快速支护（精选8篇）
快速支护 篇1
0 引言
煤巷支护最先使用的是木支护技术, 后来支护技术不断发展, 出现了锚杆支护技术。与其它支护技术相比而言, 锚杆支护技术能够显著的提高支护效果, 增进支护技术, 减小作业人员的劳动强度, 在实际运用中具有重要的现实意义。
1 煤巷锚杆支护快速掘进技术的作用
在煤矿的开采加工中, 快速掘进是保证煤矿能够稳定生产的基础。而要保证煤矿快速掘进, 就必须充分发挥现代电气化与机械设备的作用。而要使现代电气化与机械设备能够安全可靠的运行, 就必须保证煤矿巷道掘进系统的各个环节正常运行, 比如支护、运输、供水、通风等。因此, 煤矿企业要想增进掘进速度, 就必须完善各项配套设备, 尤其是改进支护技术, 缩短运输时间。运用锚杆支护, 能够显著提升支护效果, 增进煤巷掘进速度, 降低工人的劳动强度, 有利于增强煤矿的生产能力, 提高煤矿的经济社会效益。
2 煤巷锚杆支护快速掘进技术的影响因素
尽管在煤矿生产中, 锚杆支护技术已经得到了较为广泛的运用, 并取得了良好的效益。然而, 由于我国锚杆支护技术起步比较晚, 目前, 还有多方面因素制约锚杆技术的发展, 主要表现在以下几个方面:
1) 锚杆支护设计方法方面。主要表现为设计方法不合理, 设计比较单一, 在实践中, 基本上仅有两种设计方法, 包括主工程类比法和理论分析法。但是这两种方法存在着缺陷与不足, 主要表现为:工程类比法缺乏科学的设计依据, 在设计的实践中大多数是凭经验设计。而如果运用理论分析法进行设计的话, 由于矿井的实际情况经常发生变化, 这就使得理论分析与实际情况存在着很大的差距。另外, 运用这两种方法设计出来的支护参数, 往往与实践存在着偏差, 不能很好的适应工程的实际情况;
2) 煤矿矿区地质条件方面。主要表现在对煤矿矿区地质条件的预测发生缺失。众所周知, 煤矿矿区的岩体是相当复杂的地质体, 因而, 在支护设计的时候, 需要全面的了解地质体的实际情况。然而, 在实践中, 很多的煤矿企业在进行支护设计的时候, 没有全面的了解围岩的实际情况, 忽视了对围岩强度、围岩结构、锚固性等相关参数的测试。这就使得在支护设计的时候, 很多的缺点没有被发现出来, 忽视采取相应的措施来加强锚杆的支护, 由于锚杆支护欠缺牢固, 因而容易导致顶板事故的发生;
3) 锚杆施工工程质量方面。主要表现为锚杆施工工程质量不高, 在锚杆支护作业的实际中, 其工程质量容易受到施工现场情况和地质条件的影响, 常常会发生锚杆失效、防水效果不佳的情况。发生顶板破坏失稳之前, 常常没有明显的预兆, 施工人员难以及时采取措施进行预防, 一旦发生事故, 往往规模很大, 造成的破坏比较大;
4) 支护工作人员技术方面。主要表现在工作人员技术水平低。从事煤巷锚杆支护作业的人员大多数缺乏专业的技能, 平时也缺乏对他们的培训, 技术水平不高, 难以做好锚杆支护的各项工作。此外, 在施工实践中, 缺乏对施工人员的监督管理, 难以对各项不当操作进行及时有效的管理和控制, 使得工程质量难以得到保障。
3 提高煤巷锚杆支护快速掘进技术的策略
锚杆支护快速掘进技术对煤矿生产实践有着重要的作用, 然而, 现阶段存在着多方面因素制约了该技术的发展, 为了因对这些问题, 改进锚杆支护技术, 笔者认为可以采取以下策略。
