新型高强支护技术

2024-10-15

新型高强支护技术（共7篇）

新型高强支护技术篇1

-810下部车场服务于我矿深部Ⅱ46下采区、Ⅱ66下采区的轨道运输, 服务年限长。-810下部车场巷道顶距四煤底板38m, 后平巷穿层施工, 穿层角度18°~24°, 三煤顶板为细砂岩, 底板为泥岩, 四煤底板为泥岩, 三煤平均厚为1.2m, 四煤平均厚度为2.2m, 三、四煤层间距6.1m, 停头位置距四煤底板64m, 距六煤顶板39m, -810下部车场穿层厚度为20m, 另据三维地震资料显示无断裂构造出现。

1 支护工艺

1.1 施工顺序

敲帮问顶→打眼、放炮→巷道临时支护→打装锚杆+钢笆网+巷道复喷浆→排底、架设全封闭U型棚→打装注浆锚杆→喷浆→中空注浆→顶帮加固锚索。

1.2 支护参数及质量标准

(1) 临时支护:初喷作为临时支护, 必要时临时支护采用单体液压支柱 (DW3.5-18/100x悬浮式型单体液压支柱, 乳化液泵站采用BZ-7.5k W煤层注水泵) 。

(2) 永久支护:锚杆参数:φ20-M22-L2200mm左旋高强度无纵筋螺纹锚杆;锚杆间排距:800×800mm, 允许误差:±100mm;配加M型钢带及钢笆网支护。采用喷—锚—喷方式, 要求喷厚100mm。初喷:60~70mm, 复喷:40~30mm。

锚索参数:φ17.8mm, 高强度低松弛钢绞线, L=6200mm, 锚索间排距:2400mm×2400mm;锚索构件:槽钢托梁 (宽×长=110mm×2000mm) , 要求托梁沿巷道走向布置, 一梁锁两棚, 上下排托梁交错布置。

全封闭U型棚:由用于支护巷道顶部、侧部及巷帮的倒U型支护架和连接在倒U型支护架底部两端的反底拱组成;所述U型支护架和反底拱均由多个拱形支架相互连接形成, 所述反底拱设在巷道底板下方, 在所述反底拱与底板之间充填有粒度适中的矸石作为填充层。全封闭U型棚支架要求各连接节点之间均采用双槽夹板上限位卡缆、双槽夹板下限位卡缆及普通夹板卡缆连接。

针对-810下部车场巷道断面, 选用U29#型钢加工, 具体尺寸如下 (附图说明) :

质量标准:巷道掘出后, 采用具备高阻可缩特性的全封闭U型钢棚支架, 棚距500mm, 支架搭接长度为500mm, 并采用双槽夹板上、下限位卡缆及1付普通夹板卡缆。在设计底板标高基础上, 向下剥离1000mm左右的破碎岩体。架设底反拱支架, 棚距与U型钢支架相同, 配合使用高强度防滑钢筋网, 底反拱节与节之间以及底反拱与支架棚腿连接均采用3付卡缆。底反拱架设完毕后, 将底反拱与设计底板标高间的底板充填粒度适中的矸石作为填充层。现场所有卡缆扭矩必须达到300N.m, 并做到班班检查、班班达标。

备注:本全封闭U型棚已成功获得国家知识产权局颁发的实用新型专利, 专利号:201120346368.5

注浆锚杆参数:采用BQD25型涨壳式中空注浆锚杆, 锚杆结构由涨壳锚头、锚杆体、垫板、止浆塞、螺母、连接套组成。外径为25mm, 壁厚5mm, 锚杆孔直径为φ42mm, 长度为2m及3m。注浆锚杆呈矩形交错布置 (见锚杆支护展开示意图) , L=3m注浆锚杆布置在底板以上三排, 其余使用L=2m注浆锚杆。间排距:800mm×800mm, 最下一排锚杆距巷道底板300mm。配加金属钢笆网:6#圆钢焊接而成, 1000mm×1000mm或2000mm×1000mm。

质量标准如下。

锚杆安装:锚杆排距允许误差-100mm~+100mm;锚杆孔深应大于锚杆长度的100mm, 允许误差0mm~50mm。锚杆与岩层面或巷道轮廓面夹角必须大于75°。注浆锚杆预紧力为50k N, 极限抗拉力≥180k N。锚杆丝杆外露部分:垫板至锚杆丝杆外露50mm≤L≤100mm。锚杆垫板必须紧贴岩面, 未接触部分必须楔紧。

挂网时, 网与网之间要顺茬搭接, 重叠100mm。钢筋网能用锚杆压紧固定的则直接固定, 不能用锚杆固定的重叠部分用12#铁丝每隔200mm进行捆扎。

2 施工安全事项

2.1施工前必须检查巷道的支护情况, 严格执行“敲帮问顶”制度, 及时找掉帮、顶开裂的浆皮及活矸、危石等。施工时严格执行“敲帮问顶”制度, 随时找掉帮顶放线的浆皮等。找顶工作用旧的风锤钎子 (端头应焊接加固) 作为“敲帮问顶”的工具, 长度不小于2m, 且找顶人员不得站在找顶位置的正下方。

2.2施工前要清理好施工点前后十米内的退路, 确保退路畅通。

2.3施工高度超过2m时, 必须架设稳固的脚手架, 脚手架选用建筑用的外径48mm, 壁厚3.2mm的无缝钢管搭设, 各钢管之间用专用钢管卡子卡死、卡牢。脚手架立杆纵距1.5m, 横距1.0m, 步距2.0m。立杆必须垂直于巷道底板架设。脚手架上方铺设厚×宽×长=50mm×200mm×2000mm的大板, 大板间用扒钉钉牢。人员在脚手架上作业时, 要佩戴安全带。

3 锚杆、索眼施工措施

3.1 打、装锚杆、索期间, 跟班班长作为现场施工第一负责人, 必须时刻注意观察巷道内的安全情况。

3.2 进行打眼时, 供水压力不得大于0.15MPa, 如漏水应及时处理。

3.3开眼时, 手扶钎杆处要配钎套, 严禁戴手套, 工作服袖口必须扎紧, 脖子上的毛巾由头部必须塞到领口里面并系好纽扣, 防止钎杆转动而扭卷伤人。

3.4 打眼、扶钻人员, 要躲开眼口方向, 站在钻机侧面。

3.5 进行打眼要严格按照标定眼位进行打眼, 不合格的注浆孔必须重新打眼。

3.6打眼时, 要随时注意岩帮、顶板等情况, 发现有片帮、冒顶等安全隐患时, 必须立即停止工作, 撤出人员, 并由后向前进行处理, 确认无危险后再恢复施工。

3.7打眼过程中, 出现粉尘飞扬时要停止钻进, 检查水管是否有水, 钻头、钻杆中心孔是否畅通, 处理后再进行打眼。

3.8 打眼过程中, 发现钻眼机具的零部件、设施等出现异常情况时, 必须停钻处理。

4 注浆锚杆安装施加预应力措施

4.1涨壳式预应力中空锚杆施工工艺流程为:锚杆孔通气检查→钻孔→插杆→预紧杆体→安装止浆塞、垫板、螺母→张拉。

4.2 钻孔成型后用压风将眼孔内的积水、煤岩粉吹扫干净。

4.3将安装有涨壳锚头的杆体直接插入成孔底部。

4.4用力预紧杆体, 保证锚头顶端与孔底部紧贴并左旋锚杆体直至旋紧后, 再挂网安装止浆塞、垫板、螺母。

4.5连接常规张拉工具 (例如扭力扳手、锚杆拉力计) , 实施预应力张拉至规定值。

5结论

新型高强支护技术有效控制了因深部岩层受矿压影响造成巷道位移的问题, 支护强度高, 安全系数高, 达到了一次支护不再修护的目的, 大大减少了后期巷道维修量, 节省了设备和材料, 减少了支护费用。具有很大的推广意义。

摘要：我矿针对-810下部车场的地质条件, 提出了新型高强支护技术, 其中包括全封闭U型棚支护及涨壳式中空注浆锚杆注浆工艺的使用, 通过现场工业性的试验尝试, 有效控制了深部围岩巷道变形、破坏, 避免了后期巷道复修, 节约了成本。

关键词：新型高强支护技术,全封闭U型棚,涨壳式中空注浆锚杆

参考文献

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[3]陆士良, 等.锚杆锚固力与锚固技术[M].北京:煤炭工业出版社, 1998.

