大断面锚杆支护优越性

大断面锚杆支护优越性（精选6篇）

大断面锚杆支护优越性 篇1

前言

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:

$\text{C}=\left(\frac{\text{Κ}{}_{\text{c}}\text{γ}\text{Η}\text{B}}{10{}^4\text{f}{}_{\text{y}}}-1\right)\text{h}\text{t}\text{a}\text{n}\frac{90-\text{φ}}{2}$ (1)

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°。

$\begin{array}{l}\text{C}=\left(\frac{2.82\times 25\times 406.85\times 1}{10{}^4\times 1.97}-1\right)3.8\tan \frac{90-33.2}{2}\\ =0.935\text{m}\end{array}$

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:

$\text{b}=\frac{(\text{a}+\text{C})\cos \text{α}}{\text{f}{}_{\text{y}}}$ (2)

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°。

$\text{b}=\frac{(2.75+0.935)\cos 4°}{1.97}=1.867\text{m}$

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

$\text{n}=\frac{\text{k}\text{Q}{}_{\text{Η}}}{2\text{a}\text{F}}$ (5)

则$\text{n}=\frac{2\times 143.759}{2\times 2.75\times 70}=0.87$

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:

$\text{a}{}_{\text{r}}=\text{π}\text{Ζ}\sqrt{\frac{(\text{a}+\text{b})\text{Ζ}}{\text{a}\text{b}}}$ (6)

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:

$\text{L}{}_{\text{a}3}\ge \text{L}\text{m}=\text{Κ}\frac{\text{d}{}_1\text{f}{}_{\text{a}}}{4\text{f}{}_{\text{c}}}$ (8)

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

$\text{X}=\frac{\text{L}{}_{\text{m}}(\text{ϕ}{}_2{}^2=\text{ϕ}{}_1{}^2)}{\text{L}{}_{\text{s}}\text{ϕ}{}_3{}^2}$ (9)

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:

$\text{n}{}_{\text{m}}=\frac{\text{k}{}_{\text{m}}\text{Q}{}_{\text{Η}}}{\text{Ρ}}=\frac{1.5\times 141.834}{280}=0.76$ (10)

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.

[3]林崇德.层状岩石顶板破坏机理数值模拟过程分析[J].岩石力学与工程学报,1999,18(4)392-396.

大倾角断面巷道掘进锚杆支护实践 篇2

关键词：大倾角断面巷道,锚杆支护设计,施工工艺

开滦 (集团) 唐山矿业公司是具有130多年开采历史的老矿, 年产原煤400多万吨的特大型矿井, 随着不断开采, 近年来开采区域地质条件越来越复杂, 煤层赋存倾角较大, 回采工作面衔接非常紧张, 只有不断提高大倾角断面巷道掘进, 才能缓解采掘衔接紧张的局面, 保证全矿生产任务的顺利完成。

唐山矿业公司Y252工作面, 工作面走向长度865 m, 工作面倾斜长度85m。该5煤层赋存相对稳定, 煤质较好, 主要以亮煤为主;煤层平均倾角29°, 煤厚平均为3.2m, 局部由于断层影响煤层较薄。5煤层直接顶为深灰色粉砂岩, 平均厚5.7m, 以石英长石为主, 硅质胶结, 上部有一层煤线, 含大量植物碎屑化石;老顶为灰白色中砂岩, 厚9.8m, 以石英长石为主, 硅质胶结。

1 目前的掘进支护方式

唐山矿业公司目前巷道掘进主要的支护方式为锚网支护和架棚支护。锚网支护形式:螺纹钢锚杆+金属网+W型钢带;两帮支护形式:螺纹钢锚杆+金属网+木托盘。以锚网支护为主, 在巷道顶板破碎、压力大等的情况下, 采用架棚支护。

Y252工作面运道及风道的巷道断面倾角大, 在大倾角断面巷道掘进过程中, 采用传统锚网支护方法不能有效抑制顶板和片帮现象的发生;若采用架棚支护时, 该支护方式材料消耗大, 配置人员多, 劳动强度大, 人工费用高, 架设金属拱形棚子的笨重作业以及断面倾角大、上帮腮角顶空等原因, 导致作业时具有一定危险性, 因而目前的支护方法亟待于进一步改进。

2 大倾角断面巷道掘进支护设计

2.1 正常巷道的支护设计

2.1.1 顶板支护形式:螺纹钢锚杆+金属网+W型钢带以及锚索补强

支护。正常情况下中间的顶锚杆要垂直于顶板, 轴向偏差≤5°, 每排两侧的顶锚杆向巷帮侧倾斜20～30°。两侧的顶锚杆距巷帮超过0.2m时, 要及时补打单根顶锚杆。顶锚杆采用等强右旋螺纹钢锚杆 (Φ22mm×L2000mm) 。钢带采用长度为2.3m的4个眼W型钢带两块搭接使用, 托盘为高强度预应力托盘, 顶网采用12#铅丝编制的菱形网 (5.0m×1.0m) 。顶锚杆锚固力为70KN, 螺母扭紧力矩不小于100N·m。顶锚杆板距为0.8m, 如遇地质变化、压力大等时, 可适当缩小板距。