1) 科学设计锚杆支护方法。美国、英国等发达国家的锚杆支护技术发展较快, 水平较高, 应该重视引进和吸收。在引进国外先进技术的同时, 要注重结合煤矿的实际情况, 将地应力现场实测值作为前提条件, 建立相应的动态设计方法, 将地应力学评估、初始支护设计、现场监测、信息反馈、设计的修正和完善有机的结合起来, 增强对煤矿区锚杆支护技术的针对性, 进一步提高工程质量, 保证锚杆支护的可靠性和科学性。另外, 在支护设计的时候, 还要重视运用现代化技术和现代化设备, 对围岩结构进行全方位的测量, 加强对围岩的理解, 全面了解煤矿矿区的物理学特性, 为科学设计锚杆支护做好准备;
2) 推进组合式锚杆支护体系。第一、采用抗破断强度的锚杆。一般使用的螺纹钢锚杆的杆体强度较小, 在施工中不适宜采用。应该采用螺纹钢, 这样能够增强锚杆的性能, 提高锚杆的抗破断强度提高锚杆的支护强度。第二、采用预应力锚杆和锚索、桁架的组合支护。由于围岩不稳定, 由于受到软岩层、地层压力的影响, 因此, 需要采用预应力锚杆和锚索、桁架的组合支护, 这样有利于防止巷道变形, 防止顶板离层, 进而保证支护效果, 保证施工质量。第三、规范监督管理, 加强监测工作, 及时掌握巷道顶板下沉及离层现象, 进一步保证锚杆支护的可靠性、安全性, 保证支护效果;
3) 加强施工工程质量管理。施工质量管理是提高工程质量、保证支护科学合理的重要前提, 因此, 必须高度重视。具体措施可以是加强对煤巷锚杆支护技术的管理工作、注重质量管理、采取措施加强现场管理工作, 在施工的时候严格按照各项要求进行。此外, 监督管理部门要积极履行自己的职责, 加强对施工的监督管理, 进一步保证支护的质量;
4) 注重锚杆支护人员的培训。设计和施工是保证锚杆支护质量的重要策略, 因此有必要加强对支护人员的培训, 提高支护人员的素质。一方面, 要加强对支护人员的岗前培训工作, 让他们熟练的掌握施工技术, 在作业中严格按照相关规定进行操作;另一方面, 要注重对支护人员专业技能的培训, 让他们掌握专业的技术知识, 做好施工的各项工作, 保证整个工程的质量。
4 结论
总而言之, 锚杆支护技术是一种有效的支护方式, 在实际运用中具有重要的现实意义。它能够强化巷道围岩的强度, 提高围岩的稳定性, 并且支护成本低、成巷速度快、能够改善作业人员的作业环境, 保证作业的安全, 进而显著的提高煤矿开采的经济社会效益, 代表着支护技术的发展方向, 在实践中值得进一步推广与运用。
摘要：在煤巷掘进中, 推广煤巷锚杆支护快速掘进技术具有重要的现实意义。现阶段, 影响煤巷锚杆支护快速掘进技术的因素是多方面的, 主要表现在锚杆支护设计方法、煤矿矿区地质条件、锚杆施工工程质量、支护工作人员技术四个方面。为了应对这些问题, 提高煤巷掘进速度, 今后在实际工作中需要采取相应的策略, 科学设计锚杆支护方法、推进组合式锚杆支护体系、加强施工工程质量管理、注重锚杆支护人员的培训。
关键词：锚杆支护,快速掘进,支护方法,组合式支护,工程管理,人员培训
参考文献
[1]田福新.论掘进技术实现煤巷快速掘进[J].中华民居, 2012 (1) .
[2]侯朝炯, 郭励生, 勾攀峰.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999.
[3]汤永.锚杆支护快速掘进技术研究综述[J].工会博览, 2011 (8) .
[4]胡志云.煤巷锚杆支护快速掘进技术分析[J].科技与企业, 2012 (17) .
[5]李勇, 韩青.煤巷快速掘进中锚杆支护技术的改进与应用[J].中国科技纵横, 2011 (2) .
