巷道范文10篇

巷道范文篇1

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

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[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.

巷道范文篇2

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：

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〔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.

巷道范文篇3

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：

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巷道范文篇4

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

巷道范文篇5

关键词：煤矿采矿工程；巷道掘进；支护技术；应用

1.巷道掘进与支护技术应用的重要性

在煤矿资源的开发过程中，由于很多煤矿资源处于地下复杂的环境条件下，在开采过程中存在着诸多的不确定性风险，为保障煤矿资源的顺利开发，煤矿企业需要在作业之前进行详细的开采流程制定，进而在此基础上保障开发工作的顺利进行，保障开发的安全性。地下开采作业中，采矿人员必须要结合现场的实际情况，结合煤矿的分布条件，做好施工地下的场地支撑，进而为资源开采创造相对安全的环境条件，使得在整个的煤矿资源开发过程中，相关人员能够及时将煤炭开发出来的煤炭运送出去，而在此过程中，对于支架保护方法的要求相对较高。巷道掘进与支护技术的应用是为了保障煤炭资源的高效开发，通过这些技术的科学应用，能够使得开采作业稳步进行，并结合实际的工期要求，保障作业的安全性、高效性。煤矿所处的地下环境相对复杂，在资源开发过程中常常会存在诸多的限制，极易诱发现场塌方等安全事故，只有保障了掘进与支护技术的科学应用，才能够从根本上预防各类事故的出现，为开采作业创造相对安全的井下环境。

2.煤矿采矿工程中巷道掘进与支护技术的要点

（1）做好地质勘探工作。在煤矿资源的开发过程中，为保障资源的顺利开发，提高作业的安全性，必须要注重巷道掘进与支护技术的科学应用。而技术应用的前提就是有关人员需要切实做好煤矿采矿工程现场的地质勘探工作，只有在掌握了工程现场的地质条件以后，方可在多种的掘进与支护技术中选择最符合现场地质条件的技术，以保障技术的科学应用。因此，无论是任何的煤矿采矿工程，在实际的开采作用中，都需要切实做好煤矿相应的地质勘探工作，应用科学的勘测技术，保障工程现场地质勘探资料的完整性与准确性，使得整个的开采作业能够顺利进行，煤矿采矿工程的地质勘探过程中，可以充分应用三维地震勘探方式。（2）综合机械化掘进。煤矿的开采作业中，巷道掘进与支护作为其中的关键环节，在实际的施工作业中，往往需借助于专业的机械设备来完成。掘进机械的选择与应用在很多时候会对开采作业起到关键性的作用。现阶段，随着技术的进步，掘进机械也日益进步，且不同的掘进机械适用于不同的条件，在煤矿采矿工程中，采矿企业需结合现场的实际情况，来进行掘进技术、掘进设备的选择，如综合技术掘进、半煤半岩石技术掘进、全煤岩技术掘进等都是应用较多的技术，而掘进设备上，可以选用悬挂式掘进机、转换机与电钻机械等的配合来完成。总之，煤矿采矿工程中，相关人员必须要结合采矿工程的具体情况，选择掘进技术与设备。（3）瓦斯的排放在煤矿采矿工程中，瓦斯浓度超过了正常的限值将会使得采矿工程面临较大的安全威胁，因此，在掘进与支护技术的应用过程中，同样需要注重瓦斯的抽放，将矿井内的瓦斯浓度控制在合理的范围内。在煤矿掘进作业开始之前，专业人员必须要详细了解煤矿通道内是否存在瓦斯，是否需要进行瓦斯的抽取，如果抽取方式应用不合理，或者抽放不彻底，都会在后续的采矿工程中出现较大的安全事故。（4）做好通风防尘工作巷道掘进的过程中，往往会伴随着大量的粉末，甚至会出现一些有害气体，比如二氧化碳，这种情况下，必须要及时对这些有害气体、粉末进行处理，一旦处理不及时，可能会对采矿作业人员的身体健康产生严重的威胁。通常条件下，针对这种方式最为有效的处理就是进行通风防尘，在井下相应的位置进行排风装置的设置，在排风装置的安装过程中，主要包含了设备通风与自然风，在安装的过程中需妥善处理好二者之间的协调关系，使得进入矿井内的风量能够满足实际的需求，创造更为安全、稳定的井下作业环境。在一些矿井作业中，还可以利用吸尘机来进行粉尘的处理，以降低井下通道内粉尘的含量。