采用锚索补强支护, 锚索呈三花或五花眼眼形式。锚索采用1×7股高强度低松弛预应力钢铰线 (Φ17.8mm×6500mm) , 锚索的锚固长度为锚索的1/3以上, 锚索托梁采用长度不小于1m的25U型钢配高强度预应力托盘。涨拉预紧力要求达到100KN以上。锚索安装滞后迎头不得超过20m, 如遇地质变化、上顶破碎时, 加密锚索布置, 紧跟迎头, 随掘随打。

2.1.2 两帮支护形式:螺纹钢锚杆+金属网+木托盘。帮锚杆呈五花眼

均匀布置, 最上一排距上顶不大于0.3m, 且上仰20～30°;最下一排距底板不大于0.5m, 且下倾10～15°, 中间锚杆间排距不大于1m。帮锚杆采用等强右旋螺纹钢锚杆 (Φ20mm×L2000mm) , 托盘为高强度预应力圆托盘配合木垫 (200mm×200mm×40mm) 使用, 帮网采用12#铅丝菱形金属网 (3.0m×1.7m) 。

如图1所示。

2.2 大倾角断面巷道的支护设计

Y252工作面地质条件具有复杂性、多样性的特点, 采用现场勘察和日常顶板动态监测。由于巷道断面倾角较大, 上帮断面较高, 难以一次成巷, 针对这种情况, 根据顶、底板围岩参数等, 改进锚杆支护设计, 确定出合理的大倾角断面巷道支护设计。

(1) 顶锚杆:中间的顶锚杆要与顶板法线成20～30°施工, 偏差≤5°, 每排两侧的顶锚杆向巷帮侧倾斜 (上帮侧顶锚杆与顶板法线方向成40～50°, 下帮侧顶锚杆垂直于顶板) 。顶、帮锚杆采用规格为Φ22mm×L2200mm。

(2) 帮锚杆:上帮布置4～5排, 帮锚杆施工时向迎头方向外扬20°、上仰30° (最下一排帮锚杆垂直于煤壁施工) ;下帮帮锚杆布置3排, 垂直于煤壁施工 (最下一排下倾15°) 。在巷道上帮第一排与第二排帮锚杆之间布置一趟帮锚索, 锚索采用规格为Φ17.8mm×4000mm。

(3) 锚索:上顶布置两排锚索, 上方一排锚索布置在第二与第三根顶锚杆之间, 下方一排锚索布置在第三与第四根顶锚杆之间, 与顶板法线成20～30°施工。锚索采用规格为Φ17.8mm×10000mm。

如图2所示。

3 大倾角断面巷道掘进施工工艺

3.1 掘进施工时, 先从上帮开始, 由上往下顺序进行, 减少对上帮煤壁的破坏, 现场要设专人观山指挥, 施工人员要随时密切注意观察顶板及迎头煤壁等的稳定情况, 严格控制控顶距。必须加强控制好上帮, 防止片帮伤人。

3.2 施工过程中, 找完掉后, 在双前探梁托钢带网临时支护下, 打中间顶锚杆固定好上顶钢带, 上帮及时打好最上面一排帮锚杆, 然后打顶锚杆。上帮能够挂一片帮网时及时挂好帮网, 上齐托盘拧紧螺母, 挂好的帮网要及时联好, 防止上帮片帮伤人。

3.3 施工巷道迎头5m范围内上帮留煤垛或浮煤, 保持断面高度不大于3m, 以保证施工人员能够便于施工上帮帮锚杆, 帮锚杆与顶锚杆要同时进行施工。煤体稳定时, 迎头第一板顶钢带下保证打有最上一排帮锚杆, 距迎头距离不大于800mm;迎头往外第二、三板顶钢带下保证有2-3排帮锚杆;5m范围外的底排锚杆随掘随打 (当班补齐) , 避免在施工顶锚杆和帮锚杆时互相影响。煤体不稳定时, 帮锚杆及时紧跟迎头打齐。如果掘出荒断面后, 迎头煤壁及上帮不稳定时, 施工人员要在前探梁的掩护下, 及时打好点锚杆加固两帮煤壁, 或打超前锚杆控制迎头煤壁, 打点锚杆要由外向里进行。

3.4 由于倾角变化影响, 巷道断面规格达不到正常规定时, 采用2块“W”型钢带对接一个眼支护上顶, 要求巷道断面中线位置处高度不小于2.8m, 上帮高不大于4.5m, 下帮高不小于1.8m, 巷道宽度不小于4m, 以满足工作面运输、行人和通风等安全生产的需要为宜。

4 巷道掘进实践及矿压观测

采用上述施工方法后, 在打顶锚杆眼时必须严格按照方向线施工, 保证锚杆钻眼的方向与巷道顶板的法线方向偏差控制在设计范围内。通过现场观测, 巷道掘进和回采期间巷道表面收敛情况、顶板离层情况、锚杆锚索受力状态进行了系统观测和总结。结果表明, 大倾角断面巷道在锚杆锚索联合支护条件下, 虽然巷道有一定矿压显现, 尤其是在回采期间, 巷道变形量仍然较大, 特别是上帮来压明显, 针对这种情况, 在上帮布置两趟帮锚索补强支护, 支护效果较好。

