鼎和煤矿三采区12层右面回采巷道安全控制设计

鼎和煤矿三采区12层右面回采巷道安全控制设计前言研究背景双鸭山煤田走向为东西，南侧由于断裂而保存下来的单斜构造，东侧由于断裂而保存下来的煤盆地，地层走向受基盘控制，多为NE及NNE向，倾向S，一般倾角为10°～12°。本区地层发育不全，有远古界麻山群，中生界上侏罗统鸡西群及新生界第三系和第四系，其中以中生界地层最为发育，该区地质构造比较复杂，区域内部有两个正断层，同一大断层往往浅部落差大，深部落差小以至于尖灭。国内外发展情况世界主要产煤国家，近些年来锚杆支护技术发展很快，继几乎全部使用锚杆支护的美国、澳大利亚之后，英国也迅速赶了上来，经过几年的发展，锚杆支护在煤矿占了主导地位英国自年从澳大利亚引进技术之后，目前，澳、英两国正向国外积极推销他们的锚杆支护技术，印度、印尼、波兰、日本、南非等国都程度不同地予以引进，一向以型钢可缩性支架支护技术著称的德国，虽然采深大、地压大，但近年来也在积极探索锚杆支护的可行性，这些事实表明，巷道锚杆支护技术已成为世界性发展趋势，煤矿巷道支护技术经历了很多的发展，这些支护技术在应用过程中大都存在着一些问题，一些支护技术成本比较低廉，使用方便的支护技术如砌碴技术等，但是已经不能适应现在煤矿发展的复杂现状了，而一些比较先进的支护技术，操作起来比较复杂，需要考虑的问题比较多，对环境的要求比较高，使用不当支护作用也不理想，所以煤矿巷道支护技术还有很长的路要走，但是煤矿巷道的支护技术在随着经济科技的发展，而不断发展，也在不断弥补着自身支护技术的不足，向着支护更加有效的方向发展，其中典型的支护技术是U型可伸缩性支架支护和锚杆支护技术的发展以及联合支护技术的发展[1]。国外发展情况美、澳等国由于每层埋藏条件好，加之锚杆支护技术不断地发展和日益成熟，因而锚杆支护使用很普遍，在煤矿巷道的支护比重中几乎达到了100％，西欧、中欧一些主要产煤国家，过去巷道中主要采用金属支架支护，随着巷道维护日益困难和支护成本的增加，各国均在积极发展锚杆支护，锚杆支护发展最快的式英国，在1987年以前，英国煤矿巷道支护90％以上采用金属支架，而且主要是矿工钢拱形刚性支架，由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高，因而亏损严重，为了摆脱煤炭行业的这种困境，在巷道支护方面，积极发展锚杆支护，但也有过几上几下的经历，没有取得很大的进展，到了1987年，英国从澳大利亚引进了成套的锚杆支护技术，从而牛庄了过去被动局面，煤巷锚杆支护得到迅猛发展，1997年在巷道支护中所占比重已达到80％以上[2]。结合本国巷道围岩地质及生产条件，发展适宜的锚杆类型，例如美国，使用树脂锚固钢筋锚杆、机械式锚杆、摩擦式锚杆、混合式锚杆等，此外桁架锚杆在煤矿中也有了较大发展，澳、英等国则以全长树脂锚固金属锚杆为主要发展方向，也使用一些缝管锚杆、树脂可切割锚杆，德国除发展树脂锚固金属锚杆外，还大力发展可伸长锚杆，他们认为安装锚杆的目的是为了控制围岩的变形，但在围岩剧烈变形的条件下又要能适应围岩的变形，使锚杆本身不受到损坏，因此发展既有足够的支护阻力又有一定延伸性的可伸长锚杆是必要的，现已研制出了若干种类型，延伸率最大的可达50%，俄罗斯煤巷锚杆支护亦是多种类型同时使用[3]。锚杆必然会向高强度发展，超高强度锚杆材料的屈服强度大于600Mpa，不论哪种材料，其延伸率均应大于15%-17%，国外三种类型的锚杆材质均在使用而以高强、超高强的居多[4]。完善锚杆施工配套机具也是各国促进锚杆技术发展的重要原因，掘锚联合机组的发展为巷道掘进和锚杆施工创造了极为有利的条件，奥钢联和乔伊公司的掘锚联合机组应用较多，单体锚杆钻机也有很大发展，主要是风洞锚杆钻机，并配有使用方便、耐磨性好的钻杆钻头以及快速安装系统等[5]。国内发展情况我国煤矿巷道支护经历了漫长的时间，锚杆（锚索）支护技术经历了从低强度、高强度到高预应力、强力支护的发展过程，现在，应用最广泛，支护效果最好的是锚杆支护以及以锚杆支护为主的联合支护[6]。