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1、10申请公布号CN103670426A43申请公布日20140326CN103670426A21申请号201310752192722申请日20131231E21D9/00200601E21D17/00200601E21D11/0020060171申请人四川川煤华荣能源股份有限公司花山煤矿地址617066四川省攀枝花市西区陶家渡中路11号72发明人黄江平74专利代理机构成都虹桥专利事务所普通合伙51124代理人刘世平54发明名称大倾角、大断面巷道施工方法57摘要本发明公开了一种大倾角、大断面巷道施工方法，涉及采煤技术领域，提供一种施工安全，劳动强度较低的大倾角、大断面巷道施工方法。大倾角、大断面。
2、巷道施工方法包括如下步骤打出第一切眼并进行支护；对第一切眼依次循环进行多次挑顶、扩帮和支护操作直至第一切眼全长挑顶、扩帮和支护完毕形成第二切眼；对第二切眼依次循环进行扩帮和支护操作直至第二切眼全长扩帮和支护完毕形成第三切眼；对第三切眼的底板进行拉底。本发明采用分次扩帮三次成巷技术，有利的解决了切眼扩帮施工中瓦斯积聚问题、顶板支护安全问题，同时也降低了劳动强度，为现场施工创造了有利条件。51INTCL权利要求书1页说明书5页附图8页19中华人民共和国国家知识产权局12发明专利申请权利要求书1页说明书5页附图8页10申请公布号CN103670426ACN103670426A1/1页21大倾角、大断。
3、面巷道施工方法，其特征在于包括如下步骤A、按一次成巷方式沿底留顶煤施工打出第一切眼（1）；第一切眼（1）横截面为矩形，宽度24M，高度24M；对第一切眼（1）进行支护，第一切眼（1）的顶板采用锚索及锚杆（3）、钢筋托梁架（2）和金属网（4）联合支护；B、对第一切眼（1）依次循环进行多次挑顶、扩帮和支护操作直至第一切眼（1）全长挑顶、扩帮和支护完毕，每次挑顶、扩帮和支护的长度均为1M；挑顶至第一切眼（1）高度为42米；扩帮至第一切眼（1）宽度为54M，扩帮过程中保留1012M厚的底煤（7）；支护方式为采用锚索及锚杆（3）、钢筋托梁架（2）和金属网（4）联合支护并在中部设置短中柱（6）支护；第一切。
4、眼（1）挑顶、扩帮和支护完成后形成第二切眼（5）；C、清理第二切眼（5）内挑顶、扩帮掉落的杂物；D、对第二切眼（5）依次循环进行扩帮和支护操作，直至第二切眼（5）全长扩帮和支护完毕，每次扩帮和支护的长度均为1M；扩帮至第二切眼（5）宽度为10M，扩帮过程中保留1012M厚的底煤（7）；支护方式为采用锚索及锚杆（3）、钢筋托梁架（2）和金属网（4）联合支护并在中部设置短中柱（6）支护；第二切眼（5）扩帮和支护完成后形成第三切眼（8）；E、清理第三切眼（8）内扩帮掉落的杂物；F、对第三切眼（8）的底板进行拉底至第三切眼（8）全部高度为42米；G、将短中柱（6）更换为长中柱（9），长中柱（9）兼起信。
5、号柱的作用。权利要求书CN103670426A1/5页3大倾角、大断面巷道施工方法技术领域0001本发明涉及采煤技术领域，尤其涉及一种大倾角、大断面巷道施工方法。背景技术0002当前，申请人采煤生产中所掘送切眼均在24M宽，2M高，最后扩帮形成的断面在6M宽，2M高，由于断面中等大小，所以在扩帮时多是采用一次扩帮成巷技术进行施工。根据解决生产力与发展的需要，申请人针对较厚煤层开采的特点，决定采用大型支架实现大倾角、厚煤层综采工作面一次采全高的首采目标，要实现这一目标，大倾角、大断面切眼的成功形成是关键环节之一，需要切眼扩帮施工后宽度达10M，高度不小于42M，其掘送断面积42M2。是历次掘送切。
6、眼施工中高度最高、跨度最大、断面最大的切眼。发明内容0003本发明所要解决的技术问题是提供一种施工安全，劳动强度较低的大倾角、大断面巷道施工方法。0004为解决上述技术问题所采用的技术方案是大倾角、大断面巷道施工方法，其特征在于包括如下步骤0005A、按一次成巷方式沿底留顶煤施工打出第一切眼；第一切眼横截面为矩形，宽度24M，高度24M；对第一切眼进行支护，第一切眼的顶板采用锚索及锚杆、钢筋托梁架和金属网联合支护；0006B、对第一切眼依次循环进行多次挑顶、扩帮和支护操作直至第一切眼全长挑顶、扩帮和支护完毕，每次挑顶、扩帮和支护的长度均为1M；挑顶至第一切眼高度为42米；扩帮至第一切眼宽度为5。