5 结论

大断面锚杆支护优越性 篇3

1 巷道断面设计

114018运输巷, 巷道的煤层为C401层煤, 顶板相对较稳定, 根据煤层顶板完整情况采用矩形断面, 当局部地段顶板破碎时采用梯形工字钢支护断面。

1.1 煤层顶板较为完整时设计为矩形断面

巷道矩形断面规格:

1.2 煤层顶板较为破碎时设计为扶工字钢支护, 梯形断面

巷道梯形断面规格:

2 支护形式与支护参数

2.1 支护形式

因该工程为煤巷工程, 沿煤层顶板掘进, 根据巷道围岩情况, 采用锚杆、钢筋梯梁、金属菱形网、锚索联合支护方式。

2.2 支护参数

采用计算法校核支护参数

(1) 该巷道顶锚杆通过悬吊作用, 帮锚杆通过加固帮体作用达到支护效果, 应满足:L≥L1+L2+L3

式中:L—锚杆总长度, mm;

L1—锚杆外露长度 (螺母外厚度40mm, 顶锚杆取100mm, 帮锚杆取80mm) ;

L2—锚杆有效长度 (顶锚杆b, 帮锚杆度c) ;

L3—锚杆锚入岩层内的深度, (顶取800mm, 帮取600mm) 。

普氏免压拱高:b=[B/2+Htan (45°-ω帮/2) ]/f顶

B、H—114018运输巷掘进跨度和高度, B取3.8m, 高度H取3m;

F顶—顶板岩石普氏系数, 取4;

ω帮—两帮围岩的内摩擦角, 取25°

依据上述公式计算得出:顶锚杆长L顶≥1547mm;帮锚杆长L帮≥1249mm。所选顶锚杆L=2000mm, 帮锚杆L=2000mm, 满足验算要求。

(2) 114018运输道按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间、排距:

每根锚杆悬吊岩体重量G=Ha2γ, 锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见, 在考虑安全系数k, 取k=2。k G<Q

a—锚杆间排距, 0.9m;

H—冒落拱高度, 3.2m;

γ—被悬吊砂岩的密度, 取2.65g/cm3;

Q—锚杆设计锚固力, 64KN/根。

a< (Q/k Hγ) 1/2所选锚杆的锚固力Q≥64KN, 计算得a<1.94 m2

通过以上计算, 间距取0.8m、排距取0.9m符合实际, 满足要求。

(3) 为做好巷道顶板岩层发生大面积整体跨落, 每隔5m打一锚索, 采用φ15.24mm×7500mm的钢绞线。根据工字钢加工的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中, 依据锚索间距, 待巷道冒落高度大于顶板锚杆和锚索钢绞线长度时考虑, 巷道顶板本身两端锚杆均处于坚硬岩层中, 它和顶板锚索共同发挥着悬吊作用, 在顶板岩体黏结力和拉力的条件, 依据垂直方向的平衡, 采用下列方式计算锚索间距。

式中L—锚索间距m;

B—巷道最大冒落宽度, 取4.0m;

H—巷道冒落高度, 按最严重冒落高度取3.2m;

γ—岩体的容重, 取2.65g/cm3;

L1—锚杆排距, 0.8m;

F1—锚杆锚固力, 64KN;

F2—锚索极限承载力, 取230KN;

θ—角锚杆与巷道顶板的夹角, 75°;

n—锚索排数, 取1。

通过以上计算, 锚索间距L等于5.8m, 所选锚索排距为5m满足验算要求。

3 煤巷锚杆支护机理分析

通过现场观察和数据分析, 在锚杆预应力达到50~60k N时可有效控制巷道顶板的下沉量, 而帮的强度一般比顶板强度小, 利用顶部锚杆来维护顶板的稳定形, 从而达到锚杆的预应力作用, 在预应力达到一定程度, 锚杆长度范围内和锚杆以外的顶板离层得以消除。由于帮的强度一般比顶板强度小, 两侧煤体受压减少, 顶部锚杆通过钢筋梯梁、金属菱形网横向连成整体, 起到相互作用, 防止破碎煤体的冒漏, 对内部围岩起阻止和限制作用。

4 煤巷锚杆支护实践试验

4.1 巷道试验的地质条件

(1) 邻近采区开采情况

114018运输巷巷道南面为114019工作面, 北面为114018工作面 (未回采) , 东面为四煤回风巷, 西面为未开采区;该巷标高为:+1772~+1768m。

(2) 地质构造

振华煤矿矿内有一结里向斜, 其轴向297°, 矿区内长1900m;有一F7逆断层, 走向南西-北东, 倾向北东, 倾角70°左右, 最大断距130m。因受114019回风巷F1断层影响, 在掘进期间可能会遇到伴生断层。此巷道附近不受冲击地压的影响。

