导致设备遭受破坏。

4锚网索支护技术应用综合效益分析

锚网索支护技术在煤巷中应用的效益主要体现在以下几个方面：1）技术方面。与架棚支护技术相比，锚网索支护技术在具体应用时具有显著技术优势。锚网索支护是一种主动支护方式，对其进行应用，能够实现对破裂煤体的加固，进而使残煤体残余强度得到进一步提高。同时，锚网索支护应用效果良好，而且材料消耗低，动压适应强，可以在大变动采动巷道中应用，能够在高效高产作业面中应用。2）社会方面。采用锚网索支护可以大幅度降低劳动强度，同时，与传统铁硼支护相比，可以减少坑木、钢材施工量，降低辅助运输作业量，千米巷道能够减少坑木约210m3和钢材850t，减少材料运输中各种安全因素。此外，锚网索支护在一定程度上简化了作业面端头支护施工，而且其抵抗煤帮变形能力强，进行支护之后，基本不发生片帮现象，确保作业人员在工作期间能够顺利通行。同时，锚网索支护可以为作业面中采用的各种设备更新提供支持。3）经济方面。锚索网支护技术在煤巷中应用，与铁棚支护相比，每米能够节省约1100元，经济效益显著。

5结语

通过锚网索的应用能够实现对巷道的保护与支撑，提高巷道稳定性，确保煤矿开采作业的顺利进行。同时，将锚网索应用在煤巷中，也具有较好的技术效益、社会效益、经济效益。

参考文献

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[3]王栋.锚网索联合支护在高山煤矿中厚煤层巷道中的应用[J].现代矿业，2019，35（9）：113-115.

[4]梁玉柱.深部松软破碎煤巷高强锚网支护技术研究与应用[J].现代矿业，2019，35（2）：217-219；224.

[5]梁向军.煤巷快速掘进锚网索联合支护技术应用[J].山西化工，2018，38（4）：176-177；180.

[6]曾晋.深埋大断面软岩巷道锚网索支护在某矿的试验及应用[J].矿业安全与环保，2018，45（2）：77-80.

煤巷范文篇4

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。

煤巷范文篇5

1沿空掘进巷道顶煤应力与变形分析

1.1顶煤力学模型

综放采空区沿空回采巷道一侧为巷旁综合煤，另一侧为窄矿柱。工作面上部直接顶冒落后，主顶发生断裂、回转和下沉。下段在煤体中形成侧向的“楔形块梁”结构，即“大结构”[3]。沿空掘进巷道后，顶煤、底板、两帮、窄柱和锚杆作为巷道的支护对象成一个整体，称为“小结构”[4]。沿空掘进巷道支护的重点是保持小结构的稳定性。沿窄柱采空区掘进巷道与上覆岩层结构的关系如图1所示。以顶煤水平中心线为轴，以顶煤采空区侧面终点为原点O，以巷道旁采煤侧向方向为正方向，建立坐标。点A、点B分别表示沿空入井的两堵墙，C点为顶煤深部应力集中区边界，顶煤岩层用OD表示，D为足够远且不影响计算的随机点，上覆岩层应力为q1（x），顶煤下的窄煤柱、采空区侧面巷道和巷道旁的整体煤柱分别用OA、AB和BD表示，其宽度分别为l、L和a+x0，它们是由窄柱共同作用的q2（x），支持强度p和功率q3（x）。设综采巷道旁BC侧的应力集中系数为α1，窄矿柱OA顶煤为α2。相对岩石应力系数为α3。工作面所受荷载仍为上覆岩层重力γ2H，其中γ2为平均权重，N/m2；H为上覆岩层厚度，m。1.2顶板凹陷曲线以顶板煤层为均质各向同性线弹性材料，梁OD挠度曲线方程为下页式（5）：参数γ1，γ2，h0，h1，H，α1，α2，α3，E，I1，L，l，a，p是根据采空区巷道现场实际情况和试验所得的观测量。将这些参数代入式（6），利用式（6）~式（9）计算c的值c1，c2，c3…，c15，c16通过仿真得到顶煤顶板凹陷曲线。