锚杆支护是在边坡、岩土HYPERLINK"/lemma/ShowInnerLink.htm?lemmaId=7823498&ss_c=ssc.citiao.link"\t"/_blank"深基坑等地表工程及隧道、采场等HYPERLINK"/lemma/ShowInnerLink.htm?lemmaId=69403025&ss_c=ssc.citiao.link"\t"/_blank"地下硐室施工中采用的一种加固支护方式，具有成本低、支护效果好、操作简便、使用灵活、占用施工HYPERLINK"/lemma/ShowInnerLink.htm?lemmaId=1669114&ss_c=ssc.citiao.link"\t"/_blank"净空少等优点[7]。在二十世纪九十年代初，我们国家使用锚杆支护的仅为很小的一部分，发展到现在矿区使用锚杆支护已经成为普遍现象，我国煤矿已经形成了有中国特色的煤巷锚杆支护成套体系，锚杆支护已经成为煤矿巷道首选的、安全高效的主要支护方式[7]。它深刻的改变了矿井的开拓部署与巷道布置方式，对我国高产高效矿井建设、煤炭产量与效益的大幅度提高及安全状况的改善起到不可替代的重要作用[8]。目前，锚杆（锚索）支护技术已在国内外得到普遍应用，是煤矿实现高产高效生产必不可少的关键技术之一[9]。设计主要内容及技术路线本设计通过对鼎和煤矿三采区12-400十二层右面实际地质及生产条件分析，提出回采巷道围岩控制技术方案，其目的和意义为提高回采巷道围岩稳定性，保证该工作面安全高效生产，并且该设计能为现场提供类似条件下的回采巷道围岩控制提供理论和技术参考[9]。

井田概况井田概况交通位置矿区附近有两条铁路，同时福利到宝清公路直穿矿区，新安矿至双鸭山60km。地形地势地表海拔标高为86.76m～150.21m，南侧有自西向东流的七星河，最高洪水位为+86m～+92m。本区地形西高，东部低洼平缓，内有三条人工渠在煤田东南部与七星河汇合。气象及地震情况本区属大陆性气候，温差较大，最低温度达零下39℃，每年十一月到来年四月为结冻期，地表冻结深2m左右，夏季最高温度为38℃，主导风向为西南风，最大风速34m/s。每年雨季集中在7～9月份，平均降雨量为452m～737mm。本区地震烈度为六级。水源和电源井田南部以砾砂为主的厚冲积层，含水层厚30m～60m，水量丰富，水质良好，安全能满足矿井用水和民用水的需要。建井初期用水量小，在附近砂层中建有两个临时性水源井。矿区的电源引自双阳变电所和七星变电所，电压6KV，可实现双电路环形供电，线路全长约15km。地质特征地质构造双鸭山煤田走向为东西，南侧由于断裂而保存下来的单斜构造，东侧由于断裂而保存下来的煤盆地，地层走向受基盘控制，多为NE及NNE向，倾向S，一般倾角为10°～12°。本区地层发育不全，有远古界麻山群，中生界上侏罗统鸡西群及新生界第三系和第四系，其中以中生界地层最为发育，该区地质构造比较复杂，区域内部有两个正断层，同一大断层往往浅部落差大，深部落差小以至于尖灭。该区地层走向近东西，东部转为南北，倾向南，倾角10°～5°，该区煤层以结构简单之中厚煤层为主，一般由西向东可采煤层数增多，厚度增大，特别是中部含煤地段最为明显，该区共有7层煤可采，煤层顶底板由不同粒度的砂岩、粉砂岩组成，主要岩性为灰—灰白色中粗砂岩及灰—深灰色砂岩和少量泥炭层灰质岩石。本区主要以中生带伏中基性侵入岩活动为主，燕山期岩浆活动以辉绿岩顺层面侵入的岩床为主，伴随褶曲断裂产生，侵入岩以岩墙、岩床、岩脉等产生，对煤层破坏最大的最是岩床产出的辉绿岩，其中8#、10#煤层西部产出的侵入体分布面广，对煤层影响大。煤层状况该区的西、北、东三侧有煤层露头出现，其氧化带垂深为20m～40m。煤质1）煤的主要物理性质由于各煤层的煤岩级分之不平衡，呈现的煤岩类型也不同：10#、13#、16#煤层为半光亮型煤—半暗型煤，20#、21#下号煤层则以半暗型煤为主。煤砖光片反射不下观察可知：煤的组成物质以镜质组为主，为镜煤化基质体，呈浅灰色。丝质组很少，为丝炭和半丝炭，木质细胞结构保留完好。2）煤的主要化学性质由于该区东西部的变质因素的不同，及成煤条件的差异，影响了煤的化学组成。（1）碳氢含量：碳含量最高达到95%，最低为69.18%，氢含量为0.06～0.89%，它们呈现有规律的变化：IX勘探线西侧属接触变质，碳的含量高，氢的含量低，IX线以东为区域变质，碳的含量低，氢的含量高，中东部由浅往深部反之。（2）挥发份：挥发分普遍较高，一般为30%～50.62%。