3.煤矿巷道掘进和支护技术的应用

(1)综合机械化掘进技术在煤巷中的应用煤矿巷道掘进作业中，综合机械化掘进技术的应用极其广泛，而在这一技术的应用过程中，大多数的煤矿企业都会选用悬臂式掘进机作为主要的机械设备。在具体的应用过程中，此机械设备还会与转载机、锚杆钻机等充分配合。如果在综合机械化掘进技术的应用过程中，所选用的掘进机械性能越好，就越能够保障掘进的效率。因此，现阶段煤矿生产过程中悬臂式掘进机的充分应用，在一定程度上保障了较高的作业效率，有效实现了资源的合理应用。(2)连续采煤机掘进技术在大断面煤巷的应用一些煤矿的开采作业中，有时会遇到大断面煤巷的情况，这种煤巷的作业环境相对特殊，在挖掘作业中，连续采煤机更为适用，在具体的应用过程中，相关人员需结合现场的具体情况，来对相应的流程加以优化，使得掘进作业更为安全与高效。连续采煤机与其他的设备有所不同，其本身的截割宽度较大，在作业时可以实现集煤、装运与运走的集成，工序更为简单，有效避免了大断面对掘进工作的不利影响。大断面煤巷环境下如果采用的是连续采煤机来进行掘进，一般需分上下两层来进行，这种分层掘进的方式对工艺流程实现了优化，利用画弧的方式能够确定大圆半径，保障成型效果。(3)锚注支护技术在软岩动压巷道的应用软岩动压巷道作业更为复杂，为保障掘进与支护工作的顺利推进，采矿作业人员需在实际的工作过程中，以锚杆支护技术为基础，利用注浆巩固技术，形成锚注支护技术，这一技术是传统技术上的创新，能够充分发挥锚固技术与注浆技术的优势，利用注浆的方式来改善软岩的性能，从而使得软岩的强度有所提升。在煤矿采掘作业中，如果面临的是软岩的作业环境，通过锚注支护技术，能够大大减少软岩破碎的发生，提高岩壁的稳定性，进而使得整个的采矿作业更为安全。(4)全螺纹锚杆支护技术的应用全螺纹锚杆是全螺纹锚杆支护技术的关键，这种锚杆的性能相对特殊，可以有效避免传统锚杆支护技术下存在的各种问题。与普通的锚杆相比，全螺纹锚杆的应用过程中省去了对螺纹的二次加工与紧固环节。在具体的应用过程中，也就保障了锚杆强度的均匀分布，全螺纹锚杆技术的具体应用过程中，基本上不存在侧压力集中所引发的薄弱截面断裂情况。此外，全螺纹锚杆的生产成本较低，可以被广泛地应用于各类巷道中，应用不仅实现了巷道支护成本的控制，还使得巷道支护工序大大减少，保障了巷道支护质量。(5)沿空留巷技术在巷道的应用以某煤矿采矿工程为例，主采煤层为单一高瓦斯突出煤层，采矿作业区域内的防突难度相对较高，在巷道掘进的过程中，安全性难以保障，且掘进速度相对较慢，整体的掘进成本相对较高。现有工作面接替顺序为跳采，这种情况下，可能会造成孤岛工作面的形成，突出煤层中的孤岛工作面掘进、回采过程中煤与瓦斯突出的现象会导致严重的安全威胁，再加上采深较大，开采事故发生的概率相对较高。从此煤层分布的实际情况来看，大埋深突出煤层巷道、采掘接替紧张是造成掘进、支护技术难度较大的直接原因，而在此开采条件下，利用沿空留巷技术能够有效解决此类问题。综合分析此采矿工程现场的实际情况，在沿空留巷技术的应用过程中，充填留2106机巷，充填流程主要包含了矸石破碎、矸石仓、皮带运输、螺旋输送机加胶结料、混合搅拌、上充填运输机、矸石充填、矸石挤压强化、移架、下一循环充填。而巷道支护主要包含了超前较强支护、巷内加强支护、巷道整修。在留巷整修施工环节，有关人员需从工作面切眼处开始留巷，将此作为下一个工作面的风巷。整修工作中，沿空巷道的整修作业一般在工作面120m后的位置处，但是其具体的距离需根据现场矿压观测的结果来决定。巷道整修时，由于巷道内有输送充填料的吊挂式皮带，可以直接将矸石装入皮带运送到输充填地点来完成充填作业，在整修结束以后进行轨道的铺设。

