巷道锚杆支护参数设计（精选9篇）
巷道锚杆支护参数设计 篇1
1巷道底角锚杆的关键性
锚杆支护以其施工工艺简单、劳动强度低、支护效果好而得到了广泛应用, 尤其是在岩巷开拓中, 锚杆支护率在95%以上。关于锚杆支护设计的理论相当多, 如组合梁、悬吊、松动圈等, 这些理论均侧重于巷道顶部压力的估算和顶、帮锚杆支护参数的设计, 巷道底角锚杆支护参数选取易被忽视。矿压显现规律和巷道支护实践表明, 多数巷道的变形均表现为底板鼓出和巷道两帮底角挤出, 尤其在U型钢支护的巷道变形表现最为明显 (图1) 。一般顶梁变形量不大, 巷道底角架腿挤出和底板鼓起现象相当普遍, 这一现象表明在巷道的底角存在着较大的地应力, 影响巷道的支护效果。中国矿业大学钱鸣高教授在一次有关矿压讲课时提出:“治顶先治帮, 治帮关键在底角”的主张。可见, 锚网支护设计过程中, 底角锚杆参数的选取和设计也应引起重视。
2锚网巷道底角应力分析
在锚网支护的巷道, 巷道两帮在帮锚杆的组合锚固作用下, 形成一个近似的条形岩柱, 巷道顶部的压力通过巷道两帮的岩柱传输到底板岩石中, 致使底板岩石的应力重新分布 (图2) 。
根据矿压理论分析易知:巷道底角部分按照应力大小渐变规律分为原始应力区 (δ=γh) 和应力集中区 (δ=kγh) , 根据圆孔周围应力分布规律, 一般情况下巷道底角应力集中区的应力值约为原始应力的2倍 (即k=2) [1]。
根据应力作用的特点, 可将底角部位受力模型简化为3个区:主应力区、被动应力区和中间区 (图3) 。底鼓流变主要是主应力区通过AB面滑动将应力传输给中间区, 中间区的介质 (岩体) 在力的推动下向底板被动应力区扩散, 引起巷道发生底鼓。根据建筑力学条形基础下地基应力分析易知:AB滑动面与水平面的夹角θ≈45°+φ/2。其中, φ为岩石的内摩擦角 (由巷道底板岩性决定) 。
3锚杆参数的选取
根据以上对巷道底角应力分布模型的简化分析, 可以对底角锚杆的角度、长度进行合理地选取和推算, 以改善锚杆巷道的支护效果, 降低巷道底鼓变形的程度。
3.1锚杆角度
对质点D进行受力分析可知 (图4) , D质点受力以垂直压应力σ为主 (AB剪应力及锚杆的拉应力均以此为主导) , 在一定范围可近似为定值, 其方向与破裂面AB的夹角β是不变的;锚杆的拉应力σ1和AB面的剪应力σ2均以垂直压应力σ为诱导, 且随着锚杆与水平线角度的变化处于不断的变化组合中。根据巷道底角锚杆多为整体随岩体挤出的现象, 拉应力应为治理底角考虑的重点, 不难看出拉应力σ1的方向与AB面垂直时, 其值最小, 此时锚杆最短, 锚固于基岩的有效长度最佳。根据解析几何推算, 此时巷道底角锚杆与水平面的夹角α和底板岩石内摩擦角的关系:α≈45°-φ/2。其中, 岩石内摩擦角φ视巷道底板岩性而定, 设计时可通过试验或查询有关资料获取。
综上分析, 可以参考底板岩性和岩石内摩擦角选取底角锚杆角度参数和长度参数。
3.2底角锚杆长度
由图4推知, 锚杆长度须满足其末端锚固位置应在AB滑动面的左下部稳固岩石, 锚固的长度至少为2～3个锚固树脂药卷的长度, 以此可提高锚杆的拉应力, 同时也起到阻止应力集中区物质沿AB滑动面的滑动作用。具体长度可分为3个部分, 其关系为:L=L1+L′+L2 =L1+ LOAcos (45°-φ/2) +L2。其中, L′为锚杆OD 部位的长度;LOA为巷道帮锚杆的长度; L1为锚固在稳固岩石中的长度, 必须大于2～3个锚固树脂药卷的长度 (一般为0.7 m) ;L2为锚杆的外露长度, 可根据支护标准手册选取 (0.075 m左右) 。
3.3锚固药卷
根据施工实践一般可选用Z2835型树脂锚固药卷[2], 药卷规格为 Ø28 mm×350 mm, 锚固力大于60 MPa, 固化时间12 min;每根锚杆用2～3卷。
4支护效果分析
4.1支护应力
通过对图5所示的OD面上某一质点受力分析推算得知, 可以通过底角锚杆形成的一个侧向倾斜锚固面AB的力σ3, 将垂直应力向巷道两侧深部分解, 且加大了AB破裂面的内聚力, 同时产生一个垂直于锚固面的上阻力, 阻止两帮压力区物质的流变。分解应力的大小分别为:①将顶部传给两帮的应力向两侧深部分解, σ3=σtan α=σtan (45°-φ/2) ;②阻止两帮压力区物质流变的力, σ4=σ/cos α=σ/cos (45°-φ/2) 。
4.2实践与建议
在平顶山矿区, 丁5-6煤层的底板多为炭质泥岩, 内摩擦角在9°～65°, 取其均值为37°, 底角锚杆角度一般选取25°;当巷道底板为砂岩时, 锚杆角度一般选取15°;根据巷道断面和顶板矿压情况, 底角锚杆的长度应结合帮锚杆选取1 600, 1 800, 2 000, 2 200, 2 400 mm等规格。经验算, 锚杆末端均锚固在破裂面AB远侧700～800 mm处。
在其他矿区, 一般煤系地层底板多为泥岩或砂岩, 底角锚杆的参数也可参考选取。但在出现底角锚杆剪断挤出现象的矿区, 应适当减小锚杆水平角度, 适当加长锚杆, 以提高锚固效果和抗剪强度。
5结语
通过对巷道底角部位应力模型的简化分析, 为现场技术人员在巷道支护设计中合理选取底角锚杆长度和角度提供参考。某种程度上阻止巷道两帮压力区介质 (岩体) 的流变, 防止底鼓现象的发生, 有利于提高巷道支护强度, 降低巷道扩修维修费用, 改善矿井的生产环境。
参考文献
[1]钱鸣高, 刘听成.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.
[2]张荣立, 何国伟, 李铎.采矿工程设计手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2003.
巷道锚杆支护参数设计 篇2
关键词：煤矿巷道；锚杆支护；作用及改进
中图分类号：TD82 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2016）17-0161-02
煤矿巷道衔接着的支护路径，历经了惯用的木支护、型钢制备出来的支护、新颖架构下的锚杆支护。实践数值表征出：锚杆支护这样的办法，能限缩支护成本，带有凸显的成效。比对惯用的棚室支架，锚杆建构起来的支护，缩减了原有的劳动量，限缩了原有的建构成本。工作面衔接着的端头支护、超前支护这样的工艺，也经由如上的路径，得以简化。这就为原有的产量升高创设了可用的条件。锚杆支护特有的技术，被广泛接纳和延展。
1 成套架构下的支护作用
煤巷衔接着的锚杆支护，关联着成套架构下的新技术，是一个带有完备特性的技术体系。如上的技术体系，可以分出巷道现存的围岩测定、预设的锚杆支护、选取出来的支护原料、支护质量的查验、矿压的查验和评析、特有情形下的支护建构。锚杆支护现有的作用，可以分出悬吊支护这样的作用、加固现有的拱形、组合梁特有的支护作用。
在这之中，支护凸显出来的悬吊作用，表征在偏薄的直接顶之上，或者很稳固的老顶之上。锚杆把下侧方位内的岩层，悬吊在特有的稳固岩层之上，锚杆荷载了偏软的岩体重量。此外，为了能建构起可用的组合梁，锚杆要被安设在受接状态。这样一来，锚杆涵盖着的拉力，就会产出特有的法向力；层级衔接着的摩擦力，就会荷载水平方位内的剪应力。
1.1 地质力学查验的关联技术
围岩搭配的力学测验，可以分出特有的地应力查验、围岩现有的强度查验、巷道构架的查验。在查验地应力时，主要接纳了应力解除这样的办法、水压致裂的特有办法。在这之中，应力解除这样的办法，可以查验现有的原岩应力、次生态势下的岩层应力。水压致裂这样的办法，可以经由地表钻孔这一路径，衡量出现有的煤层应力。孔径偏小的水压致裂，获取到了精准的查验数值。
在查验煤层现有的强度数值时，可以挖掘出钻孔，经由井下方位内的强度测量，辨识出原初情形下的岩体强度。经由井下打孔这样的路径，可以辨识出岩体特有的抗压属性。
1.2 细分出来的支护流程
建构支护路径时，要顾及到锚杆衔接着的锚索，考量这一体系内的配件协同，以便凸显出整体态势下的支护成效。锚杆设定好的托板、衔接着的螺母，应能与现有的杆体搭配；锚固剂涵盖着的力学属性，也要与现有的杆体契合；组合态势下的各类配件，以及关联着的金属网，要能与现有的杆体契合。锚索及衔接着的托板、安设好的金属网，都应与现有的锚杆近似。若顶板现有的稳固性差，则要添加合规的钢筋，以便增添这个层级的稳定性。
预应力偏高的那些杆体，要搭配着带有配套特性的拱形托板、强度偏高的螺母、限缩摩擦必备的垫片。组合态势下的多样配件，要配有最佳情形下的刚度比值，安设W这一形状的特有钢带。金属网的安设，要依循既有的强度规则。对于偏高应力态势下的强力锚索，应衔接着大托板，以便有序延展现有的工作阻力。若不这样，则某一配件的碎裂，会干扰到现有的总支护，也可能限缩总的体系成效。锚杆及关联的锚索，应搭配着最佳情形下的力学参数；它们应能建构起协同路径下的配合机制。
2 可用的改进路径
2.1 支护必备的新颖材料
支护必备的原料，经由偏低强度，更替到偏高的强度。惯用的圆钢粘结情形下的锚杆，曾被广泛接纳。现有的很多区域，还在沿用如上的支护原料。然而，这样的原料，很难与偏复杂的场地契合，因此，开发了带有偏高强度的、螺纹钢制备出来的支护原料。这样的配件，优化了原初的锚杆形状，增添了原初的锚固成效。开发了带有专用特性的钢材原料，提升了原料应有的强度层级。预应力架构下的锚索支护，也带有专用特性，增添了吨位。锚索总体架构下的直径能升至23 mm；最大范畴内的拉断荷载，能升至590 kN。锚杆的材质，可以分出惯用的钢材、新型架构下的玻璃钢。有的锚杆，是用专用情形下的螺纹钢，予以制备的。锚固剂也可分出多样的类别，主要涵盖了水泥制备的锚固剂、树脂制备的锚固剂等。
2.2 质量查验及矿压查验
锚杆建造的查验中，带有成套特性的查验设施，涵盖了特有规格的拉拔计、预紧力特有的查验仪器、声波态势下的查验仪器。在查验巷道现有的矿压时，可以用到的特有仪器，涵盖了表层方位内的位移查验仪器、顶板架构下的离层查验、深层级内的位移查验。
