CN103362519B - 煤巷安全快速掘进方法 - Google Patents

Abstract

本发明提供了一种煤巷安全快速掘进方法，该方法首先支护顶板W钢带上的锚杆、两W钢带之间的锚索以及两帮各排锚杆支护的中间两个锚杆；支护完成后开始掘进作业；并在掘进作业的同时，在不超过滞后迎头安全距离的范围内，支护顶板上的W钢带上顶角处的锚索以及两帮的所述各排锚网带支护结构的两端的锚杆；本发明提供的一种煤巷安全快速掘进的方法，能够大大提高成巷速度和掘进效率，实现采掘平衡，保证矿井接续生产；并能够节省支护材料，提高支护可靠性和工程质量，减少了处理事故、维修巷道的时间，有利于安全经济掘进。

Description

煤巷安全快速掘进方法

技术领域

本发明涉及煤巷掘进技术，尤其涉及一种煤巷安全快速掘进方法。

背景技术

我国煤炭主要由井工开采，巷道总长3万公里左右，巷道掘进和支护工程量十分巨大。2004年国有重点煤矿掘进总进尺5045km，其中煤巷约4480km，占88.9％。

截至2008年，原国有重点煤矿综采程度达到84.15％，工作面单产达到每月53474t，但综掘机发展较慢，综掘率仅由1980年的1.71％增加到2008年的36.85％，采掘工作面比例(采/掘)近几年一直维持在1∶3.1左右。巷道的掘进速度直接影响了煤矿的开采速度，采掘比例失调是困扰我国煤矿高产高效的主要因素，对于基层煤矿来说，煤巷掘进对生产的制约更明显、更直接。国外发达国家的综掘率和综采率基本保持一致。当前，经济的高速发展导致对能源的需求更大，尤其是煤炭的需求，势必加剧综掘无法满足综采的现象。因此，要大大提高煤巷快速掘进，对于煤矿来说具有重大意义。

巷道掘进是一项综合的施工工艺，提高煤巷快速掘进的传统做法偏重现代化掘进设备研究适用，而在实际巷道掘进过程中，无论采用国外设备还是国内设备，都需要相应的地质条件与之匹配，而地质条件是客观存在且无法改变的。若现代化设备与地质条件不匹配，一旦进入掘进循环，难以达到快速掘进的理想化要求，采掘比例失调仍很严重。目前国内外普遍采用的煤巷掘进及配套设备主要有悬臂式掘进机与单体锚杆钻机相互配合、综掘设备(或连续采煤机)配套液压钻车及掘锚一体机三种。综掘设备(或连续采煤机)配套液压钻车适用于顶板完整且底板坚硬、平整的巷道，由于需要反复进退错车，其对巷道宽度也有要求。掘锚一体机体积较大，不但对巷道要求较高，而且拐弯半径较大，拐弯困难，适用范围较小。由于综掘设备(或连续采煤机)配套液压钻车与掘锚一体机适用条件的局限性，我国普遍采用悬臂式掘进机与单体锚杆钻机相互配合适用。

目前煤巷掘进作业过程中还存在许多问题，主要表现在以下几个方面：(1)锚杆的初始支护设计以工程类比和理论计算分析的方法设计，无法保证设计参数之间合理匹配，并且与巷道围岩变形规律相协调；(2)煤巷支护设计方案建立在传统的锚杆支护理论基础上进行，而锚杆理论计算要以某种力学模型为基础，力学模型要进行一定的简化和假设，所用的若干数据也难以准确获得。同时理论计算对现有锚杆支护机理的理论和学说具有高度依赖性，而这些学说是在一定条件下提出来的，在分析过程中不考虑支护——围岩的相互作用，具有各自的局限性。(3)煤巷掘进和支护是分离的，总是把掘进迎头的锚杆和锚索都安装完成后才进行下个循环的掘进工作，这样的掘进工艺影响了掘进的速度。(4)多数煤矿的管理属于偏粗放型，掘进作业管理大都是靠经验来进行，而且管理也仅仅停留在事后控制管理上，缺少现代质量管理的科学方法。

近年来，我国煤巷掘进成套装备与锚杆支护技术已基本形成，成功地开发和推广使用了煤巷快速掘进技术，使煤巷锚杆支护设计技术、巷道围岩地质力学及其性能测试技术、掘进装备与其配套设备、支护材料、施工机具均得到快速发展。但对制约煤巷快速掘进的影响因素仍然缺乏有效的系统研究，关键环节的技术未能得到很好的解决。

