锚网索支护技术

锚网索支护技术（通用9篇）

锚网索支护技术 篇1

摘要：米村煤矿-150 m泵房为矿井后期26、28采区大巷煤柱回收的核心硐室, 已受到临近工作面的多次采动影响及工作面停采后永久煤柱的高支撑压力作用。基于不破坏围岩本身承载强度和将巷道围岩控制在其允许变形范围内, 提出了锚网索联合支护技术方案, 充分发掘支护结构的支护潜力。通过现场持续观测发现, 巷道变形得到有效控制。

关键词：动压影响,锚网索联合支护,支护潜力,结构稳定性

0 引言

随着米村矿资源的枯竭, 为有效保障矿井煤炭产量, 根据采掘接替计划, 将逐步对26大巷及28大巷煤柱进行回收。目前米村煤矿26采区和28采区正常回采已接近尾声, 因此在26大巷煤柱及28大巷煤柱回收过程中, 大部分既有巷道及硐室将报废, 但承担矿井-150 m水平排水泵房将服务至煤柱回采结束。根据26大巷及大巷28煤柱回采设计, 28大巷煤柱回采工作面停采线距其水平距离约40 m, 26煤柱回采工作面停采线距其水平距离约65 m。这将使得-150 m水平泵房受到强烈的采动影响。作为-150 m水平的核心硐室, 泵房必须正常服务至水平报废, 因此亟需根据泵房的地质采矿条件, 研究其合理的支护方式, 以使泵房经受住26大巷和28大巷煤柱回收引起的采动影响, 保证泵房的正常使用。文章针对米村煤矿-150 m泵房进行支护技术研究。

1 地质概况

郑煤集团米村矿主采煤层为二1煤层, -150 m泵房附近二1煤层平均厚度3.5 m, 泵房布置在距二1煤层20～30 m的底板岩层中, 围岩主要为砂岩、灰岩和砂质泥岩。存在有2条断层分别为F1:36°∠60°H=0～8.0 m和F2:30°∠65°H=0～5.6 m。泵房地质剖面图如图1所示。

2 失稳破坏原因分析

-150 m泵房先后进行过多次扩修、加固, 泵房实际支护方式为多层复合支护, 内有钢轨拱梁、锚喷网支护, 加内壁料石砌碹和混凝土碹支护, 二层支护之间采用100 mm厚矿碴充填。泵房设计净宽4.8 m, 净高4.4 m, 现变形特征主要表现为两帮强烈内移和顶板下沉, 造成巷道严重变形的原因如下: (1) 泵房围岩强度较低。泵房布置在二1煤层底板中, 围岩虽主要为砂岩、灰岩和砂质泥岩, 但附近存在2条断层, 导致部分巷道围岩较为破碎, 且层理、节理裂隙较为发育, 在高应力作用下极易沿裂隙面滑移错动; (2) -150 m泵房在邻近采区承受多次强烈采动影响, 且在停采线附近受永久煤柱高支撑压力作用。大量研究结果表明, 工作面开采形成的支撑压力往往数倍于原岩应力, 局部应力集中系数甚至达到原岩应力的5～6倍。且在26大巷煤柱和28大巷煤柱回收过程中, 受煤柱上支承压力叠加的影响, 围岩变形将更加严重。 (3) 支护承载性能难以得到充分发挥。锚网支护对巷道围岩的赋存条件依赖性很高, 巷道所处围岩节理裂隙较为发育时, 难以充分发挥锚杆支护主动承载的性能。

3 锚网索联合支护技术设计

3.1 锚注加固技术

钻孔窥视仪对泵房帮部及顶部的深部围岩完整性观测结果表明, 围岩极为破碎, 故先采用锚注加固技术。此技术不仅可以改变围岩的松散结构、提高岩体的粘结力与内摩擦角, 而且封闭裂隙防止水对岩体的侵蚀。

3.2 锚网索联合支护技术

当打入锚杆后, 由于锚杆和围岩的相互作用, 巷道围岩受力状态发生改变。锚杆对岩体的加固作用机理主要表现在提高围岩的整体刚度, 增强了围岩的抗变形能力, 加强了岩体的整体性;锚杆的组合拱作用, 使围岩处于三向受力状态, 提高了围岩的承载能力。锚杆的存在, 增大了岩体整体的刚度, 使岩体变形更加协调。网的主要作用是防止锚杆间的松软岩石垮落, 均衡围岩载荷分布, 提高支护的整体性。锚索作为一种新型的加强支护方式, 由于锚固深度大, 可将下部不稳定的岩层锚固在上部稳定岩层中, 同时可施加预紧力, 主动支护围岩, 能够充分调动巷道深部围岩的强度。其支护的特点是最大限度地利用深部围岩的自撑能力;对锚杆支护形成的承载拱的薄弱部位进行结构补偿, 最大限度地发挥刚性锚杆的支护能力;充分转化了围岩中膨胀性塑性能;适时支护, 主动促稳而不是被动等稳[1]。该技术的本质是各构件优势相互促进, 结构相互补充, 从而构建一个具有高承载能力和高稳定性的支护系统。

4 锚网索联合支护技术方案

基于以上分析, 确定-150 m泵房支护参数如下:先对泵房进行喷浆处理, 封闭围岩与支护体。注浆锚杆长度为2 500 mm, 间排距为2 000 mm。树脂锚杆选用φ22×1 800 mm左旋螺纹钢高强锚杆, 锚杆托盘为高强拱形托盘, 托盘规格为150 mm×150 mm×10 mm, 采用规格为K2350和Z2350各1支树脂锚固剂加长锚固, 预紧力矩不低于300 N·m。锚索选用型号为φ17.8×8 000 mm, 材质为1 860钢绞线, 每根锚索使用规格为2支K2350和1支Z2350树脂锚固剂, 锚索托梁采用300 mm的18#槽钢沿巷道走向布置, 预紧力不低于90 kN, 并配合使用φ14 mm钢筋梯子梁轴向布置。辅助支护的钢筋网选用φ6 mm经纬网, 相邻网片搭接100 mm, 并每隔300 mm用铁丝连接牢靠。支护断面如图2所示。

5 支护效果分析

为了验证泵房设计支护方案的有效性, 在巷道中布置表面位移测站, 采用该锚网索联合支护方案施工后2个月内, 即使在28煤柱工作面回采的强烈动压影响下, 巷道两帮移近量仅为55 mm, 顶底板移近量为30 mm, 完全能满足26、28煤柱工作面回采期间泵房正常使用的断面要求。

6 结论

锚网索联合支护就是从考虑支护结构和围岩的相互作用入手, 增大岩体整体的刚度, 均衡围岩荷载分布。支护系统中各个构件优势互补, 充分发挥各自的支护潜力, 从而有效地维护巷道的稳定性。米村煤矿-150 m泵房实施锚网索联合支护技术, 成功地在动压影响下控制了巷道强烈变形, 为类似巷道的支护形式和参数的选择积累了经验。

参考文献

[1]王进峰.高应力软岩回采巷道锚杆 (索) 耦合支护技术研究[D].西安:西安科技大学, 2008

锚网索支护技术 篇2

关键词：郓城煤矿；支护形式优化；回采动压；应用创新

锚网索+钢带复合支护方式起步于20世纪90年代，是煤炭行业安全发展的必然结果。其优势在于提高了巷道的整体安全性，减少了支护材料使用从而降低了成本。本文通过山东郓城煤矿井田某断面的支护方式分析，将传统支护方式与锚网索+钢带复合支护方式进行对比，肯定了复合支护的重要性。并从工程特点出发，分析了郓城煤矿井田的支护策略，以确保煤炭开采安全。

1 郓城煤矿基本状况分析

郓城井田位于巨野煤田最北端，南部毗邻郭屯井田。井田行政区划归郓城县管辖。本井田含煤地层为山西组和太原组，共含煤26层， 其中山西组含煤2层（2、3（3上、3下）），含煤地层总厚平均213.60m。井田内煤层平均总厚10.15m，含煤系数4.5%。3煤层是主采及首采煤层，平均厚6.87m，占煤层平均总厚的68%。本井田的可采及局部可采煤层主要在山西组，有煤2和煤3两层，其中煤3局部分叉为3上和3下。井田内可采及局部可采煤层煤层赋存标高一般在-400～-1500m之间，东部个别地段受断层影响可达-1800m。井田内主要煤炭资源量集中赋存于-1000m水平以浅。