(3) 煤层特征

114018运输巷施工的煤层为古生代二叠上统宣威组C401煤层。煤层沉积较稳定, 煤层结构简单。煤层厚度为:1.0~2.6m, 平均为2.2m左右, 倾角3°-6°左右。煤层为焦煤, 主要由亮煤, 暗煤组成, 镜煤及丝炭条带常见, 镜煤和亮煤多呈条带状出现 (条带宽一般2~5mm) , 丝炭多呈透镜状出现。

(4) 顶板、底板岩性特征。

顶板:伪顶为褐灰色黏土岩, 厚度为0.2~0.5m;直接顶为砂质页岩, 自下而上逐步砂质成分提高, 局部节理面发育, 厚度为10~13m;老顶为灰白色细砂岩。

底板:直接底板为灰色黏土岩, 夹有白色泥岩, 遇水膨胀, 厚度为2~2.5m;老底为灰白色细砂质页岩。

在振华煤矿114018运输巷试验, 试验总长度为150m, 该煤层为古生代二叠上统宣威组C401煤层。煤层沉积较稳定, 煤层结构简单。煤层厚度为:1.0~2.6m, 平均为2.2m左右, 倾角3-6°左右。

4.2 试验方案

114018运输巷设计为矩形断面, 巷道高度2.3m, 宽3.9m。锚杆:顶部锚杆均选用φ18×2000mm的左旋无纵筋等强螺纹钢, 帮部锚杆选用φ18mm×2000mm的左旋无纵筋等强螺纹钢。顶部每根锚杆使用3根树脂药卷, 帮部每根锚杆使用2根树脂药卷, 锚索每根使用少于树脂药卷5卷。

4.3 矿压观测结果

114018运输巷巷道围岩表面位移观测包括顶板、底板移近量、两帮移近量, 其观测结果见下表:

⑴巷道掘进期间顶板下沉量为40~50mm, 两帮移近量为100~120mm, 从现场观察和数据分析看, 得出巷道围岩以两帮受压较为严重。顶板锚杆支护发挥极大作用形成刚性梁顶板, 导致了顶部压力向两帮纵深, 由此可见支护顶板是煤巷锚杆支护不可缺少的。

⑵巷道成品以后, 顶板下沉与两帮的移近量逐渐减弱, 说明锚杆长度达到预应力在一定范围内和锚杆以外的顶板离层能得到消除, 垂直移近量主要以底鼓为主。

通过现场观测分析得出:煤巷道锚杆支护对帮顶支护效果好。锚杆支护巷道其变形量特点是:掘进时以水平向两帮受压移近, 而后期则以垂直即顶板下沉、底板鼓起为突出。

5 结论

(1) 本结论显示了锚杆支护达到一定的预应力, 收到效果以及钢筋梯梁、金属菱形网、锚索联合等。

(2) 通过试验振华煤矿114018运输巷提出了一个切实可行的锚杆支护新技术。

(3) 全煤巷道大断面锚杆支护比原断面同样控制了围岩的变形, 顶、底板与两帮的移近量减少40%, 减少了巷道的维护量, 提高了掘进率, 保证了采掘接续。

(4) 煤巷锚杆支护掘进单进并未降低, 而降低了巷道支护成本、减轻了工人劳动强度、提高了经济效益。

摘要：本文通过振华煤矿工程围岩特性及地质条件, 设计增大锚杆支护断面方式进行施工, 并根据监测进行支护效果分析。实践证明, 大断面锚杆支护能有效控制巷道的变形、增强巷道锚杆支护稳定性和完整性, 为振华煤矿在煤巷支护中提供了切实可行的支护方式。

关键词：大断面煤巷,预应力,锚杆支护,稳定性

参考文献

[1]陈庆敏, 等.煤巷锚杆支护新理论与设计方法[J].矿山压力与顶板管理, 2002, 01.

[2]王金华.我国煤巷锚杆支护技术的新发展[J].煤炭学报, 2007, 02.

大断面锚杆支护优越性 篇4

金川矿区构造体系复杂,除古构造应力影响应力场外,青藏高原的强烈隆起产生的推挤力与阿拉善地块的阻挡作用使本区具有明显的构造应力特征[1],水平应力普遍大于垂直应力,垂直应力大于上覆岩层重量,存在破碎和岩层不稳定的情况。局部构造带也影响岩体稳定,易发生工程地质问题,地下巷道的破坏大都受此控制[2~4]。根据以上地质条件,金川矿区广泛采用锚网喷支护[5],锚杆选用普通砂浆锚杆。这些支护措施在一定程度上减缓了围岩变形速度,但是根据现场情况来看,巷道变形严重,支护效果不佳,围岩—支护共同作用没有达到耦合效果。

中空预应力注浆锚杆集注浆、锚固于一体,采用厚壁无缝钢管加工而成,表面呈左旋标准螺纹波形螺纹,能够紧密联结围岩,使锚具具有永久支护力, 并可通过中空杆体实现高压注浆[6~7]。但是,这种锚杆主要应用于隧道开挖支护,而在金属矿山应用较少。