此外，查驗必备的仪器，还涵盖了特有型号的锚杆、锚索衔接着的受力仪器。巷道矿压查验必备的、综合态势下的在线监测，也带有延展的态势。在矿井以下查验到的数值，可以运送到现有的井上，以便建构起实时框架下的矿压查验，有序去辨识数值。
2.3 注浆及关联着的锚固改造
在碎裂的岩体以内，挖掘出特有的巷道，若单独接纳锚杆支护，很难发挥出特有的锚杆性能。除此以外，对碎裂的那些巷道，经由翻修，若单独接纳如上的锚杆支护，也没能获取到期待中的支护成效。若能整合起锚固路径及关联的注浆路径，则可化解掉破碎围岩现有的支护疑难。
依循煤巷的总特性，可以摸索出不同架构下的注浆锚杆。对那些很易碎裂的、带有脆弱特性的岩层，还可接纳钻锚注态势下的加固路径。这样一来，就化解掉了碎裂层级特有的加固疑难。
2.4 偏软的支护架构
很多区段以内，存留着偏软的那种软岩矿井。在这样的矿井以内，煤层和衔接着的顶底板，很易碎裂，带有偏差的胶结特性。这些层级内的岩体，凸显出了松散的总状态，带有风化及瓦解的总倾向。若遇到偏多的水体，则快速去膨胀，增添了这一区段中的支护难度。为化解掉如上的疑难，在这样的煤巷架构内，设定出了特有规格的支护。
例如：某一煤层带有5 210 m的平均厚度，煤层现有的抗压强度数值，没能升至合规的程度。顶板衔接着的砂质泥岩，也带有膨胀的特性。单轴现有的抗压强度，没能超出2 290 MPa。掘进路径下的断面，凸显出了半圆这样的拱形，涵盖了370 m这样的埋深。
对这样的煤巷，接纳了树脂架构下的锚固支护，选取出特有长度情形下的锚杆。选取了特有规格的护板、特有规格的钢筋网、菱形框架内的金属网，以便建构可用的支护。经由如上的修护，在回采时段内，总体态势下的沉降被限缩，围岩也没能扭曲。为了化解掉沿空留巷特有的支护疑难，还要建构起高预应力态势下的工作面，妥善去确认这一巷道应有的埋设深度。
3 结 语
煤矿特有的锚杆支护，从原初的偏低强度，延展到偏高情形下的预应力，搭建出了强力支护这样的新框架。锚杆支护衔接着的配套技术，可以分出围岩地质配有的测试、动态架构内的支护设定、强度偏大的支护设定、速率很快的机械搭配。矿压查验及关联着的注浆，要与如上的支护相契合。只有这样，才能妥善去管控采空区，有序管控岩体形状的更替，获取到期待中的支护成效。
参考文献：
[1] 康红普，王金华，林健.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析[J].岩石力学与 工程学报，2010，（4）.
[2] 戴俊，郭相参.煤矿巷道锚杆支护的参数优化[J].岩土力学，2009，（8）.
大断面矩形巷道锚杆支护参数研究 篇3
不连沟井田位于准格尔煤田最北部,行政隶属准格尔旗东孔兑乡,隔黄河北与托可托县为邻,东与清水河县相望。井田东西平均宽5.5km,南北平均长8.74 km,面积约48.07km2。资源储量为900.72 Mt,矿井设计生产能力为10.00mt/a,正常涌水量为66.4 m3/h,最大涌水量为228.2 m3/h。目前该矿辅运顺槽采用5.5m×3.8m的矩形断面,采用锚索网支护,顶板采用6根Φ18×2400mm的等强无纵筋左旋螺纹钢锚杆,锚杆间排距为1000mm×1000mm,锚索为Φ15.24×8000mm的钢绞线,锚索采用2～3布置,排距为3000mm。
1 地质概况
6号煤层自然厚度0.45～38.45m,平均18.71m,煤层可采厚度6.05～35.50m,平均16.5m。属稳定～较稳定煤层,煤层倾角3°～5°。煤层单轴抗压强度为4.18～22.49MPa,平均19.7MPa,煤层表现出中部较软,而顶部较硬,底部次之。6 号煤层顶底板岩性大部分为泥岩、黏土岩、碳质泥岩,其次为砂岩,煤层顶10m～底20m 范围内(除煤层外)以半坚硬(10MPa ≤R≤30MPa)、坚硬岩石(R>30MPa)为主,占83.6%。6 号煤层底板软岩比例较高。顺槽顶板岩层岩性特征。
2 理论计算
2.1锚杆支护参数
2.1.1 围岩破坏范围
根据自然平衡拱理论确定巷道围岩破坏范围[1]。煤层巷道煤帮破坏深度C由下式确定:
式中:Kc——巷道周边挤压应力集中系数,查表得Kc=2.82;
γ——巷道上方至地面表土之间地层的平均重力密度,在此取25kN/m3;
H——巷道距地表的深度,在此取406.85m;
B——表征采动影响程度的无因次参数,在此取B=1;
fy——巷帮硬度系数,在此取1.97;
h——巷道的高度, 在此取3.8;
φ——煤的内摩擦角,在此取33.2°。
顶板岩层的破坏深度b,按相对层理的法线计,可根据下式求出:
式中:b——冒落拱高度,m;
a——巷道的半跨距,本次取2.75m;
α——煤层倾角,本次取4°。
2.1.2 锚杆长度
顶板锚杆长度按下式计算:
Lr=b+Δ(3)
式中:Δ——锚杆锚入围岩破坏范围之外的深度与锚杆外露长度之和,一般取0.5～0.7m,在此取0.5;
则顶板锚杆长度取1.867+0.5=2.367m。
2.1.3 顶板支护载荷
QH=2γab (4)
则 QH=2×14×2.75×1.867=143.759kN
2.1.4顶板锚杆布置密度
则
式中:k——安全系数 在此取2;
F——顶板锚杆的锚固力,kN。
2.1.5 锚杆间排距
锚杆间排距按下式计算:
式中:Z——锚杆锚入自然平衡拱范围之外的深度,Z=2.4-1.867-0.1=0.433m
aγ=0.934m。
为了施工方便常常取整数,在此我们取1m。
运输顺槽顶板单位长度锚杆数:
5.5×0.87=4.79根
又因为Ⅳ类围岩的锚杆间排距为:0.6～1m,
则 辅运顺槽顶板单位长度锚杆数应为6根。
2.2 锚索支护参数
锚索设计以极限危险设计[2],即所有锚杆都失效,顶板冒落拱的岩重均由锚索提供。
2.2.1 锚索长度
锚索长度可按下式确定
La=La1+La2+La3 (7)
式中:La——锚索长度,m;
La1——锚索外露长度(一般取0.3m);
La2——锚索有效长度,m;
La3——锚索锚固长度,m。
计算锚索长度时,视直接顶为不稳定岩层,即顶板上方5～6m的软煤层,取平均值为5.5m,外露长度一般为0.3m,锚入稳定岩层厚度不小于2m,取2m,则锚索总长为:
L=5.5+0.3+2=7.8m故取L=8m。
2.2.2 锚索的锚固长度
按GBJ86-85要求,锚索锚固长度La3应符合下式:
式中:Lm——锚索锚固理论安全值,m;
K——安全系数,一般取2;
d1——锚索钢绞线直径,15.24mm;
fa——钢绞线的抗拉强度,1860N/mm2;
fc——锚索与锚固剂的设计黏结强度。
一般煤巷锚索多用树脂作锚固剂,其黏结强度fc=10N/mm2,代入各参数得Lm=1.417m,则La3=2>Lm,说明选取的锚固长度合理。
(3)锚索锚固剂适用数量验算
式中:X——树脂药卷数量,支;
Ls——树脂药卷长度,m;
Ф2——锚孔直径,m;
Ф3——树脂药卷直径,m。
代入数值计算锚固剂数量X=2.96支,取3支。
单位长度需锚索的载荷为:
QH=2γab=141.834kN
则锚索的密度为:
式中: Km——锚索支护的安全系数;
P ——锚索的最小破断载荷,kN。
为了锚索的排距不是很远,每打三排锚杆打一排锚杆3×0.76=2.28根,故采用2～3布置,排间距为3m。
3 数值模拟模型建立
采用ANSYS有限元分析软件对巷道进行数值模拟[3],建立一个长×宽×高=40×5×50m的模型,模型上部施加自地表下300m的岩体垂直载荷(上覆岩体自重)外,模型范围内岩层加以重力加速度,数值模拟模型如图1所示。
为了探讨锚杆支护参数的改变对巷道支护的影响,设计了如表1所示的13个方案,通过改变锚杆的支护参数,来研究顺槽顶板的变形特性,其中方案1为没有支护条件下巷道围岩变形情况,方案2～5,模拟锚杆排距不同时巷道围岩变形情况;方案6～9,模拟锚杆长度不同时围岩变形情况;方案10～13,锚杆直径不同时围岩变形情况。
4 数值模拟结果分析
(1)图2为不同锚杆间排距时巷道的变形情况模拟计算结果,由图2可以看出随着锚杆间排距的增大巷道顶板下沉量成增大趋势,但间排距大于1000mm时,顶板下沉量的增量明显减缓。
(2)图3为不同锚杆长度时巷道变形情况模拟计算结果,由图3可以看出随着锚杆长度的增加巷道顶板下沉量成减缓趋势,但锚杆长度大于2400mm时巷道顶板下沉量的区域稳定。
(3)图4为不同锚杆直径时巷道变形情况模拟计算结果,由图4可以看出随着锚杆直径的增加巷道顶板下沉量成减缓趋势,但锚杆直径大于18mm时巷道顶板下沉趋于稳定,减少不明显。
5 结论与建议
较小的锚杆间排距有利于控制顶板下沉,反之,锚杆间排距过大则不利于顶板控制,针对内蒙古蒙泰不连沟煤矿的地质特点,锚杆间排距采用1000×10000mm的间排距布置顶板,这样既可以缩短施工时间,又可以节约支护成本。
随着锚杆长度的增加,围岩锚固体的范围在扩大,顶板下沉量也在减少,但是随着锚杆长度的增加到某一长度后顶板下沉量减小得趋势就不在显著,即存在一个合理的锚杆长度。根据内蒙古蒙泰不连沟煤矿的地质特点,结合理论计算和数值模拟2400mm的锚杆长度适合内蒙古蒙泰不连沟煤矿。
随着锚杆直径的增加锚杆的强度越高,围岩变形量逐渐减少,对控制围岩变形有明显效果,但是随着锚杆直径的增加,顶板下沉量减小得趋势就不在明显,根据内蒙古蒙泰不连沟地质条件结合数值模拟发现ϕ18mm的锚杆最为合适。
综上所述内蒙古蒙泰不连沟煤矿现采用的支护参数安全、经济、合理。
摘要：根据内蒙古蒙泰不连沟煤矿的地质情况,通过理论计算和数值模拟论证内蒙古蒙泰不连沟煤矿辅助运输顺槽支护参数的合理性。
关键词：大断面矩形巷道,锚杆支护,理论计算,数值模拟
参考文献
[1]康红普,王金华等.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].煤炭工业出版社,2007,23-31.
