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1、1软岩中掘进支护的应用 摘要：通过对联合支护治理软岩巷道进行了阐述，叙述了联合支护法适用条件、支护方式、方法。并对实验结果进行了分析得出，软岩巷道完全可以采用联合支护法进行支护。 关键词：软岩巷道支护应用 0 引言 双阳矿井田面积 30.15km2，可采储量 1.3 亿吨，矿井设计能力 150 万吨，服务 70年。 矿井采用斜井多水平开拓，二水平于 2002 年 7 月 1 日开工，2007 年 11 月 1 日移交投产，矿井移交时，有一个采区一个综采工作面，2009 年生产原煤 67 万吨。 双阳矿井田煤质牌号为长焰煤，自然发火期为 36 个月，最短 82 天，地表标高+108m，煤层赋存深
2、度为+30-600m，煤层厚度 0.83.2m，煤层顶板为油母页岩，破碎易落，自身无承载能力，厚度为 2050m；煤层底板为泥岩、粉砂岩，胶结程度较差，遇水膨胀泥化，厚度 1050m。 1 巷道失修情况 二水平移交时巷道总长度为 15763m，主要运输、回风巷道大部分为锚喷支护和少量的料石碹支护，回采巷道为每米两架 25#U 型钢拱架支护，移交时统计矿井一般失修率 45，严重失修率为 27。巷道的大量失修给矿井生产带来了诸多问题。1.1 主要运输、回风巷道失修降低了掘进单进，严重影响了矿井的正常接续工作。矿井设计时将主要运输、回风巷道布置在距煤底板 30m 深的砂岩中，锚杆喷混凝土支护 747
3、1m，料石碹支护 2077m。从移交到 2009 年上半年料石碹支护基本全部失修，进行翻修。锚喷巷道大部分已多次拉底，断面缩小，喷层脱落，失修严重。不能满足矿井运输、通风需要，迫使掘进队停止掘进，进行巷道翻修工作。2007 年初2到 2008 年上半年共翻修巷道 4937m，耗资 960 多万元，2008 年掘进平均单进不到 30m/月。矿井总计移交三个生产工作面，实际移交两个，2008 年实际工作面生产数为 1.5 个/a，2009 年预计工作面生产数 1.8 个/a。 1.2 回采巷道的失修使煤壁频繁发火，降低单产。矿井移交时回采巷道总长度为3581m，采用 25#U 型钢拱架支护，掘进时
4、支架间距为每米两架，净断面 10m2。到矿井移交时巷道净断面一般为 6m2，最小 4m2，大部分支架变形折断，失修率高达 90以上，使工作面安装后不能正常生产。2008 年 11 月投产到 2009 年 3 月初，仅生产原煤 3.05 万吨，工作面平均月产 3816 吨。影响开采的因素有以下几个方面。 第一，巷道修复影响开采。由于回采两巷道失修严重，个别地段巷道断面比设计施工断面缩小 60，不能满足工作面运输、通风及行人等要求。矿组织一个综采队、两个掘进队和三个维修队共计 620 多人分别对移交的两个工作面 4 条顺槽进行翻修。大量的翻修工作不但从环节上影响了综采生产，而且在安全上存在着重大的
5、隐患。煤层顶板的油母页岩极不稳定，十分破碎，每次翻棚都出现冒顶，一般顶板冒落高度 24m，最大高度 15m。这样，要消耗大量的材料来维护巷道顶板，对综采生产影响很大。 第二，超前替换支架影响开采。综采工作面回采时，在距工作面 20m 以内，两巷要用木支架替换金属支架。由于巷道失修或经过多次翻修，致使巷道顶板大面积活动，再加之回采超前压力作用，在超前替换支架范围内压力增大，造成顶板严重冒落，有时最大冒顶高度达 20m。每次冒顶都造成综采运输终断，通风和行人受阻，严重的影响正常开采。 2 联合支护 2.1 巷道破坏特征根据双阳矿回采巷道易发火，掘进后难以维护的实际情况，进行3重点攻关。 在施工三采
6、区 12 层运输顺槽时我们进行了现场观测工作。该工作面采 29#U 型钢可缩性支架，掘进净断面 10m2，支架间距每米两架。巷道开掘 24h 后观察，支架帮顶受力，48h 后每昼夜底鼓 5070mm，两帮以每昼夜 3050mm 速度收敛，拱架开始变形，断面缩小，煤壁温度增高。支架破坏的特点是支架先由超挖小的地方受力，然后超挖大的地方开始变形。25 天后，巷道底鼓、变形缓慢，但是，如遇拉底和外来水的影响，巷道底鼓速度加大，支架变形严重，以至折断。随着巷道拉底次数和厚度增加，巷道底鼓及支架变形破坏程度随之加大。 2.2 围岩(煤壁)特点双阳井田含煤地层(煤层顶底板)岩石胶结程度较差，围岩(煤壁)遇