矿井内1300工作面走向长度1255m，工作面长度100m，该工作面最大埋藏深度940米，平均埋深900m，开采深度大，地应力大，地质构造复杂、断层多，巷道围岩变形剧烈，巷道变形严重，深部巷道地应力增加，导致围岩岩性恶化，围岩塑性区和破坏区范围增大，巷道维护困难，因此，应积极采取新型支护和联合支护形式。

2 郓城煤矿巷道断面支护形式及存在问题分析

2.1 支护形式

以1300工作面、1301工作面顺槽巷道断面为例。该巷道断面为矩形断面，胶顺净宽×净高=4.8m×4.0m， 断面积=19.2㎡；轨顺净宽×净高=4.5m×4.0m，断面积=18㎡。原支护形式为顶板支护和帮部支护。

①顶板支护：顶部锚杆为φ22mm，l=2500mm锚杆配W型钢带进行支护，顶板铺设？6金属网和双抗网，金属网网格100×100mm。锚索“323”式点锚布置在顶板， 锚索规格：？21.6L6300mm，间排距1800×1000mm。

②帮部支护：帮部使用锚杆为φ20mm，l=2500mm等强锚杆配钢筋梯、双抗网进行支护，锚杆间排距均为800mm。

2.2 存在问题

为分析郓城煤矿巷道支护中存在的问题，以提出优化方案。工作人员对顺槽巷道的顶底板移近和两帮变化值进行了统计。具体过程如下：选取工作面顺槽巷道80—200m范围内的巷道区间，采用十字布点法和顶板离层仪法综合检测此段范围巷道在工作面回采推进时巷道顶板下沉和巷道两帮内挤情况。其中，1300工作面和1301工作面顺槽均出现了不同程度的损坏，局部巷道出现顶板下沉，两帮收缩等剧烈变形，在施工过程中先后进行了挑顶、扩刷、补打锚索、支设木垛等返修支护。这说明原巷道的支护方案不能满足巷道的使用要求。初步分析认为，锚杆、锚索的支护方案与现场条件不适应，支护刚度低，没有充分发挥锚索的主动支护作用，不能有效控制围岩离层与破坏，围岩强度与完整性丧失过大。支护方案优化具有必要性。

3 支护方案的优化

3.1 锚网索梁联合支护基本原则

受郓城煤矿井田自身地质条件和多次动压的影响，传统的支护方式需要进行适当的调整。锚网索+T型钢带的复合支护方式可有效改善矿井工作环境，减少材料浪费并且具有较高的安全系数，因此其应用具有必要性。在支护过程中，应遵循的整体原则为：以爆破手段进行掘进时要采用一定的辅助手段防止巷道变形；以施工工程特点为前提进行锚杆排列和设计；郓城井田铺网方式为从顶板中部向两边铺。

3.2 郓城煤矿锚网索+T型钢带复合支护方案及效果

根据上述工程状况，提出优化后的支护方案为：锚网索+T型钢带复合支护。

①顶板支护：顶板铺设？6金属网，取消双抗网，金属网网格60×60mm。T型钢带配合锚索用于顶板，T型钢带规格为4000×140×10mm，T型钢带硬度较W型钢带高。锚索“333”式矩形布置，间排距1800×1000mm，锚索规格：？21.6L7300mm；顶板锚杆点锚支护。

②两帮铺设双抗网，锚杆配合钢筋梯两帮使用等强螺纹钢锚杆配钢筋梯支护，帮部底板向上1500mm、2900mm位置各施打1根？21.6L4300mm锚索加强帮部支护，排距1000mm。

低帮实体加固：对巷道内的低帮实体处应采用高强预拉力刚锚杆+钢带复合支护方式。其中：锚杆间距为600mm、锚杆排距为800mm，锚固力应不小于100kN。

③煤柱支护：要求施工人员在煤柱侧以三排锚杆为单位布置高强预应力锚索桁架支护系统+220m的槽钢架梁，以确保煤柱的稳固性。其中，锚索的孔距约为210m、钢绞线的夹角约为45b，并将二者用桁架连接器连接。该工程中，采用长锚固定，锚应力为90kN。

④整体注意事项及施工效果。山东郓城矿井煤炭软质煤炭较多，稳定性不高，同时顶板的完整性差。施工过程中如出现煤矿巷道的顶板或帮底破裂，可使用短锚杆超前支护防止其恶化。施工实践证明，锚网索+T型钢带复合支护方式能够有效的减少以往支护中的不安全因素，确保施工人员安全。

4 总结

山东省郓城煤矿井下煤层埋藏深，巷道压力较大、出水量大，地质构造复杂，煤岩层破碎，巷道变形大，严重影响巷道推进进度和施工安全。因此巷道的支护形式需不断的创新发展，从而减少返修工程量、减少经济投入，确保施工安全，具有重要意义。

参考文献：

[1]何尾根.锚网索梁喷联合支护在巷道过断层施工中的应用[J].中州煤炭，2011，3（4）：71-73.

锚网索支护技术 篇3

平煤股份十一矿丁5-6-26071工作面位于二水平丁六采区,地面标高+136～+152 m,工作面标高为-667～-758 m,埋深800～900 m。

丁5煤层平均厚1.46 m,直接顶为厚3.71 m左右的泥岩和砂质泥岩,灰色,节理发育,稳定性较差;基本顶为厚6.20 m的中粒砂岩,浅灰色,含菱铁矿鲕粒,稳定性较好。丁6煤层平均厚2.06 m,顶板为平均厚1.86 m的泥岩或砂质泥岩;直接底为砂质泥岩,灰色,厚度平均为3.82 m,强度较低;基本底为浅灰色的中粒砂岩,厚4.25 m;其下为厚10 m的砂质泥岩。

丁5-6-26071回风巷沿丁5煤层顶板掘进,该巷道为典型的深部半煤岩巷道。

2 支护设计原则

由于丁5-6-26071回风巷开采深度大、顶板破碎,传统的锚杆支护理论如悬吊理论、组合梁理论、组合拱理论已不适合高应力作用下的锚杆支护。根据平煤股份十一矿丁5-6-26071回风巷的具体条件,以锚杆支护围岩强度强化理论[1]、锚杆锚索强力支护理论为指导,确定有关支护材料;采用合理的锚杆支护设计方法,确定锚杆支护参数;正确应用锚杆、锚索高预紧力支护技术,锚网、托盘协调支护技术,锚杆锚索协调支护技术。

根据平煤股份十一矿回采巷道的围岩结构特点,确定锚杆锚索支护原则为:采用高预应力高强锚杆+锚索协调支护。其内容包括以下几点。

(1)采用高强锚杆支护系统,并选择合理的锚固形式。

回采巷道受动压影响时维护十分困难,一般采用高强锚杆、锚网梁组合支护,桁架锚杆组合支护以及锚杆锚索组合支护,形成群锚效应维持巷道围岩稳定。

(2)采用高预应力锚杆。

在复杂困难条件下,往往通过增加锚杆强度与密度来提高支护效果,导致锚杆支护密度过大,支护系统的作用不能充分发挥,支护效果也不理想,而且影响巷道施工速度[2]。目前,国内开发了大扭矩扳手等,使高预应力锚杆的实现成为可能。锚杆支护真正实现主动、及时支护,实现从低强度、高密度到高刚度、高预应力支护的跨越。

(3)合理设置锚索,与锚杆协同作用控制围岩。

在深井条件下,主动安装锚索,利用锚索锚固深的特点,控制巷道围岩的过大位移,控制锚索与锚杆的匹配,使二者协同作用。

(4)采用木垫板,增加锚索延伸量,实现锚杆—锚索协调支护。

根据锚杆锚索协调作用原理,锚杆锚索协调支护设计主要是增加锚索的延伸率以适应围岩变形的需要。具体做法是在锚索钢托板与大托板或钢梁之间放置木垫板(图1),具有提高锚索抗变形能力、减缓顶板冲击载荷的作用。