[2]杨本水,窦家环,赵强.薄基岩浅埋大断面煤巷锚杆支护技术[J].矿山压力与顶板管理,2005,(4):19-21.
巷道锚杆支护参数设计 篇4
关键词：锚固复合承载；锚杆支护；承载特性；改进
中图分类号： TD353.6 文献标识码：A 文章编号：1672-3791（2016）06（a）-0000-00
引言
锚杆支护参数设计作为巷道锚杆支护设计中的一个重要关卡，正确的锚杆支护设计是非常重要的，锚杆支护设计正确不仅可以全面的施展出锚杆支护的优点、证实回采巷道的无危险，还可以减少成本，节约开支。
为了更好的让支护参数设计与锚杆支护技术理论得到完峻，提升现在的锚杆支护参数设计的真实性，同时让它拥有较为稳定的可以实施性。这篇论文在以锚杆支护基础理论为前提的情况上，通过对巷道锚杆支护的讨论，再次揭露了锚杆和围岩两者间的互相作用，并以此为根据提出了较为合理的，容易掌握的锚杆支护参数。
1 锚固复合承载体原理
当巷道开始挖掘后，原本是均衡情况的围岩受到压力分散，外面的围岩受到的压力从三面的受力变成了两面受力，这一情况通常会导致围岩产生碎裂的区域。为了保护巷道的坚固，运用锚杆对巷道的顶部和两侧进行加固，当多跟同等长度的锚杆按一定间距排列时，锚杆和锚杆区域内的碎裂岩体就造生了拥有承重能力的载体结构，这种载体结构被称为“锚固复合承载体”。锚杆支护的运用大大的减少了在这一载体内围岩的承力情况，提升了承载体的向内聚拢力，同时还有效的截断了巷道围岩破碎区的增大，很大程度上的保护了巷道的安全。
2 确保锚固复合承载体承载重力的几项原则
通过研究，我们可以得出以下结论，锚杆的取材、锚杆的长短、锚杆间间隔的距离等都会对锚固复合承载体产生很大的影响，为了能准确让巷道的围岩不存在变形，完美的施展锚固复合载体在一定时间限制内在巷道中的作用，因此在思考了现场的工具、锚杆的安装和生产成本的状况下，在巷道安装锚杆支护要考虑下面几个方面：
（1）锚杆锚固力的可靠性
在施工过程中，为了不对锚固复合承载体的承重力度有影响，锚杆的锚固体就要提升它的可靠性，而提升锚固体的可靠性需要注意以下几点，第一锚杆支护的“三径”要确保协作，第二在组装锚杆的时候，要依据锚固剂的搅拌时刻、凝胶时刻与等待时刻进行正确的操纵。在上面的几点都实行后，就可以很好的预防了锚固剂的失灵，极大程度的提升了它的可靠性。
（2）及时支护并施加较高的预紧力
预紧力作为锚杆支护的一项重要环节，是非常值得人们重视的，在施工中，当锚固支护完成了以后，一定要迅速的完成它的支护，并保证它的预紧力达到的高度是否足够的高，只有预紧力足够的高，才可以将锚固区域内的岩体凝聚在一起，形成有用的锚固复合承载体，确保在早期围岩不会变形，围岩裂隙不会扩散，围岩的内聚力、内摩擦力不会大范围的下降，让锚杆实现迅速增加阻力，并在高工作阻力下达到让压的目的，完成巷道的长久修护。
3锚杆支护参数设计步骤
从实施中表明，围岩繁杂和多变的特性，在古板的锚杆支护参数设计中，单单实行它们中的一类，完全无法实现较好的设计成果，只有采用多种设计的设计方法，如巷道围岩的地址勘察、最初设计、井下探测等等，才可以设计出完全吻合巷道围岩特质的方案。这篇论文在锚固复合承载体既使用锚杆支护参数也遵照上面说的动态消息的基础上，设计出了以下过程：
（1）巷道在开始设计之前，对现场进行实地勘查，包含两个内容：①在对巷道进行勘查时，着重对它的围岩地质进行调查；②分析它的断面的参数，并依据它的部署分析出它的受干扰范围；（2）依据巷道围岩的应力情况、断面的大小和形状和工程真实进程，创立锚固复合承载体的模型；（3）依据对巷道围岩的基本分析，算出锚固复合承载体的外在载重量，明确它需要的强度是多少；（4）依据锚固复合承载体，明确锚杆的长短、中间的间隔、粗细等会影响锚杆支护的参数。1）挑选锚杆长短、中间间隔、粗细。通常情况下，锚杆的长普遍选择1.6-2.4m，差值0.1m；锚杆间距和排距一般为0.6-1.2m，差值0.1m；锚杆直径一般为16-22mm，差值2mm。2）依据上面得出的数值区域，与现场的真实情况两相结合，通过锚杆的长短、锚杆的排列间隔、锚杆的粗细，创立组合方法，在知道了巷道的围岩地质情况和应力干扰系数以后，挑选出合适的锚杆支护方案；（5）再将上面的第一次挑选出来的计划再次进行挑选，在全面考虑了施工和经济等情况，挑选锚杆间距值大的一个组合计划，然后挑选锚杆的长短或者粗细，以此来挑选出经济、合理、科学的锚杆支护参数；（6）在最初设计的基本上，依据地质情况和巷道的断面大小对锚杆支护配件参数开始设计；（7）在施工过程中，设立巷道监控程序，对巷道的围岩实行一天二十四小时的动态监控，及时反映围岩数据，以确保计划方案的实施。
4工程应用
4.1 巷道地质条件
坐落在安徽省淮南市凤台县的西北的顾北矿井，井田分为两个生产程度，其中，一水平标高为-648m，矿井一水平划为北一、南一和南二，这3个开采地块又包含十个采区，而首要采集的北一地块又被分为4个采区。北一底板轨道上山巷道布置在泥质软岩中，地质构造复杂，围岩强度低，变形量大，U型钢支架失稳，拱顶部位U型钢支架剪断，临近工作面一帮向巷道内收敛严重，部分出现断裂的情况，整个巷道形状改变量又一米上下。
4.2 锚杆支护参数设计
依据实地对顾北矿井的调查和有关数据的测验，将这些参数输入程序。想到实验得出的是围岩的强度，因此两侧的围岩体强度只取岩块的百分之三十，里面的摩擦角一样，经过地应力的试验得到主应力为十三点八三兆帕，侧面的压力位零点八二，锚杆初次的选材为BHRB335的钢筋。因为顾北矿井使用锚网索喷的支护方式，因此他对顶板锚固力的要求为不低于一百千牛，侧面的锚固力不少于，喷混凝土时要进行两次，第一次喷的时候，混凝土的厚度不能少于五十毫米，第二次时，要喷够设计时的厚度一百五十毫米。思考到顾北矿井的使用时间比较长，同时预防锚固体范围外的离层，在锚杆支护的基本上还要采用锚索补强支护。
5 结束语
本文基于顾北矿的巷道条件出发，分析锚固复合承载的特性，结合支护原则给出了相应的支护方案。
参考文献
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巷道锚杆支护参数设计 篇5
锚杆支护是确保巷道快速掘进的主要支护方法之一, 是控制围岩稳定的主要手段之一, 锚杆支护的大量应用, 使人们在锚杆的结构性能、锚固方式、支护设计方法等各方面积累了丰富的实践经验[1,2]。随着地质力学原位测试系统、动态信息设计法、高强度、高刚度支护系统、矿压监测及施工检测系统、性能优良的多种施工机具和快速支护工艺等逐渐形成, 其中高预应力强力一次支护技术得到煤矿的广泛认可和应用, 煤巷锚固技术也在不断发展和完善[3,4,5,6]。而数值方法的使用, 使得数值模拟计算与工程类比、理论计算等锚杆支护设计方法相比, 可以考虑影响巷道围岩变形、破坏和锚杆支护作用及各种地质因素, 并在多方案比较的基础上, 选出最优方案, 具有较高的科学性和合理性[5,7,8]。
1 工程地质条件
13230工作面位于东三采区胶带下山东侧, 东至耿村煤矿边界, 北侧为已回采结束的东区13210工作面, 南部为未开采的2-3煤实体, 工作面回风巷埋深处580 m, 主采2-3煤, 平均厚度10.2 m, 煤层倾角11°~13°, 2-3煤无伪顶, 直接顶为灰黑色、黑色泥岩, 平均厚31.5 m;泥岩之上为粉砂岩、中粒砂岩、泥岩互层。煤层直接底为灰色泥岩, 平均厚度1.5 m;基本底为灰色、黑灰色细砂岩与粉砂岩互层, 平均厚度12.5 m, 主要成分为石英、长石。13230工作面平均采深622 m, 煤层顶部存在巨厚砾岩层, 砾岩层厚约380 m, 与煤层层间距240 m, 处于冲击地压危险区域。13230回风巷附近地质构造简单, 煤层整体呈一向南东倾斜的向斜构造, 煤层构造较复杂, 煤层破碎松软。
2 支护参数数值模拟研究
2.1 模型建立
根据现场实际工程地质状况, 坐标系采用直角坐标系, XOY平面取为水平面, Z轴取铅直方向, 并且规定向上为正。取13230回风巷断面左下脚点为坐标原点, 水平向右为X轴正方向, 沿巷道方向垂直向内为Y轴正方向, 垂直向上为Z轴正方向, 重力方向沿Z轴负方向。三维模型的边界条件取为:四周采用铰支, 底部采用固支, 上部为自由边界。初始应力按照地质力学测试实测数据进行施加:最大水平主应力14.84 MPa, 最大垂直应力15.55 MPa, 最大水平主应力与最小水平主应力N43°E。数值模型如图1、图2所示。
2.2 巷道掘进阶段围岩受力变形分析