2顶煤变形影响因素分析

根据地质条件、工作面参数及现场试验，得到：H=460m，h0=3.10m，h1=5.00m，L=5m，I=10.417，α1=3.00，α2=1.50，α3=0.30，a=19.6m，k1=110MPa，k2=310MPa。室内实验结果表明，E=1.1GPa，γ1=13.50kN/m3，γ2=26.00kN/m3。计算顶板凹陷值，发现顶板凹陷最大值偏向窄煤柱。

2.1顶板凹陷值与支护强度、窄矿柱宽度的关系

根据大、小结构围岩稳定性理论[5-6]，采空区侧巷道应位于关键块体A、B之间破裂线的外侧，窄煤柱宽度可控制在3m～5m之间。顶板凹陷值w、支护强度p、窄矿柱宽度l之间关系。1）凹陷度值随着支护强度的增大而减小，在相同的窄煤柱宽度下，随着支护强度的增加，顶板凹陷值变化较小。说明支护强度对顶板凹陷值的影响较小。但在相同支护强度下，随着窄煤柱宽度的增大，顶板凹陷值变化较大。说明顶板凹陷值对煤柱宽度较窄更为敏感。因此，在沿空巷道设计中应优先考虑窄煤柱宽度。2）顶板凹陷值先快速减小后趋于稳定，矿柱宽度较小时（3.0m～4.0m），顶板凹陷值变化较大，说明矿柱宽度对顶板凹陷值影响显著。当宽度为4.0m～4.5m时，顶板凹陷值变化不大。当矿柱宽度大于4.5m时，顶板垂度值随矿柱宽度的增大而缓慢增大，说明矿柱宽度在4.0m～4.5m时，采空区回采巷道处于顶板最易控制的应力降低区。因此，矿柱宽度应在4.0m～4.5m之间。当窄煤柱宽度为4.0m～4.5m时，所需支护强度p为0.4MPa。

2.2顶板凹陷值与顶煤刚度的关系

如果设置窄柱的宽度L0=4.0m时，得到不同支护强度p顶板凹陷值w与顶煤刚度E的关系。顶板凹陷值与顶煤刚度基本成反比关系。当E＜2.0GPa时，顶板凹陷值随煤岩刚度的增加而迅速减小。说明煤岩刚度的变化对顶板凹陷值有较大影响。当E＞2.0GPa时，顶板凹陷值下降缓慢，说明刚度变化对顶板凹陷值的影响越来越弱。

3工程应用

3.1工程项目简介

煤层位于地下约460m处，平均深度8.1m，倾角7°。沿采空区掘进巷道的长度为828m。隧道设计宽度为5m，设计高度为3.1m。平均深度为3.9m。主顶平均深度9.8m。顶煤的刚度在0.83～0.99之间，相对较小。

3.2支撑方式

根据上述研究，设定窄矿柱宽度为4m，支护强度0.4MPa，顶煤刚度1.5GPa。锚索、锚网、注浆参数如下：1）采用锚网和吊锚支护隧道顶板。采用7支M20L2400mm高强度变形钢筋锚杆，设计扭矩为200N·m，预紧力≥78.4kN。巷道两侧各采用5支M20l1800mm变形钢筋高强度锚杆支护。每个锚栓的设计扭矩为200N·m，预载力大于等于58.8kN，锚栓由两卷MSZ2350（M20L500mm）树脂筒固定，阵列间距为900mm，间距为800mm。2）采用注浆保证刚度在1.5GPa以上。对顶煤破碎严重的区域，采用化学注浆进行统一锚固注浆。3.3支撑效果巷道侧壁顶板凹陷值曲线和巷道侧壁变形值曲线如图2和图3所示。巷道沿空掘进32d后，巷道变形值接近最大值。顶煤最大顶板凹陷值为91mm，巷道两侧最大变形值为145mm。沿空掘进巷道变形在允许范围内，证明了上述综合支护方案的可靠性和有效性。

4结论

煤巷范文篇6

1矿井概况

刘庄煤矿隶属中煤新集能源股份有限公司，位于安徽省阜阳市颍上县境内，设计生产能力800万t/a，核定生产能力1100万t/a。井田东西走向长16.0km，南北倾斜宽3.5~8.0km。井田内共含煤30余层，13层可采煤层，其中5层主要可采煤层，分别为13-1煤、11-2煤、8煤、5煤和1煤。矿井为煤与瓦斯突出矿井。现揭露的煤层中13-1煤层为突出煤层，11-2、8、6、5煤层为非突出煤层，现矿井13-1煤层的所有采掘活动均处在无突出危险区。矿井水文地质类型为复杂型。矿井采用立井、主要石门、集中大巷、分区开拓的开拓方式，分区通风、集中出煤。以F25断层为界划分为东区和西区。东区工业场地内设有主井、副井、矸石井和中央风井四个井筒，东风井工业场地布置1个东回风井，西区工业场地设有进、回风井两个井筒。东区划分为东一、东二、东三采区，西区划分为西一、西三、西四采区。