4.结束语

近年来，各个煤矿采矿工程的实施过程中，对于掘进与支护技术都提出了更高的要求，为了保障采矿作业的高效进行，避免采矿工程实施中各种不利因素的影响，相关人员在实际的工作过程中，需结合现场的环境条件，选择恰当的掘进与支护技术，还需要不断地加强使用现代科学技术，提高采矿作业的整体效益。

【参考文献】

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[3]李东.浅谈煤矿采矿工程巷道掘进和支护技术的应用分析[J].石化技术,2020,v.27(01):170+181.

[4]光立鑫.浅谈煤矿采矿工程巷道掘进和支护技术的应用分析[J].当代化工研究,2020(11):106-107.

巷道范文篇6

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。

巷道范文篇7

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)。

巷道范文篇8

关键词:巷道;爆破;工艺

1工程概况

本文主要以新元矿的一个掘进工作面为例进行研究，已知该矿井为高瓦斯矿井，煤层均厚4m，有较多的矸石夹杂在煤层中。在对工作面进行掘进时，采用爆破的施工工艺进行掘进，巷道断面面积为15m2的矩形。在实施爆破工艺时，如果爆破参数设计得不明确，就会造成巷道超挖、欠挖部分较多，施工以后会有较大的煤矸石落下，影响了设备的运输，而且降低了巷道施工的效率，每日的掘进进度不足1．5m，进行爆破施工后，巷道的顶板和两帮会有浮矸石存留，这一隐患很容易导致事故发生。

2设计爆破参数

通过结合实际情况进行综合的分析研究，研究进行爆破时的施工工艺。使用的乳化炸药为三级，300g，长度为300mm，电雷管为三段毫秒延期电雷管。①进行爆破时首先要打眼。使用YT—23型凿岩机进行人工湿式打眼，从而得到施工的炮孔。打眼的钻头为一字型，直径42mm。由于巷道具有较大的断面，可以使用锥形掏槽，目的是为了保证掏槽效果较好，炮孔的利用率相对较大，总共设置4个掏槽孔，为了减少钻孔的数量并降低成本，不再布置空孔。②由于巷道在爆破施工时，设计掏槽孔的长度为2．0m，两两孔口间的间距为0．8m，孔底间距为0．2m，炮孔与工作面垂直夹角为65°，根据孔的长度及孔与工作面的夹角，计算得出掏槽孔的垂直深度约为1．81m。③巷道施工时的煤岩层均厚2．4m，主要为炭质泥岩，查出其普氏系数f=3．5。通过全断面炮孔布置数量计算公式得出炮孔数量约为30个。④巷道断面炮孔布置情况:掏槽孔4个;辅助孔20个，相邻两空的间距为0．6m;顶孔5个，间距0．6m;底孔5个，间距0．6m;周边孔14个，孔间距0．5m。⑤根据《凿岩爆破工程》可知进行爆破施工时，单次消耗炸药量为1．69kg/m3，岩体体积为27．36m3，炸药的总消耗量为46．24kg。⑥爆破施工时，掏槽孔和辅助孔采用连续装药结构，周边孔分段装药，在炮孔内装填炸药，并使用毫秒延期电雷管，采用并联的连接方式连接雷管脚线，先从掏槽孔起爆，然后是辅助孔、爆破顶孔及周边孔，最后引爆底孔。