为了掌握13210工作面回采后煤岩体应力分布情况及不同支护方案下13230回风巷围岩变形状况, 设计模拟方案分别对排距分别为700, 900, 1 100mm时掘进及回采期间围岩应力变化进行分析 (图3、图4) 。其方案具体为:锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 间距950 mm, 每排14根锚杆。锚索材料为18.9 mm、17股高强度低松弛预应力钢绞线, 拱顶锚索长度6 300 mm, 两帮锚索长4 300 mm, 拱顶锚索间距均为1 900 mm, 帮锚索距离底板垂直距离为500 mm, 采用W钢护板护表。
从图3、图4来看, 13230回风巷掘进后垂直应力集中区域分布于巷道的两帮, 尤其是靠近采空区一侧的中下部位置;水平应力增高区域主要分布于巷道的拱顶位置, 尤其是靠近13230工作面一侧的拱顶处水平应力集中程度较高。锚杆排距为700mm时, 巷道围岩最大垂直应力为131.38 MPa, 最大水平应力为62.19 MPa;锚杆排距为900 mm时, 巷道围岩最大垂直应力为135.96 MPa, 最大水平应力为64.44 MPa;锚杆排距为1 100 mm时, 巷道围岩最大垂直应力为148.92 MPa, 最大水平应力为69.17MPa。图5、图6为13230工作面回采后采场围岩受力及巷道围岩变形情况。
13230工作面回采后, 煤柱及工作面前方煤岩体发生应力集中现象, 最大垂直应力为69.41 MPa。
从图5—图6来看, 回采后巷道围岩在不同支护方案下变形最为剧烈的位置为靠近13210工作面采空区一侧的侧拱处, 不同支护方案下巷道变形量差别较大。以回采工作面前方5 m处巷道变形情况进行分析, 锚杆排距为700 mm时, 回采工作面前方5 m处巷道最大变形量为719.53 mm;锚杆排距为900 mm时, 回采工作面前方5 m处巷道最大变形量为754.08 mm, 锚杆排距为1 100 mm时, 回采工作面前方5 m处巷道最大变形量为1 294.7 mm。
根据巷道围岩回采前后的受力可知, 在锚杆排距为700 mm和900 mm的情况下, 巷道变形相差不大, 巷道总体变形相对较小, 而对于排距1 100 mm巷道变形较大, 远大于锚杆排距为900 mm情况。因此选择新支护方案, 锚杆排距确定为900 mm。
3 工业性试验
3.1 支护方案
(1) 锚杆布置方式。顶锚杆杆体采用直径22mm左旋无纵筋螺纹钢筋, 钢号为BHRB335号, 长度2.4 m, 杆尾螺纹为M24。采用2支树脂锚固剂加长锚固:一支规格为MSK2335, 另一支规格为MSZ2360, 钻头直径30 mm, 钻孔直径为30 mm, 锚固长度1 200 mm;W钢护板厚度5 mm, 宽280 mm, 长度450 mm, 高度不低于25 mm;采用高强锚杆螺母M24, 配合高强托板调心球垫和尼龙垫圈, 托板采用拱形高强度托板, 高度不低于36 mm, 托板尺寸不小于150 mm×150 mm×10 mm, 承载能力不低于186 k N;网片采用双层经纬网护顶, 经纬网材料为10号铁丝, 网孔规格40 mm×40 mm, 网片规格4.0m×1.0 m, 采用16号钢丝连接, 双丝双扣梳辫法孔孔相连;锚杆排距900 mm, 间距950 mm。
(2) 锚索布置方式。锚索材料为18.9 mm、17股高强度低松弛预应力钢绞线, 长度6.3 m和4.3m, 钻头直径30 mm, 钻孔直径30 mm。采用1支MSK2335和2支MSZ2360树脂锚固剂锚固, 锚固长度1 520 mm;锚索托板采用300 mm×300 mm×14mm高强度可调心注浆托板及配套锁具, 高度不低于60 mm, 承载能力不低于400 k N;顶锚索每2排锚杆打设5根锚索, 锚索间距2.85 m和1.90 m, 排距1.80 m。帮锚索每帮每2排锚杆打设1根锚索, 锚索距离底板垂直距离为500 mm, 排距为1 800 mm。锚索初始张拉不低于260 k N, 预紧力损失后不低于200 k N。根据巷道支护效果, 可在施工过程中对上述方案进行调整。遇到顶板破碎、顶板淋水等条件时要及时补打锚索, 遇到地质条件发生变化以调整支护方案, 加强支护设计。13230回风巷锚杆锚索支护布置如图7所示。
3.2 矿压观测
(1) 锚杆受力。从矿压观测可知, 锚杆初期施加预紧力均在40~60 k N。随着掘进工作面的不断推进, 锚杆受力呈增加趋势, 当测站与掘进工作面的距离超过30 m (6~9 d) 后, 锚杆受力整体趋于稳定。巷道锚杆整体受力情况为两拱角处受力最大, 下帮拱角锚杆受力较上帮锚杆要大;顶板锚杆受力比两帮要大, 下帮锚杆受力要大于上帮锚杆。
(2) 两帮移近量。巷道两帮移近量变化较小, 目前基本保持稳定, 综测站移近量约30 mm, 除去测量误差, 巷道两帮基本没有变形;两拱角移近量达50 mm, 巷道两拱角移近量要明显大于两帮, 帮部变形主要表现形式为巷道两拱角的移近。
(3) 顶板离层。根据顶板离层仪读数可知, 巷道掘进当测站与掘进工作面的距离超过20 m左右后, 顶板下沉量达到稳定, 其中浅部离层在90~100mm, 深部离层为10~30 mm, 可看出顶板离层主要集中于浅部围岩, 深部围岩离层量不大。从表面位移结果可看出, 顶板移近量最大50 mm左右, 因此离层仪读数过大是由于两拱角移近造成的浅部岩层错动引起的, 顶板总下沉量在50 mm左右。
13230回风巷顶板离层、两帮变形和锚杆受力监测结果表明, 巷道变形在10 d左右基本达到稳定, 整体而言, 巷道支护效果良好, 满足工作面生产要求, 围岩变形在控制范围内, 巷道基本稳定, 锚杆、锚索受力在设计载荷范围内, 且受力稳定, 支护设计为动态设计, 较合理。
4 结论
(1) 通过数值模拟, 设计了巷道控制方案及支护参数, 提出以强力支护为主, 卸压为辅的理念。
(2) 基于现场工业性试验, 强力主动支护充分发挥了围岩与锚杆的共同作用, 使复杂难支护巷道变形得到了控制, 巷道围岩变形量明显减小。
(3) 彻底改变传统支护理念, 改变了主要依靠架棚的支护思想, 大幅度优化了锚杆支护间排距, 提高了巷道掘进效率, 降低了巷道综合维护成本。
摘要：为了合理地确定云顶煤业13230工作其支护形式及参数, 基于该面实际的地质条件, 采用有限元软件FLAC3D对该巷锚杆的支护参数进行研究, 针对不同的支护参数, 得出了在不同的支护参数条件下掘进、回采巷时道围岩受力情况, 从而确定了合理的锚杆支护参数:锚杆排距900 mm, 间距950mm, 锚索排距为1 800 mm;数值计算结果与现场监测信息表明, 巷道的变形及顶板离层等均在可控范围内, 巷道支护效果明显。
关键词：锚杆支护,数值模拟,矿压监测,巷道变形,支护参数
参考文献
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巷道锚杆支护参数设计 篇6
高应力状态下,巷道围岩变形破坏非常严重,巷道支护极为困难。目前,针对高应力巷道的支护多采用二次支护理论,但有些高应力巷道仍然周而复始地发生破坏,围岩变形得不到有效控制[2,3]。采用现有支护技术与材料在围岩破碎、高应力巷道的支护中取得了较好的支护效果[4,5,6,7,8,9],但由于高应力状态下地质条件复杂多变,若是支护参数不匹配、方式不合理,巷道围岩变形将很难被控制[3,10]。因此,针对煤矿具体的条件,研究一种具有普适性的优化高应力巷道支护参数的方法,对保证煤矿安全生产、降低支护成本、改善巷道支护效果具有重要意义[11,12]。
笔者以甘庄煤矿11#煤层高应力巷道为研究对象,通过煤岩物理力学实验和数值模拟,优化高应力巷道锚杆支护参数,确定支护方案,并进行现场工业试验,对支护效果进行了分析。
1 工程概况
甘庄煤矿主采煤层巷道的围岩条件一般较好,但由于受到近距离上部煤层采空区和煤柱的影响、邻近工作面的采动影响致使11#煤层形成高地应力巷道,矿压显现剧烈,底鼓和围岩变形较大。巷道断面形状为矩形,巷宽为4.2 m,高为2.7 m。巷道支护现采用Φ18 mm×1 800 mm左旋螺纹钢锚杆,锚杆间排距1 200 mm×1 200 mm,锚索直径为17.8 mm,长度5 000 mm,顶板每隔4排锚杆布置1根锚索,锚索排距为4 800 mm,现有的支护方式不能有效控制高应力巷道围岩变形,两帮移近量145~223 mm,顶底板移近量156~217 mm。
2 煤岩层物理力学性质测试
2.1 煤岩取样
采集的煤岩样遵照煤炭行业标准《煤和岩石物理力学性质测定的采样一般规定》的要求执行,取样成果如图1所示。
2.2 煤岩物理力学性质测试
实验室加工煤、岩试件,测定出煤、岩芯所对应的11#煤岩层的物理力学参数。试验遵照国家标准《煤和岩石物理力学性质测定方法》的规定执行。
1)测煤岩样容重:
测定煤岩密度用体积密度法,计算公式如下:
式中:ρ为试样的容重,g/cm3;m为试样的质量,g;V为试样的体积,cm3。
