CN103806917B - 一种竖向条带巷道掘进方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种竖向条带巷道掘进方法,其通过改变现有技术的掘进机一次成巷技术,在开掘巷道时,在巷内沿竖向根据实际矿井地质岩层性质每间隔一定距离进行一定宽度岩层的开采,各岩层掘进工作面均相互平行且呈条带状,沿垂直于掘进工作面的截面为整体呈拱形的上、下两段式结构,其下段为矩形、上段为圆弧形。本发明充分利用未开采的岩柱支撑巷道,在开采出的空间里进行钻孔并安装锚杆,以进行初次支护;初次支护完成后,再采掘未开采的条带状岩柱部分,并在条带状岩柱开采完成的空间内进行钻孔并安装锚杆,以进行巷道的支护。本发明适合大地压的情况下应用,其工作效率高、掘进速度快,并可减少支护设备的运输费用,降低工人劳动强度。
Description
技术领域
本发明涉及到一种巷道掘进方法,尤其涉及一种竖向条带巷道掘进方法。
背景技术
深部开采地压大,巷道掘进困难,目前国内外无论是连续采煤机还是掘进机大都是一次成巷,在大地压情况下需要快速支护,有时还需要进行临时支护,工艺复杂,一旦支护速度跟不上,很容易出现巷道坍塌事故。
巷道的掘进速度是影响煤矿效益的主要问题之一,寻找一种有效的在地压较大的情况下快速掘进巷道的方法就显得尤为重要;
发明内容
本发明的目的是,提供一种适用于大地压情况下的煤矿矿井巷道的竖向条带巷道掘进方法,其巷道的支护工艺简单,不需要在巷道内使用临时支护设备即可保证采掘工作空间安全与稳定。
本发明为实现上述目的需要解决的技术问题是,对于大地压情况下的煤矿矿井巷道,如何充分利用巷道自身的岩体形成最及时、有效的巷道支护的技术问题。
本发明为解决上述解决技术问题采用的技术方案是,一种竖向条带巷道掘进方法,其特征在于,包括以下步骤:
第一步,在巷内沿竖向根据实际矿井地质岩层性质每间隔一定距离进行一定宽度岩层的开采,各岩层的掘进工作面均相互平行且呈条带状,沿垂直于掘进工作面的截面为整体呈拱形的上、下两段式结构,其下段为矩形、上段为圆弧形;
第二步,在已经开采完岩层的空间内进行第一次钻孔并安装第一锚杆,以进行初次支护;
所述第一次钻孔和所述第一锚杆的安装密度是根据具体地质岩层性质和矿压大小进行确定的;
第三步,初次支护完成后,再采掘第一步中未开采的条带状岩柱,并在条带状岩柱开采完成的空间内进行第二次钻孔并安装第二锚杆,以进行巷道的支护;
所述第二次钻孔和所述第二锚杆的安装密度是根据所述初次支护强度、具体地质岩层性质和矿压大小进行确定的。
为更好地理解上述技术方案直接带来的技术效果,现结合上述竖向条带巷道掘进方法的每一个具体步骤进行详细分析如下:
对于上述技术方案中的第一步,在巷内沿竖向根据实际矿井地质岩层性质每间隔一定距离进行一定宽度岩层的开采,各岩层的掘进工作面均相互平行且呈条带状,沿垂直于掘进工作面的截面为整体呈拱形的上、下两段式结构,其下段为矩形、上段为圆弧形。
通过上述技术手段,在巷道内将形成均匀排列的若干个“釆空的竖向条带的空间”与“留下的竖向条带的岩柱”的结构。利用的留下的竖向条带的岩柱,可以对巷道上方形成及时、有效地支撑,由于有岩柱的支撑,巷道不会有大的破坏。上述采掘过程中,不仅安全,而且不需要任何的外部临时支护设备。