3 支护设计方案

26071回风巷中需要铺设胶带输送机、轨道、风水管路,还要留设行人及安全间隙,并考虑一定的预留断面,因此设计净断面宽4 400 mm,上帮高3 470 mm,下帮高2 700 mm,中高3 205 mm。

(1)顶板锚杆。

采用高强让压锚杆锚网钢带支护,锚杆Ø22 mm,长2 400 mm。钻孔Ø28 mm,采用Z2335中速锚固剂3卷可实现锚固长度1.85 m;铺设1 000 mm×4 400 mm的金属网,采用4 200 mm长的M钢带以主动加固顶板,顶角锚杆倾斜安装,形成结构效应;锚杆间排距800 mm×800 mm。搅拌完毕,锚杆钻机顶住锚杆静止3 min,放下锚杆钻机,并施加初始预紧力80 kN,等待6 min后,应用扭矩放大器使其达到额定预紧力100 kN。

(2)两帮。

采用锚梁网组合锚杆支护,左旋无纵筋锚杆Ø20 mm,长2 200 mm。钻孔Ø28 mm,采用Z2335中速锚固剂3卷,可实现锚固长1.45 m。铺设金属网、钢筋梯子梁,以保证巷道两帮煤体的完整性,锚杆间排距800 mm×800 mm。搅拌完毕,锚杆钻机顶住锚杆静止3 min,施加初始预紧力40 kN,等待6 min后,增加预紧力到60 kN。锚杆布置如图2所示。

(3)顶板锚索。

采用新型的19根钢丝索体,结构更加合理,明显提高了延伸率。如Ø22 mm的高强度、低松弛钢绞线的抗拉断力超过600 kN,索体延伸率接近7%,真正实现了大直径、大延伸率与高强度。锚索长度7 500 mm,每根锚索配Z2235中速凝树脂药4卷,能够达到锚固长度2 467 mm。锚索间排距1.4 m×1.6 m,顶板上下2根锚索之间采用长为1 700 mm的短M钢带连接。每根锚索用2块200 mm×200 mm×8 mm的钢板作为托盘,其中间夹150 mm×150 mm×100 mm的硬木横纹加工的木托板。顶板锚索布置如图3所示。

4 现场巷道矿压观测

现场监测目的:根据现场监测结果,修改完善初始支护设计,评价其支护效果。每个测站的矿压监测内容包括巷道表面位移、围岩深部位移、顶板离层和锚杆(索)受力情况等。测站布置在距掘进面5 m处,在布置后的7 d内,每天观测1次,此后每3 d观测1次。测站典型的矿压观测结果如图4、图5、图6所示。

(1)巷道表面位移。

从图4可以看出,在巷道掘出的10 d左右,巷道表面变形量和变形速率很大;两帮位移最大超过250 mm,顶板最大为85 mm。巷道顶板由于采用较大的预紧力,有效控制了顶板离层,总体变形较小,观测期内巷道顶板最大下沉量为85 mm,在观测过程中,锚索木垫板的压缩量在30～40 mm,巷道顶板稳定后,巷道顶板下沉速率小于0.5 mm/d。到50 d巷道表面围岩位移基本稳定,以后主要以蠕变为主。

顶板锚杆和锚索采用加长锚固方式,并且锚索有100 mm的木托盘增大锚索延伸率,故开始顶板下沉量和下沉速率较大,围岩得以充分变形,然后顶板下沉量急剧减小至稳定。

(2)深部围岩位移。

从图5可以看出,围岩深部变形和巷道表面变形规律基本一致,巷道掘出后以较大的速率变形,基本稳定后,深部位移和表面位移速率一致,且变形量几乎相等,说明巷道掘出一定时间后,巷道表面的变形是深部岩层的位移造成的。通过观测,帮围岩深部位移在60 mm以上,顶部围岩深部位移在45 mm以上,并且会随着时间以越来越小的变形速率位移。经过长时间的观测,变形速率已经降到0.1 mm/d以下。

(3)锚杆受力。

分别安置6套YZS-300锚杆液压枕来监测帮锚杆、顶板锚杆和顶板锚索支护受力状况。帮锚杆施加预紧力60 kN,顶锚杆预紧力80 kN,顶锚索预紧力120 kN,监测结果如图6所示。

从图6可以看出,锚杆(索)受力在掘进工作面后方30 m左右范围内增加最快,然后增加趋缓,帮锚杆受力最大140 kN,顶锚杆受力最大220 kN,锚索受力在280 kN以上,都达到了很高的工作阻力,充分发挥了锚固作用。锚杆受力只代表巷道表面锚杆支护的托锚力,随着时间的延长,锚杆托锚力逐渐增加,但增加速率较小。从锚杆(索)受力来看,托锚力的大小与围岩变形并不十分一致,说明后期围岩运动有一定的蠕变现象。

5 结论

(1)根据平煤股份十一矿深部回采巷道的围岩结构特点,以锚固体强度强化理论为指导,提出了预留断面强力锚杆锚索协调支护理念,并且对十一矿丁5-6-26071回风巷支护进行了初步设计。

(2)工业性试验表明:高强预应力锚杆对深井巷道支护效果良好,巷道断面能够满足安全生产要求。

参考文献

[1]侯朝炯,郭励生,勾攀峰,等.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社,1999.

锚网索支护技术 篇4

【关键词】冲击地压；高冒巷道；锚网索喷技术

0.工程概况

新铁煤矿主要回风巷道为全岩巷道，设计为半圆拱形断面，巷道净宽3.2m，中高2.7m，采用五排锚杆支护，间、排距：1.0m×1.0m。该巷道全长2000m，设计坡度0°，顶板为泥岩、细砂岩，底板为泥岩、粉砂岩。

由于巷道服务年限较长，并受断层影响，围岩应力大、松软，出现局部冒顶，整个巷道冒顶严重，冒顶长度长达300余米，冒顶高度从0.8米—8米不等。该巷道为新铁煤矿总回风道，必须修复。（冒顶断面见图1）

1.支护设计

1.1支护方案的选择

处理冒顶的常用方法是架U型钢棚子，打木垛接顶，或是打锚索吊工字钢粱，再架木垛接顶。以上两种方法处理低冒巷道比较适用，如果用来处理高冒巷道，存在以下问题：

①冒顶高度最高达8米，打木垛难度大，施工困难，不够安全；② 选用U型钢棚子或工字钢粱架木垛，工程造价高，工时利用率低。③顶板属于软岩顶板，自稳性差，施工中容易掉顶，有安全隐患。④不能封闭围岩，阻止风化，随时间推移，巷道会继续变形、冒顶，不利于维护，再次修复时，更加困难。⑤U型钢棚子或工字钢粱跨度大，承载力降低，達不到预期效果。

基于上述原因考虑，并对现场条件及围岩情况做了仔细的分析，决定采用锚网索喷技术修复该巷道，支护方案见图2。锚网索喷支护是目前软岩巷道有效、实用的支护形式。是一种很有效的处理高冒巷道的方法，它是在冒顶基本稳定后，喷浆防止破碎、松散岩石继续垮落，起到初步加固巷道围岩稳定的作用，待喷浆凝固后，再铺网、打锚杆，然后再安装锚索，最后复喷混凝土，进一步加固围岩，能充分发挥围岩自称力。喷射混凝土能及时封闭围岩石和隔离水，网不仅可以支承锚杆之间的围岩，并将单个锚杆连结成整个锚杆群，和混凝土形成有一定柔性的薄壁钢筋混凝土支护圈。

1.2支护参数

1.2.1支护材料

支护材料主要包括：∮20×2000mm左旋无纵筋螺纹锚杆、Z2335型树脂药卷、∮15.24×6000mm锚索、规格为长×宽=2400mm×1200mm的钢筋网、525#普通硅酸盐水泥、沙子、石子。

1.2.2锚网索喷一次支护参数的确定

锚杆间、排距=800mm×800mm；锚索间、排距=1500mm×1500mm；每根锚杆两个树脂药卷，每根锚索4个树脂药卷；锚杆预紧力50KN，锚索预紧力100KN；混凝土初喷厚60mm，复喷厚60mm，水泥：砂子：石子=1；2；2。