新型高强支护技术篇2

可见, 巷旁支护的高效与否对沿空留巷的优势能否充分发挥具有重要影响。因此, 开发一种可靠的巷旁支护形式对于保证沿空留巷的效果有着十分重要的理论价值和实用意义。为此, 本文将以减小混凝土砌块质量、降低工人劳动强度为目的, 通过试验研究来开发一种新的墙体砌块, 并重点对其力学特性及合理的材料配比进行研究。

1 原材料的选取及技术要求

泡沫混凝土多以最普通的水泥为主要原料, 主要因为水泥可与不同的掺和料进行配比混合, 进而形成多种类型的水泥泡沫混凝土。试验选用的泡沫混凝土原材料主要包括水泥、粉煤灰、细砂、纤维及发泡剂。

1.1 水泥

试验中以水泥作为主要的胶凝材料, 主要因其拥有分布广泛、性能优异、价格低廉、凝结硬化快、抗冻性好、强度高和耐久性好等良好优点。使用的水泥为P.O42.5R普通硅酸盐水泥, 其主要物理性能指标如下: (1) 品种, P.0 42.5R; (2) 细度, 0.8%; (3) 安定性, 合格; (4) 初凝时间为160 min, 终凝时间为240min; (5) 抗折强度, 3 d时为4.5 MPa, 28 d时为6.9MPa; (6) 抗压强度, 3 d时为30.6 MPa, 28 d时为55.2 MPa。

1.2 粉煤灰

针对不同的混凝土工程, 应选用相应等级的粉煤灰, 选择方式见表1。此次试验选用Ⅱ级粉煤灰, 该粉煤灰符合GB/T 1596—2005《用于水泥和混凝土中的粉煤灰》 (表2) 标准中Ⅱ级技术要求。

1.3 细集料

试验采用的细集料为细砂, 密度为2.65 t/m3, 细度模数为2.2, 无杂物, 含泥量不大于3%, 同时需过孔径3~5 mm的筛进行筛选。

1.4 发泡剂

发泡剂是生产泡沫混凝土的关键。对于浆体的稳定性、硬化体的力学性能及抗冻性起着至关重要的作用[2]。试验选用的发泡剂为市售工业级双氧水 (浓度27.5%) 。

1.5 纤维

试验选用的纤维为市售丙烯束状19 mm、19mm Y单丝纤维或改性聚丙烯束状6, 9 mm单丝纤维, 其物理力学性能如下: (1) 直径18 mm; (2) 抗拉强度σt=700 MPa; (3) Ef=8 000 MPa; (4) 延伸率15%; (5) 纤维长度9 mm; (6) 密度0.91 t/m3。

1.6 减水剂

减水剂是指在混凝土和易性及水泥用量不变条件下, 能减少拌合用水量、提高混凝土强度, 或在和易性及强度不变条件下, 节约水泥用量的外加剂。该试验选用的减水剂为市售聚羧酸盐高性能减水剂 (液体) , 其技术指标: (1) 减水率≥25%; (2) 密度 (1.09±0.02) t/m3; (3) 固含量为22%±2%; (4) 水泥净浆流动度≥250 mm; (5) p H值范围为6~8; (6) 氯离子含量≤0.02%; (7) 碱含量≤0.2。

1.7 硅灰和矿渣

两者均选用市售普通型号。在矿渣中添加硅酸盐水泥熟料、粉煤灰等多种活性激化剂, 可发生水化反应, 从而加工成矿渣胶凝材料。市售普通型矿渣的化学成分含量: (1) Ca O, 38%~46%; (2) Si O2, 26%~42%; (3) Al2O3, 7%~30%; (4) Mg O, 4%~13%。

1.8 固化剂和激发剂

固化剂是能够使型砂中的黏结剂产生化学反应而将砂粒固结在一起的材料;激发剂是一种高分子活性材料, 它对高效减水剂的分子链式反应有激活的作用。试验中的固化剂和激发剂均为自制。

2 泡沫混凝土配合比设计

泡沫混凝土和普通混凝土配合比设计的目的是相同的, 即在获得所需泡沫混凝土前提下, 制备出具有良好耐久性的产品。泡沫混凝土由于其特殊性, 不能像普通混凝土那样, 用一个较公认的强度公式作为配合比设计的基础。所以需要根据普通混凝土和粉煤灰混凝土的配合比设计原理及方法, 同时结合已有的泡沫混凝土配合比设计方法, 在它们的基础上加以改进和拓展。

考虑到发泡液本身的特点, 进行泡沫混凝土配合比设计时应满足以下几项要求:

(1) 确定泡沫混凝土设计强度和密度等级的关系, 泡沫混凝土要求在满足强度等级的同时, 还应满足相应的密度等级要求。而强度与密度对于发泡混凝土来说是相互矛盾的, 这就增加了配合比设计的复杂性, 因此, 在设计中必须充分考虑[3]。

(2) 保证泡沫混凝土料浆的和易性, 在与同强度等级的普通混凝土相比时, 若要满足同等的和易性要求, 则每立方米泡沫混凝土的水泥用量往往要比普通混凝土多。特别对低密度混凝土来说, 这种现象将更为严重。因此, 在泡沫混凝土的配合比设计中应尽可能地节约水泥, 提高经济效益。

(3) 确保混凝土的耐久性指征, 与普通混凝土不同的是, 发泡液的多孔性也导致其配置的泡沫混凝土不密实, 对混凝土的变形性能和耐久性能带来不利影响。所以在泡沫混凝土的配合比设计中, 应特别注意。

3 试验试块的制备方案设计

当前, 泡沫混凝土的制备方法可分为2种: (1) 预制泡沫混合法, 即先将泡沫制备好, 再与砂浆混合成型。 (2) 混合搅拌法, 即将水泥砂浆和发泡剂一起预制浇筑, 再将坯体静停发泡。2种生产工艺最大的区别是泡沫生成的方式, 制备工艺的不同决定了2种方式生产出的泡沫混凝土的性能也不相同。一般情况下, 前一种方法制备出的泡沫砂浆具有良好的流动性, 适合进行远距离泵送;而后一种方法制备出的砂浆因为发泡尚未完成, 需先静停发泡一段时间。

该试验采用第1种方法制备泡沫混凝土, 即预制泡沫混合法, 制备试验所用泡沫混凝土试件及具体步骤如下: (1) 预处理。水泥过0.08 mm方孔筛, 以防硬块硬粒在泡沫浆里沉积。 (2) 原材料计量。 (3) 上料及搅拌。先在搅拌机内加入少量的水 (约为设计用水量的1/20) , 使机筒的筒壁润滑, 然后开启搅拌机 (采用NJ-160A型水泥净浆搅拌机) ;搅拌机在低速 (30~40 r/min) 搅拌状态下依次加入水泥、粉煤灰、砂、硅灰、减水剂、纤维、固化剂和激发剂, 同时按比例加水, 直至加料完全后, 继续搅拌, 至泡沫水泥砂浆达到均匀稳定的状态。 (4) 发泡并浇注成型。在浆料搅拌的同时加入双氧水, 并继续搅拌10~15s, 将制备好的浆体均匀倒入预制模具中浇注成型;浇注成型的混凝土试块如图1所示。 (5) 洒水自然养护28 d即可。