快速支护 篇2
关键词：快速掘进 巷道岩石 支护 共同作用 三维应力
当前的巷道和对应的支护结构进行共同作用框架核心就是由于岩石自身的特性进行滞弹性变形的构建，并在这种构建情况的引导下，在对整个巷道进行开挖以及支护下，整个围岩框架通过收敛产生了对支护结构的反作用力，并且这种力度会随着时间产生各种变化。作用力与反作用力构建在这种相对狭小封闭的框架中的直接后果就是使得支护所受到的力度越来越大。如果我们在进行施工支护的时候不对这种力度进行一个相对精确的估计和测量，那么这种越来越大的施力会使得整个支护的结构处于一种不稳定的状态，同时对支护的安全产生相对的危险。针对这种情况，本文着重讨论其三维构架下的应力求解。
1 受力分析模型构建和应力分析
处于理想情况下的受力模型构建下，假设有一个长度为最大值的圆柱体安装在一个无限大的岩石构成体中，这个岩石构成体所受到的力构建即为三维应力，那么我们可以假设这个圆筒自身的半径即为a和b。在这种情况下，圆筒自身就代表着支护体的构成。我们可以假设这个支护体所安装的时间并不长，是在整个岩体进行开挖之后才被装上去的，其间隔时间我们可以设置为T1。这个时候我们就可以进行大胆的猜想，在T1之后，整体的围岩以及支护就开始共同协作产生了作用。本文试图利用对应的公式和计算来推测出整个支护体内所产生的应力分布以及所对应的位移情况。
根据上述文字中构建的模型我们可以假定如下情况。首先，沿着支护体的轴向没有应力或者是其他的物理量的改变，也就是说在虚拟模型上的框架中，变量z和应力等其余的物理量不发生关系。其次，在我们进行巷道的开挖前后，针对于轴向的应变数值也应该保持一个恒定的常量，这样就会使得支护被嵌入的时间成为时间t开始进行的位置。然后我们就可以得出下面的这种算式：
εIz=0
εIIz（t）=■[σz-vr（σx+σy）]=const
在上述的算式当中，I和II分别可以代表支护以及岩石，另外Br和vr则可以代表掩饰自身的弹性常数构建，另外σz、σx、σy则是对应位置上所标示的原岩应力分量。
根据上述结论我们可以看到，如果我们把岩石以及对应的支护体统一看作是线性构架下的粘弹性体，并根据单向负载荷重构建下的横向以及对应纵向的蠕变函数进行自身结构的描绘，那么如果想要对这个问题进行解释和分析就会变得很容易。在这里我们可以用符号来进行代替分析。假设说纵向以及对应横向的蠕变函数用符号代替分别为■和-■ （这里假设B为弹性模量，同时v为泊松比），那么我们就可以知道整个粘弹性体的本体关系构建：
εII=d/dt{[a1（t）-a2（t）]*σII（t）+[a2（t）*θ（t）]δII}
2 运用案例进行岩石地应力的三维实测和巷道稳定性探索
本文所采用的案例是山东的某矿场。本文将重点分析其中的某几个地应力和巷道的受力分析，来对支护进行合理的分析和实践。
2.1 如何确定地应力的自身大小
假设目前的地下某一个关键点对应的分量数值分别为σx、σy、σz、τxy、τyz、τxz并且这六个变量我们可以统一构建成为一个变量σXYZ，那么我们可以确定其中的主应力大小分别为σ1 σ2 σ3，同时基于这之间的关系，大地坐标所采用的XYZ关系可以用这九个方向进行对应的余弦值确定。同时，如果我们在进行对应的地应力实测当中，一般说来钻孔和大地系的坐标轴终会成为以下两种角度之一的构建，即仰角或者是俯角。如果我们使用xyz作为整体的钻孔坐标框架，那么这里的地应力构建就应该被记做如下的形式：σ′xyz =（σx ，σy，σz，τxy，τyz，τxz）
在这个式子当中，括号中的六个坐标可以分别对应地应力所包含的六个分量，而每个下角标中，单独存在一个字母的分量则表示成为正应力的对照，而两个字母则表示为剪应力的对照。为了方便记忆，我们可以规定这其中的x轴为水平孔径的方向，同时z轴也和钻孔的轴线进行重叠。因此根据上述条件可知，如果在进行钻孔自身的应力检测当中得到了对应σ′xyz的全部数值，同时对坐标进行双重转换，就可以得到σxyz的全部结果，并由此也可以推论出主要的盈利大小以及对应方向构建。在这里，我们可以设置一个进行中转的过渡坐标系x′y′z′，并且我们也可以把σ′xyz进行转换，处理成σ′x′y′z。同时设定坐标自身进行旋转倾角为α。他们之间的关系公式为：σ′x′y′z=Tασ′xyz
在这个算式当中，Tα是一个转换矩阵，其自身的阶应力构架为6*6，同时，在类似构架下，x′y′z′所组成的过渡坐标系的地应力分量进行旋转，并使其旋转角度达到一个方位角度β，我们就可以经过这种代换得到一个最后的结论：σxyz=Tβσx′y′z。
在这个算式当中，Tβ和Tα一样，也是一个转换矩阵，其自身的阶应力构架同样为6*6。因此，其主要的分量也是由x′y′z′的整体坐标系通过对原有角度进行β度数的旋转之后，通过上述的九个方向自身的余弦值进行组合而最终构成的。因此我们可知，无论目标对象是处于什么样的坐标系下，我们都可以根据当前所获得的盈利分量进行对主应力（σx，σy，σz）的大小数值确定，并且我们所能确定的数值具有唯一性和独特性。
2.2 计算该矿场的应力以及位移
基本资料构建：长度单位：米，时间单位：月
计算岩石以及对应支护的蠕变函数构建：
C1（t）=0.81×10-5+0.29×10-5[1-exp（-0.12×10-12t）][kg/cm2]-1
C2（t）=-0.15×10-5-0.94×10-6[1-exp（-0.12×10-12t）][kg/cm2]-1
A1（t）=0.36×10-5+0.22×10-5[1-exp（-0.12×10-11t）] [kg/cm2]/P
A2（t）=-0.7×10-5-0.45×10-6[1-exp（-0.12×10-11t）] [kg/cm2]/P
同时公共边的交界问题是通过焊接解决的。下图是当r=10.2m，θ=30°时的主应力和最大的剪应力随着时间的不断变化产生的曲线。右侧的图片则是r=10.1m，θ=30°时的曲线。
■
图1 图2
本文上述所运用的思路仅仅局限在线性粘弹性框架下。公式比较复杂，但是可以通过计算机进行计算。这种思路运用广泛，还可以在石油测量和钻探方面进行实践。
参考文献：
[1]庞俊勇，吴忠，王有凯，曾伟麟，田凤岐，王思鹏.高应力区不良岩层中巷道支护技术的研究[J].东北煤炭技术，1994（04）.