2.支护施工

2.1施工工艺

按由上往下的顺序，用长把工具处理掉冒顶区的悬浮的矸石→喷射混凝土→打锚杆挂钢筋网→安装锚索→复喷混凝土→出矸→刷帮打护帮锚杆、挂网→喷两帮混凝土。

2.2技术要求

①初喷前要刷齐局部凸凹不平的部分，使其表面近似平滑，以减小应力集中。

②连网时，出现网兜必须放掉重新锚网，避免出现应力弱线（面）。

③复喷分两次达到喷射厚度。

④锚杆、锚索必须垂直岩面打设。

⑤锚杆、锚索预紧力必须达到要求。

⑥严禁锚杆外露于喷层，造成风化锈蚀，降低强度。

3.结语

锚网索支护技术 篇5

传统的巷道维修方式与工艺在维修时运输大巷必须停止巷道的其它工作, 对矿井正常生产影响严重;回风大巷受进料、供电的限制, 施工难度较大。且维修成本高, 维护效果差, 经常是前边刚维修, 后边就又发生破坏, 不得不又重新维修, 个别地段至少维修5次以上, 造成矿井大巷年年维修, 年年损坏, 矿井生产、运输条件一直未能得到彻底根制。

近年来锚网支护技术特别是锚索支护技术的应用, 解决了巷道支护问题, 取得显著的效果。巷道的维修主要也是解决支护问题, 锚索支护施工灵活, 适应性强, 对损坏巷道的断面、高度大小均能满足要求。为此提出了采用锚杆钢带、网、锚索支护技术解决巷道的维修问题。

2 主要技术难题

锚杆锚索支护技术在目前已经大范围应用, 是一种成熟的巷道支护技术, 但是在巷道维修时支护与巷道掘进时的支护是不同的, 巷道掘进时, 巷道围岩没有被破坏, 处于完整稳定的状态, 不受矿井正常生产的影响。巷道维修时, 巷道围岩已经处于破坏状态, 砌体与巷道围岩之间有一定的空间, 给锚杆锚索支护造成了较大的困难。要在砌体支护巷道采用锚杆锚索支护进行维修需要解决以下技术问题。

(1) 在砌体巷道钻孔, 由于砌体与巷道围岩之间有一定间距, 当钻孔通过这孔隙时, 容易造成夹钻等问题。

(2) 解决锚固剂的安装, 由于砌体与围岩之间的间隙, 钻孔是不连续的, 树脂锚固剂在安装时, 存在锚固剂无法放入钻孔的问题。

(3) 锚索锚杆支护, 必须有一定的预紧力, 否则失去了其支护的作用。但是砌体与围岩之间隙会使锚索预紧时把砌体破坏。

(4) 解决巷道维修与矿井正常生产之间的关系。被维修的巷道均是矿井的主要巷道, 担负着矿井的运输、通风等任务, 维修巷道影响到矿井的正常生产。找到一个既能维修巷道, 又对矿井正常生产影响较少的工序安排。

3 锚固技术对被损坏砌体巷道的维修的研究

3.1 维护方案

3.1.1 碹体、锚喷支护巷道

由于巷道损坏程度不同, 巷道断面不同, 维修支护的参数也不应相同。应根据巷道的损坏程度不同, 巷道断面不同, 维护支护参数也不应相同。应根据巷道的损坏状况、断面、服务期限、围岩情况综合分析确定。一般采用以下两种支护形式。

(1) 锚索、网支护:锚索采用矩形布置, 排距1.6m, 间距1m, 每排3根锚索, 锚索长度5~7m, 采用14#槽钢作托梁, 长0.6~1m。沿巷道轴线铺设双层菱形金属网。

(2) 锚索、锚杆、金属网支护:锚索与金属网的参数同上, 锚杆间排距0.8~1m, 长度1800mm, 锚杆直径16~18mm。

3.1.2 碹体蹬工字钢支护巷道

采用两根锚索一根托梁的组合方式对原工字钢进行悬吊, 长托梁顺巷布置, 长2.7~3.0m, 锚索中孔距离2~2.4m, 距两帮0.15~0.3m。

3.2 砌体上钻孔与锚固剂的安装

料石砌体损坏的巷道一般已掘出时间较长, 处于围岩压力大的区域。如果砌体损坏, 说明巷道围岩已产生较大的变形, 砌体与围岩之间的间隙已被变形破坏的围岩压实。经560水平一南翼10区段大巷, 二南翼12区段大巷等300m巷道中的试验, 发现砌体与围岩之间基本被压实, 大部分能顺利钻孔和安装锚固剂。

当砌体与围岩石之间有间隙时, 通过试验采取如下方法。

(1) 钻孔时选择在较完整的料石上进行开口, 并采用43m大直径钻头进行开口, 在砌体上钻进, 当钻透砌体到巷道围岩时, 退出43m的钻头, 在钻孔中穿一外径为43m钢管, 利用钢管作为导向孔, 用27m的小直径钻头, 穿入钢管中继续钻孔。钻完孔后, 不要撤出钢管, 继续留在孔口, 作为脂锚固剂导向管, 将锚固剂从钢管中穿入。

(2) 用27m的小直径钻头钻完孔后, 如果孔周围松散岩石影响打注, 采用薄铁皮 (如:白花铁皮) 做成的导向管, 作为脂锚固剂导向管, 将锚固剂从管中穿入。

(3) 采用43m大直径钻头进行开口, 在砌体上钻进, 当钻透砌体到巷道围岩一定深度后, 安装特制的管缝锚杆, 管缝锚杆既充当树脂锚固剂导向管, 又锚固碹体和碹体外松散岩石。

经在560水平13区段大巷和470水平南大巷维修中试验应用, 效果较好。

3.3 锚索预紧力的确定

锚索支护主要原理是通过对钢绞线施加一定的预应力, 使钢绞线产生一定张力, 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磨擦力, 从而提高围岩的整体强度, 如果钢绞线上没有张力, 锚索就没有作用。

(1) 碹体上:在钻孔过程中, 发现砌体与围岩之间的间隙基本上被压实, 砌体也处于破坏状态。为了保证锚索的作用, 采用在被维修的砌体上铺设金属网, 主要作用是防止破碎岩块掉落。为了使砌体不被锚索预紧破坏, 失去作用, 采用了长托梁或两根锚索共用一根托梁的组合锚索。经试验确定锚索预紧力在70kN~100kN, 即保证了锚索具有一定的预紧力, 又不会使砌体发生大的破坏。

(2) 锚喷巷、碹体工字钢:锚喷巷变形损坏属局部围岩石离层, 巷道整体离层变形量小, 碹体工字钢梁两端均深入碹体0.3~0.4m, 经试验确定锚索预紧力在100kN~120kN, 保证了锚索的预紧力, 又不会使砌体发生大的破坏。

3.4 施工工艺及要求

3.4.1 工序安排

由于维修巷道, 与矿井正常生产相互影响, 特别是采用架线电机车运输的大巷, 在维修巷道时必须停电, 造成矿井正常运输中断。为了尽量减少影响矿井正常生产时间, 采取了以下措施。

(1) 矿井在检修期间全力维修巷道。在矿井检修期间, 集中全矿的开拓掘进队组, 全段进行维修, 打锚索锚杆。

(2) 合理安排维修和矿井运输, 选择运输量较小的班次时间, 集中力量进行维修。

(3) 充分做好准备工作。将各种施工机具和材料提前准备到施工地点, 保证有效施工时间。

3.4.2 施工工艺流程

碹体、锚喷支护巷道:铺网——临时支护——布置锚索眼——打、注——预紧切割。

碹体工字钢巷道:布置锚索眼——打、注——上工字钢或槽钢——预紧切割。

对碹体和锚喷巷用锚网索补强后的巷道, 成立专业喷浆队伍进行喷浆封闭。

3.4.3 工艺要求

(1) 碹体、顶板岩石局部冒落, 范围小于0.5m, 锚索、杆按设计间排距布置, 槽钢不接顶处“井字”构木背紧。锚索预紧可滞后进行, 集中成片预紧。

(2) 碹体、顶板岩石冒落范围较大时, 锚索紧靠碹边布置, 预紧后用金属网兜住碹 (岩) 边, 形成“台阶形”支护形式。锚索预紧必须逐排进行, 尽量保证槽钢紧贴碹 (岩) 面。