本文通过运用理论分析、数值计算和现场实验等方法对中空预应力注浆锚杆支护工艺在金川矿区巷道支护效果进行研究,探讨了几个重要影响因素, 确立了主要施工工艺。

1中空预应力注浆锚杆的特点

在金川矿区现场实验,采用的中空预应力注浆锚杆直径32mm,长度2. 6m,结构图如图1所示。

该种锚杆采用中空杆体设置,可在安装好锚杆后通过中空杆体空腔注浆,锚尾处的止浆塞和托板可有效防止浆液外溢,保证了浆液的饱满度,能在锚杆在锚固范围内传递剪应力和拉应力,地质条件复杂时还可实现压力注浆,迫使浆液渗透到围岩中,使锚固区域达到要求。

中空预应力注浆锚杆通过张拉设备给岩体施加一定的预应力,支护后立即提供锚固力,其支护特征线[8]如图2所示。

中空预应力注浆锚杆支护特征方程有两部分组成,即张拉荷载和变形荷载:

式中: σlr为支护径向反力; σrR为中空预应力注浆锚杆施加在 巷道壁上 的平均径 向压力;表示普通砂浆锚杆的支护刚度; KMB为普通砂浆锚杆的刚度; Da、Db为锚杆布置的间距、排距。P1为单根中空预应力注浆锚杆张拉荷载。

此时,中空预应力注浆锚杆的支护刚度可表示为:

根据式( 1) 、( 2) 、图2分析可得:

1) 中空预应力注浆锚杆支护刚度由两部分组成。式( 2) 中第一项为预应力,表示普通砂浆锚杆的支护刚度。

2) 中空预应力注浆锚杆主动性支护围岩,将巷道周边围岩有二向受力状态变为三向受力状态,遏制和延缓围岩强度的降低,控制第一张拉区的发展, 维护巷道围岩稳定[9,10]。

3) 在高地应力巷道中,通过调节预应力调节, 增大预应力,获得较大的的支护反力,能够承受较高的围岩压力。

2数值模拟及结果分析

2.1模拟巷道概况及模型建立

现场实验选择在金川三矿区某分段,埋深超过300m。为了计算方便,简化模型计算区域的岩体, 视为理想的均质岩体。根据揭露的岩性看,围岩大多为黑色混合岩,吸水易碎,渗水比较严重,围岩碎胀性明显,强度很低,具体的岩体力学参数如表1所示。依据现场实测,垂直应力8MPa,平均水平应力16MPa,侧压系数高达2. 0,构造应力强烈,极大的影响了巷道的稳定与维护。

采用FLAC3D软件进行数值试验研究[11],现场实际的巷道尺寸为5. 4m × 4. 8m( 宽 × 高) ,直墙拱形,已经开挖的距离为30m,实验的巷道长度为8m。 考虑边界效应影响,单个巷道开挖其影响范围是巷道范围的3 ~ 5倍[12],网格按照放射状网格布置,巷道周围网格密集,其它区域疏松。根据巷道大小,建立28m × 8m × 28m( 长 × 宽 × 高) 的计算模型,网格放射系数为1. 2,如图3所示,共有61776个单元, 65025个节点。

由于构造应力作用明显,采用应力边界条件确定其初始应力场,上下两个面施加垂直应力8MPa, 其余四个面施加水平应力16MPa,并忽略其顶部至底部的重力的差异,重力加速度设置为零,岩体本构关系采用摩尔—库伦模型[13]。

为了便于分析支护效果,采用对比的方法,分别对普通砂浆锚杆和中空预应力注浆锚杆的支护效果进行研究。应用FLAC3D内置的锚索( cable) 单元模拟锚杆。根据现场情况,锚杆布置间距1m,每个断面布置11根,锚杆轴向垂直于巷道壁,锚杆的参数如表2所示。

2.2模拟结果及分析

2. 2. 1巷道变形分析

巷道开挖后,巷道周边均出现明显的收缩变形, 采用中空预应力注浆锚杆的顶板沉降和底鼓与普通砂浆锚杆相比差距不大,顶底板收缩量在1. 5cm左右,但是两帮位移差异明显,两者相差将近3cm。图4显示了两帮收缩情况,两种锚杆支护初期变形速率一样,600步以后普通砂浆锚杆变形速率明显大于中空预应力注浆锚杆,而且收敛时间略大于中空预应力注浆锚杆,最终中空预应力注浆锚杆的位移量减小了约14. 56% 。

2.2.2应力场分析

开巷后,巷道周边出现应力集中,一般情况下, 用巷道周边的最大应力与开巷前的原岩应力的比值作为应力集中系数。通过对图5、图6中显示的两种锚杆支护下最大、最小主应力场云图分析可知,普通砂浆锚杆的最大、最小主应力为41. 77MPa和13. 72MPa,应力集中系数为2. 61和1. 72,中空预应力注浆锚杆最大、最小主应力分别为39. 92MPa和12.73MPa,应力集中系数分别为2. 5和1. 60。中空预应力注浆锚杆降低巷道周边应力集中程度,并且最大、最小主应力值相比于普通砂浆锚杆分别降低了4. 4% 和7. 2% ,有利于巷道的稳定。