7、4M，扩帮过程中保留1012M厚的底煤；支护方式为采用锚索及锚杆、钢筋托梁架和金属网联合支护并在中部设置短中柱支护；第一切眼挑顶、扩帮和支护完成后形成第二切眼；0007C、清理第二切眼内挑顶、扩帮掉落的杂物；0008D、对第二切眼依次循环进行扩帮和支护操作，直至第二切眼全长扩帮和支护完毕，每次扩帮和支护的长度均为1M；扩帮至第二切眼宽度为10M，扩帮过程中保留1012M厚的底煤；支护方式为采用锚索及锚杆、钢筋托梁架和金属网联合支护并在中部设置短中柱支护；第二切眼扩帮和支护完成后形成第三切眼；0009E、清理第三切眼内扩帮掉落的杂物；0010F、对第三切眼的底板进行拉底至第三切眼全部高度为42米。
8、；0011G、将短中柱更换为长中柱，长中柱兼起信号柱的作用。0012本发明的有益效果是此次施工切眼为大倾角、大断面巷道，为申请人首次施工尝试。采用分次扩帮三次成巷技术，有利的解决了切眼扩帮施工中瓦斯积聚问题、顶板支护安全问题，同时也降低了劳动强度，为现场施工创造了有利条件。说明书CN103670426A2/5页4附图说明0013图1为第一切眼横截面结构示意图；0014图2为第一切眼支护结构示意图；0015图3为第一切眼支护结构示意图；0016图4为第二切眼横截面结构示意图；0017图5为第二切眼支护结构示意图；0018图6为第三切眼未拉底时横截面结构示意图；0019图7为第三切眼未拉底时支护结。
9、构示意图；0020图8为第三切眼拉底后横截面结构示意图；0021图9为第三切眼拉底后支护结构示意图；0022图中标记为第一切眼1、钢筋托梁架2、锚索及锚杆3、金属网4、第二切眼5、短中柱6、底煤7、第三切眼8、长中柱9。具体实施方式0023下面结合附图和具体实施方式对本发明进一步说明0024大倾角、大断面巷道施工方法，其特征在于包括如下步骤0025A、按一次成巷方式沿底留顶煤施工打出第一切眼1；第一切眼1横截面为矩形，宽度24M，高度24M；对第一切眼1进行支护，第一切眼1顶板采用锚索及锚杆3、钢筋托梁架2和金属网4联合支护；第一切眼1横截面结构如图1所示；第一切眼1支护结构如图2、图3所示。。
10、0026B、对第一切眼1依次循环进行多次挑顶、扩帮和支护操作直至第一切眼1全长挑顶、扩帮和支护完毕，每次挑顶、扩帮和支护的长度均为1M；挑顶至第一切眼1高度为42米；扩帮至第一切眼1宽度为54M，扩帮过程中保留1012M厚的底煤7；支护方式为采用锚索及锚杆3、钢筋托梁架2和金属网4联合支护并在中部设置短中柱6支护；第一切眼1挑顶、扩帮和支护完成后形成第二切眼5；第二切眼5横截面结构如图4所示,第二切眼5支护结构如图5所示。0027C、清理第二切眼5内挑顶、扩帮掉落的杂物；0028D、对第二切眼5依次循环进行扩帮和支护操作，直至第二切眼5全长扩帮和支护完毕，每次扩帮和支护的长度均为1M；扩帮至第。
11、二切眼5宽度为10M，扩帮过程中保留1012M厚的底煤7；支护方式为采用锚索及锚杆3、钢筋托梁架2和金属网4联合支护并在中部设置短中柱6支护；第二切眼5扩帮和支护完成后形成第三切眼8；第三切眼8横截面结构如图6所示,第三切眼8支护结构如图7所示。0029E、清理第三切眼8内扩帮掉落的杂物；0030F、对第三切眼8的底板进行拉底至第三切眼8全部高度为42米；0031G、将短中柱6更换为长中柱9，长中柱9兼起信号柱的作用。切眼最终横截面结构，切眼最终支护结构如图9所示。0032每次支护前应注意清理帮顶浮石、伞檐。0033此次施工切眼为大倾角、大断面巷道，为申请人首次施工尝试。采用分次扩帮三次成巷技。
12、术，有利的解决了切眼扩帮施工中瓦斯积聚问题、顶板支护安全问题，同时也降低了说明书CN103670426A3/5页5劳动强度，为现场施工创造了有利条件。0034本方法即可应用于10M宽、42M高的切眼，也可应用于大小接近的其他尺寸的切眼。0035支护结构参数确定方式如下0036本工作面支护设计由悬吊理论与围岩松动圈分类法确定00371）锚杆长度确定0038（1）通过煤层地质柱状图及查表知本煤层顶板围岩属类一般稳定围岩，其松动圈值为1015，根据围岩松动圈理论，当松动圈厚度L0415时，称为中松动圈，此时，围岩的碎胀力比较明显，L值一般小于常用锚杆长度，因此在设计上可采用悬吊理论。锚杆长度计算公式。