2采区开拓开采系统

1311采区位于刘庄井田东部，采区范围：采区西为F31断层保护煤柱线，东为F5断层保护煤柱线，北为11-2煤层露头防水煤柱线和东风井保护煤柱线，南至11-2煤-762m煤层等高线。采区内总体构造形态为一单斜构造，煤层走向近东西，倾向南，平均倾角为16º，平均煤厚2.14m。11-2煤层直接顶板多为泥岩、砂质泥岩，局部为砂岩，平均厚1.96m。基本顶以粉、细砂岩为主，局部发育为中砂及石英砂岩，平均厚8.38m。1311采区设计可采储量866.8万t，设计年产400万t，采区生产能力200万t/a，服务年限3.6a。东三采区布置一组大巷到采区中部，从东三大巷开门布置轨道、胶带、回风石门进入东三11-2煤，再利用东三石门生根布置采区下部车场和采区上山，采用两翼走向长壁布置工作面。另布置一条东三矸石胶带机巷和矸石仓作为东三采区出矸系统。采区上部布置一条回风石门与东回风井相连，作为采区回风系统。

3采区方案

根据矿井生产技术装备现状以及1311采区煤层赋存情况，确定该采区采用双翼走向长壁布置方式，对采区巷道布置提出两个方案进行技术论证，选择更加合理的方案。方案一（传统布置方式）:布置一岩两煤上山（1）巷道布置利用东三轨道石门、东三胶带石门、东三回风石门、东三矸石胶带机巷及-522m东三一号回风石门作为1311采区开拓系统主干巷道进入采区，施工东三轨道回风石门联巷作为采区下部车场，再从下部车场内拨门施工采区上山，上山上部施工回风联巷与-522m东三一号回风石门相连，采用走向长壁采煤法，布置双翼采区。从采区下部车场开门施工3条采区上山（轨道上山、胶带上山和回风上山），轨道上山与胶带上山间距40m，胶带上山与回风上山间距35m。轨道上山布置在11-2煤层底板岩石中，胶带上山、回风上山均布置在11-2煤层中。采区可采煤量872.2万t。如图1、图2所示。（2）采掘安排及准备工期双翼布置三个区段，区段斜长均为320m。第一区段两翼及131103工作面均为“刀把式”布置，西翼131101作为首采工作面，面长250~320m，东翼131102工作面，面长210~320m，作为接替工作面。投产工程量总计7230m，其中岩巷2150m，煤巷5080m，投产工期27个月。方案二（创新布置方式）：布置三条煤层上山，取消采区东翼中部车场（1）巷道布置从采区下部车场开门施工3条采区上山（轨道上山、胶带上山和回风上山），轨道上山与胶带上山间距40m，胶带上山与回风上山间距35m。3条采区上山均布置在11-2煤层中，采区西翼采用中部车场沿煤加顺槽外段全岩布置方式，采区东翼取消中部车场，顺槽外段沿11-2煤布置，与轨道上山、胶带上山贯通，从回风上山上方穿过。采区可采煤量866.8万t。如图3、图4所示。（2）采掘安排及准备工期双翼布置三个区段，第一区段以东风井工业广场保护煤柱线为上限，三个区段长度自上而下分别为290m、280m、260m。131102及131103工作面均为“刀把式”布置。西翼131101作为首采工作面，面长290m，东翼131102工作面，面长290m，作为接替工作面。投产工程量总计7000m，其中岩巷885m，煤巷6115m，投产工期19.5个月。