2.2.3水泥粘结层破坏分析

图7显示了巷道最大断面处两种锚杆的砂浆破坏情况。画圈的锚杆表示已经发生滑动破坏,从此图可以看出,中空预应力注浆锚杆发生滑动破坏的锚杆数量小于普通砂浆锚杆,主要是因为其所特有的注浆特点,保证了砂浆的饱满度,使得锚固体有足够的强度,提供更大的粘结力; 另外杆体的屈服强度在200k N,远大于普通砂浆锚杆的96. 7k N,因此在较大围岩变形压力下,普通砂浆锚杆的水泥粘结层首先发生破坏。因此,中空注浆锚杆可以承受更大的围岩压力。

3现场应用效果

中空预应力中空注浆锚杆支护实验的巷道选择在金川三矿区东贫某分段,在原矿方初次锚喷支护的基础上进行实施。钻孔直径为40 ~ 43mm,间排距为1000mm × 1000mm,一个断面布置11根锚杆, 然后安装涨壳式中空预应力注浆锚杆,再进行挂TECCO网,固定锚杆,并用张拉设备施加预应力,然后注浆,最后喷砼,厚度为150 ~ 200mm,最后进行岩体表面位案后移监测; 与之相对比的普通砂浆锚杆支护工艺不变,巷道地质条件相似。

根据现场反馈的信息,在相似的工程条件下,图8显示两种锚杆支护下监测断面两帮位移收缩情况。由于普通砂浆锚杆依靠围岩的变形提供锚固力,被动支护围岩,初期强度低,初期围岩变形速度和变形量远大于中空预应力注浆锚杆,丧失了控制围岩变形的最佳时机,而中空预应注浆锚杆能够施加预应力实现主动支护,控制了早期围岩的变形速度,减小了离层的发生,提高了围岩的自承能力,最终减小了36. 6% 的位移。

另外,普通注浆锚杆支护下出现局部冒顶,锚杆被拉断,拉弯,如图9( a) 所示,顶部岩石垮落,巷道破坏严重。而中空预应力注浆锚杆支护的巷道则比较稳定,如图9( b) 所示,围岩没有发生剧烈变形。

根据现场拉拔试验,普通砂浆锚杆的锚固力是40k N,而中空预应力注浆锚杆为140k N,中空预应力注浆锚杆极大提高了锚固体的强度,保证了工程的稳定性。

4结论

1) 中空预应力注浆锚杆实现主动张拉,时效性增强,增加了支护刚度,提高了支护反力,加固了弱面,提高了围岩的自承能力,控制了第一张拉去的发展,采用高压注浆保证注浆饱满度,增加了锚固体的强度。

2) 通过数值试验,对比于普通砂浆锚杆,中空预应力注浆锚杆能够有效抑制围岩变形,两帮收缩减小了14. 56% ,减小开巷后的应力集中悉数,最大、最小主应力分别减小了7. 2% 和4. 4% ,并且减小了水泥粘结层的破坏范围,有利于巷道稳定。

3) 现场效果表明,中空预应力注浆锚杆控制了围岩的初期变形,减小了围岩的变形速度,减小了36. 6% 的位移,提高了支护强度,减小了锚杆被拉断,拉弯的危险,并且抗拔力达到140k N,远大于普通砂浆锚杆的40k N。

因此,在金川矿区强构造应力条件下,在大断面巷道中应用中空预应力注浆锚杆代替传统的砂浆锚杆能够达到更好的支护效果。

摘要：针对金川矿区大断面巷道在强构造应力作用下围岩变形严重的情况,提出了中空预应力注浆锚杆的支护工艺。通过数值计算得出以下结论:相比传统的普通砂浆锚杆支护工艺,采用中空预应力注浆锚杆支护工艺能够主动加固围岩,提高支护刚度;巷道两帮的变形减小了约14.56%,最大、最小主应力分别降低了4.4%和7.2%,粘结层破坏范围也随之减小。通过对支护后巷道变形监测发现:两帮最终变形量减小了约36.6%;通过抗拔实验,中空预应力注浆锚杆的抗拔力达到140k N,远大于普通砂浆锚杆的40k N抗拔力,中空预应力注浆锚杆有更好的支护效果。

大断面锚杆支护优越性 篇5

1“十字布桩”观测法

“十字布桩”观测法是一种比较直观的顶板离层观测方法, 它主要用于巷道岩体表面的相对位移监测, 即巷道开挖后一定时间内巷道顶底板和两帮的相对位移量。通过对观测数据的分析, 可以总结出从巷道开挖到围岩稳定阶段, 巷道表面位移量随巷道围岩暴露时间的变化规律, 为进行合理的锚索、锚杆支护设计提供可靠的基础数据。[1]

2 顶板离层观测仪

2.1 顶板离层观测仪的原理。

离层仪包括一个深部基点和一个浅部基点, 分别测试巷道表面与浅部基点之间, 深部基点和浅部基点之间的相对位移。顶板未发生离层时, 浅部基点与深部基点所测位移变化速率应逐渐降低。[2]并最终趋近于0, 如果逐渐发生跃变, 则可判断顶板中是否出现离层及离层的位置。