[2]吴满路，张春山，廖椿庭，马寅生，区明益.青藏高原腹地现今地应力测量与应力状态研究[J].地球物理学报，2005（02）.
[3]张延新，蔡美峰，王克忠.平顶山一矿地应力分布特征研究[J].岩石力学与工程学报，2004（23）.
[4]李光煜，白世伟.岩体应力的现场研究[J].岩土力学，1979（01）.
[5]李光煜，朱祚铎，江鸣明.大瑶山隧道现场测试及稳定性分析[J].岩土力学，1988（04）.
[6]白世伟，丁锐.空心包体应力测量的几个问题[J].岩土力学，1992（01）.endprint
摘要：当前的快速掘进巷道构建主要是通过圆形的界面构建的，同时这种类型的墙壁一般来说没有受到过于强烈的爆破震荡的影响。相对于其他种类的巷壁来说更加完整以及不断裂。在这样的前提之下，我们可以通过运用力学中的连续介质理论框架来对整个巷壁和支护体进行共同的作用构建。正是基于这个理论，我们可以进行发散思维，运用粘弹性理论进行有建设性的构架和分析，同时基于这种框架，对整个应力场进行了相对作用下的构建和分析。
关键词：快速掘进 巷道岩石 支护 共同作用 三维应力
当前的巷道和对应的支护结构进行共同作用框架核心就是由于岩石自身的特性进行滞弹性变形的构建，并在这种构建情况的引导下，在对整个巷道进行开挖以及支护下，整个围岩框架通过收敛产生了对支护结构的反作用力，并且这种力度会随着时间产生各种变化。作用力与反作用力构建在这种相对狭小封闭的框架中的直接后果就是使得支护所受到的力度越来越大。如果我们在进行施工支护的时候不对这种力度进行一个相对精确的估计和测量，那么这种越来越大的施力会使得整个支护的结构处于一种不稳定的状态，同时对支护的安全产生相对的危险。针对这种情况，本文着重讨论其三维构架下的应力求解。
1 受力分析模型构建和应力分析
处于理想情况下的受力模型构建下，假设有一个长度为最大值的圆柱体安装在一个无限大的岩石构成体中，这个岩石构成体所受到的力构建即为三维应力，那么我们可以假设这个圆筒自身的半径即为a和b。在这种情况下，圆筒自身就代表着支护体的构成。我们可以假设这个支护体所安装的时间并不长，是在整个岩体进行开挖之后才被装上去的，其间隔时间我们可以设置为T1。这个时候我们就可以进行大胆的猜想，在T1之后，整体的围岩以及支护就开始共同协作产生了作用。本文试图利用对应的公式和计算来推测出整个支护体内所产生的应力分布以及所对应的位移情况。
根据上述文字中构建的模型我们可以假定如下情况。首先，沿着支护体的轴向没有应力或者是其他的物理量的改变，也就是说在虚拟模型上的框架中，变量z和应力等其余的物理量不发生关系。其次，在我们进行巷道的开挖前后，针对于轴向的应变数值也应该保持一个恒定的常量，这样就会使得支护被嵌入的时间成为时间t开始进行的位置。然后我们就可以得出下面的这种算式：
εIz=0
εIIz（t）=■[σz-vr（σx+σy）]=const
在上述的算式当中，I和II分别可以代表支护以及岩石，另外Br和vr则可以代表掩饰自身的弹性常数构建，另外σz、σx、σy则是对应位置上所标示的原岩应力分量。
根据上述结论我们可以看到，如果我们把岩石以及对应的支护体统一看作是线性构架下的粘弹性体，并根据单向负载荷重构建下的横向以及对应纵向的蠕变函数进行自身结构的描绘，那么如果想要对这个问题进行解释和分析就会变得很容易。在这里我们可以用符号来进行代替分析。假设说纵向以及对应横向的蠕变函数用符号代替分别为■和-■ （这里假设B为弹性模量，同时v为泊松比），那么我们就可以知道整个粘弹性体的本体关系构建：
εII=d/dt{[a1（t）-a2（t）]*σII（t）+[a2（t）*θ（t）]δII}
2 运用案例进行岩石地应力的三维实测和巷道稳定性探索