IX勘探线以东，在横向上由西往东挥发分略有增加，在纵向上自上而下略有减少，IX线西侧，由于受火成岩影响，挥发分显著下降，一般为3.95%～11.35%。（3）灰分：本区可采煤层的灰分，可分为中、高、低三种，而以中低灰分为主，一般为11%～30%，同一煤层的灰分除IX线西侧8#、10#、10#下号煤层为中、高灰分而不稳定外，其它各层煤均属较稳定之中低灰分，同时在IX线西侧的8#、10#号煤层，也由于受侵入岩的影响及煤层本身结构的复杂性，煤的灰分有增高现象。（4）发热量：中低灰分、中低变质煤发热量为6094～8550k/g，但其可燃物的发热量一般在前7365k/g以上。（5）硫：各可采煤层硫的含量甚低，SgQ为0.02%～1.06%，一般均小于0.51%。（6）磷：磷的含量不大，一般Pg为：0.001%～0.068%。水文地质由西向东含水层逐渐增厚，含水量增大，总流向东北，七星河近代冲击层含水区分布于七星河阶地以东，主要由砾砂粘土组成，厚32.8m～60.7m，水位1.1m～1.6m，单位涌水量1.36L/s～4.38L/s，渗透系数为14.23m/d～14.62m/d，大型冲沟近代冲积层含水区呈条带状分布于七星河阶地以西，宽200m～700m，由粘土组成，厚度19.8m～36m，为承压水头，七星河阶地以西至Ⅱ勘探线以东，由粘土、砾砂、砂土组成厚约22m～56m，上覆6.7m～26.3m的粘土含水中等为承压水。七星河与第四系孔隙水随季节变化的不同相互补给，侏罗系与第四系有微弱的水力联系，本区有2.1m～18.45m粘土覆盖，东部煤层露头外侏罗系上复粘土灭尘。第三系与第四系和第三系与失罗系有明显的水力联系。因此河水、第四系水将通过第三系补给予侏罗系成为井田充水主要因素之一。矿井最大涌水量为1022m3/h，正常涌水量700m3/h[10]。

采区回采巷道位置确定本章主要针对现场实际及开采技术条件。留宽大煤柱护巷留设煤柱一直是煤矿中传统的护巷方法，传统的留设煤柱护巷方法是在上区段运输平巷和下区段回风平巷之间留设一定宽度的煤柱，使下区段平巷避开固定支承压力峰值区，区段平巷双巷掘进和使用，技术管理简单，对通风、运输、排水、安全都有利。但是煤柱损失高达10%~30%，且回风巷受二次采动的影响，巷道维护困难，支护费用高，煤柱支承压力向底板传播，不仅影响邻近煤层的开采和底板巷道的稳定，还成为引发冲击地压的隐患[11]。见图3.1。图3.1宽大煤柱护巷沿空留巷沿采空区边缘维护原回采巷道，为了回收传统采矿方式中留设的保护煤柱，采用一定的技术手段将上一区段的顺槽重新支护留给下一个区段使用，这种留巷的做法是沿着采空区边缘在原顺槽位置保留就称为沿空留巷，沿空留巷可以最大限度回收资源，避免煤体损失[12]。沿空矿压特点实际上矿压的演化在采空区侧煤体内是一个随时间和距离变化的函数，沿空巷道是处在采面后侧，位于采矿区后侧的煤体内矿压是空间和时间的函数，从纵向空间的观察来看，工作面后侧煤体顺沿空巷道向后煤体中矿压的变化是距离的函数，从以往的研究成果看，采面后侧15-30米是矿压急剧上升区域，从横向观察来看，采空区外侧煤体矿压分布是采空区外侧煤体内矿压表现，沿空侧煤体在采面刚过后的矿压表现以时间的观点来看，煤体中的每一点要经受超前压力、采动矿压和采面过后又一次老空垮落矿压[13]。沿空巷道矿压分析作为沿空留巷的最为关键的是研究支撑隔离带上部顶板的矿压特征，以确定合理的支护形式和支护强度，研究留巷顶板的矿压特征以确定合理的顺槽初期支护方案和支护参数，沿空巷道顶部要经受矿压分布，掘进动压，回采超前动压外，更严重的是要经受回采后侧矿压的又一次剧变动压后保持稳定性，一般顺槽在经受回采动压后就遭到严重破坏，在采空区后侧采空区垮落形成的剧烈矿压过程中彻底崩溃形成垮落[14]。沿空掘巷沿倾斜方向支承压力分布规律在坚硬的砂岩充当煤层顶底板时，支撑压力在倾斜方向上会随着工作面的推进而降低，而最值不会发生明显移动，见图3.2，由较软的泥质页岩和破碎的砂质页岩作为煤层顶底板时，支撑压力分布曲线会随着工作面的推进向煤体深处转移。见图3.3沿空掘巷的矿压显现沿空掘巷之前，岩层运动已经稳定的采空区附近，处于极限平衡状态下煤体的残余支承压力分布，见图3-4中1，沿空掘巷破坏了原有平衡，在巷道边缘的煤体会出现新的破裂区、塑性区，支承压力向煤体深部移动，见图3-4中2，移动距离近似等于巷道宽度，应力场扰动不大[14]。