发明内容

(一)要解决的技术问题

本发明是在我国普遍采用悬臂式掘进机与单体锚杆钻机配合使用的背景下，为了解决现有煤巷掘进速度较慢，造成采掘比例失调的问题，而提出了一种煤巷安全快速掘进的方法。

(二)技术方案

为解决上述技术问题，本发明提供了一种煤巷安全快速掘进方法，该方法将顶板支护设置为锚网索结合W钢带支护结构，所述锚网索结合W钢带支护结构包括W钢带支护和若干锚索支护单元；所述W钢带支护包括W钢带和锚固在W钢带上的锚杆；所述锚索支护单元包括两排锚索支护，每排锚索支护包括两个锚索；其中一排锚索支护设置在两W钢带之间，另一排设置为巷道上顶角处的W钢带两端，且所述W钢带两端的锚索支护设置为与竖直方向相倾斜；该方法还将两帮支护设置为锚网带支护结构，所述锚网带支护结构每排设置有四根锚杆；该方法首先支护所述顶板W钢带上的锚杆、所述两W钢带之间的锚索以及所述两帮各排锚杆支护的中间两个锚杆；支护完成后开始掘进作业；并在掘进作业的同时，在不超过滞后迎头安全距离的范围内，支护顶板上的所述W钢带上顶角处的所述W钢带两端的锚索以及两帮的所述各排锚网带支护结构的两端的锚杆；该方法的所述滞后迎头安全距离和初次支护强度的确定方法为：根据掘进机的长度和煤巷掘进的一般平均进尺，考虑在割煤或检修时进行割煤机后的二次支护，得出滞后迎头的安全距离，然后通过FLAC3D软件模拟反算出维持初次支护的强度。

优选的，所述锚索支护单元包括两排锚索支护的排距为1.5m。

优选的，所述设置在巷道上顶角处的W钢带两端的锚索支护与竖直方向的倾斜角度为30°。

优选的，所述滞后迎头的安全距离为15m。

(三)有益效果

与现有技术相比，本发明具有以下优点：

(1)提出了一种煤巷安全快速掘进的方法，能够大大提高成巷速度和掘进效率，实现采掘平衡，保证矿井接续生产；

(2)节省支护材料，提高支护可靠性和工程质量，减少了处理事故、维修巷道的时间，有利于安全经济掘进；

(3)改善掘进施工条件，减轻掘进工人劳动强度，社会效益显著。

附图说明

图1是现有的工程实施例中巷道顶板支护平面图；

图2是本发明的优化方案巷道顶板支护平面图；

图3是本发明的优化方案的两帮支护平面图；

其中：101～108、锚索，201～232、锚杆，301～306钢带(即锚带)。

具体实施方式

下面结合附图和实施例，对本发明的具体实施方式作进一步详细描述。以下实施例用于说明本发明，但不用来限制本发明的范围。

本发明公开了一种煤巷安全快速掘进的方法，其主要包括如下实施步骤：

第一步：通过调查问卷和SPSS软件找出影响煤巷快速掘进的因素。

具体的：在现场实地调研和征求一线工作人员及专家的意见的基础上，并经过头脑风暴法最终形成了问卷调查表；问卷调查表可分一级、二级指标，最终通过SPSS19.0软件对影响因素进行因子分析，找出影响煤巷快速掘进的工程地质条件、支护技术条件、施工工序和组织管理四个主要因子，由于地质条件的客观存在且不可改变，应从其余三方面进行快速掘进改进。

第二步：通过将部分锚索安装在W钢带两端、钢带间锚索的托盘改用工字钢梁及锚杆(索)数量、位置的调整，优化巷道支护方案，并对支护参数进行调整。

具体的：采用单孔声波测试法进行顶底板松动圈测试，以对煤巷进行松动圈测试为基础，结合目前国内锚杆支护技术的最新研究方向，从锚杆及其配套材料、锚杆支护参数及锚杆支护参数与巷道矿压显现规律之间的相互匹配入手，确定锚杆支护及护表结构的参数的合理选择和规范设计。

第三步：设定二次支护滞后距离，确定首次支护和二次滞后的强度，通过支护空间后移换取交叉支护时间，同时保证顶板和两帮平行作业。

具体的：改变传统的锚索支护方式，如图2，将锚索，103、104、107、108分别安装到W钢带303、306两端，遇到破碎等特殊顶板条件时，将钢带间锚索托盘换成工字钢梁，长度应确保能跨在钢带301与302上、以及钢带304与305上。这样，锚索的支护力通过钢带传递到巷道表面，大大增加了支护体系的整体性，同时有效控制巷道肩部的剪切破坏，做到了支护的“长短配合、强弱结合”；并通过地质力学评估，建立锚杆、锚索不同支护组合方案下的数值分析模型，运用有限差分软件FLAC3D对巷道的表面收敛量、应力云图及锚杆的受力状况等进行对比分析，结合锚杆、锚索的不同安装时间，选择安全且用时最少的方案作为最优方案，保证支护的经济、快速。