泡沫混凝土的制备过程应该严格把好关, 原材料及试剂的称取、料浆的搅拌等工艺流程如果产生的误差较小, 对试验的成功会起到很好的促进作用, 最后试块成型后的养护也很关键。

4 泡沫混凝土材料力学性能试验

4.1 试验方案

根据以往研究成果, 1.2 t/m3密度级、10~15MPa单轴抗压强度泡沫混凝土材料基准配方为[3,4]:PⅡ硅酸盐水泥80%、标准砂 (50目) 20%、聚羧酸减水剂0.2%、固化剂0.2%、激发剂2.0%、发泡剂4.5%、聚丙烯纤维0.5%、水料比0.3 (表3试样1#) , 为了保证砌块单轴抗压强度在30 MPa以上, 该试验采用硅灰、矿渣和粉煤灰3种物质与“水泥+细砂”结构体系搭配。

4.2 试验结果与分析

4.2.1 轻质高强混凝土应力—应变试验

分别对不同配合比的试件进行了应力—应变曲线试验, 试验破坏形态如图2所示。得到的不同时期应力—应变曲线如图3所示。

此次试验研制的混凝土棱柱体试件的破坏过程也可分为以下几个阶段。

(1) 第1阶段:稳定裂缝产生阶段。此时混凝土应力较小 (σ<0.3fc) , 产生的裂缝主要以黏结裂缝为主。当荷载保持不变时, 不会产生新的裂缝, 混凝土基本处于弹性工作阶段。

(2) 第2阶段:稳定裂缝发展阶段。此阶段已有裂缝的长度和宽度开始延伸扩展, 随着荷载的增长, 应力—应变曲线开始呈现非线性特征, 其斜率不断下降。此时若保持荷载不变, 裂缝的发展则会马上停止。在这个阶段混凝土的横向变形系数一般在0.15~0.22。

(3) 第3阶段:不稳定裂缝发展阶段。当试件应力达到 (0.7~0.9) fc时, 混凝土内部微创裂缝已经有了较大的发展, 但试件表面仍观察不到贯穿性大裂缝。随着加载过程的继续进行, 混凝土内部开始出现在恒定荷载下可以自行继续发展的非稳定裂缝。轻质高强混凝土的横向变形系数迅速增大, 试件体积由压缩变为膨胀, 不久混凝土即将达到极限承载力fc。

(4) 第4阶段:当混凝土达到极限承载力fc后, 其自身所承受的荷载逐渐减小, 而试件的应变一直在增大。进入下降段后不久, 试件中部的表面开始出现第1条可见裂缝, 此裂缝细而短, 平行于试件的受力方向。随着应变的增加, 混凝土试件表面出现多条纵向短裂缝, 随之混凝土骨料与砂浆的界面粘结裂缝及砂浆内部的裂缝不断延伸、扩展并逐步相连。此时整个混凝土承载力迅速下降, 并最终导致试件的破坏, 其破坏面与荷载垂线的夹角为53°~76°。

4.2.2 不同配合比泡沫混凝土单轴抗压强度试验

单轴强度试验在RMT-150B多功能全自动刚性混凝土伺服试验机上进行。该试验机最大轴向荷载为1 000 k N, 最大围压为50 MPa。

通过RMT多功能试验机进行单轴抗压强度[5], 测试出不同配合比条件试块在不同时期的单轴抗压强度 (表4) 。

(1) 单掺矿物微粉对抗压强度影响。从表4可以看出, 单掺硅灰时在28 d后抗压强度最高。这是因为硅灰是一种颗粒极细 (粒径为0.1~1.0μm, 是水泥粒径的1/100~1/50, 活性很高 (比表面积为20~25 m) 的掺合材料。其主要成分为无定形二氧化硅。由于其活性很高, 当与高效减水剂掺入混凝土时, 硅粉与Ca (OH) 2反应生成水化硅酸钙凝胶体, 填充水泥颗粒间的空隙, 改善界面结构及黏聚力, 并且单掺硅灰时的混凝土内部结构较致密, 从而提高混凝土的强度[6,7,8]。

在掺量相同时, 单掺矿渣要比单掺粉煤灰的效果好, 其原因是矿渣的反应活性优于粉煤灰, 矿渣能够提供更多的水化产物, 在降低水泥孔隙率方面有明显的作用。粉煤灰替代部分水泥后, 水泥浆体系中水泥浓度减小, 控制水泥水化速率的有效水灰比相对增大, 溶液中的钙离子浓度降低, 减少了颗粒之间的连接, 降低了早期抗压强度。当粉煤灰—水泥体系在室温下水化时, 由于浆体碱度不能满足激活粉煤灰的要求, 使粉煤灰的水化反应程度很低;又因粉煤灰为低钙灰, 只可能形成较少的C-S-H (水化硅酸钙) 凝胶, 因而降低了混凝土的抗压强度。矿渣的活性主要取决于玻璃体含量和组成中Ca O/Si O2的比值, 矿渣中玻璃体含量大, 其活性就高。对于同一种玻璃体, 组成中Ca O/Si O2比值越大, 玻璃体中的聚合度越低, 活性越高。我国大多数矿渣的玻璃体含量在80%以上, Ca O/Si O2比值为1.0左右。因此矿渣是代替水泥的一种好的代用品。

(2) 矿物微粉复掺时抗压强度的比较。硅灰和矿渣进行复掺时, 28 d后的抗压强度最大。主要因为大量的Ca (OH) 2的生成促使矿渣和硅灰的火山灰效应得到充分发挥, 同时两者不断与Ca (OH) 2发生反应, 进而降低了界面过渡区的Ca (OH) 2含量, 同时又增加了C-S-H (水化硅酸钙) 凝胶的生成数目, 生成的凝胶体可以对充浆体的大孔进行有效填充, 从而使混凝土的抗压强度得到提高。

(3) 矿物微粉单掺和复掺时抗压强度的比较。同单掺粉煤灰或矿渣相比, 双掺3 d后, 两者双掺时的抗压强度值明显高于两者单掺时的强度, 在28 d时, 粉煤灰与矿渣双掺时的抗压强度也均超过了单掺粉煤灰或矿渣时的抗压强度, 主要因为双掺粉煤灰和矿渣时, 虽然两者的活性相差较大, 但两者的化学成分却具有互补性, 因此当粉煤灰与矿渣以适当的比例复合时会产生“叠加效应”和“超叠加效应”[9]。同时掺入粉煤灰和矿渣, 一方面填充了水泥水化和硬化过程中残留的孔隙, 另一方面, 复合掺料中的细微颗粒均匀分散到水泥浆体中会成为大量水化产物的核心, 随着水化过程的进行, 这些细微颗粒及其水化产物会对水泥石的空隙进行填充, 从而改善了水泥浆体的孔结构, 使混凝土抗压强度提高。