13、为0039LKHL1L20040式中L锚杆长度，M；0041K为安全系数，一般根据巷道的重要程度及服务年限，取K125；（考虑到切眼施工顶板跨度大的因素，安全系数取2）0042H不稳定煤（岩）层厚度，M；0043L1锚杆外露长度，M，一般取值01M；0044L2锚杆锚入稳定岩层深度，M，一般取0304M。0045计算得，锚杆长度L19M。0046（2）根据煤巷工作面顶板松动圈理论公式LN（15W/10）0047式中L锚杆长度，M；0048N为安全系数，取10049W巷道跨度，M；0050计算得，锚杆长度L24M。0051结合本巷道实际，最终确定锚杆长度取最大值24M。00522）锚杆间、排距计。
14、算式为00530054式中D锚杆间、排距，M；0055Q锚杆设计锚固力，KN；0056围岩的重力密度，KN/M3。0057锚杆设计锚固力为60KN，围岩的重力密度为25KN/M3，围岩松动圈值为150CM，代入上式计算得锚杆间、排距D126M。考虑到实际运用中顶板施工跨度大及锚杆锚固力达不到设计要求，故为确保施工安全，锚杆间、排距取值为10M。00583）锚杆直径的确定0059（1）计算方法100600061式中锚杆直径；0062Q锚杆锚固力根据工程类比法一般取70KN60KN；说明书CN103670426A4/5页600633A3钢抗拉强度，根据锚杆材质取380MPA；0064K富余系数，取。
15、13；0065由此可得00660067求得锚杆直径为18MM。0068（2）计算方法200690070D锚杆直径，MM；0071L锚杆长度，MM。0072由此可得锚杆直径D22MM。考虑到实际支护中锚杆与锚索进行交叉打设，确定采用18的普通端头锚固式锚杆。0073、锚杆规格顶板锚杆采用182400MM的普通端头锚固式锚杆，锚固力60KN；尾帮挑顶后为补打边角挂顶锚杆，可采用182000MM的螺纹锚杆。0074、锚网规格顶板和帮锚网采用菱形金属网，网目40MM40MM，网宽10M。0075、锚杆间排距顶板10M10M；煤帮反帮已在第一次施工切眼时按10M10M间排距支护，此次施工对原切眼进行挑顶。
16、作业后，可将顶板支护与原有煤帮支护进行连接，形成整体；正帮采用打设挂顶角锚杆和底板楔子眼进行网的固连，锚杆和楔子眼的间距为1M，中部位置可选择在硬煤或煤矸上加打木楔固网。0076、锚固剂采用K2360型锚固剂，帮顶各一支。0077、锚杆孔径28MM。0078522锚索支护参数0079、锚索规格锚索选用1524MM钢绞线，锚固力180KN。0080、锚索支护长度锚索长度以悬吊作用为主来确定0081LL1L2L3496M0082式中L锚索的总长度，M；0083L1锚索深入到稳定岩层的锚固长度取15M；0084L2伪顶及直接顶厚度，根据煤（岩）柱状图可知为316M；0085L3需外露的张拉长度，一般。
17、为03M。0086、根据规定锚索长度不小于巷道跨度的1/2。0087因此确定锚索长度为53M，根据切眼施工最后宽度为9M，可考虑将布置在巷道顶板中间的两根（或一根锚索）长度加长为73M。0088、锚固剂采用K2360型锚固剂，直径23，长度600，每孔两支。0089、锚索孔径28MM。0090、锚索布置锚索和巷道顶板呈7590角，间排距2M2M，交叉打设；考虑说明书CN103670426A5/5页7到切眼全部扩完后顶板跨度较大，且分次扩帮后顶板支护不具备完整性，在二次扩帮完成后对顶板进行一次完整的补强支护，锚索间排距为2M2M，锚索长度根据现场打设探孔眼对顶板岩性进行掌握后确定，并在补充措施中。
18、明确。0091、托梁架考虑到顶板跨度大，托梁架采用14MM圆钢加工。0092、顶板载荷计算0093最低破断载荷2402KN。0094安全系数140095锚索托住部分载荷0096P1（28KN/M31M316M1M）（14KN/M31M01M）8848KN，每平方米所受压力为8848KN1M1M8848KN/M20097根据支护示意图可知每平方米锚索为11根/18M2061根/M2。0098则每平方米锚索受力为8848KN/M2061根/M2145KN/根（2402KN14）17157KN,不会破断。0099泥质粉砂岩抗压强度为40MPA。锚索初锚力为36MPA40MPA，岩层不会破碎。说明书CN103670426A1/8页8图1说明书附图CN103670426A2/8页9图2说明书附图CN103670426A3/8页10图3说明书附图CN103670426A104/8页11图4说明书附图CN103670426A115/8页12图5说明书附图CN103670426A126/8页13图6图7说明书附图CN103670426A137/8页14图8说明书附图CN103670426A148/8页15图9说明书附图CN103670426A15。