窄煤柱巷道是指巷道与采空区之间保留5到8m宽的煤柱，巷道掘进前，采空区附近沿倾斜方向煤体内应力分布，见图3.5中1与图3.4中1完全一样，窄煤柱巷道掘进位置一般刚好处于残余的支承压力峰值下，巷道掘进后窄煤柱遭到破坏而卸载，引起煤柱向巷道方向强烈移动，巷道另一侧的煤体，由原来承受高压的弹性区，衍变为破裂区、塑性区[14]；随着支承压力向煤体深处转移，煤体也向巷道方向显著位移，最终应力分布状态[14]。见图3.5中2所示。图3.4沿空掘巷引起煤帮应力重新分布1-掘巷前的应力分布2-掘巷后的应力分布Ⅰ-破裂区Ⅱ-塑性区Ⅲ-弹性区应力增高部分Ⅳ-原岩应力区图3.5窄煤柱引起煤帮应力重新分布1-掘巷前的应力分布2-掘巷后的应力分布Ⅰ-破裂区Ⅱ-塑性区Ⅲ-弹性区应力增高部分Ⅳ-原岩应力区沿空掘巷的三种方式沿空掘巷可分为三种方式，即完全沿空掘巷、留小煤柱掘巷、保留部分老巷断面掘巷方式[15]。完全沿空掘巷就是上区段采动影响稳定后，紧贴上区段废弃的巷道，在煤层边缘的煤体内重新掘进一条巷道，完全沿采空区边缘或仅留很窄煤柱掘进巷道具体说，就是把巷道布置在位于靠煤柱一侧的低应力场，便于巷道维护，减少变形量[15]。见图3.6。留小煤柱沿空掘巷方式的特点是上区段采动影响稳定后，巷道不紧贴上区段采空区边缘掘进，而是在巷道与采空区之间留设1到3m的隔离小煤墙，小煤墙很难隔离火区，防止漏风和隔绝采空区有害气体渗漏[16]。见图3.7图3.6完全沿空掘巷L2-滞后掘进距离图3.7留小煤墙沿空掘巷L2-滞后掘进距离煤柱宽度确定原岩体内拥进巷道引起的围岩应力未经采动的岩体，岩体的原始垂直应力P等于上部覆盖岩层的重量γH，巷道开掘后原岩应力重新分布，在巷道围岩内出现应力集中，如果围岩应力小于岩体强度，围岩仍处于弹性状态，双向等压原岩应力场内圆形巷道围岩应力分布[17]。见图3.8。图3.8圆形巷道围岩弹性变形应力分布如果围岩应力大于岩体强度，巷道围岩会产生塑性变形，从巷道周边向围岩深处扩展到一定范围，出现塑性变形区，运用极限平衡理论，巷道围岩应力分布，在塑性区内圈围岩强度明显削弱，低于原始应力γH，围岩发生破裂和位移称为破裂区，当围岩应力达到其极限强度后，围岩强度并没有完全丧失，而是随着变形的增加逐渐降低，直至降到残余强度为止，巷道的稳定性和周边位移主要取决于岩层原岩应力心反映岩石强度性质的内摩擦角P和黏聚力C等[18]。见图3.9所示。图3.9圆形巷道围岩塑性变形区及应力分布相邻巷道的应力分布及巷道间距的确定1）巷道围岩应力影响带巷道开掘以后，巷道围岩应力受扰乱的区域称为影响带，一般以超过原岩应力值的5%作为影响带的边界，巷道的应力影响区域形状为半径等于6r的圆（r为巷道断面半径），在非静水压应力场中，巷道的应力影响区域形状不再是圆形，一般为长轴不大于12r的椭圆[18]。因此，断面相同两圆形巷道的间距D为 （3-1）半径不同两圆形巷道的间距D为 （3-2）式中，如果围岩局部的应力超过岩体强度，巷道就会向周边岩体深部扩展到一定范围形成塑性变形区，而在塑性区与弹性区交界处围岩应力集中，容易形成灾害[18]。由上述公式，巷道间距一般为10~30m，根据鼎和煤矿三采区12层-400十二层右片区段巷道地质条件，煤柱宽度设为27m，这样相邻巷道的应力影响带就不会超过巷道塑性变形区与弹性变形区的交界，符合安全生产条件。_x000F_4采区巷道施工方式确定巷道掘进施工方式有两种，综掘掘进和炮掘掘进，两种方式都有各自的特点和优劣，下面将对这两种掘进方式进行对比分析，并根据鼎和煤矿三采区12-400右片回采巷道的情况选择合适方案。巷道断面设计断面形状对巷道围岩稳定性的影响巷道断面形状有多种，例如矩形、梯形、拱形、圆形等等，但大体上可以分为折线形与曲线形两种[19]，详细情况如下图3.10所示。图3.10巷道断面形状矩形；（b）梯形；（c）半梯形；（d）半圆拱形；（e）圆弧拱形；（f）三心拱形；（g）封闭拱形；（h）椭圆形；（i）圆形巷道围岩的稳定性取决于多种因素，其中断面形状对围岩的稳定性有重要影响，曲线形断面比折线形断面围岩中的拉应力小，稳定性更好，因此在围岩比较松软破碎、强度较低时多用曲线形断面，在围岩强度较高时使用折线形断面较多，虽然围岩中拉应力较大，但围岩强度也高，没有超过围岩的抗拉强度，因而围岩仍是稳定的[19]。