2.2顶板离层观测仪的观测方法。

顶板离层观测仪一般浅部锚固点锚固在与顶锚杆上端同一高度上, 上部测点锚固在稳定岩层内300~500mm[3]。顶板离层仪反映的顶板离层变化有以下几种情况, 根据顶板离层仪反映出的读数, 可以判断顶板岩层哪个部位发生了离层, 应该采取什么样的维护方法进行维护。设深部的读数为a, 浅部的读数为b, 则:当a=b=0时, 此时顶板的离层变化有两种可能, 一种可能是深部卡爪高度范围内顶板未发生离层, 另一种可能是深部卡爪高度以上的顶板发生离层, 这种情况需要通过现场观察或设置“十字布桩”测点进行辅助观测, 同时采用架棚支护的方式进行维护;当a=b, 且a>0, b>0时, 说明浅部卡爪以下高度范围内的岩层发生离层, 此时需采用补打锚杆或锚索的方式进行维护;当b>0, a=0时, 说明深部卡爪和浅部卡爪之间高度范围内岩层发生离层, 此时, 采用补打锚索的方式维护巷道即可;当a>0, b>0, 且b>a时, 说明浅部卡爪以下的岩层发生离层, 浅部卡爪和深部卡爪之间的岩层也发生离层。此时巷道的维护方式以补打锚索或架棚维护为宜;当a>0, b>0, 且a>b时, 说明测点安装不合格。[4]

2.3 120201下运巷顶板离层数据分析见表1。

根据数据可以看出, 3#测点安装质量不合格, 1#、4#测点的顶板离层数据较大, 根据数据可以分析此处巷道顶板8m以上和6m以下两层岩石发生位移, 需加强观测工作, 如顶板有进一步下沉趋势, 应架设“一梁二柱”抬棚进行维护。顶板离层数据变化见图2。

3 KJD25围岩离层报警仪

KJD25围岩离层报警仪采用了新型的传感器结构和测量电路技术, 可自动将顶板离层变化数据反映出来。安装时将固定卡爪安装在围岩钻孔内, 当岩层内部有离层位移时, 固定卡爪牵引齿条运动, 与齿条啮合的齿轮带动角度传感器运动, 传感器将位移信号转换为电压信号输出[5]。KJD25监测主机与KGE30围岩离层传感器配合使用可实现煤矿井下巷道或工作面顶板离层动态观测。

4 几种顶板离层观测方法的优缺点

根据现场使用几种顶板离层观测仪器的效果来看, 各监测手段各有优缺点:“十字布桩”观测法是一种比较原始的巷道顶板离层观测方法, 优点是成本低, 便于安装, 读数简单, 方便操作, 缺点是只能用于巷道表面围岩的收敛值, 通过观测数据的分析不能判断顶板离层具体发生在哪个层位;顶板离层观测仪的优点是读数简单, 直接, 通过观测顶板离层仪的刻度值变化即可直接判断该处顶板哪一层位发生离层, 离层量大小, 是否需要加强维护或采取什么样的二次维护方案, 缺点是由于仪器安装后属于隐蔽工程, 如安装质量不合格, 即使巷道顶板发生了离层, 顶板离层仪却没有显示读数;KJD25围岩离层报警仪的优点是可以连续记录顶板的离层状况, 并可将顶板离层数据通过图形分析出来, 更方便直观, 缺点是仪器昂贵, 且分机安装后不易取下, 不能反复使用, 成本较大。

结语:通过我矿多年来顶板离层观测的情况来看, 单单使用一种观测手段不能有效的反映巷道顶板离层的实际状况, 还需要观测人员通过观察顶板岩层的变化情况来判断顶板的变化情况。从实际应用效果来看, 我矿在同一巷道内将“十字布桩”和顶板离层观测仪间隔使用, 对于反映巷道的顶板状况取得了很好的效果。

摘要：锚杆支护技术是目前比较先进、实用的巷道支护技术, 随着采掘机械化程度的不断提高, 煤巷掘进速度也不断提高, 由于锚杆支护的隐蔽性, 顶板离层观测已经成为监测锚杆支护煤巷顶板稳定性的有效手段, 现就几种不同顶板离层观测方法及仪器的观测效果及优缺点进行分析, 总结各中顶板离层观测仪器的分析方法, 同时总结我矿顶板离层观测的一些经验。

关键词：锚杆支护煤巷,顶板离层,顶板离层观测

参考文献

[1]任凌.浅谈煤矿井筒十字基桩建造的改进[J].矿山测量, 2012 (1) .

[2]王诚, 高谦, 李月, 等.锚杆支护巷道顶板离层的现场监测与分析[J].矿业工程, 2006, 4 (6) .

[3]秦加付, 张若江, 张洪朋, 等.顶板离层仪的应用[J].山东煤炭科技, 2007 (3) .

[4]王春林.煤矿深部巷道顶板离层监测研究现状及其探讨[J].中国科技博览, 2010 (21) .