2)单轴抗压强度测试:
根据实验室测得的数据和公式(2)求得煤岩样单轴抗压强度:
式中:Rc为试件单轴抗压强度,MPa;P为最大破坏载荷,N;S为试样受压面积,mm2。
3)单轴抗拉强度测试:
根据实验室测得的数据和公式(3)计算得出煤岩样的单轴抗拉强度:
式中:Rt为试件单轴抗拉强度,MPa;h、D为试样高度与直径,mm。
4)弹性模量E和泊松比μ的计算:
式中:Rc(50)为50%的试件单轴抗压强度,MPa;εd(50)为εc(50)处轴向压缩应变;εh(50)为εc(50)处径向拉伸应变。
5)试样变角模抗剪试验:
式中:σ为正应力,MPa;τ为剪应力,MPa;A为试样剪切面面积,mm2;α为试样放置角度,(°)。
根据不同剪切角下的试验均值,计算出岩石黏聚力C、内摩擦角φ值。测试结果如表1所示。
3 锚杆支护参数数值模拟分析
为了全面分析甘庄煤矿11#煤层巷道锚杆支护技术,利用FLAC3D软件进行数值模拟。模型长64 m、宽36 m、高73 m,为保证模拟结果的准确性,可将模型划分260 100个单元和270 452个节点。数值模拟模型选用Mohr-Coulomb模型,巷道围岩的物理力学参数如表1所示,模型上表面施加均匀垂直压应力,模型两侧面施加随深度变化的水平压应力,数值计算几何模型如图2所示。
3.1 模拟方案
本次数值计算模拟了甘庄煤矿11#煤层巷道围岩的应力、位移变化,以现有锚杆支护技术及工程实践经验为基础,提出几种模拟方案,如表2所示。
3.2 数值模拟研究
3.2.1 帮部支护模拟对比分析
除了方案一,其他各方案都对帮部统一进行了支护。为了确定巷道帮部支护的效果,对支护方案一、二中巷道两帮在水平方向上的最大位移量进行统计分析,结果见表3。
由表3可知,同方案一相比,方案二进行帮支护以后,两帮移近量减小了50%左右,帮部支护对高应力巷道围岩稳定性的控制效果显著,故高应力巷道中建议进行帮部支护,且后续方案均进行帮部支护。
3.2.2 锚索支护模拟对比分析
方案二与方案三是锚索支护对比方案,在此支护方案下顶底板垂直位移统计结果见表4。
由表4可知,顶板锚索布置方式改进之后,顶底板移近量大幅度降低,若在此基础上进一步加大支护密度,支护质量提高得并不明显,同时经济成本增加。据此,后续方案中锚索布置方式采用方案三。
3.2.3 顶板锚杆间排距模拟对比分析
方案三至方案五的区别在于顶板锚杆间排距的不同,为确定较合适的锚杆间排距,以巷道垂直位移、水平位移作为指标进行分析,如表5所示。
从表5分析得出,锚杆间排距放大以后,巷道顶底板总移近量增大了50%以上,而巷道水平移近量基本保持不变。因此,可以确定顶板锚杆间排距为900 mm×900 mm。
3.2.4 锚杆直径、长度模拟对比分析
方案三、方案六至方案九的区别在于顶板锚杆材质的不同,在保证矿井开采安全及经济效益的前提下,为了确定锚杆合适的直径与长度,对比分析了各方案下巷道的垂直位移,见表6。
根据表6的数据汇总,综合考虑支护效果与经济因素,故优选方案三,即高应力巷道下的顶板锚杆参数选择Φ22 mm×2 200 mm。
4 工程实践
根据11#煤层煤岩物理力学实验结果和巷道数值模拟计算结果,为保持11#煤层巷道的稳定,在高应力巷道顶板布置4根Φ22 mm×2 200 mm左旋螺纹钢锚杆,煤柱帮部打3根Φ18 mm×1 800 mm的圆钢锚杆,实体煤帮打3根Φ17 mm×1 800 mm玻璃钢单体锚杆。并挂网铺设钢筋梯,顶板和帮部锚杆间排距均为900 mm×900 mm,锚杆钻孔垂直岩面施工,如图3所示。
5 工程监测
锚杆索支护属于隐蔽性工程,为了检验锚杆索支护控制围岩的效果,需要对锚杆索支护质量进行监测。
本设计中巷道围岩的监测技术内容包括:(1)表面位移监测;(2)顶板深部多点位移监测;(3)两帮深部多点位移监测。监测结果如图4~6所示。
从上述锚杆支护质量监测结果来看,采用新的支护参数施工后,巷道顶底板最大位移量为81 mm,两帮最大位移量为90.6 mm,采用新的支护参数后巷道顶底板位移量和两帮位移量分别下降了44.1%、41.9%。这说明优化后的锚杆支护系统更有效地维持了巷道围岩稳定性。
6 结论
1)在高应力状态下,原有的支护方式已不能满足安全生产的需求。通过对巷道支护参数的优化,可以充分发挥支护锚杆的承载能力,实现安全生产,降低支护成本。
2)通过数值模拟计算,对不同支护参数下锚杆支护效果进行分析,得到锚杆间排距为900 mm×900 mm、直径为22 mm、长度为2.2 m,锚索间排距为2 000 mm×900 mm的优化支护方案。
3)现场实测结果表明:采用新的支护参数后巷道顶底板位移量下降了44.1%,两帮位移量下降了41.9%。这说明优化后的锚杆支护系统能更有效地维持巷道围岩稳定性。
摘要：针对甘庄煤矿高应力巷道原锚杆支护效果不理想的情况,采用煤岩物理力学实验和数值模拟计算等方法,开展锚杆支护参数的优化。通过对不同锚杆间排距、锚杆直径、锚杆长度、锚索间排距的模拟支护效果分析,得出支护方案优化参数:锚杆间排距为900 mm×900 mm、直径为22 mm、长度为2.2 m,锚索间排距为2 000 mm×900 mm。将优化的支护方案进行现场试验,实测表明,巷道顶底板位移量下降了44.1%,两帮位移量下降了41.9%,优化后的锚杆支护系统可以更有效地控制巷道围岩变形,改善了支护效果。
关键词：高应力巷道,锚杆支护,参数优化,物理力学实验,数值模拟
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巷道锚杆支护参数设计 篇7
随着矿井的不断延伸, 开采规模的扩大, 新庄孜煤矿每年煤巷掘进14~15 km, 由于属深部“三软”煤层, 地质条件复杂, 巷道围岩松软破碎, 围岩松动圈大, 支护围岩难, 历经过多次技改, 从木棚、工字钢、U型钢棚支护、端锚支护, 发展到现在的特殊地质条件下的锚梁网联合支护。锚网梁支护有许多突出的优点, 但是, 目前两巷采用锚梁网支护仍然存在一些急需解决的实际问题。
根据地质资料分析, 施工范围为二号石门以南, 地质构造较复杂, 由于本块段位于F12~7断层上盘, 伴生断裂构造较发育, 牵引现象明显。而工作面北侧有1条Fa断层发育, 该断层走向约275°, 倾角80°, 落差约0~10 m, 对施工影响较大。
巷道布置于-720 m标高C13煤层中, 煤层赋存比较稳定, 平均厚6.8 m;煤层倾角21°~47°, 平均39°, 硬度中等偏软。伪顶为厚0~0.4 m的深灰色薄层状泥岩, 易碎;煤层直接顶为1层厚0.6~3.6 m的深灰色薄层状砂质泥岩, 局部为砂岩;老顶为细粒砂岩, 平均厚4.6~11.8 m, 较稳定。直接底为厚1.4~16.7 m的砂质泥岩, 夹C12煤;老底为厚2.4~5.5 m 的灰色砂岩。主要充水因素为老顶板砂岩水及构造裂隙水。
2 预应力控制围岩的机理和设计依据[1]
当巷道开挖后立即安装锚杆, 但未施加预拉力, 只有当围岩的开裂位移达到相当的程度以后, 锚杆才起到阻止裂纹扩展的作用, 这时围岩已几乎丧失抗拉和抗剪的能力, 加固体的抗拉和抗剪能力主要依赖于锚杆。围岩和锚杆不同步承载, 先是围岩受力破坏, 达到一定程度, 锚杆才开始承载, 在开采深度大和强烈构造应力区, 这种矛盾突现出来, 支护参数的选择成为关键的问题。
在施工过程中, 通过大转矩钻机或专用张拉机具安装, 及时给锚杆或其他支护构件以很高的张拉力, 并传递到层状顶板, 使顶板岩层在水平应力作用下处于横向压缩状态, 形成压力自撑结构, 从而阻止高水平应力对顶板围岩体的破坏, 消除或大大减缓弱面离层现象, 同时减弱两帮围岩的应力集中程度和岩体破坏现象, 从根本上维持围岩稳定。
3 巷道锚杆支护参数优化设计
巷道伪顶为厚0~0.4 m的深灰色薄层状泥岩, 易碎;煤层直接顶为1层厚0.6~3.6 m的深灰色薄层状砂质泥岩, 局部为砂岩, 老顶为厚层完整砂岩, 较稳定。煤层硬度中等偏软, 倾角较大, 断面设计和锚杆布置较困难, 贴顶部1 m煤硬度较大, 两帮强度不一致, 下帮强, 上帮弱;回采阶段有一定矿压显现, 但总体压力不是很大。从地质条件看, 该块段与5213Ⅱ机巷同属一层煤, 位置相邻, 煤层赋存情况及顶底板岩性、厚度几乎一致, 具有可比性。根据工程类比法, 比照5213Ⅱ机巷的初始设计和施工的成功经验进行锚杆参数优化设计。5112 (Ⅲ) 工作面巷道层位如图1所示。
3.1 支护方案[2]
根据维护的实际条件, 采用大间排距等强预拉力钢带锚网支护方案:采用新型左旋螺纹钢等强高性能预拉力锚杆、Π2型钢带支护和金属网联合支护。在顶板相对完整稳定的条件下, 采用大间排距布置锚杆加锚索, 在地质条件变化带, 首先加密顶部锚杆, 然后及时套棚。