4.2.3 试验结果

(1) 单掺矿物掺合料的轻质高强混凝土在28 d后的抗压强度顺序:硅灰>矿渣>粉煤灰。

(2) 复掺矿物掺合料的轻质高强混凝土在28 d后的抗压强度顺序:硅灰+矿渣>硅灰+粉煤灰>矿渣+粉煤灰。

(3) 轻质高强混凝土的破坏形态类似于普通混凝土, 为纵向的劈裂破坏, 其破坏面与荷载垂线的夹角为53°~76°, 显示了材料的脆性。

5 结论

对轻质高强泡沫混凝土砌块进行了室内配比试验研究, 确定了其承载属性及在不同矿物掺合料情况下的抗压强度。研究结果表明:以化学发泡的方式, 通过添加硅灰、矿渣和粉煤灰三种物质与“水泥+细砂”结构体系搭配, 在完成配合比优化的前提下, 制备1 200 kg/m3密度级、单轴抗压强度>30MPa的泡沫混凝土材料, 完全能够实现。并且该材料既具有一般混凝土的物理力学性能, 同时兼具轻质、抗裂和抗震等功能, 特别适合煤矿井下使用。

摘要：原有沿空留巷支护体存在支撑力小、材料消耗大、密封性差及工人劳动强度大等弊端, 针对这些问题, 对新型支护材料原料、合理配合比的选取进行了研究, 并做了相应的力学试验。通过对不同原材料配比形成的支护体进行单轴抗压强度试验, 掌握了不同原料配比时支护体的不同特性, 可据此设计不同矿压条件下的沿空巷道支护。

关键词：原材料配比,轻质高强泡沫,沿空留巷充填

参考文献

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新型高强支护技术篇3

随着经济突飞猛进的发展, 工业生产和人们的生活中所需煤炭资源的数量越来越多, 加上煤炭资源自身的独特性质, 容易储存且易燃, 因此出现供不需求的状况。但由于煤炭资源具不可再生性, 中国的煤矿资源总量不断减少, 已难以满足经济发展的需求, 因此要求加大对煤矿资源的开采, 这也相应地带动了煤矿行业的整体发展。由此可见, 中国经济的发展离不开煤炭资源的供应, 煤炭资源不仅能满足工业发展的需求, 也能保证电力的供应。但近些年随着对煤矿的过度挖掘, 煤矿资源开采的安全问题成为社会各界关注的问题。煤矿开采的越深, 其稳定性和坚固性能就越差, 此时就使用了高强支护技术, 该技术对于保证采煤工作人员的生命安全及煤矿企业的正常运转发挥着非常重要的作用。

1 高强支护技术的相关概述

为了满足工业生产和人们生活用煤的要求, 近些年煤矿开采力度的不断加大, 深度越来越深。为了降低安全事故的发生概率, 随着技术的不断提高, 在采煤掘进中开始高强支护技术。高强支护技术具有很多方面的优越性, 尤其在地质条件相对恶劣的煤矿区, 该技术的使用有利于保证施工作业的安全和稳定。高强支护技术的应用日益广泛, 具体来说主要体现在以下四点:a) 煤矿巷道的深度和其稳定性成反向关系, 深度越深, 稳定性越差, 反之越好, 因此对于很深的煤矿巷道, 为了增强巷壁与岩壁的承载力, 只有使用高强支护技术才能保证煤矿巷道的坚固性, 进而保障采矿工作的顺利进展及安全性;b) 由于高强支护技术不受电力环境影响, 限制条件较小, 也不需要投入很多, 难度系数不大, 因此在各种条件下都可使用;c) 由于高强支护技术中使用的材料成本低, 且携带比较容易, 在设备部件组装问题方面也比较简单, 因此采煤工作人员的负担大大减轻, 有利于提高其工作积极性及工作效率;d) 在采煤掘进中使用高强支护技术能使煤矿巷道后期的维护工作大大减少, 从而节省一部分开支, 同时能使煤矿巷道的工作寿命得到延长, 使煤矿企业的经济效益不断提高, 也能带动整个煤矿行业的进一步发展[1,2,3]。

2 高强支护技术的价值

据统计, 中国煤炭行业各类死亡人数中顶板事故的致死率最高, 在所有事故死亡人数中占一半以上, 究其原因主要是没有建立特别牢固的支撑;其次是瓦斯爆炸发生的事故, 其死亡人数大约占所有事故死亡人数的20%;再次是运输过程中安全事故, 其死亡人数大约占所有事故死亡人数的10%, 剩下的就是其它事故。随着煤炭资源的不断减少, 煤矿的开采速度一直加深, 且巷道深度越来越深, 其稳定性能不断下降, 如果不使用高强支护技术, 就容易造成顶板的塌陷, 进而引发安全事故, 给施工人员的生命安全带来重大威胁。煤炭行业的发展中, 只要发生安全事故就会伴随着重大的经济损失和人员伤亡, 不利于煤矿行业的长远发展。因此, 有必要在采煤掘进中使用高强支护技术, 从而有效降低安全事故发生的概率, 使企业的经济效益不断提升[4]。

3 高强支护技术的基本工作原理

在采煤掘进过程中使用高强支护技术, 主要应用于煤矿巷道, 使用前, 工作人员应对煤矿巷道的具体情况进行考察, 然后结合高强支护技术的使用条件来设计相应方案, 设计的过程中应以加强巷道的牢固性为原则, 以减少安全事故的发生和施工人员的生命安全为目标。另外, 为了方便施工, 在开采煤矿前应在煤矿巷道装置高强支护, 同时要适当增加锚杆的长度和承载力, 这样能使煤矿巷道更加牢固, 从而减少煤矿安全事故的发生。通常情况下, 在煤矿巷道的顶部使用高强支护技术, 随着承载力的加大, 如果超过巷道的最大承载力, 为了保证安全性, 巷道会自动开启预应力的承载结果, 从而加大煤矿巷道的抗变形和抗压能力, 进而加大煤矿巷道的牢固性和耐抗压性, 所以从一定程度上来说, 高强支护装置和巷道的预应力承载梁发挥的效果是一样的。为了提高煤矿开采的安全系数, 高强支护还可向外传输应力, 主要是通过抵消垂直力来实现对岩壁的有效控制, 这样能起到降低围岩强度和加固煤矿巷道牢固性的双重目的, 可见高强支护技术在煤矿开采过程中发挥着十分巨大的作用[5]。

4 高强支护技术在应用中存在的问题及对策分析

近些年, 随着高强支护技术应用范围的不断扩大, 在很多方面取得了一定的成就, 但还存在各种问题。在起初应用该技术时, 经常会出现裂隙张凯或结构面里层不连续变形现象, 为使巷道锚固围岩的坚固性得到保证, 需使用高支护来控制围岩的承载力, 进而控制围岩变形, 最终实现围岩破坏程度的最小化。另外, 经常会出现围岩后续变形的情况, 为了解决此难题, 通过高强支护技术自身的延伸杆体, 再加上施工人员的努力进行控制, 这样才能实现采煤作用的安全进行。

为保证煤矿掘进工作的顺利开展和安全操作, 今后在采煤掘进工作使用高强支护技术时应进行一定的监督, 不只对工作流程和工作细节进行监督, 还要构建相应的检测系统来检测高强支护技术的具体应用情况。具体来说, 通过检测系统进行监测, 需要收集和整理监测信息和资料, 如果发现问题要及时采取措施, 以免发生不必要的人员伤亡和损失。对于巷道支护的具体效用也要进行深入追踪, 同时要善于采用先进科学技术的监测方法, 认真分析可能会在今后导致安全事故发生的各种因素, 然后通过改进措施来保证施工安全, 使采煤工作人员的生命安全免受威胁。另外, 在高强支护技术的应用过程中采用锚梁有利于通过分担高强支护的压力来巩固巷道, 从而保证采煤掘进的安全进行。随着信息化和科技水平的不断提高, 今后为了保证采煤掘进的安全可根据采掘的具体情况和当地的地理条件采取一定的措施, 这样有利于整个煤炭行业的进一步发展[6]。