第四步：为提高掘、速度，以“空间换取时间”，通过支护空间后移，将支护分两次进行，实现煤巷始终“协调在控”。

具体的：首先根据掘进机的位置和每班进尺，确定滞后支护的合理距离；其次，运用有限差分软件FLAC3D反算出能够控制巷道围岩变形和受力的支护强度，此支护强度即为首次支护的合理下限强度，此时顶板及两帮的支护方案确定；第三，在设定距离内将顶板及两帮剩余的锚杆或锚索进行补打，补打位置在掘进机后方，与前方掘进或设备检修等交叉同时作业；除此之外，通过首次支护与延伸皮带同时作业，两次支护过程中，顶板和两帮可同时作业，最大限度的提高掘、支速度。

第四步：工业试验阶段引入现代管理理论，对施工质量进行全过程控制。

即：将现代管理理论中的PDCA管理循环理论、三阶段控制原理和三全控制理论运用到煤巷快速掘进过程中，对快速掘进的全过程进行质量动态管理控制，减少事后巷道的修复工作，节约施工时间

第五步：监测反馈，完善快掘方法。

监测的主要内容是围岩的位移量和锚杆、锚索的受力。根据井下监测的数据信息来修正和完善以上的支护设计，使之不断趋于完善合理，提高掘进速度。

以下通过一项工程实施例来明确本发明的具体实施方式，以更加明确本发明的技术方案以及该技术方案达到的有益效果。

1、工程背景

某公司所采煤层为3～5#煤，煤层厚度19.3m，倾角平均3°，含多层夹石，煤质松软破碎，普氏系数约为1.1，采用综采放顶煤采煤方法。已掘进首采工作面的两全煤顺槽为矩形断面，宽5.2m，高3.7m，采用锚网索联合支护，经统计掘进平均月进尺172m。即将掘进的5203巷为下一工作面的回风巷，巷道形状和尺寸同上一回风巷。巷道直接顶为厚0.9m泥岩，老顶含砾粗砂岩厚16.5m，直接底泥岩厚2.8m，老底细砂岩厚10.4m。

其最初的支护设计方案(即传统的支护方案)如图1所示，巷道锚杆均采用Φ22×2400mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。锚索101～107组成“三二三”布置，“三二三”是指：锚索101、102，锚索103、104、105，以及锚索106、107，分别布置在锚带301、302，锚带303、304，以及锚带305、306之间，间排距为2×2m。锚杆201～236组成6排，间排距为0.9×1m，每排6根支护顶板。锚杆237～246分别位于两钢带间的巷道上顶角处，规格同顶板锚杆，即Φ22×2400mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。

2、优化前分析

在现场实地调研和征求一线工作人员及专家的意见的基础上，并经过头脑风暴法最终形成了问卷调查表。调查问卷共计六个一级影响因素指标，即：设备条件、器材条件、岩层条件、技术水平、管理水平、人员素质。这六个一级指标又分为28个二级指标，分别为：掘进机功率及型号、锚杆钻机功率及型号、设备匹配情况、钻头钻杆、药卷、煤层赋存及顶底板岩性、岩层结构与构造、地应力大小及方向、地质构造预报、水文地质预报、瓦斯地质预报、支护设计方案、支护参数、支护工序、支护检测、定额的合理性、奖惩制度、班组管理、正规循环、工序衔接、设备管理、质量管理、安全管理、干部的组织能力、处理特殊情况的能力、熟练程度、遵纪守法、文化水平、敬业精神。每一个二级指标又分为五个影响程度，即很小、小、一般、大和很大。

将50份调查表发放给一线工作人员，统计28个因素的调查结果，利用SPSS19.0软件对28个因素进行因子分析，共提取出工程地质条件因子、支护技术因子(支护设计方案、支护参数)、施工工序因子和组织管理水平四个主要因子。虽然地质条件是煤巷快速掘进的关键影响因素之一，但是客观存在且不可改变，因此应从其余三方面进行快速掘进改进。

3、本发明优化支护方案(如图2、3所示)

(1)煤巷支护参数的合理选择。

在距离回采工作面300m、600m、900m和1100m的巷道稳定处布设测站，采用单孔声波测试法进行顶底板松动圈测试，经测量巷道顶板松动圈深度为1.4m～1.8m，两帮为0.6～1.1m。根据测试结果，结合顶板及两帮围岩松动破碎区分类(顶板或两帮均分三类：I深度S＜0.4mm；II0.4m＜S＜2m；IIIS＞2m)，考虑安全系数，可知巷道顶板(III)支护应采取“锚网索加W钢带”联合支护，两帮采用(II)“锚网带”支护。