(3) 锚索预紧必须从一端到另一端逐根进行预紧。

(4) 采用锚索悬吊工字钢时, 由于在碹体巷道中锚索打注率不可能达到100%, 先按要求将锚索打注起后, 再根据两锚索间距确定槽钢锚索眼中孔距离, 杜绝出现锚索眼距与槽钢眼孔距误差大, 导致槽钢眼与锚索在预紧时发生剪切, 影响锚索支护效果。

4 经济效益分析

4.1 施工灵活, 适应性强

采用锚索支护对巷道进行维护、补强时, 不受施工巷道地点、断面、冒落范围、高度的限制, 进料方便, 且可以分段作业。同时, 对有冒落倾向的巷道可以超前进行永久支护。维修对矿井正常生产影响较小, 采用合理的施工工序安排, 保证矿井的正常运输。

4.2 支护费用低

经对实际发生费用的测算, 采用锚杆锚索维修巷道, 平均每m巷道支护费用为330元/m;采用套U棚支护费用2000元/m;采用工字钢支护形式, 每m巷道维修费用900元/m;采用锚杆索维护的2100m巷道中, 如果按原来的维修方法, 需要有860m套U棚支架, 支护费用为172万元, 1240m需要采用支工字钢, 支护费用112万元, 合计为284万元。采用锚杆锚索金属网联合支护费用69万元。节约支护费用215万元。

4.3 锚索支护强度大、支护效果好

锚网、索支护的支护强度远大于以往的维护形式, 可以说在今后的几年内, 已维修的地段完全能满足生产、运输的需求。特别是锚索支护, 锚固力大, 锚固深度大, 可以施加较大的预紧力, 对损坏巷道的维修效果尤其好。通过2100m被维修巷道的实际证实, 采用锚索支护技术维修巷道解决了矿井大巷年年维修年年坏的状况, 大大改善了矿井的生产条件。保证了运输过程中的安全。

4.4 从安全上

锚网索支护技术 篇6

对软岩巷硐进行维护在煤矿生产建设中一直没有得到有效的解决, 困扰着煤矿的生产。在软岩巷道施工中, 由于围岩变形量比较大, 在一定程度上影响了其稳定性, 同时增加了施工的难度, 并且巷道屡遭破坏, 导致维修的次数大大增加, 并且需要对其进行多重维护, 严重影响矿井的正常生产和安全运行。由于煤矿的实际生产条件存在差异, 使得国内外无法形成统一的支护方法。为了取得良好的支护效果, 只有对其力学原理进行具体分析, 采用科学合理的支护措施。

我矿井为垂深210m的斜井, 泥岩及砂质泥岩共同构成斜井所处的岩层结构, 对于该岩层机构来说, 其泥岩的特点是:裂隙多, 层理复杂, 易风化, 低强度, 并且遇风风化、遇水膨胀, 泥化现象比较严重。在对井巷进行施工的过程中, 对巷道进行维护难度较大, 尤其是部分巷道已经发生严重的变形, 在一定程度上对其进行多次修复, 但是仍难以确保其稳定。

2 巷硐变形原因

导致巷道发生严重变形的原因主要表现在:首先, 巷道断面较大, 层理较多, 并且应力分布不均;其次, 构成巷硐围岩的泥岩和砂质泥, 岩层强度低, 完整性差。另外, 掘进后处于稳定期的巷硐, 在一定程度上发生着持续蠕变;巷硐两帮的较大变形及底板鼓起直接影响巷硐围岩的整体稳定性, 这些因素在一定程度上, 导致难以对巷硐进行围护。

3 巷硐治理支护技术

3.1 巷硐治理的控制原则

(1) 预留断面, 二次支护, 对围岩、帮角等进行固结和加固。 (2) 在掘进巷硐过程中, 产生集中应力, 围岩强烈变形, 通过“锚、喷、网”支护体系对围岩变形进行控制, 需要进行复喷处理。 (3) 对围岩进行预应力锚索支护和注浆加固, 避免巷硐掘出后稳定期间出现较大的、长时间的蠕变。 (4) 对帮、底进行加固处理, 是确保巷道两帮整体稳定性的重点, 受巷道帮、底变形的影响和制约, 通过用倾斜锚杆和倾斜锚索对巷道底角进行加固, 同时对两帮、底角和底板通过高效速凝材料进行注浆加固处理。

3.2 施工设计

通常情况下, 将材料斜井巷道的断面设计成半圆拱形, 同时按照宽度4000mm, 墙高1500mm, 中高3500mm的标准设计掘进巷道。锚杆规格为Φ28×2600mm, 并且具有强度高, 可延伸的特点, 按照排距800×800mm设置锚杆的间距。如图1所示, 按照设计要求, 将下底角的两根锚杆与底板之间的夹角设置成40°。利用2卷Z2335的中速药卷进行锚固处理, 同时使用普通的钢筋网。喷层厚度控制在50mm, 在一定程度上将钢筋网覆盖。锚索布置如图2所示, 长6.5m, 孔深6m, 排距2.4m。通过4卷Z2350的药卷进行锚固, 锚索托板采用250×250×20mm钢板进行制作。通常情况下, 将4个锚索孔作为注浆孔, 注浆孔深2m, 排距为1.4m。

3.3 施工工序及要求

3.3.1 锚杆施工工序

通常情况下, (1) 巷道掘出; (2) 钢筋网铺设, 每个断面使用4条覬14mm的钢筋梯子梁进行相应的处理; (3) 架设临时支护, 顶部锚杆施工; (4) 帮部锚杆施工后进行喷浆操作。按照上述四个步骤对锚杆进行施工。

3.3.2 锚索施工的要求

(1) 在误差方面, 钻孔深度控制在±20mm, 外露长度控制在100±300mm; (2) 预紧力控制在100k N。

3.3.3 围岩注浆施工

在对围岩注浆进行施工的过程中, 按照喷浆封闭岩面、打眼封孔、拌料注浆、清洗管路、施工组织、注浆监测及质量检查的顺序进行。

4 效果分析

在对现场仪器进行试验的过程中, 按照“十”字布点法, 对施工后巷道的顶板、底和两帮进行布置测点, 观测支护段150m范围内的巷道, 得到变形曲线如图4-1、4-2所示。通过对图进行分析可知, 巷道剧烈变形主要发生在前30d内, 此期间的变形量占总变形量中的50%左右, 当巷道持续变形80d后, 巷道进入稳定期, 此时巷道两帮变形速度基本在1mm/d以内。

通过对现场试验结果进行分析:软岩巷道条件下, 通过将“锚、喷、网”与锚索注浆进行联合, 在一定程度上可以对软岩巷硐围岩的变形进行控制, 巷硐的安全性和稳定性得到保证。

5 结论

(1) 利用“锚、喷、网”、锚索对巷道进行处理, 在一定程度上可以对巷道进行及时封闭处理, 软岩风化现象可以有效避免。通过注浆填充的方式对围岩裂隙进行处理, 提高了软弱围岩的承载能力, 与“锚、喷、网”一起组成喷网组合拱, 同时与锚索组成喷锚注索加固圈, 支护阻力和刚度有了较大的提升, 软岩巷道的围岩变形明显降低, 提高了巷道的稳定性。 (2) 为了有效控制巷道围岩变形, 利用“锚、喷、网”和锚索注浆的方式进行处理, 巷道变形在2个月内趋于稳定, 取得了较好的支护效果。 (3) 对巷道进行“二次支护”, 在一定程度上提高了支护强度和岩体强度, 同时对破碎岩体起到固结的作用, 岩体整体强度得到提高。

摘要：分析了软岩巷硐稳定性影响的因素, 总结了软岩巷道的支护治理原则。并结合现场实际提出了具有针对性的以“锚、喷、网”支护为主、以锚索、注浆支护为辅的支护方案, 通过现场仪器试验, 证明支护效果较理想。

关键词：软岩巷道,二次支护,锚喷支护

参考文献

[1]徐张保.综采大断面沿空拆除硐室支护技术设计及应用[J].价值工程, 2011 (13) .