对于上述技术方案中的第二步,在已经开采完岩层的空间内进行第一次钻孔并安装第一锚杆,以进行初次支护;所述第一次钻孔和所述第一锚杆的安装密度是根据具体地质岩层性质和矿压大小进行确定的。
通过上述技术手段,在已经开采完岩层的空间内进行钻孔并安装锚杆,以进行初次支护;其目的是为下一步继续开采上一步骤中“留下的竖向条带的岩柱”做准备,以保证继续开采作业过程的稳定性和安全性。
对于上述技术方案中的第三步,初次支护完成后,再采掘第一步中未开采的条带状岩柱,并在条带状岩柱开采完成的空间内进行第二次钻孔并安装第二锚杆,以进行巷道的支护;所述第二次钻孔和所述第二锚杆的安装密度是根据所述初次支护强度、具体地质岩层性质和矿压大小进行确定的。
通过上述技术手段,在继续开采完前述步骤中“留下的竖向条带的岩柱”之后,再在该开采出的空间内进行打钻孔并安装锚杆,以进行支护。其目的是,保证整个的采空区域的稳定与安全性。
综上所述,本发明的有益技术效果是,通过改变现有技术的一次成巷的掘进方式和支护工序,开掘巷道时,充分利用未采的岩柱支撑巷道,由于有岩柱支撑,巷道不会有大的破坏,其巷道支护工艺更简单可靠,在开采出的空间里进行打钻孔,安装锚杆等工作进行初次支护,不需要进行临时支护;支护完成后采掉岩柱,在原来有岩柱的部位打钻孔,安装锚杆等工作,完成巷道的开掘支护工作,而且,开采的条带空间还能起到探测和卸压的作用。本发明特别适合大地压的情况下应用,一方面,其掘进速度快,另一方面,可减少支护设备的运输费用,降低工人劳动强度。
附图说明
图1为采掉岩柱后的巷道断面正视示意图;
图2为在开掘空间安装锚杆的巷道断面正视示意图;
图3为完成采掘并在原岩柱位置保留支护的巷道正视示意图;
图4为普氏理论围岩压力计算简图;
图5为自然平衡拱轴线计算简图;
图6为留设岩柱后的受力分析简图;
图7为去掉巷道两侧支反力后的受力分析简图;
图8为按悬吊理论设计锚杆支护参数简图之一;
图9为按悬吊理论设计锚杆支护参数简图之二;
图10为锚杆减跨作用机理图。
具体实施方式
为更好地理解本发明,现结合附图,从受力分析和理论计算两方面出发,对本发明进行详细的说明如下:
本发明的煤层竖向条带巷道掘进方法,其包括以下步骤:
第一步,在巷内沿竖向根据实际矿井地质岩层性质每间隔一定距离进行一定宽度岩层的开采,各岩层的掘进工作面均相互平行且呈条带状,沿垂直于掘进工作面的截面为整体呈拱形的上、下两段式结构,其下段为矩形、上段为圆弧形。如图1所示,图1中各附图标记分别为未开采的条带状岩柱1、开采区2。
第二步,在已经开采完岩层的空间内进行第一次钻孔并安装第一锚杆,以进行初次支护;所述第一次钻孔和所述第一锚杆的安装密度是根据具体地质岩层性质和矿压大小进行确定的。如图2所示,图2中各附图标记分别为未开采的条带状岩柱1、开采区2、第一锚杆3。
第三步,初次支护完成后,再采掘第一步中未开采的条带状岩柱,并在条带状岩柱开采完成的空间内进行第二次钻孔并安装第二锚杆,以进行巷道的支护;所述第二次钻孔和所述第二锚杆的安装密度是根据所述初次支护强度、具体地质岩层性质和矿压大小进行确定的。如图3所示,图3中各附图标记分别为开采区1、未开采的条带状岩柱2、第二锚杆3。
下面结合附图4-10分别对上文的“上述钻孔和锚杆的安装密度是根据所述初次支护强度和具体地质岩层性质、矿压大小进行确定”的具体确定方式进行详细的说明。