本文所采用的案例是山东的某矿场。本文将重点分析其中的某几个地应力和巷道的受力分析，来对支护进行合理的分析和实践。
2.1 如何确定地应力的自身大小
假设目前的地下某一个关键点对应的分量数值分别为σx、σy、σz、τxy、τyz、τxz并且这六个变量我们可以统一构建成为一个变量σXYZ，那么我们可以确定其中的主应力大小分别为σ1 σ2 σ3，同时基于这之间的关系，大地坐标所采用的XYZ关系可以用这九个方向进行对应的余弦值确定。同时，如果我们在进行对应的地应力实测当中，一般说来钻孔和大地系的坐标轴终会成为以下两种角度之一的构建，即仰角或者是俯角。如果我们使用xyz作为整体的钻孔坐标框架，那么这里的地应力构建就应该被记做如下的形式：σ′xyz =（σx ，σy，σz，τxy，τyz，τxz）
在这个式子当中，括号中的六个坐标可以分别对应地应力所包含的六个分量，而每个下角标中，单独存在一个字母的分量则表示成为正应力的对照，而两个字母则表示为剪应力的对照。为了方便记忆，我们可以规定这其中的x轴为水平孔径的方向，同时z轴也和钻孔的轴线进行重叠。因此根据上述条件可知，如果在进行钻孔自身的应力检测当中得到了对应σ′xyz的全部数值，同时对坐标进行双重转换，就可以得到σxyz的全部结果，并由此也可以推论出主要的盈利大小以及对应方向构建。在这里，我们可以设置一个进行中转的过渡坐标系x′y′z′，并且我们也可以把σ′xyz进行转换，处理成σ′x′y′z。同时设定坐标自身进行旋转倾角为α。他们之间的关系公式为：σ′x′y′z=Tασ′xyz
在这个算式当中，Tα是一个转换矩阵，其自身的阶应力构架为6*6，同时，在类似构架下，x′y′z′所组成的过渡坐标系的地应力分量进行旋转，并使其旋转角度达到一个方位角度β，我们就可以经过这种代换得到一个最后的结论：σxyz=Tβσx′y′z。
在这个算式当中，Tβ和Tα一样，也是一个转换矩阵，其自身的阶应力构架同样为6*6。因此，其主要的分量也是由x′y′z′的整体坐标系通过对原有角度进行β度数的旋转之后，通过上述的九个方向自身的余弦值进行组合而最终构成的。因此我们可知，无论目标对象是处于什么样的坐标系下，我们都可以根据当前所获得的盈利分量进行对主应力（σx，σy，σz）的大小数值确定，并且我们所能确定的数值具有唯一性和独特性。
2.2 计算该矿场的应力以及位移
基本资料构建：长度单位：米，时间单位：月
计算岩石以及对应支护的蠕变函数构建：
C1（t）=0.81×10-5+0.29×10-5[1-exp（-0.12×10-12t）][kg/cm2]-1
C2（t）=-0.15×10-5-0.94×10-6[1-exp（-0.12×10-12t）][kg/cm2]-1
A1（t）=0.36×10-5+0.22×10-5[1-exp（-0.12×10-11t）] [kg/cm2]/P
A2（t）=-0.7×10-5-0.45×10-6[1-exp（-0.12×10-11t）] [kg/cm2]/P
同时公共边的交界问题是通过焊接解决的。下图是当r=10.2m，θ=30°时的主应力和最大的剪应力随着时间的不断变化产生的曲线。右侧的图片则是r=10.1m，θ=30°时的曲线。
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图1 图2
本文上述所运用的思路仅仅局限在线性粘弹性框架下。公式比较复杂，但是可以通过计算机进行计算。这种思路运用广泛，还可以在石油测量和钻探方面进行实践。
参考文献：
[1]庞俊勇，吴忠，王有凯，曾伟麟，田凤岐，王思鹏.高应力区不良岩层中巷道支护技术的研究[J].东北煤炭技术，1994（04）.