3.2 参数优化设计[3]
结合现有的成功经验, 巷道断面设计为矩形, 净宽×净高=3.6 m×2.8 m。
3.2.1 锚杆布置
1) 巷道顶板采用5根左旋螺纹钢等强预拉力锚杆加3 500
mm长M4型钢带和金属网联合支护, 锚杆规格为M22×2 500 mm, 加长锚固方式, 每根锚杆采用2节Z2355型中速树脂药卷;锚杆间距800 mm;排距1 000 mm。
如果施工环境受到限制时, 可在顶部靠下帮采用1根M22×2 200 mm锚杆, 向下倾斜15°与顶板成伪垂直安设, 靠上帮1根锚杆在垂直顶板线位置稍带向上15°的迎山角, 增加上三角的稳定性。另顶部每2~3排距离施工6.0 m长锚索2根, 进入基本顶岩层, 并上3.2 m长M4钢带1根。为了使跨度太大的顶部更有稳定性, 在直接顶厚1.0~3.0 m时每2 m 从巷中打1根点柱, 距上帮平距1.5 m。
2) 巷道下帮采用4根左旋螺纹钢等强预拉力锚杆加2.7
m长的Π2型钢带、菱形铁丝网联合支护, 因倾角较大, 顶部形成的锚固梁的重力分力大部分传递到下帮, 故锚杆规格选为M22×2 200 mm 型。为加强下帮的煤体强度, 下帮采用长锚杆加固围岩, 每根锚杆采用2节Z2355型中速树脂药卷加长锚固;锚杆间距为800 mm;排距为1 000 mm。
3) 巷道上帮采用3根左旋螺纹钢等强预拉力锚杆加2.7
m长Π2型钢带、铁丝网联合支护, 因上帮稳定性较差, 又是加固煤顶的关键, 故选锚杆规格为M22×2 500 mm型, 为加长锚固方式, 每根锚杆采用2节Z2355型中速树脂药卷;锚杆间距800 mm;排距1 000 mm。为了增加上三角的稳定性, 上边2根角度向上倾15°, 另从每排软分层处增加单体锚杆1根。
4) 顶锚杆设计转矩不低于120
N·m, 锚固力为80 kN, 帮部转矩不低于100 N·m, 锚固力大于50 kN, 机具转矩不足时人工滞后增加, 必须在3 h内加足, 2~3 d 内进行二次加转矩。巷道断面及锚杆支护参数如图2所示。
3.2.2 特殊地段特殊处理
顶板破碎带、断层带、淋水带、直接顶厚度变化异常带等特殊地段, 首先加密顶部锚杆, 然后及时套棚, 或经研究采取其他支护方式, 锚杆支护设计技术参数见表1。
4 新型锚杆支护施工工艺
4.1 基本要求
1) 打锚杆眼前, 先打点柱, 敲帮问顶, 处理掉活动矸石, 确保安全作业;控制爆破施工, 顶板及两帮要预留断面;按锚杆设计排距实行单循环, 顶板掘进循环进度800 mm;下帮帮锚杆滞后不超过1排, 顶部及上帮不得滞后。
2) 顶板破碎处铺设金属网要从顶板中部向两边铺, 两边顶网过肩窝, 在巷道帮部加网至底角;通过人工加转矩, 保证所有的锚杆安装转矩大于设计值。
4.2 安装顶板锚杆[4]
首先进行超前临时支护, 上网打点柱和护顶锚杆, 护顶锚杆按每排2~3根布设;打顶板锚杆孔按设计的间排距点好眼位用单体锚杆钻机由下帮向上帮打锚杆眼。巷道顶板锚杆长度2 200 mm, 采用直径为27 mm的钻头、与锚杆等长的钻杆打眼;再送树脂药卷, 用锚杆向锚杆孔装入2节Z2355型中速树脂药卷, 慢慢将其向孔底推入;最后用搅拌接头将钻机与锚杆堵头螺母连接起来, 然后升起钻机推进锚杆, 至顶板岩面300~500 mm时开始搅拌, 缓慢升起钻机并保持搅拌30 s后停机;50 s后再次启动钻机边旋转边推进紧固锚杆, 锚杆螺母在钻机的带动下顶断堵头, 托盘快速压紧顶板岩面, 使锚杆具有较大的预拉力, 钻机输出转矩大于等于120 N·m。
4.3 安装帮锚杆
按设计部位打巷道帮锚杆孔:采用煤电钻, Φ28 mm钻头, 下帮及上帮底部2个眼采用2.2 m长钻杆, 上帮煤体部分4个眼采用2.5 m长钻杆;用锚杆向锚杆孔装入2节Z2355型中速树脂药卷, 慢慢将树脂药卷推入孔底;用连接套将煤电钻与锚杆堵头螺母连接起来, 并将锚杆推入孔底, 然后开动岩石电钻边搅拌边推进, 保持40 s并推入孔底后停止;60 s 后再次开动钻机, 将螺母中的堵头顶断, 托盘快速压紧岩面, 安装完毕。
4.4 施工锚索
打顶板眼:打眼深度为6 000 mm;送树脂药卷:向孔内装入1节K2355快速树脂药卷和3节Z2355中速树脂药卷, 用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。
搅拌树脂:用搅拌接头将单体锚杆钻机与钢绞线连接起来, 然后升起钻机推进钢绞线, 边搅拌边推进, 直到推入孔底, 停止升钻机搅拌30 s后停机。
张拉钢绞线:60 min后用张拉千斤顶张拉钢绞线, 安装完毕, 进入下一循环。
4.5 施工注意事项
1) 成孔质量。
孔直度要高, 即接换钻杆时, 应确保钻机位置不动, 保持1条中心线;孔深应准确, 即要求采用与锚杆等长的钻杆完成钻孔, 误差不能大于1.5 cm;孔壁要清洁, 钻孔完成后, 应反复冲刷直至孔内出清水, 不留煤岩粉。
2) 锚杆安装工艺。
搅拌及时, 匀速搅拌至孔底, 并保证整个搅拌时间达到30 s;等待充分, 确保50 s后树脂凝固1次上紧;掉顶处应及时采用各种规格的木楔调节, 木楔放置在拉条和金属网之间, 使金属网紧贴岩面;采用锚杆钻机检查螺母扭紧程度时, 以单体锚杆钻机不能继续转动为准;必须安排专人对锚杆进行二次加转矩, 使锚杆的预紧力达到设计要求。
5 结语
为有效控制顶板岩层的变形和离层, 顶板锚杆必须给顶板岩层以可靠的支护阻力。支护阻力可以通过杆体自身的摩擦阻力来实现。在锚杆支护密度和杆体材质一定时, 锚杆支护阻力的大小与杆体的直径成正比。
实践表明, 锚杆杆体直径与钻孔直径的合理匹配是其直径之差为6~12 mm, 以8~10 mm为最好。锚杆直径、钻孔直径确定后, 在保证树脂药卷能顺利塞入钻孔的前提下, 应尽量加大树脂药卷直径, 这样有利于树脂药卷的充分搅拌和树脂胶泥和固化剂的混合, 使树脂锚固强度得以充分发挥。
参考文献
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巷道锚杆支护参数设计 篇8
关键词：沿空巷道,高应力,数值模拟,围岩变形,支护参数优化
由于综采放顶煤技术具有较好的技术经济效益和广阔的发展前景, 目前已成为我国厚煤层开采普遍采用的采煤方法。随着开采加速, 我国浅部资源越发稀少, 开采深部资源将成为国内外矿区未来的发展趋势, 而在深部地质力学复杂环境下围岩逐渐向软岩转变, 软岩条件下支护较困难, 该问题严重制约着矿井深部开采的发展[1]。近年来, 国内矿井主要使用架棚等刚性支护对综采放顶工作面沿空巷道支护, 工序复杂, 制约着工作面的生产推进速度, 影响着综放设备能力的充分使用, 更重要的是围岩应力较高时难以控制其破坏[2]。近年来提出一种针对高应力、软岩等难支护情况下的新型支护方式———高强度锚杆支护系统, 该方式与常规支护方式相比, 优越性十足。虽然现在也有不少综放沿空巷道使用了锚杆支护, 但由于对锚杆支护机理的认识不足, 实际应用中影响了锚杆作用的发挥。因此, 锚杆支护设计的合理与否关系到深部高应力条件下沿空巷道支护技术能否成功[3]。考虑到采用经验类比等方法在进行深部高应力条件下综放沿空巷道支护设计可靠合理性较差的现状, 本文在姚桥煤矿采样进行围岩力学参数测试, 并且在研究该矿地应力分布规律的基础上, 结合锚杆作用机理的分析, 通过采用数值模拟姚桥煤矿7001综放工作面沿空巷道条件下不同锚杆支护参数的支护效果, 分析得出最优锚杆支护参数, 使锚杆支护设计变得更科学、更合理、更可靠, 更符合现场实际。
1 岩石力学试验
为了准确掌握围岩力学参数及巷道煤体力学性质, 在姚桥煤矿按试验标准开展了力学试验。从该矿中央采区7001综放工作面回风巷道中采集大块岩样, 现场封腊后运回实验室。运到实验室后立即按50 mm×100 mm规格加工, 处理成单个试件。
1.1 单轴压缩试验
每组岩样测试3项内容, 包括平均抗压强度、弹性模量、泊松比。7#煤层、顶底板的各岩层的岩石单轴压缩试验结果见表1。
1.2 三轴压缩试验
煤矿井下采动过程中, 岩石总是处于一定地应力作用之下, 处于两向或三向受力状态。采用岩石力学试验机对姚桥煤矿7#煤层试件进行9个不同围压下 (0.2 MPa≤σ3≤12 MPa) 的三轴压缩试验, 三轴压缩试验结果见表2。
根据库仑准则及三轴压缩试验结果, 可以回归出姚桥煤矿7#煤的库仑准则主应力关系式:
由式 (1) 可见, 回归曲线与实测曲线拟合良好。根据回归结果进一步求得姚桥煤矿7#煤的内聚力C=1.323 MPa, 内摩擦角φ=59.516°。