3安全防护方面的措施

3．1注意事项。在进行爆破施工之前，首先撤离爆破地点及其附近的所有施工人员，达到安全的地点，对于所有可能进入爆破地点的入口进行警戒。做好爆破前的准备工作，一些管路、电缆等要防护好，并且在放炮完成，炮烟基本散尽，此时工作人员方可进入作业。如果工作面在进行爆破施工后，可能会出现瞎炮的情况，应由专业爆破工及时处理，方法如下:可以重新连线并再次起爆的，将警戒的范围进一步扩大，取出原雷管重新进行引爆;对于不能进行重新引爆的，应当先使用高压风处理炮孔内的杂物，然后将孔内的炸药和雷管取出。3．2有害气体的防护措施。①进行爆破时，如果使用水封爆破的方式，或者放炮喷雾的方式，在爆破的瞬间都会产生较高的温度和压力，分析原因是使用水封爆破的方法时，爆破瞬间有大量的水汽生成，在爆破以后的高温条件下，水与一氧化碳反应生成了氢气和二氧化碳，使得工作面的一氧化碳浓度得以降低。爆破后，炮眼里会存留有害气体的混合气，这些混合气体易溶于体，所以在爆破前后可以使用高压喷雾等喷雾设施，通过进行喷雾可以有效利用降低工作面的粉尘浓度，同时有害气体的排放也减少。②进行爆破孔封孔时，封孔的长度和质量要符合设计要求，充足的封孔长度可以在炮孔壁破裂之前，使孔状态达到内高温高压，这种条件下，炸药可以充分反应，从而有毒气体的排放减少。炸药颗粒充分反应，从而避免了从反应区被抛出，爆破效率得以提高，有害气体的排放量降低。③起爆方式为反向起爆。采用这一起爆方式时，正向起爆的事件要先于炮泥运动，所以相对而言，炮孔堵塞的长度得以间接增加，这种条件下，炸药有充足的时间和空间进行完全反应，炸药完全反应的程度提高，有毒气体的生成量降低。④对于炸药外壳的材料，应当控制其重量。当前很多煤矿使用的炸药需要进行防水和防潮，常常采用在炸药的表面包涂蜡纸的方法来防水和防潮，缺点是涂蜡纸易被点燃，当发生爆破时，先于炸药与氧气反应，从而导致炸药进行反应的氧气不足，使得反应不充分，生成一氧化碳等其他有害气体，因此，必须严格要求炸药纸壳的重量和炸药外包装上的涂蜡量，一般情况下，每100g炸药的纸壳重量低于2g，涂蜡量低于2．5g。⑤进行局部通风以排走有害气体。爆破工序会导致工作面产生一些有害气体，同时还会产大量的炮烟，不利于施工人员的健康和工作，因此需要快速进行稀释，方法是安装局部通风机，安装位置可根据施工巷道断面的规格以及需要的配风量确定，最终确定安装在距巷口10m处，并接入风筒进行通风。

4结语

巷道范文篇9

地下巷道开掘诱发应力重新分布而导致的巷道变形趋于稳定后，围岩的流变速率及流变引起的围岩变形量，不仅和围岩的应力水平有关，而且和围岩本身的物理力学性质以及巷道所受到的人为扰动因素也密切相关。当巷道围岩为软岩时，由于围岩变形具有明显的流变特征，巷道变形长期难以趋于稳定，导致巷道由于变形量过大而不得不一次次地重复翻修。实践证明，注浆加固是改变软岩性质、特别是软岩流变性质的最有效手段之一。特别是近4O年来，随着新奥法隧洞施工理念、锚喷加固技术、注浆加固技术的广泛推广和应用，人们对软岩的水理性质、软岩巷道的围岩变形特征以及软岩巷道支护的基本原则等都有了一定程度的认识与了解。然而，由于软岩巷道的围岩变形具有明显的随时间增长而增加的时间效应，而且围岩变形对应力扰动和环境变化非常敏感等特点，使得一些传统的巷道支护方式(包括按目前较为流行的新奥法原理设计的锚喷支护)无法满足巷道围岩的变形要求，从而造成巷道顶板塌落、侧帮大面积开裂、底板膨起和支架折损等一系列问题。

2软岩巷道普通锚喷支护形式存在的问题

相对于传统的框架式结构支架而言，锚喷支护仍然是软岩条件下的最佳巷道支护形式，也是软岩巷道首选的支护形式之一。但限于目前人们对软岩巷道及其支护性质认识上的不足，加之普通的锚喷支护(包括普通锚喷加各种形式的框架形式支架的联合支护)形式无法满足软岩巷道大变形量的要求，采用普通锚喷(联合)支护的软岩巷道往往也由于收敛变形过大而失稳破坏。通过大量的现场实际观测与实验室测试，软弱围岩条件下普通锚喷支护形式主要存在以下三方面的问题：