以松动圈测试结果为基础，从锚杆及其配套材料、锚杆支护参数及锚杆支护参数与巷道矿压显现规律之间的相互匹配入手，确定图2顶板上所有锚杆201～232与煤柱一侧帮部所有锚杆采用20MnSi左旋无纵筋螺纹钢锚杆。回采一侧帮部支护的所有锚杆，选用Φ25×2200mm右旋螺纹树脂玻璃钢锚杆。在围岩破碎严重的地区使用Q500高强让压锚杆。锚杆预紧力为杆体屈服载荷的30％～50％，锚杆预紧力不小于不小于60KN。锚索直径为Φ15.24mm或Φ17.8mm，预紧力可以取为其拉断载荷的40％～70％。托梁采用W型钢带301～306，宽度为220～250mm，厚度为2.5～3.0mm，在巷道压力大时，采用适当增大钢带的厚度和宽度。护网仍采用金属网，网孔的孔径优选为40mm×40mm～80mm×80mm。

回采一侧的帮部采用树脂玻璃钢锚杆利于回采时割煤机直接切割，大大节约回采时间。

(2)优化支护方案，节约支护时间。

经过理论分析可知，图1所示的原支护方案支护过于密集，产生群锚效应，反而不利于巷道支护强度的提高。

根据煤岩力学参数实验、地应力测试等现场地质力学评估，结合理论分析，提出了针对图1的如下四种对比优化方案方案：第一，与原支护方案相比，去掉顶板两肩窝处补打的锚杆237～246，顶板支护其余参数不变。两帮的支护方式同原支护方案。第二，顶板支护参数不变，两帮每排由4根锚杆，变为3根锚杆。第三，与原支护方案相比，顶板的锚索支护由“三二三”支护变为“二二”支护，支护的排拒为1.5m，(0.5+1m)一排在两钢带之间，一排在垂直距离1.5m的钢带两端(即巷道上顶角处)，且保持与竖直方向30°夹角，进行交替支护。两帮支护不变。第四，顶板支护如方案三，两帮支护由4根锚杆变为3根。

运用有限差分软件FLAC3D分别对原方案与其余四种方案进行数值分析可知，通过对模拟结果对比分析可知，方案三不但能够很好控制围岩破碎区范围和表面位移量，而且节省了材料，大大缩短了支护时间，提高了掘进速度，为较优方案，因此，采用方案三。

顶板破碎等特殊条件下，将锚带间的锚索托盘换成工字钢梁，提高支护整体性，确保支护安全。

综上，本发明优化后的支护方案，顶板等的支护如图2：锚索进行“二二布置”，其中锚索101、102设置在锚带301、302之间，锚索105、106设置在锚带304、305之间，锚索103、104设置在钢带302两端，锚索107、108设置在钢带306两端。钢带301、302、304、305上均由6根锚杆组成一排支护，锚带303、306由4跟锚杆和两端的2根锚索支护。两帮支护如图3：锚杆101、102、103、104组成一排，锚杆101～120组成6排，用于支护两帮。

藉此，本发明的支护方案在保障支护力度的基础上，减少了锚杆支护的数量，并将锚索打在W钢带两端上，将锚索的支护力通过钢带传递到巷道表面，大大增加了支护体系的整体性，同时有效控制巷道肩部的剪切破坏，做到了支护的“长短配合、强弱结合”。将支护方案分两次进行交叉平行作业，通过将支护空间后移，以“支护空间换取支护时间”的思想，实现煤巷“协调在控”的支护原则，具体为顶板与两帮、首次支护与延伸皮带、二次支护与检修平行作业，提高掘支速度。

(3)改进施工工序，提高掘进速度。

在保证安全的前提下，为尽最大可能实现支护的平行作业，采用分步交叉支护作业方式。除了做到顶板与帮部平行支护外，还需将部分锚杆、锚索放到延长皮带或检修设备时进行滞后支护。

滞后支护的具体做法为：第一步，确定巷道支护分两次进行，根据掘进机的长度和煤巷掘进的一般平均进尺，考虑在割煤或检修时进行割煤机后的二次支护，提出滞后迎头的安全距离为15m，以保证在掘进机后进行二次支护。第二步，根据滞后距离，通过FALC3D模拟反算，提出首次支护强度方案。首次支护强度方案有四种，第一种为所有锚索滞后支护；第二种为顶板锚带上的锚索及两帮端部两根锚杆滞后支护；第三种为顶板锚带间的锚索及两帮端部两根锚杆滞后支护；第四种为所有锚索和两帮端部两根锚杆滞后支护。第三步，确定首次支护强度。