首先进行深埋硐室松散体围岩压力计算:
计算依据的是普氏理论的基本假设:
(1)围岩为松散体,仍具有一定的粘聚力。
(2)洞顶形成自然冒落拱,两帮形成滑动体(夹角),作用在洞顶的围岩压力仅为自然平衡拱内岩体的自重。
(3)采用坚固系数f,即普氏系数表征岩体强度。
其物理意义:更简便的经验公式:f=Rc/10,式中Rc取MPa。
上式中:
σ:正应力,单位:MPa;
τ:正应力σ作用下的极限剪应力,单位:MPa;
c:岩石的内聚力,单位:MPa;
:岩石的内摩擦角,单位:deg;
Rc:岩石的单轴抗压强度,单位:MPa。
(4)自然平衡拱的洞顶岩体只能承受压应力,不能承受拉应力。
(二)普氏理论的计算公式,结合附图4、图5,图中:
c:岩体的内聚力;
岩体的内摩擦角;
θ:破裂面与洞室侧壁的夹角;
e1:洞顶侧向围岩压力;
e2:洞底侧向围岩压力;
h:巷道高度;
Q:自然平衡拱上部岩体自重所产生的均布载荷;
a:巷道跨度;
a1:自然平衡拱的计算跨度;
b:拱的矢高,即为自然平衡拱的最大跨度;
f:岩石的坚固系数;
T:作用在自然平衡拱拱顶截面处的水平力;
T′:拱脚的水平反力;
x,y:任意一点M的x,y坐标。
(1)自然平衡拱拱轴线方程的确定
根据拱轴线不承受拉力的条件,所有外力对M点弯矩为零。即:
上式中,Q:自然平衡拱上部岩体自重所产生的均布载荷
T:作用在自然平衡拱拱顶截面处的水平力;
x,y:任意一点M的x,y坐标。
为防止拱角产生水平位移,所以:
上式中,T′:拱角的水平反力,T′=T。
联立上式可得拱轴线方程
根据此公式可以得到拱轴线上任意一点的高度
上式中,b:拱的矢高,即为自然平衡拱的最大高度;
a1:自然平衡拱的最大跨度。
按图4、图5的计算简图,依几何关系计算出:
(2)围岩压力计算
深埋松散岩体中开挖硐室,洞顶围岩将出现自然平衡拱,而围岩压力为自然平衡拱内岩体自重。洞顶最大围岩压力值q,可按下式计算:
在工程中为了方便,通常将最大载荷作为均布载荷作用在洞顶。
在本发明中,巷道断面简化为矩形,图6中x轴表示巷道顶部简化后的受力分析:
∑Fy=0 F1+F2+F3+F4-aq=0
取F1=F2;F3=F4
得:2F1+2F3-aq=0
在工程实际中,可以忽略A、B两点的支撑力,取留设两个岩柱的情况进行分析,如图7所示:
静力平衡条件:
∑Fy=0 F1+F2-aq=0
上式中,F1:左侧岩柱支反力;
l1:左侧岩柱中心线到巷道左边界的距离;
F2:右侧岩柱的支反力;
l2:右侧煤柱中心线到巷道左边界的距离;
a:巷道跨度;
F3:左侧巷道侧壁支反力;
F4:右侧巷道侧壁支反力。
取留设两相同岩柱的情况,即:F1=F2
联立上式,得:l1+l2=a
l1,l2根据具体的锚杆钻机,锚杆安装机等的实际合理宽度在满足l1+l2=a关系式的情况下进行确定。
设岩体的抗压强度为σ,则留设岩柱宽度
如图2所示,第二步,在已经开采完岩层的空间内进行第一次钻孔并安装第一锚杆,以进行初次支护;所述第一次钻孔和所述第一锚杆的安装密度是根据具体地质岩层性质和矿压大小进行确定的。
其锚杆参数设计:
1)如图8、图9所示,按悬吊理论设计锚杆参数,其计算过程如下:
(1)锚杆长度:
L=L1+H+L2
上式中,L:锚杆的长度
L1:锚杆锚固段长度,一般取0.3m到0.4m