(1)无法完全阻隔围岩与水的接触，围岩遇水软化、强度显著降低。当巷道围岩为软弱围岩时，许多情况下喷层所允许的变形量及变形特征都无法和软弱围岩所要求的变形量与变形特征相适应，常常造成喷层开裂、破坏、甚至剥落，导致巷道围岩无法完全隔绝与水及潮湿空气的接触，致使围岩遇水软化、强度降低。

(2)普通锚杆的加固作用无法充分发挥。全长粘结金属树脂锚杆锚固情况的现场调查结果表明：当喷层破坏，岩层塌落时，锚杆实际上有很长一段处于悬空无黏结状态。即便在有树脂同锚杆杆体黏结的地方也不是连续和完全充满的，其结果是导致锚杆总的有效黏结长度的降低，降低了锚杆的黏结阻力；不但锚杆的承载作用无法充分发挥，同时也难以充分调动围岩自身的承载能力。

(3)未加处理的巷道底板成为巷道支护体系的最薄弱环节之一。软弱围岩条件下，巷道底板加固处理的重要意义是十分显见的。但由于目前国内受钻孔机具等问题的影响，底板孔眼的钻凿工作比较困难，现场大多数地下巷道的底板都未进行支护或加固处理。在巷道周边集中应力及底板水的浸蚀作用下，底板往往成为整个巷道支护系统的薄弱环节，成为围岩变形破坏的突破点，继而引发巷帮、顶板的变形破坏，最终导致整个支护系统的破坏失稳。以上三方面问题的存在，充分暴露了使用普通锚喷支护技术维护软岩巷道的缺点。这就促使人们必须在全面分析软岩巷道变形特点的基础上，寻找一些以提高围岩自身承载能力为技术途径、以支护与围岩联合共同发挥作用为目的、更适合软弱围岩变形特点的支护或加固方式来解决软岩巷道的维护问题。

3锚喷支护软岩巷道围岩变形实测分析

软弱围岩条件普通锚喷支护形式存在的各种问题，最终都将直接反映到巷道围岩的长期变形上，以巷道围岩变形量大，变形速率长期不能趋于稳定等方式表现出来。根据采用普通锚喷支护形式维护的某煤矿回风大巷和运输大巷软岩地段，围岩变形的现场实际测量结果，新掘出的巷道初始变形速度高达每天几十毫米，围岩变形趋于稳定的时间较长，并且变形速度趋于稳定后，围岩仍以较高的速率持续流变，巷道的累计变形量短期内即可高达几百毫米。经过翻修的巷道，虽然变形与破坏比新掘巷道轻微一些，但巷道的变形量仍然很大，且巷道的收敛变形仍不能迅速地稳定下来。为进一步分析普通锚喷支护软岩巷道围岩的变形破坏规律，紧跟巷道掘进工作面设置测点，测量巷道的水平移近和垂直变形情况。连续半年多观测所得到的巷道水平和垂直变形结果如表1所示。根据函数逼近和回归分析理论，以及实测的巷道水平位移及水平变形速度的变化曲线(图1中的1线和3线)，以巷道的水平位移总量为例分析巷道变形随时间的变化规律。设u=At(1)y=lgu，C=lgA，x=lgt(2)则式(1)可化为式(3)所示的直线型式：Y=C+Bx(3)式中，u为水平位移总量，mm；t为时间，d；A、B为待定常数。根据表1中的数据，通过回归计算，得到待定回归系数A、B，以及相关系数R分别为：A=128．8；B=0．21；R=0．997。将回归所得的系数A、B代人式(1)中，可以得到普通锚喷支护巷道围岩水平位移量随时间变化的函数关系为：u=AtB=128．8t(R=0．997)(4)根据极值分析原理，分析式(4)可以看出：由于巷道水平变形量M在t>0的区域内是一个发散函数(如图1中的线2所示)。因此随着时间的增加，巷道水平移近量将持续增加，最终超过支护系统的允许变形量，引起巷道破坏失稳。同样，对巷道水平变形速度进行回归分析，得到水平变形速度t，随时间t的变化关系(图1中的4线所示)。函数关系如式(5)所示：v=0．5611exp(35．33／0(R=0．969)(5)式中：v为水平变形速度，mm／d；t为时间，d。利用极值分析原理，分析式(5)可以看出：由于v一。。=0．5611(mm／d)，所以，v在t>0的区域内是一个收敛于O．5611的收敛函数，说明巷道的长期水平变形速度并不趋向于零，而趋向于O．5611这一定值。从物理意义上讲，巷道水平变形速度所趋向的这一定值，应当是软弱围岩的流变速率。由于软岩所特有的流变特征，造成巷道的变形速度不能趋向于零，这也是巷道开掘影响趋于稳定后，巷道位移量仍无法收敛的主要原因之一。同样，利用表l中的巷道垂直方向的变形速度和变形量，以相同的数学分析方法，可以分析得到巷道的垂直变形量和垂直变形速度随时问变化的函数关系，分别如式(6)和式(7)所示。Ul=109．6to．尺=O．957)(6)v1=0．619exp(30．87／t)(R=0．933)(7)式中：u为巷道的垂直变形量，mm．vl为垂直变形速度，mm／d：其他符号意义同前。分析巷道的垂直变形量式(6)和垂直变形速度式(7)，可以得出同巷道水平变形速度和变形量相似的结论，即：由于巷道的垂直变形速度最终收敛于不为零的软岩流变速度，因此巷道的垂直变形量随时间的增长而发散，最终导致巷道因变形量超过其支护系统所允许的变形范围而破坏失稳，不得不多次进行巷道的整理和翻修。