5 高强支护创新点

随着社会和科技的不断进步, 今后采煤掘进中应用高强支护技术时可从以下三方面进行创新:a) 在运用高强支护时应将巷道围岩的自承能力充分发挥出来, 要给围岩提供比较高的预应力, 从而实现主动支护;b) 在实际的煤矿开采过程中, 应用高强支护技术时应充分考虑周边地质环境和水文情况等现场具体情况, 然后根据相关的理论知识进行运算, 可通过预实验来保证计算结果和真实情况的一致性, 从而选择最合理的支护方式, 将高强支护技术的作用充分发挥出来;c) 使用联合支护的高强支护能最大限度地减小地质应力对巷道产生的影响, 由于巷道是连接地下工作面和外界的通道, 因此只有使巷道的稳定性得到保障, 才能保证工作人员的生命安全, 才能不断提高煤矿企业的经济效益[7]。

6 结语

充足的煤炭能为中国的工业发展带来足够的原料, 还能提供大量电能, 有利于社会的稳定。但由于需求量的不断增加, 煤炭开采过程中深度不断加深, 其坚固性和稳定性就越差, 煤矿安全事故的发生概率也就越大, 进而给煤矿开采工人带来巨大威胁, 也不利于整个煤矿行业的进一步发展。因此, 在采煤掘进中只有使用高强支护技术才能不断提高巷道的安全性和稳定性, 进而保证采矿工作的人身安全, 降低事故发生的概率, 实现煤炭企业经济效益和社会效益的不断提高。

参考文献

[1]侯朝祥.采煤掘进中高强支护技术的应用[J].技术与市场, 2015 (5) :135.

[2]张永钧.高强支护技术在采煤掘进中的运用研究[J].内蒙古煤炭经济, 2015 (6) :43-44.

[3]刘宗国.浅析高强支护在采煤掘进过程中的应用[J].黑龙江科技信息, 2015 (20) :103.

[4]王慧军.浅议高强支护在采煤掘进中的应用[J].能源与节能, 2015 (11) :170-171.

[5]武杰.探究高强支护技术在煤矿采煤掘进工作中的应用[J].煤矿现代化, 2015 (6) :6-7.

[6]赵金伍.高强支护在采煤掘进过程中的技术应用[J].黑龙江科技信息, 2014 (1) :30.

新型高强支护技术篇4

关键词：高强支护,采煤掘进,原理

0引言

中国是世界人口大国,资源总量位于世界前列,但是人均占有量却非常低,随着经济快速发展,工业生产及人们生活对煤炭资源的需求越来越大,而且因为煤炭资源具有很好的可燃性且储存时间比较长,相对其它化石燃料具有储藏量丰富的特点,这就在一定程度上促进了煤炭行业的发展。在煤炭开采过程中,煤炭采掘面已经逐渐蔓延到地下更深处,为了保证施工安全,工作人员需要构建更加坚实稳固的巷道,只有这样才可以确保煤矿企业正常运转[1]。因此,在进行巷道构建中一定要加强高强支护技术的使用,保证工作人员的生命安全,促进整个行业长远发展。

1采煤工作的施工方法

落煤方法和支护方法是采煤工作掘进施工方法的主要内容。落煤主要采用连续采煤机多循环落煤,落煤的主要操作步骤是切槽和采垛,机组主要采用阶梯式的前移方式,且每次循环以后都会有一定的台阶梯度;在割煤过程中,截割头主要的切割方式就是从上到下切割,当到达底板以后机组就会慢慢移动到后面[2]。临时支护及永久支护是支护的两种主要方式,其中临时支护是临时性的,这种支护方式就是要求将支臂与顶板紧贴,而且需要一定的紧贴力度才能起到很好的效果。进行永久支护时要求距离工作面迎头的最大距离在10 m~13 m之间,这是因为锚杆机钻臂施工时会影响支护效果,这些都是在完成一个循环后紧跟顶锚杆连续进行的。

2高强支护的意义

2.1高强支护

近几年,随着煤炭开采力度不断加大,对煤炭资源需求不断扩大,如果依然采取传统的支护技术会给开采带来巨大困难,甚至会对开采人员的生命安全造成巨大威胁。高强支护技术是一种能够支撑土层结构的方法,它主要可以保证在开采过程中增强巷壁与岩壁的承载能力,保证施工安全;高强支护还可以应用在任何条件下,不会因为条件的限制而影响其使用;高强支护在组装方面比较灵活而且携带方便,这就大大减小了工作人员的负担;同时高强支护技术的应用还可以延长煤矿巷道的使用年限,这就在一定程度上避免了资金浪费,提高了经济效益。

2.2高强支护的主要作用

以前中国的开采地点主要集中于地表及土壤浅层,但随着煤需求量加大及开采技术逐渐完善,煤炭工作已经由地上转为地下。在煤矿开采不断深入地下的过程中,巷道顶板支护经常会因为土壤结构及地理位置等因素的影响而发生倒塌,从而引发一系列安全事故。因此,为了保障煤矿井下掘进工作安全,越来越多的井矿将高强度支护应用到实际工程中,高强度支护的应用对煤矿顶的加固及维持巷道稳定性有很大意义,从而保证煤矿井下开掘工作的安全。

2.3技术特点

a)高强支护可以起到很强的支撑作用,能够保证巷道周围岩石处于相对稳定的状态;

b)在选择高强支护时,必须要选择联合支护,只有这样才可以将巷道及其它部分的变形量降到最低;

c)在开采过程中,需要将现场环境及岩石深度考虑在内,选择恰当的方法一定要经过准确的理论计算;

d)高强支护的结构比较简单,质量要求低,在一定程度上可以降低工人的工作负荷,同时还可以降低煤矿巷道的维修工作量,节约资金,有效提高企业利润。

3高强技术的应用原理

在应用高强支护技术时,要根据巷道实际情况来进行设计,以达到提高预应力、实现围岩主动支护的目的,只有具体问题具体分析才可以发挥高强支护技术应有的实用价值。高强支护技术使用的材料多数为树脂锚杆。高强支护技术采用的是悬吊的原理,在确定锚杆的长度及直径后就可以保证锚杆的承载能力及锚杆的锚固力,同时为了保证锚杆稳定性,在设计时要确定好间排距,确定好相关参数。高强支护技术能够将应力连续地传递下去,这样就可以减缓甚至消除垂向应力,从根本上控制岩道变形,起到最佳的支护效果。

在煤矿巷道逐渐延伸的过程中,巷壁及巷道顶部受到的压力也越来越大,就会造成巷道周围岩体发生裂缝及破裂等情况,最终导致巷道坍塌;又因为某些地质土质和煤层较软,在掘进工作中很难按照固定的方向挖掘,因此需要高强支护来维护巷道的稳定性。高强支护技术能够让巷道周围的岩壁始终保持在被压状态,这样就可以保证岩壁的完整性,降低岩壁被破坏的可能性。延伸杆延伸率的增加也可以通过增强锚杆的阻碍方式来实现,以此来控制岩壁后续变形。在实际煤矿巷道掘进的进程中,通常将高强支护技术应用到巷道顶部,这样就可以在预压力达到最大时自动开启预应力承载的结构,避免巷道因为巨大的压力而造成变形。在煤矿掘进的工作中还要对巷道支护进行更加深入地追踪与检测,利用科学方法分析周围岩石实时情况,对其中可能存在的问题与隐患及时提出并选择合适的方法进行改进,避免不必要的危险,保证巷道施工安全[3]。