4技术经济比较

4.1工程量及投产工期比较。采区方案工程量及投产工期见表1、图5。4.2综合比较。方案二相对于方案一，巷道总工程量减少560m，岩巷工程量减少1625m，少施工两个溜煤眼；投产工程量减少230m，岩巷工程量减少1265m；投产工期缩短7.5个月。通过综合技术可行性论证，确定采用方案二，即布置三条煤层上山，取消东翼中部车场。4.3经济与社会效益测算。通过采区设计方案优化，采区巷道总工程量减少560m，岩巷工程量减少1625m，减少直接成本投入近1150万元，经济效益显著；采区投产工期缩短7.5个月，有效缓解目前采区接替紧张的局面，保证矿井采掘接续，具有较好的社会效益。

5创新点及应用情况

5.1创新点分析。（1）通过优化采区设计，充分发挥单轨吊运输灵活性及优势，创新巷道布置，将轨道上山布置在煤层中，实现非突出煤层采区集中上山“全煤”布置。（2）通过优化工作面与集中上山连接方式，从设计源头简化辅助运输环节，取消采区东翼中部车场设计，减少巷道工程量，减少运输环节，单轨吊辅助运输更加顺畅。（3）通过采区设计优化，创新布置巷道方式，大幅缩短采区投产工期，有效缓解接替紧张局面。（4）简化辅助运输环节，实现采区单轨吊运输“网络化”。根据煤层厚度及支架选型情况，采区下部车场布置一处吊装间可服务于整个采区6个工作面的安拆作业。5.2成果应用情况。目前该采区准备上山已施工完成，正在施工采区中部车场。1311采区巷道实施过程中及时收集设计中可能存在的问题及解决办法，进一步优化设计方案，下一步将该项创新设计理念在1508采区、1308采区等采区设计中逐步推广应用。

【参考书目】

［1］张荣立，何国纬，李铎.采矿工程设计手册[M].煤炭工业出版社，2003.

［2］中华人民共和国住房和城乡建设部.煤炭工业矿井设计规范：GB50215-2015[S].中国计划出版社，2016.

［3］孙森，韩波，刘立志.采区上山的优化设计[J].煤矿开采，2001（Z1）：30-31+41.

煤巷范文篇7

泰安煤业为晋能集团忻州有限公司下属煤企，开采11号煤层，煤层自身构造相对简单，薄煤层，缓倾斜。开展半煤巷掘进施工作业时，采用破底方式，主要是针对粉砂岩和泥岩等进行截割施工。11102工作面运输顺槽坡度10°，巷道总长1120m，半煤巷设计长度600m。半煤巷工作面顺槽标高+770~+782m。11号煤层伪顶为0.1~0.7m的泥岩，直接顶为2~3.21m的含钙泥岩，基本顶为4.15~4.6m的泥质粉砂岩；直接底为2.32~7.84m的泥岩。

2半煤巷掘进施工工艺选择

2.1按照半煤巷的长度加以确定。半煤岩巷长度对其掘进施工工艺影响较大，当巷道长度值较短时，应用钻孔爆破作业工艺较为合适，同时还需要配置相应的装载机械和耙斗机械；当巷道长度值较长时，应用综掘机械开采工艺则更为合适。该矿井半煤巷长度较长，故选择综掘机械开采工艺。2.2按照半煤巷岩石性质选择。半煤岩巷岩石性质对掘进施工工艺也具有较大影响，当半煤巷掘进过程中，进行截割处理的岩石结构厚度较大，而且岩体的强度值较高时，适宜采用综掘机械化开采技术，配置重型硬岩掘进机械，这样才能确保半煤巷掘进作业的效率。并且，在半煤巷的掘进作业过程中，也可以辅助以松动爆破施工技术，辅助综合机械化掘进作业。根据该矿实际地质条件，选择采用综掘机械化开采技术，同时还需要配置重型硬岩掘进机械。