在曲线形断面中还存在一个合理拱轴线的问题，即在一定围岩应力分布下，巷道周边不出现拉应力而只存在等压应力。圆形巷道断面的围岩压力若均匀分布，则周边应力将出现等压情况，这是的围岩巷道最为稳定。围岩强度较低的巷道采用拱形断面而不用梯形断面就是因为前者周边拉应力较后者小的缘故。国内研究表明，抛物线形的巷道周边拉应力最小，但因施工困难，未能实际应用。巷道断面形状与巷道用途和服务年限的关系在满足生产需要的前提下可以选择不同形状的巷道断面，但这些不同的断面巷道的掘进、支护与维护费用、施工的难易、断面利用率的高低等却很不相同，从保持巷道围岩的稳定性考虑，其优劣顺序依次为圆形、马蹄形、拱形、梯形，从巷道断面利用率考虑，从高到低依次为梯形、矩形、马蹄形、圆形，从巷道施工难易考虑，如果用钻爆法掘进，从易到难依次为梯形、拱形、马蹄形、圆形，如用掘进机掘进，圆形巷道是比较方便的[20]。服务年限越长，对生产越重要的巷道越需要提高工程质量，以保证生产过程中长期正常使用，成本高一些也是允许的。对于服务年限短的巷道，则成本应当低一些，掘进施工力求简单，支架架设和回收应比较方便。综合以上所述，选择巷道断面形状的原则是在保证巷道整个服务期间安全、正常使用的基础上，力求提高巷道断面利用率，速效断面尺寸，降低成本，有利于加快施工速度，所以根据本矿的实际情况选用梯形断面。巷道断面确定直墙拱形和矩形巷道的净宽度，系指巷道两侧内壁或锚杆露出长度终端之间的水平距离，对于梯形巷道，当其内通行矿车、电机车时，净宽度系指车辆顶面水平的巷道宽度，当其内不通行运输设备时，净宽度系指从底板起1.6m水平的巷道宽度，矩形、梯形巷道的净高度系指自道渣面或底板至顶梁或顶部喷层面、锚杆露出长度终端的高度，拱形巷道的净高度是指自道渣面至拱顶内沿或锚杆露出长度终端的高度[21]。《煤矿安全规程》规定，主要运输巷道和主要风道的净高，自轨面起不得低于1.9m，架线电机车运输巷道的净高，必须符合有关规定：电机车架空线的悬挂高度，自轨面算起在行人的巷道内、车场内以及人行道同运输巷道交叉的地方不得小于2m；在不行人的巷道内不得小于1.8m；在井底车场内，从井底到乘车场其高度不得小于2.2m。电机车架空线和巷道顶或棚梁之间的距离不得小于0.2m。采区（盘区）内的上山、下山和平巷的净高不得低于1.8m[22]。回采巷道，断面设计为斜顶、立帮、平底倒梯形断面，具体参数为：宽3.7m，矮帮2.4m，倾角α19°。巷道掘进方式对比分析及确定机械掘进采用机械破岩的掘进方式为机械掘进，由于煤层硬度较小，煤巷掘进机多采用滚筒破煤。其配套的支护方式主要是锚杆支护。目前，国内外广泛使用的煤巷掘进机主要有三种，同时以这三种掘进机分类，出现了三种不同的掘进工艺：（1）普通综掘机组掘进普通综掘机组掘进工作面的主要设备是悬臂式综掘机，配套设施包括后配套转运设备和单体锚杆钻机，常用于单巷掘进，掘进机和锚杆机在同一工作面交替作业，该工艺主要缺点是掘进速度慢，其主要原因是掘、支交叉作业，支护占用时间较长。（2）连续采煤机掘进连续采煤机及其配套装备最初主要用于房柱法采煤，但因为它在多巷掘进中有非常突出的优势而被大量用于巷道掘进。近年来，我国越来越多的矿井将其作为长壁综采装备的配套装备，用来掘进多巷布置的大巷、盘区准备巷道、工作面回采巷道等煤层巷道，不仅大大提高了掘进速度，缩短了建井工期，解决了采掘接续问题，而且使大断面、多通道的巷道系统布置得以实现，从根本上改变了矿井生产和安全面貌，为安全、高效生产提供了保障。（3）掘锚一体机组掘进将锚杆钻机和横轴滚筒一体机具体有截割、装载与转载、打眼及安装锚杆的功能。与其后配套运输设备仪器组成破、装、运、支的连续作业线。掘锚一体机比连续采煤机适应范围广，用于单巷掘进的功效是普通综掘机组的3~5倍，因此近年来，在我国应用发展的很快。目前国内使用的掘锚一体机主要依靠进口，晋城煤业集团合和神华集团等引进了山德维克公司生产的ABM20型掘锚一体机，应用取得了良好的技术经济效果。爆破掘进爆破掘进适应性强，可用于各种施工条件的巷道，因此在我国煤矿一直被广泛采用，在长期应用中，爆破掘进在凿岩、爆破、装载和运输的设备，施工技术以及施工组织管理等方面得到了全面发展。