4存在的问题及对策

虽然高强支护技术在采煤掘进工作中具有很高的应用价值,但是这种技术发展时间比较短,所以在某些特定的环节上还存在很大不足。在最初的支护阶段,会出现一系列变形与裂缝,通过高强支护在围岩上施加力的作用可以有效控制变形,保证巷道锚固围岩完整,并保证外围岩里层的破坏不会太大。另外,使用高强支护还能够有效控制围岩的后续变形,所以说在今后的工作中还需要煤矿工人在应用中增加巷道锚杆的阻碍来控制围岩变形。在进行煤矿开采过程中,为了将安全事故降到最低,保证工程顺利开展,无论是设计还是施工过程都要进行相应监督,还要通过检测系统检测围岩状态,不断收集相关信息,了解围岩运动规律,不断优化高强支护系统,不断整理系统得到的数据,一旦发现问题,就要找到合适的解决方法,从而减少不必要的损失。在采煤掘进的工作中要不断深入调查支护在实际应用中的具体效用,找到未来可能发生事故的因素,并且采取有效的方式进行改进。此外,当挖掘过程中墙体的要求比较高时,巷道锚梁还能够减少高强支护的承载压力,从而保证整个工程安全开展。在当下高速发展的信息时代,科技也实现了质的飞跃,在实际考察与设计中要针对当地的地理条件及煤矿采掘的具体情况采取有针对性的措施,只有这样才可以避免安全事故的发生。

5结语

高强支护技术在采煤掘进工作中发挥着重要作用,既可以保证采煤掘进的安全,还可以保证采煤效率,满足人们对煤炭资源的需求量。在采煤的过程中,相关人员一定要优化采煤流程及环节,降低采煤的难度,降低事故的发生概率。在实际工作中,巷道的变形问题是比较大的安全隐患,在应用高强技术后,可以大大提高巷道的抗变形能力,促进煤矿企业安全稳定发展。

参考文献

[1]赵金伍.高强支护在采煤掘进过程中的技术应用[J].黑龙江科技信息,2014,2(1):123-125.

[2]张永钧.高强支护技术在采煤掘进中的运用研究[J].内蒙古煤炭经济,2015(6):43-44.

新型高强支护技术篇5

1 高强支护技术的提出

最初的时候, 高强支护技术并没有得到人们的重视, 煤矿的开采位置还停留在土层比较浅的地方, 开采力度也不是特别大, 但是随着各行业生产力水平的增长, 对煤炭资源的需求量逐渐增多, 对煤炭的开采逐渐增加深度和力度, 这个时候, 高强支护技术在得以发挥其真正的左右, 为采煤掘进工程提供重要的支护作用。高强支护技术也是在那个时候开始逐渐完善和广泛应用的, 目前, 我国的大多数矿区在采矿过程中都运用了高强支护技术。特别是对于一些地理位置比较复杂, 土层结构比较脆弱的地区, 这种技术的运用有着相当大的实际意义, 极大地增强了施工现场的安全性和稳固性。高强支护技术之所以在采煤掘进过程中拥有举足轻重的地位, 主要是因为四方面的原因: (1) 煤矿巷道的深度越来越大, 其稳固性存在着不足, 高强支护很好的对煤矿巷道进行加固作用, 增加岩壁和巷壁的承载力; (2) 高强支护技术技术难度低, 成本投入少, 不局限于地理环境的限制, 适合应用在各种条件下的开采; (3) 高强支护所涉及到的具体部件, 组装比较简单, 材料的重量比较轻, 便于携带, 减轻开采人员的负担; (4) 增加巷道的使用寿命, 减少后期维护工作, 从而避免了资金的浪费, 增加了有关单位的经济效益。

2 高强支护的基本原理

高强支护技术的使用常常是在煤矿巷道之中, 因此在进行高强支护的选择和设计时, 一定要考虑煤矿巷道的实际情况, 一切设计都要以保护煤矿巷道为基础。并是说煤矿巷道的稳固已经岌岌可危了才要进行高强支护的设置, 而是在开采之前就应该主动的实行加护设置。主动支护是高强支护技术有效发挥的先决条件。正常情况下, 合理的增加锚杆的长度和锚杆的承载力有助于促进主动支护的实现。

实际上, 高强支护一般设置在煤矿巷道的顶部位置, 这样可以在预应力达到最大限度时, 自动开启预应力的承载结构, 增强巷壁的抗压能力和抗变形能力, 从而达到加固煤矿巷道的目的。这种原理也被称为预应力承载梁。高强支护技术在应用当中可以不断的传递应力, 利用应力, 抵消部分垂直应力, 最大限度的降低了围岩的强度, 从而有效的控制了岩壁的变形, 增强了巷道的稳固, 为开采人员创造了一个安全可靠的施工环境。

3 高强支护存在的问题

虽然高强支护在实际使用中取得了很大的成效, 但是其技术还不够完善, 在支护过程中常常会遇到一些问题。

在支护初期, 其一般是以结构面里层、滑动及裂隙张开等不连续变形为主的, 这样高于应力支护能更好的对非连续变形和破坏进行控制, 使围岩能始终处在受压状态, 以更好的对围岩承载力进行控制和保证锚固区围岩的完整性, 使其在锚固区能形成较大的应力承载, 以更好的降低外围岩里层破坏程度。同时高强支护技术的延伸杆体在一定程度上也能对围岩后续变形进行相应控制。在对初期变形的控制时, 可以使锚杆的快速增阻增加, 以保证支护系统延伸率。这样即便采煤掘进在高强支护阻力条件下施工, 也能更好的对围岩变形更好的进行控制。

在现场掘进过程中, 有必要以设计方案为依据进行施工并对掘进进行监督, 以保证煤矿企业掘进工作质量, 避免不必要的安全隐患。锚梁在实际应用过程中, 能更好的对高强支护进行承接、链接和固定, 同时在墙体较高的情况下, 也能承担相应压力, 以保证采煤掘进有序进行。但由于高强支护是隐蔽性比较强的支护形式, 其参数能够确定下来以后。具体怎样才能确保工程的质量和施工的安全就较为困难了。随着深井以及高采动地压的不断增大, 所面对的自然地理环境条件也就越恶化, 如果不能及时采取针对性的防护措施会常发生冒顶事故。目前还存在一些特殊的地质条件。比如松软煤层的高帮、大倾角巷道高帮、沿空巷道以及高应力巷道。这些方面高强支护的使用程度还很有限。这类巷道在高应力作用下, 顶部变形很强烈, 会常常造成巷道收缩变形从而导致使巷道的无法使用, 尤其是面对沿空掘巷, 目前的最高性能的支护技术也显得无能为力, 巷道的变形尤其是煤矿方面的, 在采煤掘进的初期其变形就很明显, 等到回采阶段, 变形量通常会更加严重, 所占比重极大, 断面收缩将近达到2/3, 巷道无法使用, 甚至造成安全事故。

4 结论

综上所述, 到目前为止, 煤炭开采行业依然是一项炙手可热的工程项目, 其技术水平也随着社会生产力的进步以及科技的进步, 得到了良性的发展。由于煤矿巷道越来越深入地下, 其内部的稳固性有了很大的不足, 高强支护技术就是为了加固巷道而出现的一种成效非常好的技术手段。现在我国的矿区大都采用了这种技术, 其造价低、成效好、技术难度低等优势也是这门技术被广泛应用的主要原因。高强支护技术在采煤掘进过程中的应用, 极大的增强了开采过程中的安全性, 降低了成本的投入, 从根本上增加了有关部门的经济效益, 到目前为止, 这项技术也没有发现明显的技术缺陷, 就这一点来看, 其还有很大的发展空间和应用前景。

参考文献

[1]汪小民, 徐永佳.高强支护在采煤掘进过程中的技术应用[J].商品与质量·前沿观察, 2011, (5) :72-73.

[2]孙力翔.浅谈我国特大型煤矿的采掘运特点阴[J].煤矿开采, 2010, 15 (2) :1-3.