4锚注加固软岩巷道围岩变形实测与分析

作为控制软岩巷道矿压显现与巷道维护的有效手段之一，近年来锚注加固技术，特别是全断面锚注加固技术受到了人们越来越多的重视。软岩巷道实施全断面锚注加固以后，由于巷道周围岩体中的裂隙被水泥浆液所充填。水泥浆液凝结后，岩体的物理力学性质得以改善，岩体自身的承载能力得到加强，从而使锚注加固巷道围岩的变形速度和变形量基本上得到了控制，从根本上解决了软岩巷道围岩变形速度太大，巷道变形长期不能稳定的问题。巷道的水平变形速度收敛于零，巷道的水平变形量随时间的增长会是收敛的，巷道的水平变形量也将趋于某一定值，最终使整个巷道支护系统能够长期地稳定下来。受巷道受底板水的影响等，巷道的水平变形收敛得会快些，而垂直变形收敛的会相对慢些。

5结束语

(1)采用普通锚喷支护手段维护软岩巷道时，无法由于喷层无法完全阻隔围岩与水的接触，围岩遇水软化、强度显著降低。不但使普通锚杆的加固作用无法充分发挥，同时也难以充分调动围岩自身的承载能力。此外未加处理的巷道底板也成为巷道支护体系的最易破坏的环节之一。

巷道范文篇10

关键词：采矿工程；巷道掘进；支护技术；安全措施

瓮福磷矿矿区，位于贵州省瓮安县、福泉市境内。矿区南北长17.5km，东西宽2.25～4km，面积为58km2。马场坪至瓮安县的省级公路干道从矿区东侧通过，从干线上有四条公路通向矿区，并形成了环形公路网。且矿区每年4~11月为雨季，4~6月雨量集中，多雷暴雨，占年降雨量的39.3%～53.8%，12月至翌年3月多毛雨和雾，1~2月有雪，12月至翌年2月有间断冰冻。矿区潮湿多雨，湿度在80%左右，最高100%，最低50%。开采对象为+1200m-+1283m标高的a、b层矿，赋存最低标高+1200m，埋藏深度30-83m。且本矿区存在褶皱、断裂、节理等现象。