[2]吴满路，张春山，廖椿庭，马寅生，区明益.青藏高原腹地现今地应力测量与应力状态研究[J].地球物理学报，2005（02）.
[3]张延新，蔡美峰，王克忠.平顶山一矿地应力分布特征研究[J].岩石力学与工程学报，2004（23）.
[4]李光煜，白世伟.岩体应力的现场研究[J].岩土力学，1979（01）.
[5]李光煜，朱祚铎，江鸣明.大瑶山隧道现场测试及稳定性分析[J].岩土力学，1988（04）.
[6]白世伟，丁锐.空心包体应力测量的几个问题[J].岩土力学，1992（01）.endprint
摘要：当前的快速掘进巷道构建主要是通过圆形的界面构建的，同时这种类型的墙壁一般来说没有受到过于强烈的爆破震荡的影响。相对于其他种类的巷壁来说更加完整以及不断裂。在这样的前提之下，我们可以通过运用力学中的连续介质理论框架来对整个巷壁和支护体进行共同的作用构建。正是基于这个理论，我们可以进行发散思维，运用粘弹性理论进行有建设性的构架和分析，同时基于这种框架，对整个应力场进行了相对作用下的构建和分析。
关键词：快速掘进 巷道岩石 支护 共同作用 三维应力
当前的巷道和对应的支护结构进行共同作用框架核心就是由于岩石自身的特性进行滞弹性变形的构建，并在这种构建情况的引导下，在对整个巷道进行开挖以及支护下，整个围岩框架通过收敛产生了对支护结构的反作用力，并且这种力度会随着时间产生各种变化。作用力与反作用力构建在这种相对狭小封闭的框架中的直接后果就是使得支护所受到的力度越来越大。如果我们在进行施工支护的时候不对这种力度进行一个相对精确的估计和测量，那么这种越来越大的施力会使得整个支护的结构处于一种不稳定的状态，同时对支护的安全产生相对的危险。针对这种情况，本文着重讨论其三维构架下的应力求解。
1 受力分析模型构建和应力分析
处于理想情况下的受力模型构建下，假设有一个长度为最大值的圆柱体安装在一个无限大的岩石构成体中，这个岩石构成体所受到的力构建即为三维应力，那么我们可以假设这个圆筒自身的半径即为a和b。在这种情况下，圆筒自身就代表着支护体的构成。我们可以假设这个支护体所安装的时间并不长，是在整个岩体进行开挖之后才被装上去的，其间隔时间我们可以设置为T1。这个时候我们就可以进行大胆的猜想，在T1之后，整体的围岩以及支护就开始共同协作产生了作用。本文试图利用对应的公式和计算来推测出整个支护体内所产生的应力分布以及所对应的位移情况。
根据上述文字中构建的模型我们可以假定如下情况。首先，沿着支护体的轴向没有应力或者是其他的物理量的改变，也就是说在虚拟模型上的框架中，变量z和应力等其余的物理量不发生关系。其次，在我们进行巷道的开挖前后，针对于轴向的应变数值也应该保持一个恒定的常量，这样就会使得支护被嵌入的时间成为时间t开始进行的位置。然后我们就可以得出下面的这种算式：
εIz=0
εIIz（t）=■[σz-vr（σx+σy）]=const
在上述的算式当中，I和II分别可以代表支护以及岩石，另外Br和vr则可以代表掩饰自身的弹性常数构建，另外σz、σx、σy则是对应位置上所标示的原岩应力分量。
根据上述结论我们可以看到，如果我们把岩石以及对应的支护体统一看作是线性构架下的粘弹性体，并根据单向负载荷重构建下的横向以及对应纵向的蠕变函数进行自身结构的描绘，那么如果想要对这个问题进行解释和分析就会变得很容易。在这里我们可以用符号来进行代替分析。假设说纵向以及对应横向的蠕变函数用符号代替分别为■和-■ （这里假设B为弹性模量，同时v为泊松比），那么我们就可以知道整个粘弹性体的本体关系构建：
εII=d/dt{[a1（t）-a2（t）]*σII（t）+[a2（t）*θ（t）]δII}
2 运用案例进行岩石地应力的三维实测和巷道稳定性探索
本文所采用的案例是山东的某矿场。本文将重点分析其中的某几个地应力和巷道的受力分析，来对支护进行合理的分析和实践。
2.1 如何确定地应力的自身大小