根据摩尔准则绘制的姚桥煤矿7#煤在τ-σ平面坐标系内的摩尔圆如图1所示。摩尔强度准则反映τ-σ的非线性关系, 在反映岩石的强度特征时比库仑准则更为准确可靠。一般认为, 岩石的内摩擦角随着围岩压力的增加而逐渐变小, 即随着σ→∞, 对应包络曲线的斜率向0靠近, 包络线收缩转为水平, 这也符合煤的软岩特性, 可以选用二次抛物线型描述包络线, 其方程式为:
式中, λ为待定常数;σt为岩石单轴抗拉强度。
根据试验数据可以计算出摩尔圆包络线的曲线方程:
所以, 姚桥煤矿7#煤煤体岩样的单轴抗拉强度σt=0.27 MPa。从图1可以看出, 煤岩的内聚力C=1.75 MPa, 比库仑准则求得的C值略大些;而煤岩的原始内摩擦角φ=51.15°, 则比按库仑准则求得的φ值小一些。
综上分析, 姚桥煤矿7#煤较好地符合库仑—摩尔模型。
2 综放沿空巷道锚固机理分析
2.1 综放沿空巷道围岩变形特点
与其他类型巷道相比, 综放沿空巷道围岩由于巷道本身赋存条件不同, 有以下特点:巷道煤体在支护前受到二次回采掘进的影响, 由于受上一工作面采动影响, 其所受力达到或超过围岩极限强度, 而围岩变形较一次掘进的巷道更大, 围岩变形破坏范围和程度更大。这种巷道围岩的单轴抗压强度按照经验一般在5~30 MPa之间, 且往往煤体的力学性质较弱, 同时巷道围岩的力学环境也相对复杂, 导致了巷道周围煤体裂隙十分发育, 锚杆支护范围内围岩比较破碎, 围岩自支撑力几乎没有[4]。
2.2 综放沿空巷道锚固机理分析
由于围岩赋存的特征比较隐蔽, 煤体应力状况复杂, 关于锚杆如何对围岩产生作用国内外学者均有不同的见解, 也都能解释一些问题, 有不同的适用范围和其不足之处。但在锚杆对煤巷的锚固机理方面有以下共识:锚杆有轴向作用和横向作用, 前者体现在使用锚杆后增强围岩煤体的应力状态, 使其向两向或者三向受力变化;后者体现在使用后提高了弱面的抗剪能力来阻止围岩裂隙等弱面的相对运动[5]。通过这两者的协同作用, 可以增强锚固煤体的力学性质和强度, 进而提高煤体围岩的自支承能力, 并且围岩煤体的变形破坏特性得到改善。
(1) 锚杆的轴向作用机理。从煤样三轴试验结果可见, 当围压变大时, 煤样的极限强度也在变大, 即三向压力增大, 煤体围岩更稳定, 而采用锚网支护后增强对煤体的侧压力, 使煤体的两向、三向受力状态更加稳定, 因而可提高锚固范围内的煤体围岩强度。对采用锚杆支护的综放沿空巷道而言, 由于围岩煤体本身已经发生一定程度变形, 支护前围岩处于极限强度后的残余变形区域[6];而且在巷道支护稳定期间考虑受采动影响等因素, 该残余强度随着应力的变动将会进一步降低, 而残余强度降低的程度主要受周边煤体应力影响。实验室三轴压缩试验表明, 较大程度地提高围岩的残余强度可以实现, 只需要增加围压即可。在本文的试验条件下围压在0~1.5 MPa这一范围内变化时, 围岩残余强度的提升最明显。因此, 采用锚杆支护后, 可以较大程度地提高破碎煤体的极限强度和残余强度, 有利于巷道稳定。
(2) 锚杆的横向作用机理。综放沿空掘巷的围岩煤体破坏形式主要沿弱面破裂块体间发生相互错动, 块体扩容而产生破坏。这种条件下锚杆更发挥其横向作用, 提高这些弱面的抗剪能力, 使得破裂煤体间发生沿弱面错动的可能性得到减小和消除。有学者开展过相似材料模拟试验, 结果证实锚固体的内聚力C值与安装锚杆规格关系不大, 安装锚杆相比不安装锚杆其区别也不大。试验中C值最多增大10%左右, 而锚固体的φ值则相反, 前后对比影响较大。分析其主要原因是, 煤体围岩内形成一个均匀压缩区, 其产生与锚杆的预紧力相关, 压缩区间接增大了围岩等效内摩擦角。
综上所述, 综放沿空巷道应用锚杆支护可以实现支护目的, 可对浅部较破碎煤体起到很好的锚固作用。究其原理, 主要是由于锚杆轴向作用力提高了破碎区煤岩体的整体稳定性, 并将此部分与深部稳定围岩进行连通;另一方面, 使用锚杆的横向作用力减少了破裂煤体沿弱面所发生的错动[7]。因此, 使用锚杆支护综放沿空巷道理论在技术上是可行有效的, 重点是进行正确的锚杆参数设计, 合理确定支护参数, 对提高巷道稳定性更加切实可行。
3 综放沿空巷道锚杆支护参数优化分析
3.1 姚桥煤矿开采条件
姚桥煤矿现生产能力为370万t/a, 主采7#煤层, 煤层平均厚5.2 m, 此次模拟主要对该矿7001工作面, 工作面对应地面标高+33.51~+34.86 m, 工作面标高为-610~-676 m, 工作面走向长1 150m, 工作面长170 m, 工作面煤层平均倾角12°。
3.2 有限元模型建立
以7001工作面围岩赋存情况为原型, 模型中将巷道顶板及窄煤柱、实体煤一侧共计14 m范围内的煤体划分成0.25 m×0.20 m (宽×高, 下同) 的块体单元。巷道底板划分为0.50 m×0.25 m的块体。顶煤上方的直接顶厚度为5 m, 块体大小均划分为3.0 m×2.5 m, 基本顶厚6.5 m, 断裂步距15 m。整个模型尺寸200 m×54 m。根据姚桥矿-650 m水平地应力实测结果, 结合数值模拟模型和沿空掘巷空间位置及深度, 将地应力实测的3个主应力分解、叠加计算得出, 施加在模型上边界的垂直应力为12.04 MPa, 垂直于巷道轴向的水平侧压为15.51MPa。采用位移固定边界来约束模型边界条件, 两侧应用单向约束, 底部应用双向约束。煤层及巷道顶底板岩石的力学参数是根据此次试验研究得出的相应岩体参数, 其他各岩层的力学参数参考相邻矿井情况确定。各岩层力学参数见表3。根据岩石力学试验, 姚桥煤矿7#煤的强度较好地符合摩尔—库仑准则。因此, 采用摩尔—库仑弹塑性材料模型进行数值模拟。
3.3 数值模拟结果及其分析
锚杆间排距分别为600, 700, 800, 1 000 mm时, 对采用不同锚杆长度支护进行数值模拟分析。图2为锚杆间排距均为600 mm时, 采用不同长度 (1.8, 2.0, 2.2, 2.4 m) 的锚杆支护开挖时顶底板的移近量情况。
采用同样的方法对不同间排距、锚杆长度的情况进行模拟, 结果见表4。
3.4 锚杆合理支护参数确定
根据模拟试验计算结果和上述分析, 综合考虑控制巷道围岩变形、经济效益和施工方便, 本设计中锚杆的布置方式选用454型, 即实体煤帮4根锚杆、间距为700 mm, 顶板5根锚杆、间距为800 mm, 窄煤柱帮4根锚杆、间距为700 mm, 排距800 mm。考虑巷道的安全可靠性, 选用15.24 mm钢绞线制锚索, 长度7 m, 每1.6 m安装2套预紧力110~130k N的锚索;间距2.4 m;锚固长度1.5 m。
4 综放沿空巷道支护效果分析
为了掌握7001综放面沿空巷道围岩变形规律及锚杆支护对围岩变形的控制效果, 在上述优化支护参数应用现场, 对巷道围岩变形进行了监测。监测结果表明, 巷道两帮最大移近量584 mm, 顶板最大下沉量366 mm。7001综放面沿空巷道总体支护效果良好, 完全能够满足综采工作面的生产需要, 说明采用的支护参数科学合理。
5 结论
(1) 围岩支护应考虑围岩的自承力, 支护设计不应逆着地应力, 地应力的大小和方向关系到井下巷道锚杆支护作用的发挥。因此, 进行科学合理的地应力测试, 对于综放沿空巷道支护设计具有重要意义。
(2) 地应力测定结果显示, 姚桥煤矿-650 m测点以水平应力为主, 且均接近于水平方向;该矿7#煤力学性质比较符合库仑—摩尔模型。
(3) 在地应力测试的基础上, 对姚桥煤矿7001综放工作面沿空巷道锚杆支护参数进行了数值模拟计算及优化分析, 得出了合理的锚杆支护参数。现场应用效果表明, 巷道总体支护效果良好, 巷道煤体围岩变形得到有效控制, 采用的支护参数科学合理。这对于高地应力区域巷道锚杆支护合理设计具有重要参考意义。
参考文献
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巷道锚杆支护参数设计 篇9
关键词：巷道,锚杆支护,支护参数
0 引言
目前, 锚杆支护技术已是巷道支护的主要支护方式, 其主要原因是锚杆支护技术的推广及其优越性, 与锚索、网、喷浆等配合使用, 能形成多种不同的支护形式。
锚杆支护是通过围岩内部的锚杆改变围岩本身的力学状态, 在巷道周围形成一个整体而又稳定的岩石带, 利用锚杆与围岩共同作用, 达到维护巷道稳定的目的, 是一种积极防御的支护方法[2]。
根据锚杆与围岩的相互作用, 锚杆支护的作用原理主要有:a) 加固拱作用;b) 悬吊作用;c) 组合梁作用;d) 围岩补强作用;e) 减小跨度的作用。
支护设计方法主要有:a) 工程类比法;b) 理论计算法;c) 实测法;d) 数值模拟法[2,3]。
锚杆支护设计参数选定的合理性, 直接制约着锚杆的支护效果, 影响着巷道的施工质量及进度。现通过巷道现场条件结合锚杆支护理论, 对诚南煤业巷道支护设计进行优化。