1采矿工程巷道掘进技术的应用

因为本矿区所处的地质结构较为复杂，受某些边界条件的制约，存在褶皱、断裂、节理等现象。这些地质构造都会给采矿工程巷道掘进技术带来一定的影响，尤其以矿区内节理发育为剧，随着节理的发育会对地下开采带来较大的影响与隐患，如果施工不合理，极易引发安全事故。因此，在对本矿区进行巷道掘进的过程中，必须做好地质勘探、瓦斯排放、通风防尘、掘进工艺、巷道排水、爆破等工作，以保障本工程施工的合理性、安全性、高效性[1]。1.1做好地质勘探工作。在对本工程进行掘进的过程中，为了避免本矿区地质结构影响到其他施工作业，预防与避免采矿工程掘进施工塌方的产生，就要先做好采矿工程的地质勘探工作。为了更好地开展地质勘查工作，本单位组建了一支具有专业素养且有一定工作经验的地质勘查工作组，对即将开展的采矿工程进行精准的地质勘查。勘察的过程中，不仅要对本工程需要进行掘进的山体进行勘探，同时也对周边的地质环境进行勘探，并对地下水情况也进行了掌握。对可能会受到采矿工程掘进施工影响的地表水与地下水进行围岩加固，在加固过程中使用超前注浆的方式，增加围岩的稳定性，减少水文因素对采矿工程掘进施工的影响。而在对本矿区地质进行勘探的过程中，本单位采用了三维地震综合勘探技术，确保采矿工程掘进施工的合理性与安全性[2]。1.2做好瓦斯排放工作。在对巷道进行掘进的过程中，一旦巷道内瓦斯含量、浓度升高，就会导致爆炸事故的发生。因此，在进行巷道掘进的过程中，必须做好瓦斯的排放工作，确保巷道内瓦斯的含量、浓度在安全标准内。本企业引进了先进的瓦斯监测系统，它可以采集巷道中的瓦斯、风速、负压、一氧化碳、温度等数据。并控制巷道中的用电情况、风门、机械开关等设备。通过对巷道内数据进行系统模拟，当巷道中的瓦斯量不利于施工时，及时地发出预警，并打开巷道中的风门，切断机械电源，为巷道进行及时的换气，并指挥施工人员迅速撤离，为施工人员的生命安全提供了保障。1.3做好通风防尘工作。想到掘进施工，会导致空气中漂浮很多的烟尘粉末、瓦斯等有害气体，易对施工人员身体健康带来威胁。因此，必须在想到内去安装通风系统，并尽可能多的排除灰尘和有害气体。同时也要使用除尘器，对巷道内的灰尘进行吸收，降低空气中的灰尘量。并建立通风网络监测系统，对煤矿中的通风、氧气含量、灰尘含量进行监测。本企业将通风网络监测系统与瓦斯监测系统，进行融合使用，有效对巷道中的空气成分含量进行检测，提高监测数据的准确性，并及时地对巷道进行通风防尘，确保采矿工程巷道掘进施工的安全性、稳定性。1.4做好巷道掘进施工。因为矿区地质与环境的特殊性，若巷道掘进施工的设计不合理，就会为巷道掘进带来难度，甚至在巷道掘进过程中，会存在很大的危险性。在巷道掘进过程中，若掘进装置与掘进技术落后，也会严重地制约巷道掘进施工的良好运行。使采矿工程的整体开采效率不能得到有效地提升，导致企业的发展不能适应新时期的发展需要，严重地制约了企业的发展。因此，在进行巷道掘进施工的过程中，必须严格的贯穿与落实巷道掘进施工的相关规章制度，采用综合多道工序交叉作业，提升巷道掘进的效率。鉴于本矿区地质与环境的特殊性，可采用巷道掘进与巷道支护同时作业，增加二者之间的连续性，不仅能提高掘进施工的安全性，同时还可以减少单独支护施工的时间，有效地提高工作效率，提高采矿工程巷道掘进的整体质量与水平。1.5做好巷道排水工作。鉴于本矿区所处环境降雨较多，也要充分的做好巷道排水工作。随着每年雨季的来临，矿区的山体边坡两侧的雨水会向顶柱低洼处汇聚，特别是地表形成采空区之后，对排水能力要求越来越高。因此，为了有效地解决这个问题对巷道掘进施工所带来的影响，就需要采用多种排水方式，对巷道排水工作进行预防与处理。根据本矿区的实际情况与施工条件，一般采用拦、截、堵、抽等方式对地表水进行排水处理。在进行巷道排水的过程中，也会对井下排水沟进行疏通，对流入井下的水排到1130水仓进行处理。加强水泵管理，保证排水设备最大工作效率。1.6做好巷道爆破工作。爆破技术是在采矿工程中应用最多的巷道掘进技术。并且近些年爆破技术也得到了逐渐地提升，光爆锚喷技术就是爆破技术中的一种，并且也是具有一定安全性的爆破技术。光爆锚喷技术在应用的过程中产生的破坏力，对巷道围岩影响相对较小，从而有效地保证了巷道掘进施工过程中的安全性。并且在进行光爆锚喷技术的过程中，还能降低人工作业的劳动强度，且在严谨的爆破参数下与合理地设计下，还能使爆破面变得整体光滑，为后续的巷道掘进施工奠定良好的环境基础。而在使用光爆锚喷技术的过程中，要严格地遵守以下几点原则，保证巷道爆破的合理性与安全性[3]。1.6.1起爆顺序。在对巷道进行爆破的过程中，一定要结合实际情况与施工情况，将爆破的顺次起爆（见图1）。序进行合理地制定。一般情况下起爆的顺序为:掏槽眼、辅助眼、周边眼、底眼依置图，如图2所示。的参数特性进行考虑，并且在严格的计算爆破参数。爆破参数表，见表1，炮眼布参数会产生相互的影响，因此在爆破参数要严格的根据应用地点，以及各项技术在进行巷道爆破的过程中，要结合爆破技术与支护技术的参数，因为二者的1.6.2爆破参数。1.6.3合理设计。在进行爆破的过程中，最忌讳的就是依靠经验来进行爆破。爆破经验可以作为爆破的参考，但是却不能直接作为爆破的结果。同时在进行爆破的过程中，因为巷道岩石坚硬程度不相同，所以进行爆破参数的设计上，必须根据爆破地点的不同情况进行合理地设计，选择正确的炮孔装药量，保证爆破技术的合理性，使接下来的巷道掘进能顺利地进行。可以应用，爆破网络连接采用毫秒非电雷管起爆法，导爆管爆破网络采用并联。掏槽眼采用低段位雷管起爆，辅助眼和崩落眼采用中段位雷管起爆，周边眼采用高段位同一段位雷管起爆，达到不同段位爆破效果。