新型高强支护技术篇6

某矿42采区变电所原设计方案为U型钢棚支护, 巷道掘出后变形严重, 顶板最大下沉量达到1 000 mm, 两帮的变形都较大;由于原巷道底板未进行支护, 底鼓量较大, 底鼓量达到800 mm左右, 底鼓加速两帮内移, 两帮内移促进底鼓;巷道局部顶板为泥岩地段抗侧压能力弱, 出现尖顶型破坏。变电所为42采区重要巷道, 变电所附近井巷工程较多, 其与泵房和水仓相连。硐室围岩的受力情况复杂, 增加了硐室支护的难度, 加上变电所要安装电器设备对巷道支护效果要求高, 因此亟需研究新型高强稳定性支护技术方案。

2 巷道变形破坏特征及破坏机理

2.1 原支护变形破坏特征

42采区变电所设计采用直墙半圆拱形断面, 设计断面4.6 m×3.6 m, 采用36U型钢支护, 棚距为500 mm。根据现场实测, 由于巷道围岩结构面较为发育、围岩比较破碎, 外加断层构造应力影响。巷道成型后在现有支护条件下变电所变形严重。顶板下沉量大;拱形顶板逐渐被压平, 3.6 m垂高现已不足3 m, 局部甚至不足2 m;巷道两帮帮脚出现明显内移, 向外5°扎角的棚腿现在变成了向内扎角, 巷道有变成椭圆形的趋势;巷道内卡缆不少出现严重滑移, 滑移长度达到700 mm左右;大量卡缆螺栓被拉断;棚子发生扭曲破坏;巷道出现严重底鼓现象, 局部底鼓量达到了1 000 mm。

2.2 巷道失稳破坏机理

(1) 相邻巷道相互影响严重。42采区变电所附近巷道密集, 其一边为下山通道, 巷宽4.3 m, 两者基本在平行的同一个层位, 水平间距20 m;另一边为42采区水仓内环, 巷宽4.7 m, 其水平间距20 m, 垂直间距3~5 m。根据弹性力学理论, 通常认为巷道掘进影响区域为5倍巷道半径。结合42采区变电所及下山通道、42采区水仓内环断面尺寸, 变电所与下山通道互不影响的安全间距应为24 m, 变电所与水仓内环互不影响的安全间距应为25 m。这是弹性力学的分析结果, 实际上由于岩体的塑性变形特征, 相邻巷道互不影响的安全间距将会更大。变电所首先掘出, 其掘出后受下山通道、水仓内环掘进影响、扩修影响严重。

(2) 巷道围岩破碎且受断层影响。变电所围岩以泥岩为主, 此类岩体易风化、遇水易膨胀。根据钻孔窥视仪的窥视结果, 围岩在3.5 m内裂隙发育, 且钻孔窥视过程中, 经常出现塌孔现象, 围岩松动圈大, 围岩的整体强度低。掘进过程中揭露一条落差10 m左右的断层, 受其影响原有节理裂隙更加发育。

(3) 现有支护方式难以控制围岩的强烈变形。对于直墙半圆拱巷道, 支护承载结构由拱部、两帮及底板四部分组成, 任意部位的失稳都会影响相邻部位乃至整个结构的稳定性, 导致支护结构的整体失稳。因此, 应针对支护承载结构的薄弱部位进行结构补偿。且现有支护只支护帮部和顶部, 底板成为最大的自由面。因此, 应采取控底措施, 以便形成稳定的承载结构, 避免巷道“前掘后修”、反复修复。

3 巷道支护机理

(1) 棚索协同支护机理。棚索协同支护是根据支护结构补偿原理及巷道围岩变形特征综合确定的合理结构补偿位置进行结构补偿的, 可提高支护承载结构整体稳定性和承载能力。棚-索协同支护通过结构补偿锚索在合理位置对棚式支架进行结构补偿, 可发挥和提高棚式支架承载能力及结构稳定性, 同时棚式支架又为锚索支护提供良好的护表构件, 发挥和提高了锚索的锚固性能[1]。

(2) 壁后充填注浆。注浆可以加大巷道围岩弱面摩擦力, 相当于提高围岩岩体粘聚力和内摩擦角, 增大岩块相对位移的阻力, 从而提高围岩整体稳定性;42采区变电所围岩破碎, 由于浆液在裂隙中的胶结作用, 破碎岩块重新胶结成整体, 形成一个可以承载的注浆壳, 使之与巷道支架共同承载, 充分发挥围岩的自稳能力。

(3) 底板底反拱锚索支护。底板底反拱可在底板围岩深处形成相对稳定的承载结构, 拱形底板可将底板受力传递到拱绞, 底板受力情况将得到改善, 巷道全断面形成封闭的受力整体。为了进一步提高支架的稳定性, 使其控底能力能够更好的发挥, 采用两根锚索对其薄弱环节进行结构补偿, 充分利用底板深部较稳定岩层的稳定性。

4 支护方案

变电所断面为21.66 m2, 对42采区变电所采用高阻可缩U型钢全封闭支架+锚索耦合支护技术。全封闭支架较好地弥补了半封闭U型钢支架结构稳定性差的特点, 承载性能更高。同时, 底反拱配合结构补偿锚索治底技术能够很好地控制底鼓。变电所拱部布置4根锚索, 间排距1 800 mm×1 000 mm;帮部各布置1根锚索, 底板布置2根锚索, 排距1 000 mm, 具体支护参数如图1所示。

5 表面位移观测结果分析

从图2、3可以看出, 在为期330 d的观测过程中, 变电所累积两帮移近量138 mm, 顶底板移近量45 mm。速度变化图显示变电所变形同样如前期变形速度快、变形量大、变形持续时间长的特点, 且同样受到水仓等邻近巷道扩巷强烈影响, 在巷道稳定变形阶段变形速度出现较大波动。

从现场观测结果看, 巷道顶板有略微下沉, 无明显底鼓现象。可见, 全封闭支架配合结构补偿锚索支护, 更加适合松散破碎的软岩底板。

6 结论

变电所巷道密集受巷道掘进扩修影响大, 且受断层影响加上围岩岩性差, 单纯靠某一种支护方式, 往往不能有效地控制围岩的强烈变形。通过顶帮棚索协同支护结合壁厚充填注浆增加结构稳定性, 提高围岩承载能力, 底板底反拱锚索支护控制底鼓, 改善底板受力情况, 巷道形成封闭的受力整体, 采用2根锚索对其薄弱环节进行结构补偿, 充分利用底板深部较稳定岩层的稳定性。从现场观测结果可以看出, 变电所顶底板移近量中, 顶板下沉量所占比重很大, 底鼓量较小, 支护方案有效控制了围岩变形。

摘要：某矿42采区变电所巷道掘出后变形严重, 巷道基本不能使用, 为了保证变电所在服务年限内的正常使用, 研究了新型支护方案。提出了顶帮棚索协同支护结合壁后充填注浆增加结构稳定性, 提高围岩承载能力, 底板底反拱锚索支护控制底鼓。通过方案实施后的位移观测, 方案有效控制了围岩变形。

关键词：棚索协调,壁后注浆,结构稳定性,底反拱

参考文献

新型高强支护技术篇7

戊8-22160综采工作面位于平顶山天安煤业股份有限公司一矿二水平戊二采区西翼中下部, 南临已回采的戊8-22180采空区, 北临戊8-22140采空区, 西临一、四矿矿井边界煤柱, 东接戊二皮带和轨道下山, 该工作面上下顺槽平行布置, 与相邻工作面煤柱中对中7～8 m。切眼长度164 m, 工作面标高-300～-350 m, 垂深560～670 m。