三采区12层-400右片区段掘进方式确定而相对于机掘掘进，爆破掘进是最传统最基本的巷道掘进方法。这种方法对巷道工程条件和施工条件的适应性强，劳动条件好、强度小。在我国很多地方被广泛采用，因此，其技术相对成熟，施工组织管理比较完善，装备机械化程度也比较高。鼎和煤矿所使用的也一直是爆破掘进的方式，工艺成熟，因此本设计基于该矿的实际条件选用爆破掘进方式。爆破方法按爆破技术可以分成四种爆破方法：定向爆破、预裂、光面爆破、微差爆破和其他特殊条件下的爆破技术[23]。在炮眼中装填引药时，必须注意引药的位置和方向，引药位置和传爆方向是影响爆破效果和爆破安全的重要因素[23]。试验表明，反向装药与正向装药相比，能够提高炮眼利用率，加强岩石破碎，减小大块率。因为本设计欲使爆破后的围岩形状规整，巷道表面光滑，故采用反向装药光面爆破方式进行爆破。

巷道支护方式以及参数设计常用的支护结构分类方案有很多种，但最简明的是按支护结构与围岩的关系分类，按此方案支护结构分为三类：棚子支护，锚杆支护，联合支护。下面将对这三种类型的支护分别介绍，并提出几种支护方案，最后根据鼎和煤矿三采区12层-400十二层右片具体地质情况，选择最优方案进行设计。棚子支护棚子是作用在巷道围岩表面的一种支架，有三类：第一类是主要由梁和柱组成的支架，按材料分为木棚子（木支架）、金属棚子（金属支架）、钢筋混凝土预制件棚子（钢筋混凝土支架）等，主要作用于服务年限不长的采取巷道；第二类是由混凝土浇筑或用块体砌筑而成的整体支架，按材料和施工方式分为混凝土浇筑、钢筋混凝土浇筑、料石砌筑、砖砌筑、混凝土预制块砌筑等多种形式，主要用于服务年限较长的开拓巷道，适宜于圆弧形（拱形或圆形）断面；第三类是喷射混凝土支架，由喷射混凝土层组成，可用于各类巷道。木支架巷道支护中常用的木支架多为梯形断面，主要由承受顶压的顶梁和支撑梁并承受侧压的棚腿组成，目前木支架主要用于地压小，断面小的采区巷道。金属支架可缩性金属支架一般有U型钢加工而成，为拱形断面，，但由于支架工作特性很难控制，在支架收缩过程中产出的非切向力很容易拉断，使支架产生不规则变形，进而影响其受力和进一步的收缩。金属支架施工要求与支架相同。钢筋混凝土预制件支架钢筋混凝土预制支架是由预制的钢筋混凝土梁和柱组成的一种刚性支架，分普通型和预应力型两种，钢筋混凝土支架适用于地压稳定、服务年限较长的巷道，在动压较大的采区巷道内不宜使用。浇（砌）筑的整体支架在垂直巷道中宜采用圆形，浇筑的整体支架具有较好的抗压性能，而抗拉和抗剪能力较弱，将其做成圆弧结构可充分发挥其承压性能，避免在结构中出现较大的拉应力和剪应力，来自顶板的压力，通过拱沿切线传递到拱基处，在拱基处分解为竖向压力p和水平推力p，竖向压力p通过墙传递至基础，由基础承担，水平推力p需要由岩壁支撑，因此要求壁后必须充填，而且在拱基处一定要充填牢固，否则拱基的移动将导致拱部受拉而裂开。联合支护联合支护是以两种以上支护方式（或支护材料）有机结合形成的一种支护结构，在充分利用各单一支护的优势和特点的基础上能显著提高结构的整体承载和抗变形能力，从而对控制复杂围岩和低压具有显著效果[24]。下面介绍几种常用的联合支护方式，见表4-1。表4-1常用的联合指支护方式常用的联合支护方式特点锚杆锚索联合支护锚索既有加固围岩的作用，也有悬吊下部松动岩石的作用，但锚索可以锚固在围岩稳定岩层中，靠其和锚杆群的成拱作用控制围岩变形，提高威严的承载能力锚网支护锚网支护是用锚杆将铁丝网（钢筋网、塑料网等）固定在岩壁上所形成的一种联合支护方式，网的主要作用是维护锚杆间的围岩以防止小块松散岩块掉落，另外由锚杆固定和拉紧的网将相邻锚杆联结起来，可增强支护结构的整体性锚喷支护锚杆支护和喷射混凝土支护相结合即为锚喷联合支护，锚杆的作用在于从整体上加固或承载围岩，喷射混凝土的作用则在于封闭围岩表面防止围岩风化剥落，以及与围岩紧密结合对锚杆间的未加固区域起支护作用锚网梁支护在锚网支护的基础上增加喷射混凝土层即为锚网喷支护，网被喷射混凝土包裹在其中形成类似钢筋混凝土层，大大提高了喷层的抗拉性能和网的刚性三种支护方式对比分析三种支护方式都有各自的特点，下表5-4详细介绍了它们各自的特点。