2采矿工程巷道支护技术的应用

支护技术是巷道掘进过程中，必须要进行的作业内容，因为支护技术能稳定巷道的围岩，保证巷道掘进的顺利进行，同时保证施工人员的安全。目前，在采矿工程中主要应用锚杆支护技术，对巷道周边的围岩进行稳定维护。这种支护技术与传统的架棚支护技术相比，具有降低通风阻力、适应能力强、保证施工安全、减少巷道变形、后期维护成本少、掘进断面小的优点[4]。但它也有不足之处，如，不能预防围岩风化、避免锚杆之间裂隙岩石剥落等。因此，在进行采矿工程巷道支护作业中，要合理的结合不同的支护技术对巷道进行支护。2.1临时支护在对巷道进行临时支护的过程中，要提前准备好应用工具。专用找顶钎子、弧形前探梁、前探梁支腿、铁锹、背木、风镐等。临时支护的流程为:工作面验炮→敲帮问顶→后巷准备工器具→初次喷浆→开挖柱底→工作面铺网→架设→紧固前探梁。2.2永久支护准备锚杆、锚固剂、锚杆托盘、钢筋网、气腿式凿岩机、手持帮锚机、扭矩扳手、风水管路等工具。永久支护的施工流程为：材料准备→确定轮廓线→处理欠挖→拉中心线→初次喷浆→确定锚杆眼位置→钻锚杆眼→安装树脂锚固剂→安装锚杆→挂钢筋网→上托盘→紧固锚杆→检验锚杆的螺母扭矩。本工程的支护施工是在自制的施工架上作业，锚杆采用YT-28气腿式凿岩机钻孔，锚网、锚杆人工安装。喷混凝土采用湿喷法施工，采用混凝土喷砼台车进行喷砼作业。由于本矿区原露天明采已形成高边坡，且多处为乱挖乱采，矿层顶底板已然形成高边坡。因此，本企业已经聘请专业施工人员，采用柔性主动防护网对矿区进行主动防护。

3结束语

综上所述，采矿工程在进行巷道掘进的过程中，要使用先进地质勘探技术，对施工中的各种风险因素进行及时的治理与排除，从根本上杜绝巷道掘进塌方的可能性，保证采矿工程的施工质量。并做好巷道瓦斯排放、通风防尘、掘进工艺、巷道排水、爆破、支护等工作，为施工人员的生命安全提供保障。在对矿产进行开采与使用的同时，也要注意生态环境的保护，合理地对矿产进行开采，减少资源浪费，落实我国环境保护的政策，推动我国经济的可持续性发展。

参考文献

[1]张立武.采矿工程巷道掘进和支护技术的应用[J].山东工业技术，2019（12）:64.