[2]吴润玺.特殊岩性边坡锚喷支护质量控制要点[J].中小企业管理与科技 (下旬刊) , 2010 (02) .

锚网索支护技术 篇7

1 地质概况

巷道交岔点为己组轨道接力车场与二期轨道相交处, 位于己15采煤层中, 煤层厚度1.3-1.9m, 平均1.7m;煤层老顶为中粒砂岩, 均厚12m, 坚硬。直接顶为砂质泥岩, 均厚5m;煤层直接底为炭质泥岩 (同时也是己16-17煤层顶板) , 均厚3.5m。煤层倾角10°, 该巷道的上覆戊9-10煤层已回采, 邻近的己16-17-11020工作面已回采, 其中戊9-10煤层与己15煤层层间距185m, 己15煤层与己16-17煤层层间距3.5m。

2 支护方案

方案Ⅰ架棚支护。埋深600m以上巷道交岔点的一般采用架l1工字钢金属棚支护, 基本满足了安全生产的要求在埋深超过600m时, 交岔点处工字钢梯形支架承载能力很低, 巷遭塑性区范围大, 围岩自承能力低, 离层破坏严重, 且主要由架棚被动支撑, 架棚的刚性支撑作用又进一步引起围岩变形破坏, 压力越来越大, 致使棚梁太多遭到严重破坏。本矿己组轨道接力车场交岔点, 埋深680m, 原采用金属棚支护, 棚腿长2.4m, 使用3.2m长的双抬棚, 用水泥背板背顶腰帮, 净高2.2m, 掘后不足6个月, 两帮移近量达300mm, 顶底移近量达700mm, 高度不足1.5m棚腿多数被挤出, 抬棚严重变形, 中间向下弯曲, 有失稳冒顶的危险, 经卧底扩修, 才勉强满足生产要求, 对生产造成了较大的影响。通过以上分析。说明架棚支护对于深部巷道交岔点支护已不可行。

方案Ⅱ单一锚杆支护。目前, 本矿使用的锚杆主要是左旋无纵筋锚杆, 采用树脂药卷端锚方式。锚杆与锚固岩层组成的锚岩支护体与矿工钢金属支架相比, 其承载能力和抗变形能力要大得多, 但受采动影响对于深部己15煤巷顶板不稳定巷道交岔点, 锚杆的作用受到很大限制。深部己15巷道交岔点跨度大顶板局部出现裂隙, 强度降低, 整体性较差, 锚杆的成拱作用较小, 锚岩支护体的抗变形能力较低, 当围岩变形压力较大时 (受采动影响) , 可能致使锚岩支护体产生过大的变形而失稳。如己15-11130轨道运输巷交岔点, 埋深750m, 采用锚网带支护, 受采动影响后, 顶底移近量达300mm, 顶板出现离层破坏现象, 不得不进行复金属棚加固。这说明深部困难条件下交岔点采用单一的锚杆支护, 已不能满足安全

方案Ⅲ锚网带锚索联合支护。联合支护是采用多种不同性能的单一支护形式的组合结构, 各自充分发挥其固有的性能, 扬长避短, 共同作用, 以适应围岩大变形的要求, 最终达到围岩稳定的目的。本矿深部回采巷道交岔点锚杆联合支护的形式主要有:锚杆架棚联合支护、锚网架棚联合支护、锚网带锚索联合支护3种。锚杆架棚、锚网架棚联合支护, 就是利用锚杆的主动支护作用原理, 提高岩层的自承能力, 阻止围岩松动范围及变形的增大, 从而减少围岩对加固支架的作用及破坏, 加固支架又可以阻止围岩产生过大变形而引起锚杆失稳。锚网带锚索联合支护就是在锚杆支护的基础上, 使用锚索加强支护.可以通过长锚索的悬吊作用, 控制锚固岩层的整体下沉, 防止冒落。深部困难条件下运输巷道交岔点锚杆联合支护, 优于其它支护形式。

3 方案选择

巷道交岔点原采用工字钢架棚支护, 其交岔点支护断面 (13.6m2) , 根据锚网索联合支护原理和巷道具体条件, 决定采用方案Ⅲ锚网带锚索联合支护。

(1) 左旋无纵筋锚杆规格为φ20-2200, 钢号BHRB600, 采用低粘度树脂药2支加长锚固 (1支规格为K2335, 另1支规格为Z2360) , 钻孔直径为28mm。

(2) 锚索规格为φ17.8-6500, 钻孔直径28mm, 采用一支K2335和两只Z2360低粘度树脂药卷锚固。

(3) 金属网护顶, 网孔规格50×50mm。

(4) M钢带型号为:CRT-M4-M5

4 巷道交岔点现场矿压观测及结果分析

在巷道交岔点及附近上下帮中设置巷道顶板离层监测仪、巷道围岩表面收敛测量基点及锚杆锚索锚固力动态监测等矿压观测仪器, 观测巷道交岔点顶板离层量、表面收敛量及锚杆锚索锚固力等巷道矿压显现的特征值, 对观测结果进行分析, 以检测锚网索在该围岩条件下适应性, 检测本试验方案支护参数设计是否合理, 为该矿区的支护设计优化提供技术参数。

4.1 巷道表面位移观测

(1) 采用仪器。巷道表面监测仪型号为GWG200。

(2) 安装位置。巷道交岔点及附近上下帮中。

(3) 数据观测。根据三角形表面收敛测量原理, 通过近二个月的观测, 获取了表面位移的实测值。经计算其表面位移变化曲线。

从观测结果分析, 替换工字钢棚子采用锚杆+锚索+网联合支护一定时间内 (近2个月) , 在支护与围岩共同作用下, 在一定的变形范围内实现了巷道的稳定。由巷道围岩收敛量来看, 巷道四周呈均匀内挤的趋势。从围岩位移变化曲线来看, 巷道支护方式替换后二个月左右基本趋于稳定。由此可见, 该支护方案在控制巷道的变形方面达到了预期效果。

4.2 顶板离层的观测

(1) 顶板离层型号为LBY-3。

(2) 仪器安装位置。巷道交岔点顶板完整处。

(3) 深孔位移的观测结果。交岔点顶板离层也在不断变化, 这也是支护与围岩相互作用的过程。从离层量来看, 锚杆和锚索的共同作用既适应了巷道变形, 又控制了巷道变形, 有效地控制了顶板下沉, 从而说明设计方案的锚杆和锚索的设计参数满足对巷道稳定控制的要求。

4.3 实验结论

巷道交岔点采用锚网带锚索联合支护后, 围岩最终变形为:顶板下沉量30mm, 两帮相对移近量200mm, 巷道完好, 仅在巷道交岔点牛鼻子处 (牛鼻子采用料石砌成) 出现轻微破坏。说明在煤层巷道中采用锚网索联合支护交岔点技术是可行、有效的。

5 结论

锚网索支护技术 篇8

1 工程概况

河南能源义煤公司常村煤矿21220 工作面位于21 采区3 条下山西翼, 自上而下第10 个工作面, 上部为已回采完毕的21200 工作面, 下部为未开掘的21240 工作面, 西部与跃进井田相邻。工作面可采走向长689 m, 倾斜长268 m, 21220 运输巷位于21采区下部, 巷道埋深800 m, 设计长度690 m。

2 巷道围岩变形特征及应力分析

21220 运输巷沿2-3 煤层底板 ( 留底煤1. 5 m) 掘进, 煤层顶底板均为泥岩, 直接顶为深灰色泥岩, 疏松易滑落, 直接底为灰黑色炭质泥岩, 局部夹多层薄煤线, 松软, 遇水易膨胀。

2014 年7 月对井下进行了煤岩体地质力学原位测试, 21220 运输巷附近最大水平主应力25. 25MPa, 垂直应力19. 08 MPa, 最小水平主应力13. 46MPa, 应力场形式为 σHV, 即 σH> σV> σh, 原岩应力场为高应力值场。

天地公司技术人员采用顶板窥视仪对已掘进的21220 运输巷外段进行顶板窥视, 通过窥视发现巷道浅部煤岩体破坏较为严重, 煤岩体存在离层和破碎现象, 而深部煤岩体相对较为完整; 窥视结果表明21220 运输巷围岩变形由浅部向深部发展较快, 原支护技术不能有效控制巷道围岩变形。