3半煤巷快速掘进施工效果

3.1施工效果按照。上述设计的各项作业参数，工作面顺槽掘进速率较高，成巷质量同样也得以改善。依据半煤巷作业现场的相关数据来看，半煤巷从2017年5月开展首次作业之后，到2017年8月作业完工，工期经过了90d的时间，共进行了533个循环作业，掘进的总长度达到近500m，超出了之前预设的月进度目标。在作业完成之后，岩体的块度也相应减少，而且岩体粒径变得更加均匀，对于装岩施工是非常有利的。半煤巷的成巷作业也全部达到要求，优良率超过了86%，同时没有出现欠挖现象，最大超挖值被有效控制在150mm之内。3.2围岩位移监测。（1）围岩位移监测站和监测点的设置从半煤巷进行掘进施工作业起始，每间隔距离为30m加设监测站点，监测站点的编号分别为1#~4#，一共设置有四个监测站点。在对测点的位移进行测量过程中，采用的方法为十字交叉法，全面测量半煤巷顶板结构和两帮结构位移量。（2）半煤巷位移监测数据分析由于工作面作业使用的工艺技术为倾斜长壁采煤工艺，煤层的倾斜角度值平均约为10°左右，故巷道掘进施工是沿着煤层走向开展掘进作业的，半煤巷深度值同样也要随着开采作业不断进行而有所增大，各个监测站点便会存在相应垂直距离。由于煤层倾斜角相对较小，所以各个监测站点的垂直距离相对较小，这对于监测结果的影响不大。1#站点至4#站点测量的两帮结构和顶板结构移近量数据如图1和图2所示。由图1中数据可以得出，半煤巷掘进施工的90d时间之内，两帮结构移近量最大数值为178.5mm。从4#监测站点的现场监测数据信息可以得到，两帮结构监测到的移近量，沿半煤巷下山方向有着不断增加发展趋势，但是具体增加值不大，增加值只有6mm左右。由于在采用快速掘进施工作业之前，半煤巷已完成掘进量达140m左右，而半煤巷的设计长度仅仅有600m，因此，半煤巷最深部位两帮结构发生位移的数值也不会太大。整体上看，巷道的整个服务期限之内，基本上可以正常的应用。由图2中数据可以得出，半煤巷顶板结构出现形变情况下，形变速率在掘进作业开始实施之后约1月后位移速率才逐渐增加，最大的位移速率约为6.3mm/d，在经过两个月的快速掘进作业施工之后，顶板位移速率慢慢地趋向稳定，顶板变形量最大值为150mm左右，同时围岩的收敛相对较小。因此，从图中可以看出，由于巷道支护应用了锚网索带联合支护技术，可以显著地控制顶板结构位移，有效地改善围岩结构强度值，确保煤炭资源开采作业更加安全与经济。

4经济效益分析

在泰安煤业应用半煤巷快速掘进工艺方法之后，每个月的进度计算公式如下：L=NL0M上式中：N-每一天之中所完成的掘进循环次数；M-每一月之中快速掘进作业天数，d；L0-单次循环作业的进尺值，m。由上式同时参考现场监测到的相关数据信息可以计算出月进度：L=3×1.8×26=140.4m/月在采用快速掘进施工方法之后，半煤巷的掘进速率得以有效增加，由以往80m/月提升到了140m/月。由于巷道设计的总长度值是600m，开始计划约8个月左右时间完工，而在采用了快速掘进施工技术之后，能够确保半煤巷掘进周期减少到4.3个月左右，可以提前约4个月完工，极大地缩短了施工时间。

5结论

煤巷范文篇8

关键词：掘进巷道；锚杆支护；施工工艺

在煤矿巷道掘进技术生产过程中，采用合理的支护技术会使煤矿生产得到有效的安全保障，同时也会促进煤矿的经济发展。目前煤矿开采工作大多采用锚杆支护技术，同传统的木支护技术及型钢支护技术相比，煤矿开采效率大大提高，具有安全高效的特点，在开采过程中取得较为理想的效果。锚杆支护技术从整体效果来看，不断提高中国的煤矿开采水平及成巷进度，节约了大量人力物力，取得较好的发展技术及经济效益，目前是中国现代化煤矿开采技术发展的必要阶段。

1锚杆支护的本质作用

锚杆支护技术的本质是利用锚杆固定住巷道浅层的岩体，并实现承载结构的稳定性。为了实现锚杆支护的作用效果，要保持锚杆加固的结构完整性，避免出现大面积泄露或网兜现象；锚杆支护的重要作用是加固岩层结构的承载力，通常会根据承载结构内压的实际大小及预应力的扩散面积来判断承载能力，锚杆支护必须具有良好的刚度及预应力效果，预应力的扩散作用对支护技术有着重要的影响效果，比如留巷的巷道具有相对较大的承载能力，而动压巷道与静压巷道相对来说承载能力较弱；承载结构要有足够适当载压的内部煤层体，当煤岩层发生较大强度的深岩来袭，要利用锚杆支护结构来控制深岩强度破坏，而锚杆支护结构能适当地向外推出整体的承载结构。此时应该保持承载结构的完整性，避免因失效的支护结构而引发重大的冒顶片帮等事故，因此要控制锚杆支护在动压较强的煤矿巷道内存在过长的锚杆长度，避免造成锚杆由于动压作用而发生断裂，影响施工效果[1]。