通过有限差分软件FLAC3D对四种方案模拟分析，得出方案二为较优支护方案，因此，采用方案二。即，首次支护顶板锚带上的锚杆(图2中201～232)和锚带间的锚索101、102、105、106，两帮中部的锚杆102、103、106、107、110、111、114、115、118、119，支护完成后开始掘进作业；并在掘进作业的同时，在不超过滞后迎头安全距离(即15m)的范围内，支护其余锚杆101、104、105、108、109、112、113、116、117、120，锚索103、104、107、108。此种支护方式能够较好的利用支护空间后移换取支护时间，实现平“协调在控”的行作业，很大程度上提高掘支工效。

3、优化后维护管理

将现代项目管理中的PDCA循环原理、三阶段控制原理和三全质量管理运用到煤巷快速掘进的管理中来，遵循计划-执行-检查-处理的科学管理程序，做到事前控制、事中控制和事后控制，抓住影响掘进速度的主要方面，发动全面、全过程和全员参与的掘进管理。重点管理的主要内容为：断面尺寸是否满足设计要求、支护是否无空顶或离层、锚杆质量、锚杆预应力、滞后支护距离、设备使用配合、人员施工组织等。通过现代管理理论现场应用，保证施工质量和速度，减少事后巷道的修复工作，节约施工时间

快掘方案的确定不是一次完成的，应经过现场工业性试验，并对围岩的收敛量和锚杆、锚索受力进行监测，若支护效果较好，且掘进速度明显提高，表明此方法合理，反之要进行修改，使之趋于完善。

在5203回风巷进行现场工业性试验，并对围岩最大位移量、锚杆和锚索最大锚固力进行监测，可知在保证安全的前提下，大大提高了掘进速度。

本发明在煤巷掘进中的使用效果见附表1：本发明使用前后的效果对比

通过本发明在5203回风巷的工业性试验并结合附表1可知，本发明的优化支护方案具有如下有益效果：

①保证了巷道支护安全。顶板最大位移量下降19.4％，两帮最大位移量下降3.5％，锚杆最大锚固力下降3.1％，锚索最大锚固力下降8.9％。

②大大提高了掘进速度。同断面、同煤层煤巷掘进速度由原来的172m提高到328m，提高了90.7％。

③节省了成本。每100m多打锚索7根，少打锚杆266根，按每套锚杆35元，锚索150计算，每100m节约成本8260元。

④社会效益明显。按每打一根锚杆5.6min，打一根锚索16.2min计算，每100m节约劳动时间1376.2min，降低了工人劳动强度，明显提高了工效。

附表1本发明使用前后的效果对比

最后应说明的是，以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的精神和范围，其均应当涵盖在本发明的权利要求范围当中。

Claims (1)

1.一种煤巷安全快速掘进方法，其特征在于：

该方法将顶板支护设置为锚网索结合W钢带支护结构，所述锚网索结合W钢带支护结构包括W钢带支护和若干锚索支护单元；所述W钢带支护包括W钢带和锚固在W钢带上的锚杆；所述锚索支护单元包括两排锚索支护，每排锚索支护包括两个锚索；其中一排锚索支护设置在两W钢带之间，将钢带间的锚索托盘换成工字钢梁，长度应确保能跨在两W钢带之间；另一排设置为巷道上顶角处的W钢带两端，且所述W钢带两端的锚索支护设置为与竖直方向相倾斜；

该方法还将两帮支护设置为锚网带支护结构，所述锚网带支护结构每排设置有四根锚杆；

该方法首先支护所述顶板W钢带上的锚杆、所述两W钢带之间的锚索以及所述两帮各排锚杆支护的中间两个锚杆；支护完成后开始掘进作业；并在掘进作业的同时，在不超过滞后迎头安全距离的范围内，支护顶板上的所述W钢带上顶角处的所述W钢带两端的锚索以及两帮的所述各排锚网带支护结构的两端的锚杆；

该方法的所述滞后迎头安全距离和初次支护强度的确定方法为：根据掘进机的长度和煤巷掘进的一般平均进尺，考虑在割煤或检修时进行割煤机后的二次支护，得出滞后迎头的安全距离，然后通过FLAC3D软件模拟反算出维持初次支护的强度，所述锚索支护单元包括两排锚索支护的排距为1.5m，所述设置在巷道上顶角处的W钢带两端的锚索支护与竖直方向的倾斜角度为30°，所述滞后迎头的安全距离为15m。