戊组煤层的顶板岩性以砂岩、砂质泥岩组成。直接顶岩石以砂质泥岩为主, 其抗压强度在15.687-61.15 MPa之间, 分为高强度岩层 (组成稳定) 和低强度岩层 (组成不稳定) 两种顶板, 其稳定顶板表面光滑、完整, 易于维护;不稳定顶板受软弱层、节理的影响, 极易形成块状和条状的冒落。

2 巷道支护理论分析

2.1 巷道围岩动态工程分类技术

“巷道围岩动态工程分类技术”简称DEC, 其指导思想是:根据巷道用途类别提出围岩控制的定量要求, 然后根据DEC围岩的质量诊断顶、底、帮的基本结构, 根据采动应力及其他扰动因素对基本结构施加的应力, 诊断出基本结构的演化特性;并用合理的方法表达出围岩的结构参数, 最后根据围岩的结构参数选择合适的支护方案。DEC的3个基本因素是:巷道工程要求控制的程度、围岩的基本结构和影响基本结构稳定性的采动条件, 即围岩受动压后的演化结构[1]。

分析该巷道顶底板岩性, 巷道角部由于应力集中造成破坏, 因而围岩塑性区以帮、角为最大。应在顶板和煤层、煤层和底板的“装配弱面”处加强支护。采用顶角锚杆防止顶板岩层剪切错动;底角锚杆加固巷道帮、角, 控制两帮变形。加固围岩软弱的帮和角 (主要是底角) 作用是:减弱巷道角部应力集中程度并在两帮和底角尽快强化围岩的强度, 控制塑性区的发展, 防止和减少因底板围岩塑性变形、粘塑性流动和破裂围岩体积膨胀造成的底鼓和顶板离层。加固帮、角可提高巷道两帮围岩的自承能力, 减少两帮下沉量, 从而减少底鼓量和顶板下沉量[2]。

2.2 锚杆支护设计动态信息法[3]

锚杆支护设计的信息法就是以工程本身提供的和通过测试及地质力学评估提供的有关工程信息, 运用锚杆支护理论和锚杆支护机理, 采用全过程动态分析手段进行锚杆支护的跟踪设计。

该设计方法的主要内容包括4个方面:工程地质力学评估、初始设计、施工监测信息反馈和修正设计。即在进行支护设计前要对工程所处的围岩特征和地层应力进行测试。地质力学评估和围岩分类提供设计所需的全部信息资料, 在此基础上利用支护理论和设计方法进行初始设计, 确定支护参数并用于工程施工, 施工过程中利用监测理论, 监测方法和监测仪器进行锚杆受力测试和围岩位移、离层、收敛等变形监测, 根据监测结果进行分析验证初始设计并进行进一步的修正设计参数, 以使设计质量完全符合工程实际情况最终达到设计正确参数合理, 经济高效。

由于切眼顶板易于呈柱状或条状冒落, 且在局部地段, 顶板呈现软岩特性, 在施工中应特别注意增加钢筋梁及加大承压锚杆托板, 以保证顶板的稳定。如存在巷道倾斜节理时, 应加长锚杆或加大锚索支护密度。

2.3 锚杆支护作用机理分析

传统的锚杆支护理论有悬吊、组合梁、加固拱等理论, 在生产实践中起到积极作用, 但具有一定的局限性。切眼支护设计采用高强锚杆支护: (1) 通过锚杆支护控制锚固区围岩的离层、滑动等变形与破坏, 尽量使围岩处于受压状态, 抑制围岩变形、拉伸与剪切破坏的出现, 提高锚固区围岩的整体强度和稳定性; (2) 在锚固区内形成刚度较大的次生承载结构, 阻止锚固区外岩层离层, 改善围岩深部的应力状态; (3) 单根锚杆预应力的作用范围有限, 必须通过托板、钢梁和金属网等构件将预应力深入到离锚杆更远的围岩中; (4) 通过锚索加强支护可以将锚杆形成的次生承载结构与深部围岩相连, 提高次生承载结构的稳定性;锚索施加较大预紧力, 挤紧和压密岩层中的层理、节理裂隙等不连续面, 增加不连续面之间的抗剪力, 从而提高围岩的整体强度。

3 切眼支护设计方案

由前述分析, 确定切眼支护断面为宽5.6 m、中高2.4 m的矩形断面。结合顶板岩层和煤层覆存稳定性情况, 切眼顶板采用锚网梁索联合支护。顶板采用φ20 mm, 长2 000 mm左旋高强预应力锚杆, 锚杆间排距800 mm×700 mm, 布置8根;两帮采用φ18 mm, 长2 000 mm树脂锚杆, 锚杆间排距700 mm×700 mm, 每帮布置3根。锚索采用φ15.24 mm, 长6 000 mm高强度低松弛钢绞线, 锚固端长度1 500 mm, 预紧力大于100 kN, 极限拉断力大于270 k N, 延展率大于3%, 每1.5 m布置1组, 每组3根。托盘为120 mm×l20 mm×10 mm钢板, ZK2335树脂药卷, 金属网采用φ4 mm冷拔丝金属网, 网格为40 mm×40 mm, 切眼支护布置如图1所示。

4 矿压观测研究

矿压观测与分析是动态信息法的核心内容之一, 监测内容包括:巷道表面位移观测、顶板离层和围岩深部位移观测和锚杆锚固力动态监测3方面的内容。切眼支护完成后, 在切眼内每隔50 m设1个观察站, 每个测站安设1套离层指示仪, 深基点深6 m, 浅基点深3 m, 对切眼的顶板岩层位移量进行观测。从切眼支护完成后到设备安装的5个月时间内, 通过每隔10 d的定期观察, 发现切眼中部顶板岩层位移量最大, 向两端逐渐减缓。切眼中部监测站岩层位移量与时间关系曲线如图2所示。

掘进期间巷道顶板位移量最大35 mm, 下沉速率平均0.43 mm/d;巷道帮位移量最大86.37 mm, 平均位移量75 mm, 位移速率平均2.31 mm/d。巷道深部观测:深部下沉量0, 浅部最大下沉量38 mm, 平均33.5 mm。锚杆受力观测:最大受力4.5 t, 平均4.2 t。

安装期间巷道顶板位移量最大63.5 mm;平均下沉量55.1 mm, 下沉速率平均5.23 mm;两帮位移量最大124.15 mm, 平均位移量103.1 mm, 平均位移速率12.5 mm/d。

事实证明, 一次成巷锚杆支护断面收敛后, 断面完全满足安装需要, 保证了综采支架在切眼里的顺利安装。

5 技术经济分析

5.1 支护费用比较

传统的综采支架切眼需要两次施工, 先施工小断面, 再采用炮掘扩大至综采支架安装所需断面, 这样既造成巷道一帮锚杆、金属网、药卷等材料浪费, 又要消耗雷管等火工品, 工期长, 影响采面安装。一次成巷节约了支护材料、火工品, 提高了掘进工效。

5.2 掘进速度比较

采用掘进机一次成巷施工, 实际进尺天数为35 d。若按分两次施工完成, 按进度7 m/d计算, 需47 d完成, 考虑到设备翻移, 实需50 d, 一次成巷施工技术可提前15 d。

5.3 经济效益比较

按提前15 d投产, 每天出煤2 500 t, 每吨煤纯利润120元计算, 则可增效450万元。

6 结论

(1) 高强预应力锚杆联合支护一次成巷的突出优点表现在降低了劳动强度, 提高了效率, 改变支护参数, 提高支护强度, 改善了巷道的作业环境, 巷道维护效果好, 节省大量材料, 降低了矿井综合成本, 安全可靠性大。