大断面锚杆支护优越性 篇6

1 地质概况

3553S工作面位于二水平南五采区5煤层, 北部为上山煤柱, 东部为3551S采空区, 西部与南部无工程。煤层结构简单, 受沉积环境影响, 煤层厚度变化比较大, 其平均厚度为2.0米, 煤层倾角在7度左右。直接顶为8~10m的深灰色粉砂岩, 层理发育, 工作面标高在-400~-500m之间, 地面标高在+25m, 埋藏深度420~530m, 3553S工作面风道与3551S工作面运道留有10m区段煤柱, 受上邻3551S工作面采动影响不大。

2 高预应力强力锚支护理论和作用机理

2.1 高预应力强力锚支护理论

大断面巷道由于跨度及高度比较大, 断面为矩形, 受到采动的影响, 围岩的变形量和破裂范围都很大, 高预应力强力支护理论是在锚杆支护原理的基础上, 提高锚杆锚索的强度和对锚杆锚索施加更大的预紧力来实现对巷道的强力支护, 充分调动围岩自身的承载能力, 真正实现锚杆的主动支护。

2.2 高预紧力锚杆支护作用机理

2.2.1 高预应力强力锚杆支护的主要作用在于控制巷道顶板和两帮围岩体的离层、滑动、裂隙张开、新裂纹产生等扩容变形与破坏, 使围岩处于受压状态, 抑制围岩弯曲变形、拉伸与剪切破坏的出现。在锚杆锚索锚固范围内形成高强度、高刚度的预紧力承载结构, 阻止锚固区外岩层产生离层, 同时改变围岩深部的应力分布状态, 对深部围岩体起到很好的控制作用。

2.2.2 锚索在锚杆支护中起到和锚杆支护互补的作用。通过锚索将锚杆支护形成的预应力承载结构与深部围岩相连, 提高预应力承载结构的稳定性, 同时充分调动深部围岩的承载能力, 是深部和浅部的围岩形成一个岩石承载体, 锚索施加较大的预应力, 为围岩提供压力, 与锚杆形成的压应力区形成骨架网状结构, 主动支护围岩, 保持围岩的完整性。

对大断面巷道采用高预应力强力锚杆锚索联合支护, 一次性能有效的控制围岩变形与破坏。

3 支护设计方案

根据相邻工作面锚杆支护巷道变形状况、特点与监测数据, 确定该组装硐室采用高预应力锚杆支护方案。

3.1 顶板支护。

选用φ22mm长度2400mm左旋无纵筋螺纹钢高强锚杆, 屈服强度660Mpa。采用120mm*120mm*10mm拱形高强度托盘, 树脂加长锚固, 锚固剂规格K2350一卷和CK2530一卷, 顶带钢采用φ16mm圆钢钢筋托梁, 宽度70mm。顶板锚杆间距为750mm, 排距为800mm。锚杆预紧扭矩不小于200N.m。锚索采用φ17.8 mm高强度、低松弛钢绞线锚索, 其屈服载荷大于318KN, 破断载荷大于353KN, 延伸率大于3.5‰。锚索长度根据锚索要打到稳定岩层中1m以上的原则, 确定锚索长度6500mm, 加长锚固, 锚固长度1500mm, 锚索托盘为规格500mm长的25U型钢, 锚索采用三趟五花布置, 间距1400mm, 排距1600mm。锚索预紧力不小于100KN。

3.2 巷道两帮支护

选用φ20mm长度2000mm左旋螺纹钢高强锚杆, 采用120mm*120mm*8mm拱形高强度托盘, 树脂加长锚固, 使用锚固剂K2350两卷, 帮钢带采用φ14mm圆钢钢筋托梁, 宽度70mm。锚杆间距为800mm, 排距为800mm。锚杆预紧扭矩不小于200N.m。锚杆支护布置如图1所示。

4 支护效果分析

该硐室施工后, 即布置了十字布点与顶板离层仪, 对巷道两帮位移和顶板下沉量进行监测, 其巷道顶底板变形在巷道成型后, 一月内就趋于稳定, 两帮位移量为100mm顶板下沉量为25mm, 巷道维护状况良好。现3553S工作面已安装完毕待生产, 一直对该硐室后续监测, 巷道始终处于稳定状态中。

5 结论

5.1 从矿压监测结果与巷道维护状况来看, 围岩变形得到了有效控制, 保证了大断面巷道安全稳定性。

5.2 选用高强度的支护材料和对锚杆锚索施加较大预紧力, 抑制了围岩离层、滑动等有害变形, 保证了围岩完整性, 锚杆主动支护作用得到了充分发挥。

5.3 实践证明, 高预应力强力锚杆支护技术在范各庄矿应用于大断面巷道是成功的, 为今后此类巷道支护提供了一定参考价值。

摘要：对3553S工作面组装硐室地质资料与顶板岩层进行了分析, 针对硐室断面大, 顶板节理发育状况, 结合高预应力强力锚杆支护理念, 提出了高预应力锚杆支护设计方案, 并进行了实施。实践表明, 高预应力强力锚杆支护控制大断面巷道围岩变形是成功, 效果良好, 为今后其他区域大断面硐室锚杆支护提供了可靠依据, 有一定的借鉴性。

关键词：大断面硐室,高预应力,锚杆支护

参考文献

[1]康红普, 王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2007.