1 巷道顶底板及煤层赋存状况
晋圣诚南煤业为兼并重组整合矿井, 井田面积为30 km2, 井田内可采煤层为太原组的15#煤层, 位于太原组一段顶部, K2灰岩之下, 煤层厚度1.40 m~3.40 m, 平均厚度2.45 m;井田内15#煤层赋存区层位稳定, 结构简单, 为赋存区稳定的可采煤层;其直接顶板多为K2灰岩, 平均厚度10.25 m, 厚度较大, 局部为泥岩或砂质泥岩, 底板多为灰黑色泥岩;K2灰岩下部有0 m~4.00 m的黑灰色泥岩伪顶, 随煤层开采而崩落, 底板多为灰黑色泥岩。顶板K2灰岩强度根据已有晋城地区15#煤层灰岩顶板强度测试结果表明其强度均在100 MPa以上;底板泥岩自然抗压强度为3.4 MPa~9.1 MPa, 平均为6.9 MPa, 抗拉强度为0.21 MPa~0.41 MPa, 平均为0.31 MPa。
井田构造线方向与区域构造线方向基本一致, 受区域构造影响, 褶曲为井田内主要控制性构造, 地层倾角2°~5°, 未发现断层、陷落柱构造, 未见岩浆岩侵入;煤层属于瓦斯煤层, 自燃倾向性等级为Ⅲ级, 煤尘无爆炸危险性, 对矿井开拓开采影响不大。
2 巷道原始支护设计
2.1 支护设计形式
根据锚杆支护原理和方法, 原始设计盘区轨道大巷为矩形断面, 巷宽4 200 mm, 巷高3 000 mm, 掘进断面积为12.6 m2;采用锚杆-锚索-金属网联合支护方式, 支护完毕后喷浆。
支护设计参数如下:
2.1.1 顶板支护
锚杆规格:采用BHRB400钢材, 杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋, 长度2 000 mm, 杆尾螺纹为M22;
锚杆配件:采用高强锚杆螺母M22, 配合拱形高强度托板、调心球垫和尼龙垫圈, 托板规格为150 mm×150 mm×10 mm;
锚固方式:采用两支树脂锚固剂锚固, 一支规格为MSK2335, 另一支规格为MSZ2360;
网片规格:采用钢筋网护顶, 网孔规格100 mm×100 mm, 网片规格2 300 mm×1 600 mm, 网片勾接长度为100 mm, 采用双股16#铁丝孔孔相连捆扎一道, 扭结不少于3圈;
锚杆布置:每排布置5根, 间排距800 mm×800mm;锚固力120 k N, 预紧力矩120 N·m;
锚索规格:锚索直径为Φ17.8 mm, 长度5 000 mm;
锚索托板:采用300 mm×300 mm×16 mm高强度可调心托板及配套锁具;
锚固方式:采用一支MSK2335和两支MSZ2360树脂锚固剂锚固;
锚索布置:呈矩形布置, 间排距为1 600 mm, 预紧力150 k N。
2.1.2 巷帮支护
锚杆规格:采用BHRB400钢材, 杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋, 长度2 000 mm, 杆尾螺纹为M22;
锚杆配件:采用高强锚杆螺母M22, 配合拱形高强度托板、调心球垫和尼龙垫圈, 托板规格为150 mm×150 mm×10 mm;
锚固方式:采用两支树脂锚固剂锚固, 一支规格为MSK2335, 另一支规格为MSZ2360;
网片规格:采用钢筋网护顶, 网孔规格100 mm×100 mm, 网片规格2 300 mm×1 600 mm, 网片勾接长度为100 mm, 采用双股16#铁丝孔孔相连捆扎一道, 扭结不少于3圈;
锚杆布置:每排每帮布置4根, 间排距800 mm×800 mm;锚固力100 k N, 预紧力矩100 N·m。
2.2 设计存在问题分析
经过已掘760 m巷道现场观察, 巷道支护效果不理想, 支护设计存在不合理问题, 主要存在以下问题:a) 按照现场顶底板条件, 巷道在成型上难以把握, 随着巷道的施工高顶现象频繁出现, 冒顶平均高度达1 m左右;b) 巷道锚杆锚索支护密度大 (锚杆锚索间排距) , 在施工过程中, 增加工人的劳动强度, 延长了施工工期, 降低了工效, 还增加了支护材料成本;c) 巷道锚杆锚索预紧力小, 预紧力扩散效果差, 支护刚度低, 不能充分发挥锚杆的主动支护作用, 不能有效控制围岩离层, 给工作面巷道维护和施工安全带来了安全隐患。
为此, 必须对巷道支护形式和参数进行优化调整, 保证巷道施工支护成本低、质量优、进度快、围岩稳定安全无隐患。
3 巷道支护设计优化
通过对现场掘进巷道围岩强度、围岩结构、地应力等内容的调查和锚固性能的测试, 结合本煤层具体条件, 对巷道支护设计参数做出调整, 确定出比较合理的设计[1]。主要调整参数如下:
a) 锚杆锚索间排距:提高单根锚杆与锚索的强度, 在保证支护强度不低于原有支护强度和巷道安全的前提下, 减小锚杆锚索密度, 降低单位面积上锚杆锚索数量, 从支护设计上提高成巷速度;b) 锚杆锚固力预紧力矩、锚索预紧力:大幅度提高锚杆锚索的预紧力, 提高锚杆控制围岩的早期扩容与离层的能力, 最大限度地保持锚固煤岩体的完整性和承载能力, 避免围岩产生较大的变形, 使其强度过早、过快地降低;c) 锚杆、锚索布置与参数选取应充分考虑矿山的实际情况, 尽量减少锚杆支护密度, 提高掘进速度。
综合以上分析, 结合城南矿井地质情况, 提出以下支护设计调整方案。
a) 当直接顶为灰岩或厚度小于1.5 m其它软岩时, 锚杆布置:每排3根锚杆, 锚杆排距1 500 mm, 间距1 500 mm, 锚杆原则上均垂直巷道顶板布置, 考虑施工方便, 靠近巷帮的两根顶锚杆与垂直方向的夹角不得大于10°;锚杆预紧力矩不小于300 N·m, 锚固力不小于130 k N。
锚索布置:锚索采用直径为Φ17.8 mm, 长度5 300 mm的低松弛钢绞线, 每3排锚杆在巷道正中间打设1根锚索, 排距4 500 mm, 全都垂直顶板打设;锚索预紧力不小于200 k N。
巷帮支护:
锚杆布置:每排每帮3根锚杆, 锚杆排距1 200mm, 间距1 100 mm, 锚杆均垂直巷帮布置;锚杆预紧力矩不小于300 N·m, 锚固力不小于130 k N;
b) 当直接顶为其它软岩且厚度大于1.5 m时, 支护设计调整参数如下;
顶板支护:
锚杆布置:每排4根锚杆, 锚杆排距1 200 mm, 间距1 200 mm, 锚杆原则上均垂直巷道顶板布置, 考虑施工方便, 靠近巷帮的两根顶锚杆与垂直方向的夹角不得大于10°;锚杆预紧力矩不小于300 N·m, 锚固力不小于130 k N。
锚索布置:采用直径为Φ17.8 mm, 长度5 300mm的低松弛钢绞线, 每2排锚杆在巷道正中间打设1根锚索, 排距2 400 mm, 全都垂直顶板打设;锚索预紧力不小于200 k N。
巷帮支护:
锚杆布置:每排每帮3根锚杆, 锚杆排距1 200mm, 间距1 100 mm, 锚杆均垂直巷帮布置;锚杆预紧力矩不小于300 N·m, 锚固力不小于130 k N。
4 支护效果评价
4.1 巷道支护方面
通过井下锚杆受力实测, 巷道顶部锚杆的轴向拉力最大能达到189 k N, 受力最大部分位于加固锚固端, 顶部测力锚杆应力调整频繁, 调整幅度较小, 说明加大预紧力后, 锚杆起到了主动支护的作用, 能有效控制围岩的变形。
在改变支护设计放大排距后, 锚杆能够有效控制顶板下沉, 掘进期间顶板下沉量不超过40 mm;煤帮位移较小, 两帮移近量不超过30 mm, 能够较好地保持顶板和两帮的稳定。
以上证明, 增大锚杆预紧力、放大锚杆间排距是安全可靠的, 其优化设计方案是科学合理的。
4.2 经济效益方面
通过与原始设计的对比, 原始支护方式材料消耗为440元/m, 优化后为350元/m, 每米巷道可直接节约支护成本90元, 节约成本20%;采用原始支护设计后, 平均每月掘进进尺380 m, 放大间排距后, 平均每月进尺掘进470 m, 掘进速度比原来提高20%。
以上证明, 加大锚杆间排距后, 不仅能够有效控制工人的劳动强度, 也能够有效降低支护成本, 加快掘进进度, 提高工效。
5 结语
经过支护设计优化, 提高巷道掘进速度, 有效缓解矿井采掘衔接问题;间排距的增大, 使支护材料明显减少, 降低矿井经济成本, 为增收节支创造了条件;加大预紧力, 提高支护刚度, 有效控制巷道围岩变形, 提升巷道支护的可靠性, 降低锚杆支护顶板事故发生的可能性。
参考文献
[1]康红普, 王金华.煤巷锚杆支护与理论成套技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2007.
[2]陈彦光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.
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