H:软弱岩层厚度或冒落拱厚度,其中B为巷道跨度。
L2:锚杆外楼断长度,一般取0.1m
(2)锚杆杆体直径按照直径为14,16,18,20,22mm等规格来选取,估算式为:
上式中,d:锚杆杆体直径,单位mm;
Q:设计的锚固力,单位kN;
σt:杆体材料抗拉强度,单位MPa。
(3)锚杆间排距:
锚杆悬吊的岩石重量大于锚杆的锚固力,按间排距相等的原则排列。
上式中,a:锚杆间排距,单位:米;
K:锚杆安全系数,一般取K=1.5-2;
Q:设计的锚固力,单位kN;
γ:岩体重力密度,单位kN/m3。
2)按挤压加固拱理论计算锚杆参数
加固拱厚度与锚杆长度和间距之间的关系按下式确定:
式中b:加固拱厚度,单位:米;
L:锚杆的有效长度,单位:米
α:锚杆在松散体中的控制角度;
a:锚杆的间排距,单位:米。
锚杆间排距一般取500-800mm,当围岩强度低时取下限,当围岩强度高时取上限。
如图3所示,第三步,初次支护完成后,再采掘第一步中未开采的条带状岩柱,并在条带状岩柱开采完成的空间内进行第二次钻孔并安装第二锚杆,以进行巷道的支护;所述第二次钻孔和所述第二锚杆的安装密度是根据所述初次支护强度、具体地质岩层性质和矿压大小进行确定的。。
图10为锚杆减跨作用的原理示意图。图中的附图标记为,锚杆1、无锚杆跨度2、有锚杆跨度3。
如图10所示,安装锚杆后,具有明显的减跨作用。
根据锚杆的“减跨”作用机理,计算的锚杆参数为:
(1)锚杆长度:
L=L1+H+L2
上式中,L:锚杆的长度;
L1:锚杆锚固段长度,一般取0.3m到0.4m;
H:软弱岩层厚度或冒落拱厚度,其中B为打掉岩柱的宽度;
L2:锚杆外楼断长度,一般取0.1m。
(2)锚杆杆体直径:
上式中,d:锚杆杆体直径,单位mm;
Q:设计的锚固力,单位kN;
σt:杆体材料抗拉强度,单位MPa。
(3)锚杆间排距:
锚杆悬吊的岩石重量大于锚杆的锚固力,按间排距相等的原则排列。
上式中,a:锚杆间、排距,单位:米;
K:锚杆安全系数,一般取K=1.5-2;
γ:岩体重力密度,单位kN/m3。
再打掉另一侧的岩柱,计算步骤与上述步骤相同。
对巷道竖向的初掘、后掘宽度根据以上计算方法中的两岩柱之间的距离公式l1+l2=a和所采用的钻机和锚杆安装机的宽度以及实际矿井地质岩层性质进行确定;
对第一次采掘空间的初次支护密度根据支护密度和具体地质岩层性质和矿压大小进行确定;
对去掉岩柱之后,原岩柱部分的支护密度根据 和具体地质岩层性质、矿压大小进行确定。
Claims (1)
1.一种煤层竖向条带巷道掘进方法,其特征在于,包括以下步骤:
第一步,在巷内沿竖向根据实际矿井地质岩层性质每间隔一定距离进行一定宽度岩层的开采,岩层的各掘进工作面均相互平行且呈条带状,沿垂直于掘进工作面的截面为整体呈拱形的上、下两段式结构,其下段为矩形、上段为圆弧形;
第二步,在已经开采完岩层的空间内进行第一次钻孔并安装第一锚杆,以进行初次支护;
所述第一次钻孔和所述第一锚杆的安装密度是根据具体地质岩层性质和矿压大小进行确定的;
第三步,初次支护完成后,再采掘第一步中未开采的条带状岩柱,并在条带状岩柱开采完成的空间内进行第二次钻孔并安装第二锚杆,以进行巷道的支护;
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