2锚杆支护技术的作用原理及施工要求

2.1锚杆支护技术的理论分析

为了更好地理解锚杆支护技术的作用原理，首先需对中国煤层周围的巷道做大致的调查，比如煤矿周围的巷道被破碎围岩体包围，不具有支撑作用，如果脱离了支护的支撑，围岩体很可能脱落，此时具有悬吊作用的锚杆支护技术便发挥不出悬吊作用。通常锚会被固定在周围岩层上，而锚杆支护技术就是靠悬吊作用将煤矿巷道内的围岩体用锚杆悬吊起来，从而形成有效的支护效果。悬吊作用的原理是将煤层中下部不稳定的岩层悬吊在上部坚硬的岩层上，从而增强锚杆的拉力作用。锚杆支护技术通常也会应用于组合梁理论和组合拱理论，中国煤层围岩体多属于层状岩石，破碎程度较深的围岩体一般会通过自身摩擦和相互挤压的作用力而产生一定的稳定状态，在这种环境下，锚杆支护会起到一定的承载力，利用锚杆将围岩体固定为一个整体状态，从而增强承载能力。此时组合拱理论更适用于这种地质环境，组合拱理论的作用原理能合理解释围岩体破碎后仍能处于稳定状态。比如在解决大面积巷道的支护措施，锚杆支护可利用组合拱理论将破碎围岩体组合成一个整体，便会形成具有稳定状态的承载力较强的拱形结构，从而防止围岩体因过度垮落而变形，为工作环境创造一个安全有效的运作机制。随着中国不断加大对煤矿的开采深度与进度，相对完善的锚杆支护技术也在不断适应复杂多变的煤层，只有深刻理解锚杆的支护理论，才能有效把握煤矿巷道开采工作的进程，从而充分实现锚杆支护技术的作用理念。

2.2锚杆支护技术的施工要求

锚杆支护的作用范围较广，但在实际施工中，要重点把握锚杆的具体施工要求，尽量减少系统误差。比如首先确定锚杆孔的位置，锚杆孔需要提前控制到位，为了控制系统误差，必须选取间距低于100mm且轴向角度低于5°的锚杆孔，将锚杆孔长度尽量控制在长于锚杆体的有效长度与低于锚杆体长度有余30mm。安装锚杆时要注意将锚杆直接对准锚杆孔底，锚杆尾部剩余距离不能超过20mm，保证锚杆安置妥当，不影响安装进程。根据煤矿施工的严格标准，应在整个巷道掘进工作面的范围内悬挂作业牌板，作业牌板的安置悬挂应置于通风照明处，方便施工人员监督与排查。对于较为复杂的煤层区域，可实行特殊的支护手段，比如具有强化功效的加密锚杆。在施工过程中，要重点排查出现问题的煤层区域，控制危险系数，保证在安全环境下作业，此时便要求对支护巷道的稳固性及顶板支撑的锚杆进行定期检查与修护，比如煤矿巷道内存在浮石，应及时毁掉原有的锚杆钻孔，并在此基础上用型钢材料做锚梁，同时安装钢筋混凝土锚杆；巷道内经常发生岩崩危险，应及时清理崩落的岩石，用锚杆固定住煤矿巷道内的下部，在锚杆支护下，可降低岩层再次崩落的频率[2]。