表4-2支护方式对比支护方式特点棚子支护棚子支护的优点是架设简单，有一定强度，对地质条件变化有较强的适应能力，相对于这些优点，棚子支护的方法存在诸多问题，由于木棚的弹性变形大，在自重力的作用下，木棚变形造成顶板下沉，非弹性变形区增大，变形地压和松动地压增大，这个压力往往大于棚子的棚梁的抗剪能力，从而造成棚子压垮和顶板冒落锚杆支护锚杆支护避免了棚子支护的缺点，避免了破碎围岩和空气接触所造成的风化，同时，把项板围岩凝结加固成一个整体，不会因自重应力引起的顶板下沉造成碎石松动脱落而产生冒项，不对围岩发生应变时施加外力支护，而是把破碎的围岩加固结合成一个整体对抗非弹性区的应力，锚杆支护破碎围岩巷道的效果好于架棚子支护联合支护联合支护是多种支护方式有机结合形成的一种支护结构，当围岩、地压条件复杂，单纯的一种支护方式无法满足支护要求时，就会采用联合支护的方式提出并确定支护方案棚子支护相对落后，诟病很多，本次设计放弃这种支护方式。根据鼎和煤矿三采区段12-400十二层右片工作面现场地质生产条件，首先提出以下五种支护方案，见表5-5。表4-3三采区12-400右片工作面支护方案支护方案方案特点方案一：锚杆支护在本方案中，锚杆是这种支护方式的主体，锚杆主要由杆体、锚固部分和外端承载装置组成，锚杆的作用是通过改变围岩的受力状态以及围岩深部岩层之间的力学关系等达到支护目的的一种方式方案二：锚杆＋锚索本方案是在锚杆支护的基础上增加了锚索，形成锚杆锚索联合支护，锚索也属于锚杆的一种，预应力锚索是把锚索固入岩层深部并进行预应力的施工技术，是一种传递主体结构的支护应力至深部稳定岩层的主动支护方式，方案三：锚杆＋钢带＋锚索本方案是在方案二的基础上加上了钢带，通过钢带的作用将锚杆更加牢靠的固定在岩层上，如果说网的作用是固定顶板防止小块岩块的散落，则钢带的作用是更加牢靠的固定锚杆方案四：锚杆＋网＋锚索＋钢带本方案是在方案三的基础上增加了网，这种支护方式是用锚杆将铁丝网或者钢筋网塑料网等固定在岩壁上，网的主要作用是维护锚杆间的围岩防止小块松散岩块掉落，并且可以增强支护结构的整体性能，对于顶板较碎的巷道有很好的作用方案五：锚网索带＋U型棚本方案是在方案四的基础上又增加了U型钢支架支护，这种支架适用于受采动较大的巷道，主要作用是承受顶压的顶梁和支撑顶梁并承受侧压方案对比分析：方案一是单一的锚杆支护，只解决了点的问题，线和面没有没有解决，支护效果比较差；方案二在方案一的基础上加了锚索，在一定程度上加强了支护效果，但依然没有解决线和面的问题；方案三：在方案二的增加了钢带，进一步增强了支护效果，解决了线的问题，但依旧无法解决面的问题，对于顶板碎石掉落无法预防。方案四总的来说比较全面，增加了网，比较好的解决了点线面的问题；方案五增加了U型棚，这种方案在顶板破碎严重，冲击地压大的工作面比较适用。通过上面对各类方案的介绍分析，再结合本矿和设计区段的实际情况和技术，本次设计最后选择：锚杆＋网＋锚索＋钢带支护方案。

巷道安全技术措施冲击地压的预防和控制冲击地压的预防冲击地压是煤矿不可忽视的一个危害，预防冲击地压和预测冲击地压是防治此类危害的重要工作内容，避免冲击危害和采取防范措施是煤矿工作很重要的一部分[25]。针对三采区段12-400右片工作面的冲击地压的特点，提出以下几点预防方法，见表5-1。表5-1三采区12层-400右片工作面冲击地压预防方法预防方法方法特点经验类比法经验类比法是预测采区或工作面冲击危险程度和区域的常用方法，工作面开采或巷道掘进前，利用经验类比法对工作面进行冲击危险程度划分，采空区边缘、断层附近、煤柱区等均为冲击危险程度相对较高的部位，应优先进行防冲治理煤粉监测法煤粉监测是操作方便、效果明显的一种冲击危险监测措施，监测方法：使用MSZ12电煤钻、Φ42套节麻花钎子配Φ42钻头打眼，从孔口开始每米收集1次煤粉，并用弹簧秤称其重量记录在记录表上，每打完1个孔，必须立即将结果填入记录表，当监测煤粉量超过危险煤粉量时，预报有冲击危险电磁辐射监测法电磁辐射监测是近几年由中国矿业大学发展研究的一种新型冲击危险监测方法，利用KBD5型流动电磁辐射仪和KBD7电磁辐射监测系统对工作面进行电磁辐射监测，操作简便，实用性较强续表5-1三采区12层-400右片工作面冲击地压预防方法工作面矿压监测法每班对上、下平巷超前支柱进行阻力监测，找出工作面超前支承压力影响范围及应力集中系数，确定超前支护距离及方式，根据阻力大小预报工作面顶板来压及应力集中区域，在工作面中部布置2个测区，测区间距20m，每个测区包括2个支架，重点对工作面支架阻力进行循环监测微震监测法利用短周期地震仪监测记录0.5级以上冲击发生的次数及冲击地压释放的能量。