7、水、受振动迅速膨胀变形，流动性大，所以该矿属软岩矿井。从巷道支架变形可以看出，巷道开掘后原始应力受到破坏，围岩(煤壁)遇风、受振动产生膨胀力，即巷道压力。巷道压力受支护阻后向巷道底板无支护处传导流动，造成底鼓。由此看出软岩有很强的流动性。当巷道底鼓变形到一定程度时，围岩产生新的应力平衡，巷道呈暂时稳定状态。但随着巷道遇风、遇水、温度变化和拉底等，围岩(煤壁)继续向深部风化膨胀，流变活动加快，这时对巷道支护会施加更大的压力，致使支护破坏。 2.3 联合支护针对围岩的特点，我们进行了多方面的研究和论证，最后确定用喷射混凝土的方法来封闭围岩(煤壁)，以阻止其风化膨胀，提高支护强度。在施工三采区 12
8、 层回风顺槽时，我们选择了断面相同的两种支护形式进行试验。 第一种：U 型钢可缩性支架加金属网、喷混凝土支护，支架间距为每米两架。掘进作业方式为两掘一喷，混凝土喷射厚度 80120mm。 第二种：竹锚杆挂金属网喷混凝土支护。掘进作业方式为两掘一喷。竹锚杆长度为 1600mm，用水泥药卷锚固，锚杆的间排距为 600mm，混凝土喷射厚度为100120mm。 4这两种支护施工后我们及时设点，对巷道位移进行观测。通过分析得出了巷道变化破坏规律，认为巷道的破坏、底鼓、两帮收敛三者之间是成正比关系的。从而对选择适合本矿岩石特点的支护形式提供了依据。竹锚杆喷混凝土支护巷道 4 个月以后重新翻修。对竹锚杆支护
9、的失败我们总结了以下几点原因：围岩松动圈(2m)已超过锚杆长度(1.6m)锚杆的本身强度不够，受剪切力作用折断；端头锚固力没有达到设计(5 吨)要求；施工中没有及时喷混凝土，底板没有处理(无支护)。 支护试验和矿压观测证明，U 型钢加网喷混凝土支护是比较可靠的。观测 120 天，底鼓累计 300mm 左右，两帮收敛累计不超过 200mm。巷道变形不大，完全可以满足工作面回采需要，该工作面掘进时已全部采用这种支护形式。 喷射混凝土封闭围岩的方法在最易发火、巷道严重失修的三采区 8 层二片工作面两巷得到应用。该工作面走向长 1269m，原两巷采用 U 型钢支护，多次进行翻修。经过全封闭后，实现了壁
10、后注浆，效果很好，工作面月产能由封闭前的几千吨提高到 5 万吨以上，可见软岩矿井易发火、风化、膨胀的煤体采用喷混凝土封闭的方法是可行的。 通过实践我们不断总结经验，更加完善软岩巷道支护方法。现在我们在施工回采巷道和受动压影响的准备巷道时，全部采用 U 型钢和网喷混凝土联合支护。在服务时间较长的永久巷道维修和施工中，我们不但采用 U 型钢加网喷混凝土支护，而且还采用了大量锚网喷混凝土支护。鉴于软岩巷道遇风、遇水就膨胀泥化、底鼓严重的特点，在施工和维修永久巷道时全部采用混凝土铺底方法封闭底板，其厚度一般为 150350mm，这样有效地控制了巷道底鼓，防止了巷道变形破坏。 支护改革和巷道维修实践说明
11、，对于双阳煤矿，只有采取各种形式的联合支护，才能克服巷道压力。 3 联合支护的经济效益 5由于我们成功的应用了联合支护，给矿井带来了巨大的经济效益和社会效益。 3.1 减少了巷道维修量。矿井移交时巷道总长度为 15763m，到目前为止，已投入2000 多万元的费用进行巷道维修，重复投入资金数量较大。采用联合支护后，大大的减少了巷道维修量，虽然一次性投资较大，但总的成本是下降的。我矿采用联合支护后，仅巷道维修一项每年就可节省资金 1000 多万元，同时还减少了大量的巷道维修人员。 3.2 采用联合支护后能有效地控制煤巷自然发火，减轻了煤层发火对矿井生产的危害程度，也为发火煤层的治理开辟了一条可行
12、的途径。 3.3 联合支护在回采巷道中的成功应用给工作面回采、运输、通风等带来了极大的方便，可大幅度提高综采工作面单产。 工作面回采时，当回采超前压力作用于联合支护时，混凝土喷层与 U 型钢脱离，支架受力后可缩，不受破坏。在两巷超前支护替换支架时，U 型钢支架回收方便；金属网与喷层形成坚硬的人工假顶，可有效地阻止顶板油母页岩冒落，给综采工作面前后端头管理创造了有利的条件，工作面单产由原来的几千吨提高到 5 万吨，最高月产达到 7 万吨以上。 3.4 联合支护的成功应用大大提高了掘进单进，缓解了矿井接续紧张程度。 由于联合支护能有效地阻止软岩压力，实现了一次成巷，减少了大量的重复劳动，掘进单进由原来的 30m 提高到 150m 以上，保证了采掘接续。 3.5 联合支护给矿井标准化管理和安全生产创造了很大的方便条件。 总之，联合支护在我矿成功的应用给我矿带来了巨大的经济效益和社会效益。但是联合支护也有很多不足之处，主要是原材料不断的涨价和巷道一次成本越来越高。其次是施工工序复杂，工人劳动强度大，难以实现快速掘进。