2.3锚杆支护技术发展现状及存在的问题

煤矿巷道掘进工作采用的支护技术经历了木支护、砌碹支护、型钢支护及锚杆支护，显然锚杆支护技术的应用效果强于其它几种支护手段，主要从其支护材料、设计理念及检测技术上可体现。锚杆技术可适应较为复杂的岩层，支护破碎程度较深的围岩层，使其整合为一个整体不至于脱落，新型组合锚杆支护不仅可起到悬吊作用，还能增强岩层承载力，从而提高了煤矿掘进工作的安全性能。然而锚杆支护技术在应用过程中会出现一些问题，比如机械化程度不满足现代煤矿掘进巷道技术，机械化程度受到中国煤层地质条件及掘进设备影响较大。部分地区发展不发达，煤矿锚固工作在空顶环境下使用手持式钻机，不仅工作效率低，且危险系数极高，稍不注意就会引发煤矿灾难。锚杆支护的配套技术也亟待完善创新，比如对煤层巷道进行钻眼工作，钻眼过程会随之出现大量水流与气流，并冲出钻孔内的岩屑，对工作人员有极大的冲击力，同时加大了施工难度。锚杆支护技术尚处于研究阶段，一些实质性问题比如掘进效率低、锚固作业匹配程度低等，作业匹配程度低就会影响掘进效率，还可能损坏煤矿巷道的工作地板，因此，提升锚杆支护的作用机制，要从不断提高作业之间的匹配度，从而有效提高作业工作效率。

3快速掘进与支护一体化设备施工工艺研究前景

锚杆支护技术最早发展于德国谢列兹矿，20世纪50年代中国开始在煤矿掘进巷道中推进锚喷支护技术，随后吸收外国先进的锚杆技术，其安全高效、高收益、低成本的优点被人们所熟知，其应用前景逐渐向着快速掘进与支护一体化发展，经过多年应用探索，中国的锚杆支护技术逐渐拥有高端的支护材料、新颖的设计理念及高效的监测技术。随着中国不断加大回采工作面的机械化水平，煤矿采掘工作跟不上回采工作面的推进步伐，这就导致煤矿开采面临现实的发展难题，从而降低了煤矿巷道掘进的工作效率，也拉低了煤矿工业的经济需求。中国现阶段采用的锚杆技术是综合掘进机械化的普通作业性质，利用综掘机综采煤，胶带机运送煤，多为人工操作的单体锚杆钻机。该巷道掘进配套技术自动化程度较低，一般掘进深度每月平均为300m，最好的情况也是低于800m，掘进效率并不能满足现代煤矿生产需求。一般造成掘进效率低的主要原因是快速掘进与锚杆支护技术不能实现一体化，且支护时间相对于割煤时间较长，回采工作面的割煤时间大约占17%~34%，支护时间高达67%。随着中国不断引进外国先进的支护技术经验，逐渐实现快速掘进与支护一体化，从而有效提高了煤矿月进尺度，其中在神东矿区大柳塔矿实现了连续采煤机与锚杆台车的推进使用，采掘尺度为月进尺1500m，这无疑是坚定中国新型锚杆支护技术的支持态度。由于外国的掘进配套模式并不完全满足中国的煤层开采条件，而要实现月进尺高于800m的巷道快速掘进设备及配套的施工工艺，必须在了解中国煤矿复杂条件的基础上，研究适合中国煤矿条件的掘进配套模式[3-5]。

4结语

锚杆支护技术应用领域极为广泛，是中国发展较为前端、经济前景较为发达的高新技术。锚杆支护技术弥补了传统支护技术的不足之处，在安全性质、经济效益及运作效率等方面均发挥了重要作用。面对中国复杂多样、开采强度大及开采深度大的煤巷来说，尽管锚杆支护技术的作用范围较大，但更需要开发新型的支护技术，针对不同性质的地质情况，应采用相应的锚杆材料及施工工艺，这样才能有效提高生产效率，取得良好的支护效果，为安全生产提供了保障。

作者:田新军 吴建国 邓宗平 单位:湖北坤翔建设工程有限公司

参考文献：

［1］胡滨.全长预应力锚杆树脂锚固剂力学性能研究［D］.北京：煤炭科学研究总院，2013．

［2］康红普.煤巷锚杆支护动态信息设计法及应用［J］.煤矿开采，2013，15(3)：5-8．

［3］康红普，王金华，林健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用［J］.煤炭学报，2007，32(12)：1233-1238．

煤巷范文篇9

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

煤巷范文篇10

1．1半煤岩巷掘进应用的技术

通常来讲，大中型煤炭企业都配备有完善的技术团队。在巷道掘进施工作业开始前，参照相关技术标准和地质条件实际，技术人员会对施工现场是否属于半煤岩巷进行论证。当施工矿井被判定为半煤岩巷是，针对半煤岩实行掘进，需要结合地质等实际情况，借助必要的辅助作业方式，除利用机械操作外，还可以利用高效工具。通过高效掘进技术的应用，可以大幅度降低半煤岩巷作业中的安全事故，保障安全的煤矿开采环境。