3 支护方案优化

3. 1 原21220 运输巷外段支护

常村煤矿原21220 运输巷采用锚网 ( 索) 架36U-6. 0 m拱形支架配合液压抬棚复合支护方式, 棚距800 mm。巷道全断面打设Ø22 mm × 2 500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 挂设10#铁丝金属网, 锚固方式: 树脂加长锚固, 每根锚杆配K2350 和CK2340 树脂锚固剂各1 支, 锚杆托板为方形碟状铁托盘 ( 基本为平托板) , 锚杆间排距700 mm × 800mm; 锚索为Ø17. 8 mm × 8 000 mm低松弛钢绞线锚索, 锚索托梁采用500 mm长的12#矿工字钢短节制作, 锚索间排距均为1 500 mm, 每排4 根锚索; 巷道中间打设1 道液压抬棚, 液压抬棚最大工作阻力为2 200 kN。

通过对巷道顶板围岩监测可知, 3 个月后巷道顶板平均下沉0. 5 m, 底鼓1. 5 m, 两帮平均位移1m, 产生变形的原因为: ①巷道围岩承载力低, 遇水及掘进挠动影响, 浅部围岩容易产生结构型破坏, 自身失去承载能力; ②主动支护体系失效, 锚杆锚索难以锚固在巷道顶板坚硬且稳定的岩层中; ③锚杆、锚索抗拉强度低难以抵抗巷道围岩变形, 锚杆、锚索托盘出现脱落现象。

3. 2 36U大棚距强力锚网 ( 索) 支护原理及技术

高应力下软岩巷道[3]支护技术关键是控制巷道直接顶板的离层, 直接顶的离层会使两帮载荷增大, 导致两帮煤岩体松动半径的增加, 继而直接顶的有效跨度加长, 离层长度和高度进一步扩大, 同时底板有效跨度加大, 底鼓持续积累, 这样的恶性循环是高应力下软岩巷道难以支护的根源, 因此对高应力作用下软岩巷道采取合理的支护形式缩小巷道围岩松动圈半径, 进而有效地控制巷道围岩稳定。经过与天地科技股份有限公司合作, 通过分析21220 工作面运输巷围岩结构及现场破坏状况, 对原巷道支护参数进行优化, 采用强力锚网 ( 索) 大棚距36U支架联合耦合支护[4,5,6]控制巷道围岩。采用新支护形式能够实现支护体与围岩之间在强度、刚度以及预应力耦合, 通过柔性支护产生有限控制变形释放围岩压力, 再通过刚性支护控制围岩的有害大变形, 从而实现支护一体化及荷载均匀化, 进而有效控制深部巷道围岩大变形破坏。

( 1) 锚杆及锚索。①锚杆采用Ø22 mm × 2 400mm高强度左旋无纵筋螺纹钢筋加工而成, 每根锚杆配高强度M24 螺母以及高强托板调心球垫和尼龙垫圈, 托板采用拱形高强度托板。采用树脂全长锚固, 每根锚杆配3 支低黏度树脂锚固剂 ( 1 支MSK2660 树脂药卷及2 支MSM2660 药卷) 。巷道全断面铺10#铁丝金属网, 锚杆垂直于巷道岩面打设, 锚杆间排距为900 mm × 900 mm。②顶帮锚索直径均为22 mm, 采用119 股高强度低松弛预应力钢绞线加工而成。顶锚索长度6 300 mm, 帮锚索长度4 300 mm。每根锚索采用1 支MSK2335 和2 支MSZ2360 树脂锚固剂锚固, 锚固长度1 970 mm。托盘采用300 mm × 300 mm × 14 mm高强度可调心托板及配套锁具, 承载能力550 kN。顶板锚索与锚杆进行插花布置, 锚索位于2 排锚杆之间, 间排距均为1 800 mm; 两帮锚索呈“五花”布置, 上帮每两排锚杆之间布置2 根锚索, 下帮每2 排锚杆之间布置3根锚索, 锚索距巷道底板垂直距离不小于800 mm, 帮锚索间排距为900 mm × 1 800 mm。

( 2) 支架。支架采用36U-6. 0 m三心拱可缩性支架, 棚距1 200 mm。支架净宽6 000 mm, 直墙高为1 700 mm, 净高3 800 mm, 净断面18. 5 m2。支架顶部让压500 mm, 两帮让压300 mm, 支架顶部空间部分用木实绞架均匀接顶。支架梁腿搭接600 mm, 搭接处均采用3 套金属卡缆固定, 距支架拱顶中心500 mm及支架腿底以上1 500 mm处各用一套金属卡缆及金属拉板固定, 金属拉板长620 mm; 巷道正中间打设一道液压抬棚加强支护[7,8]。

( 3) 锚固力及预紧力。锚杆承载力不低于297kN, 锚杆预紧力不小于400 N·m; 锚索承载力不低于550 kN, 张紧力不低于210 kN。

4 应用效果分析

为了监测巷道支护效果, 在21220 运输巷设置矿压综合观测站, 对巷道表面位移、顶板离层以及锚杆、锚索受力进行了监测, 并对矿压测站监测数据进行分析。

4. 1 顶板离层监测

21220 运输巷试验巷道段每隔30 ~ 50 m安装1个顶板离层仪, 深基点设置为6 m, 浅基点设置为2. 4 m, 通过对巷道顶板离层观测结果可以看出, 顶板离层值较小。顶板岩层比较稳定, 这也说明了全长锚固高预应力高强度锚杆支护体系能很好地控制巷道顶板岩层的稳定 ( 图2) 。

4. 2 锚杆、锚索受力监测

为了监测锚杆、锚索受力情况, 在巷道顶帮锚杆、锚索上安装受力计, 实施监测锚杆、锚索受力状况 ( 图3) 。

( 1) 由于锚杆初期施加预紧力较大, 后期增长不大, 随着煤炮的发生, 偶尔出现波动, 整体呈现逐渐平稳的趋势, 锚杆最大受力180 kN。

( 2) 锚索初期预紧力为210 ~ 245 kN, 预紧力经过张拉损失后均保持在140 ~ 170 kN, 随着巷道掘进进行, 锚索受力逐渐增加, 当发生煤炮后, 锚索发生了较小波动, 与锚杆相比, 波动较小, 后期稳定后, 其受力为160 ~ 450 kN。

4. 3 巷道围岩变形分析

巷道掘进初期, 围岩变形较大, 两帮变形量约3mm / d, 顶板变形约20 mm / d, 巷道围岩变形随着与掘进工作面距离和持续时间而趋于稳定, 最终巷道顶底板最大变形量约500 mm, ( 其中顶板下沉100mm, 底鼓400 mm, 底鼓主要是受巷道淋水影响) 两帮最大移近量为450 mm。巷道采用强力锚网 ( 索) 、大棚距新支护后, 巷道围岩得到了有效控制, 巷道支护整体趋于稳定 ( 图4) 。

5 结语

( 1) 通过对常村煤矿21220 工作面运输巷围岩结构及变形破坏特征分析得出巷道围岩为高应力软软岩体, 原巷道锚网 ( 索) 支护强度低不能与巷道围岩进行耦合是造成围岩失稳变形破坏的主要原因。

( 2) 采用强力锚网 ( 索) 大棚距支护技术能有效降低支护成本, 与原巷道支护相比可节约成本750元/m, 具有良好的经济效益。

( 3) 采用强力锚网 ( 索) 大棚距支护技术能有效控制巷道围岩变形, 确保巷道围岩稳定, 减轻巷道返修次数, 对类似工程的施工具有借鉴意义。

摘要：常村煤矿21220工作面运输巷埋深大、围岩应力大, 受掘进及回采动压影响巷道支护困难。通过研究巷道围岩变形破坏机理、采用耦合支护理论及深部煤巷控制技术, 提出了强力锚网 (索) 大棚距支护控制新支护技术方案。应用结果表明:巷道顶板最大位移量为100 mm, 底板最大位移量为400 mm, 两帮最大位移量为450 mm。巷道顶底板及两帮位移量较原支护体有明显减少, 新支护技术能够充分发挥围岩的主动支护能力, 提高了围岩的整体承载能力, 巷道围岩变形得到了有效控制。

关键词：大断面,巷道围岩,强力锚网 (索) ,支护技术

参考文献

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[3]何满潮, 张国锋, 齐干, 等.夹河矿深部煤巷围岩稳定性控制技术研究[J].采矿与安全工程学报, 2007, 24 (1) :27-32.