假设目前的地下某一个关键点对应的分量数值分别为σx、σy、σz、τxy、τyz、τxz并且这六个变量我们可以统一构建成为一个变量σXYZ，那么我们可以确定其中的主应力大小分别为σ1 σ2 σ3，同时基于这之间的关系，大地坐标所采用的XYZ关系可以用这九个方向进行对应的余弦值确定。同时，如果我们在进行对应的地应力实测当中，一般说来钻孔和大地系的坐标轴终会成为以下两种角度之一的构建，即仰角或者是俯角。如果我们使用xyz作为整体的钻孔坐标框架，那么这里的地应力构建就应该被记做如下的形式：σ′xyz =（σx ，σy，σz，τxy，τyz，τxz）
在这个式子当中，括号中的六个坐标可以分别对应地应力所包含的六个分量，而每个下角标中，单独存在一个字母的分量则表示成为正应力的对照，而两个字母则表示为剪应力的对照。为了方便记忆，我们可以规定这其中的x轴为水平孔径的方向，同时z轴也和钻孔的轴线进行重叠。因此根据上述条件可知，如果在进行钻孔自身的应力检测当中得到了对应σ′xyz的全部数值，同时对坐标进行双重转换，就可以得到σxyz的全部结果，并由此也可以推论出主要的盈利大小以及对应方向构建。在这里，我们可以设置一个进行中转的过渡坐标系x′y′z′，并且我们也可以把σ′xyz进行转换，处理成σ′x′y′z。同时设定坐标自身进行旋转倾角为α。他们之间的关系公式为：σ′x′y′z=Tασ′xyz
在这个算式当中，Tα是一个转换矩阵，其自身的阶应力构架为6*6，同时，在类似构架下，x′y′z′所组成的过渡坐标系的地应力分量进行旋转，并使其旋转角度达到一个方位角度β，我们就可以经过这种代换得到一个最后的结论：σxyz=Tβσx′y′z。
在这个算式当中，Tβ和Tα一样，也是一个转换矩阵，其自身的阶应力构架同样为6*6。因此，其主要的分量也是由x′y′z′的整体坐标系通过对原有角度进行β度数的旋转之后，通过上述的九个方向自身的余弦值进行组合而最终构成的。因此我们可知，无论目标对象是处于什么样的坐标系下，我们都可以根据当前所获得的盈利分量进行对主应力（σx，σy，σz）的大小数值确定，并且我们所能确定的数值具有唯一性和独特性。
2.2 计算该矿场的应力以及位移
基本资料构建：长度单位：米，时间单位：月
计算岩石以及对应支护的蠕变函数构建：
C1（t）=0.81×10-5+0.29×10-5[1-exp（-0.12×10-12t）][kg/cm2]-1
C2（t）=-0.15×10-5-0.94×10-6[1-exp（-0.12×10-12t）][kg/cm2]-1
A1（t）=0.36×10-5+0.22×10-5[1-exp（-0.12×10-11t）] [kg/cm2]/P
A2（t）=-0.7×10-5-0.45×10-6[1-exp（-0.12×10-11t）] [kg/cm2]/P
同时公共边的交界问题是通过焊接解决的。下图是当r=10.2m，θ=30°时的主应力和最大的剪应力随着时间的不断变化产生的曲线。右侧的图片则是r=10.1m，θ=30°时的曲线。
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图1 图2
本文上述所运用的思路仅仅局限在线性粘弹性框架下。公式比较复杂，但是可以通过计算机进行计算。这种思路运用广泛，还可以在石油测量和钻探方面进行实践。
参考文献：
[1]庞俊勇，吴忠，王有凯，曾伟麟，田凤岐，王思鹏.高应力区不良岩层中巷道支护技术的研究[J].东北煤炭技术，1994（04）.
[2]吴满路，张春山，廖椿庭，马寅生，区明益.青藏高原腹地现今地应力测量与应力状态研究[J].地球物理学报，2005（02）.
[3]张延新，蔡美峰，王克忠.平顶山一矿地应力分布特征研究[J].岩石力学与工程学报，2004（23）.
[4]李光煜，白世伟.岩体应力的现场研究[J].岩土力学，1979（01）.
[5]李光煜，朱祚铎，江鸣明.大瑶山隧道现场测试及稳定性分析[J].岩土力学，1988（04）.