1．2煤巷掘进技术的应用现状

煤巷属于煤矿掘进的途径，煤巷掘进技术主要由三项技术组成，配套、悬臂和单体，主要是满足多样化煤矿开采的环境要求。悬臂与单体这种机械类的掘进技术，在现代煤矿中较为常用，可以提高掘进效率。目前被很多煤炭企业开始应用的高效掘进机，重点应用于煤巷掘进中，一方面满足煤巷开采，另一方面体现高效支护，随着技术应用的稳定和高效，今后一定会更好地满足煤巷开采掘进作业的需要。

2煤矿高效掘进技术未来的发展趋势

掘进技术在煤炭企业开采中，发挥了主要的作用，不仅支撑着煤矿行业的发展，而且在很大程度上体现了煤矿的技术价值。掘进技术在实际的应用中，由于技术不成熟，不可避免地会暴露出一些不足之处。因此，笔者认为，结合当前很多煤炭企业主要应用的掘进技术，能够分析出未来高效掘进技术的发展方向。

2．1煤巷掘进技术的发展

配套技术是煤巷掘进的主体内容，配套可以实现多项掘进技术与途径的综合利用，体现系统作业的优势。对配套技术进行研究，可以适应煤巷的多变条件，尽量避免地质环境对煤巷作业的影响，同时还可以满足特殊煤巷的作用要求。可视技术和支护技术也是煤巷掘进的发展内容，能够提升煤巷掘进的完善性。

2．2煤岩混合巷高效掘进技术的发展

煤岩混合巷高效掘进技术的发展方向主要是提高悬臂式掘进机工作的安全性。同时，不断提高连续采煤机的整体性能，使得连续采煤机能够高效持续使用，也将为煤岩混合巷高效掘进技术带来新的突破。此外，笔者认为，细化连续采煤机的功能，使之能在不同煤岩混合地况下使用，也将是煤岩混合巷高效掘进技术的重要发展方向。

2．3半煤岩巷掘进技术的发展

由于悬臂掘进机械在整体作业中，起到支撑作用，因此，必须将机械发展为大功率设备，才能够体现出自动化的发展趋势。除此之外，一体化也是掘进技术的发展重点，实现煤炭开采掘进的连续作业，不仅需要高效的技术支撑，同时需要合理地配合和安置。

2．4高效掘进配套技术

高效掘进配套技术主要包括锚杆支护技术、地质保障技术和机载除尘设备。锚杆支护技主要应用于地质评估及地质测试等方面，在大型矿区中较为常见。笔者认为，加强对锚杆支护技术，使其不断完善和进步，对煤矿掘进工作的进行大有帮助。通过对探测结果立体、全方位的实时监控和超前探测功能等地质保障技术，可以应用于不同的巷道，保障煤矿掘进工作能够安全高效的按进度进行。机载除尘设备在煤矿掘进工作中发挥着重要的角色，高效除尘系统的应用能够保证除尘率，提高掘进工作面的环境状况。

2．5大力探索、应用掘锚一体化技术

显而易见的是，掘锚一体化技术的深入发展是煤炭开采行业未来的一大走向。在这一理念的指引下，必须要继续发展基于连续采煤机的掘锚机组。目前很多发达国家已经在煤炭开采中广泛使用掘锚一体化技术，即通过掘锚机组实现掘锚平行作业。同连续采煤机和锚杆钻车交叉换位施工相比，掘锚一体化适用范围更广，支护效果、掘进工效也有进一步改善，是煤巷高效掘进的又一创新。除了深入探索、创新掘锚一体化技术，笔者认为，行业从业者和科研工作者还要致力于研究开发基于悬臂式掘进机的掘锚同步作业联合机组。如何将我国煤炭开采企业现有的两种大型作业设备优点结合起来，以悬臂式掘进机为基础，改变悬臂升降与回转方式，采用掘锚机锚杆安装与支护方式实现基于悬臂式掘进机的掘锚同步作业。研发出同步作业的联合机组，将大大促进今后煤矿巷道高效掘进作业的效率。

3结论及建议