[4]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.

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锚网索支护技术 篇9

离层破碎顶板回采巷道采用传统的被动支护方式 (如工字钢支架、U型钢支架支护) 时, 顶板离层较易向深部岩层发展, 若受到剧烈的采动影响, 围岩易产生较大变形, 将对矿井安全高效生产造成不利影响[1,2]。

某矿回采巷道属典型的离层破碎顶板, 之前一直采用架棚支护方式, 巷道掘后较长时间内难以稳定、变形量大, 后期需多次返修, 巷道维护困难。该矿根据回采巷道的地质条件, 通过支护方式改革, 采用锚网索联合支护技术, 较好地解决了离层破碎顶板回采巷道围岩控制的难题。

1 地质条件

该矿煤层倾角5°~8°, 平均厚度2.7 m, 埋深70~130 m。基本顶为石灰岩, 厚度4~13.6 m, 厚层状, 质坚硬, 性脆, 裂隙较发育;直接顶为泥岩, 厚度变化范围为1~3.5 m, 软弱破碎, 遇水膨胀、软化, 属于典型的离层破碎顶板;底板为铝质泥岩, 致密、性脆, 遇水易软化, 易发生底鼓现象。

煤层顶底板柱状如图1所示。

主要煤岩体的力学参数如表1所示。

巷道原设计断面为梯形, 顶长2 800 mm, 底长3 800 mm, 高2 500 mm, 支护采用11#矿用工字钢架棚+金属网联合支护, 巷道围岩变形和破坏严重, 工字钢棚梁、棚腿都有不同程度的弯曲变形, 巷道支护的可靠性和安全性较低。

2 支护方式选择

2.1 架棚支护失效的原因

离层破碎顶板极易离层、冒落, 难以形成整体的承载结构。随巷道掘进开挖出现临空自由面, 应力重新分布, 软弱围岩易发生离层破坏。架棚支护不能主动支撑围岩, 难以充分发挥其支撑能力, 只有当围岩应力释放时, 巷道顶板下沉、两帮鼓起, 围岩才能紧贴架棚, 钢棚才能起到支撑作用。若巷道受到较为剧烈的采动应力影响、围岩释放的压力大于棚子和围岩自身的支撑能力, 架棚就容易发生变形[3], 甚至导致支护整体失效。

2.2 锚杆支护的优点

锚杆支护是一种积极防御的支护方法, 对于离层破碎的岩体, 锚杆可以及时将该类岩体与上位岩体挤压加固在一起, 阻止顶板岩石离层破碎范围的进一步扩大。提高锚杆的预紧力可有效防止锚固区岩体逐渐破坏。当顶板来压时, 可以通过增加锚固范围, 形成有效的加固厚度, 提高锚固区域岩体的强度和剪切强度, 并对深部围岩提供侧向约束, 维护锚固区外围岩弱面自身的力学性能, 调动深部围岩的自身强度和稳定性。因该支护成本较低、成巷速度快、劳动强度减轻、巷道断面利用率高、回采面端头维护工艺简化, 可有效提高矿井的经济效益[4]。

结合该矿回采巷道顶板离层破碎的特点, 对比分析架棚支护、锚杆支护的优缺点, 最终确定支护方式为锚网索联合支护。

3 锚网支护参数确定

3.1 模型建立

为更精确确定锚网支护参数, 模拟软件选用FLAC2D数值模拟软件进行计算。锚网索联合支护主要参数有锚杆 (索) 长度、直径、间排距等, 为了优选支护方案, 在4.5 m直接顶 (泥岩) 、10 m基本顶 (石灰岩) 顶板条件下, 选取不同支护参数, 模拟分析不同支护参数的支护效果, 根据模拟结果, 优选合理的支护方案。

模拟方案支护参数: (1) 锚杆规格分别取:φ20×1 800 mm、φ20×2 000 mm和φ20×2 200 mm; (2) 锚杆间距分别取:600 mm、800 mm和1 000 mm; (3) 顶锚索规格:φ17.8×8 000 mm, 分别用1根和2根。总共3×3×2=18种模拟方案, 数值模拟力学模型如图2所示。

3.2 模拟结果分析

不同支护参数条件下顶板的最大下沉量和最大离层量如表2、3所示。

由表2、3可知, 对巷道围岩效果起影响作用的是所选择的锚杆的长度和锚杆布置的间距;锚索将直接顶与基本顶组合在一起, 控制了顶板离层的产生。结合最大下沉量和最大离层量并考虑到实际情况, 最终确定直接顶4.5 m、基本顶10 m时离层破碎型顶板巷道的最优支护方案为:锚杆长度1 800 mm, 间距800 mm, 顶锚索1根。

4 工程实践与效果分析

4.1 支护方案及参数

采用锚网索联合支护的方式对巷道进行支护, 支护参数参照数值模拟分析结果选取。由于原巷道断面为梯形, 梯形巷道断面利用率较低, 不便于施工, 该方案设计将后续掘进巷道断面改为矩形, 简化施工难度, 提高巷道利用率。巷道尺寸为:净宽3 800 mm, 净高2 500 mm。巷道服务年限对围岩控制提出严格要求, 选择安全性相对较高的支护参数, 巷道支护参数如下: (1) 巷道顶板采用5套高性能预拉力锚杆加长3 800 mm KT-M5型钢带、菱形金属网联合支护, 其锚杆规格为φ20×1 800 mm, 间排距为800 mm×800 mm;采用加长锚固方式, 每根锚杆采用2节Z2350型中速树脂药卷, 安装扭矩不低于150 N·m, 以满足顶板锚杆对预拉力的最低要求;顶板同时安装高强性能预应力锚索, 锚索规格为φ17.8×8 000 mm, 间排距为2 000 mm×1 600 mm, 五花布置方式。 (2) 巷道两帮各采用3套高性能预紧力锚杆加轻型钢带、菱形金属网联合支护。锚杆规格为φ20×1 800 mm, 间排距为800 mm×800 mm;采用加长锚固方式, 每根锚杆采用一节CK2335超快速树脂药卷和一节Z2350中速树脂药卷。联合支护断面如图3、4所示。

4.2 巷道围岩变形特征

采用“十字”布点法对巷道变形特性进行了监测。巷道顶底板和两帮移近量随时间变化曲线如图5所示。

由图5可知, 巷道两帮移近量在成型0~13 d内持续增大, 13~30 d内缓慢增加, 30 d后趋于稳定, 顶底板移近量则在成型后0~20 d内持续增大, 20~50 d内缓慢增加, 50 d后趋于稳定;巷道顶底板移近量最大值约为260 mm, 两帮移近量最大值约为220 mm。

顶板离层量随时间变化曲线如图6所示。由图6可见, 顶板离层量在巷道成型后0~20 d内持续增大, 最大为14 mm, 20~50 d内缓慢增加至17 mm, 50 d后稳定于18 mm。这与巷道围岩顶底板相对移近量的变化速度是同步的。

5 结论

锚网索联合支护作为主动支护方式, 能有效解决离层破碎巷道围岩控制问题。 (1) 通过对巷道支护方式和支护参数进行科学合理的设计, 解决了离层破碎顶板巷道围岩变形严重等支护问题。 (2) 现场表面位移监测结果表明:巷道围岩变形控制在合理范围, 有效控制了巷道围岩变形, 为矿井的安全高效生产提供了条件。

参考文献

[1]张农.煤巷顶板离层控制理论及实践[J].煤矿支护, 2006 (2) :1-9.

[2]李学华, 梁顺, 姚强岭, 等.泥岩顶板巷道围岩裂隙演化规律与冒顶机理分析[J].煤炭学报, 2011 (6) :903-908.

[3]赵永恒.U型钢架棚支护技术的研究与实践[J].工程技术, 2013 (31) :99-100.