利用此趋势预测预报近期冲击地压发生的趋势及应力释放情况。在定位系统建成之前，采用现在的地震仪现行监测钻孔应力计监测法在工作面上、下平巷超前100m均匀埋设钻孔应力计，对巷道煤体应力变化情况进行监测，钻孔应力计设在上平巷下帮、下平巷上帮，孔口距底板0.5m，沿煤层倾角布置，孔距20m，孔深10m，每小班监测2次冲击地压的控制针对三采区十二层右片工作面的冲击地压的特点，提出以下几点控制方法，见表5-2。表5-2三采区12层-400右片工作面冲击地压控制方法控制方法方法特点加强超前支护先清除底板浮煤并将其铺设平整，然后清除回采巷道上帮诱导爆破涨裂煤体及位移鼓出煤帮和挤压单体支柱的煤块（体），最后将工作面前方40~100m范围内的超前支柱补齐打实，铺底梁，单体支柱需带帽对上巷（工作面回风巷）煤体进行松动爆破卸压为防止冲击地压来临时上巷煤体中应变能突然、急剧释放，在加固了煤体后，决定在上帮距顶板1.0m处实行松动爆破，在4.0m高的上帮煤体的3.0m以上进行松动爆破卸压防止出现残留煤柱因为残留煤柱是应力集中的地方，在这种情况下，巷道布置不宜过密，否则煤柱压力会同逐渐接近的回采工作面渐趋增加的回采压力汇集在一起而发生冲击地压减慢工作面推进速度在有冲击地压的煤层中，减慢工作面推进速度有利于降低煤体的动压力，防止冲击地压的产生避免在具有冲击地压危险的巷道长时间逗留在冲击地压危险的地点，在某一时间内，应远距离控制和操纵采掘机械，甚至临时撤离人员，对于冲击矿压危险的巷道，应把人员通过和停留的时间减到最小限度其他安全措施初次放顶措施通过以往初放顶的成功经验和本回采工作面的实际情况，预计初次垮落步距9-15米，周期来压步距5米，为了保证初次放顶及周期来压的安全，制定初次放顶措施：1．在工作面回采前，首先在工作面上、下巷内打设超前支护，打设长度距工作面硬邦煤壁不小于20米。2．超前工及当班段长必须及时检查上.下巷支护，对顶板破碎或离层，立即进行维护，其维护采用单体配铰接顶梁及板梁打设棚子，一粱两柱走向棚子，棚距1.0米，冒顶处用木料刹严。3.当工作面走向推进15米时，如果软邦顶板不冒落，要求在软邦第一排支柱，沿倾斜方向打设间距20米，走向20米一排的信号顶子至初次放顶结束。并且在溜子软帮侧第三排柱间加打对柱。4.打设木垛时，必须接顶接底，严禁打在浮煤上，并且用木楔打紧打牢，要求打成“井”型，打设木垛时执行先打后撤原则。5.工作面初次放顶期间，每班必须由值班班长负责观察顶板活动情况，若发现顶板有来压征兆（如信号顶子折断，支柱缓慢下沉，单体筏喷水，煤壁片邦严重）必须立即通知工作面作业人员迅速撤出工作面，到上下巷超前支护以外安全地点，待压力过后再组织人员重新进入工作面作业。6.工作面初次放顶期间，每班必须有一名段干部跟班现场监督检查工程质量，发现工作面存在不安全隐患，立即停止作业，先处理隐患后作业。鼎和煤矿三采区层-右片区段矿压监测支护设计完成之后需要进行矿压监测方案的设计，了解巷道围岩支护的实际效果，了解巷道围岩应力的变化程度和是否能够提供安全所需的支护效果。实时监测锚杆的受力情况，以便更好的提供安全保障同时可以验证锚杆支护设计的合理性。监测仪器巷道表面位移的监测需要用到的监测仪器，有测枪、钢卷尺及收敛计等，测监测顶板离层常用的仪器之一是采用顶板离层指示仪。目前该指示仪有多家厂家生产，如煤炭科学研究总院的LBY.3型、LBY.1型，常州常武安全仪器厂生产的LBY一型、WBY.10型、wwJ.3型、DLY型等。本次设计选用LBY.1型顶板离层指示仪，带有离层超限声光报警功能。锚杆（索）拉拔仪，用来监测锚杆受力[26]。监测方式巷道表面位移监测用十字布点法来监测巷道表面位移。如下图5.1。每天测取一次读数，测取AO、AB和CO、CD值[26]。布置在距采掘工作面50m内。图5.1十字布点法巷道顶板离层监测巷道每隔30m安设一个顶板指示仪，在距掘进头50m内，观测离层值。50m以外，观测频度与表面位移相同，顶板指示仪每30米一个，每天读取一次测量值，每周需要观测一次[26]。顶板离层指示仪的数量见下表5-3。表5-3顶板离层指示仪安设数量围岩类型巷道宽度备注≤＞