某矿大断面快速支护参数优化设计 篇3
试验巷道1308运输顺槽位于某煤矿1水平一采区北部1308综放工作面,北邻1309综放工作面(未开拓);南邻1307综放工作面(正在回采)。巷道沿3煤底板掘进,3煤厚8.40m~8.77m,含一层0.50m~0.60m的泥岩夹矸,f=2~3;直接底为粉砂岩,厚1.25m~4m,f=5~7;直接顶为粉砂岩,厚3.8m~5.18m,f=4~5;老顶为中、细砂岩,厚16.5m~19.0m,f=7~8。1308运输顺槽设计采用梯形断面掘进,下宽5350mm,上宽4800mm,高3800mm。
2 巷道支护参数优化
巷道支护强度过低或过高,易导致巷道服务期间变形量过大或支护材料浪费等问题。以某煤矿1306工作面运输顺槽为例,沿底板掘进,采用锚网索支护,梯形断面,上净宽4.8m,下净宽5.4m,净高3.5m,净断面积17.85m2;巷道顶板每排7根锚杆,间排距为750mm×800mm,两帮每排10根锚杆,间排距为750mm×800mm,顶板每排两根锚索,间排距为1500mm×1600mm。在高密度的支护下,1306运输顺槽巷道围岩稳定,巷道服务期间顶板严重下沉、底鼓及两帮回缩现象较少。即使在1306工作面推过20m之后,巷道支护结构仍维持一定的稳定性,没有垮塌。因此需对巷道支护参数进行一定的优化,以达到安全快速支护的目的。
2.1 正常条件下顶板支护参数
根据理论计算结合现场情况,初步确定1308运输顺槽采用锚网带、锚索联合支护,支护参数为:巷道顶部使用长4800mm(七组孔)的两端头眼孔为滑孔的梯形钢带,孔距为750mm,钢带承载力不小于260MPa。顶部每条钢带布置7根Φ22mm×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,杆体强度为KMG500,锚杆均使用配套标准阻尼式螺母紧固。顶部每根锚杆用CK2570树脂锚固剂两支,使用长×宽×厚=60mm×60mm×10mm铁托盘一块。钢带两端头锚杆与水平成75°夹角斜向上安设,其他顶锚杆垂直顶板安设。因安装单轨吊临时支护的需要,当迎头距单轨吊梁端头距离大于3.5m小于5.5m时,施工单轨吊梁吊挂锚杆,吊挂锚杆采用规格为Φ22mm×1800mm专用起吊锚杆,吊挂锚杆施工方法同顶部锚杆施工,施工完毕后进行拉拔试验确保专用起吊锚杆锚固力不小于80k N。
在巷中以北500mm布置一根锚索,锚索排距1600mm。锚索尺寸为Φ22mm×8500mm,锚索用钢绞线制成,每根锚索使用CK2550树脂锚固剂一支,CK2570树脂锚固剂两支,端部使用一块250mm×250mm×18mm碟型钢托盘。
两帮每排各布置5根锚杆,锚杆上下间距850mm,两帮上部四根锚杆采用Φ20mm×2000mm的全螺纹钢锚杆,第五根锚杆采用Φ20mm×1000mm的全螺纹钢锚杆,杆体强度为KMG400,锚杆均使用配套标准螺母紧固。上部四根锚杆使用两支CK2550树脂锚固剂,第五根锚杆使用一支CK2550树脂锚固剂,每根锚杆使用一块规格为150mm×150mm×10mm的弧形铁托盘。帮部片落区压网锚杆采用Φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆,每根锚杆用两支CK2550树脂锚固剂。钢带向下不大于200mm为第一根锚杆,两帮第一根锚杆与水平成15°~25°仰角打注,第二根至第四根锚杆垂直煤壁打注,第五根锚杆斜向下与水平成15°~20°俯角打注,距底板不超过500mm,保证锚杆托盘压紧金属网。顶、帮网分别采用8#镀锌铁丝制作的菱形网,网格为长×宽=50mm×50mm,相邻两片网之间要用12#双股铁丝连接。1308运输顺槽倒梯形试验断面支护材料参数见表1。
2.2 特殊条件下的支护参数
(1)施工中顶板离层仪深基点读数超过120mm或浅基点读数超90mm时,必须采取沿巷中两侧各1000mm敷设走向钢带,隔孔打注锚索加强支护,并在超限离层仪附近补打一组顶板离层仪并重新挂牌管理。采取走向钢带加固后,顶板仍继续下沉,必须沿皮带架外侧在每排钢带下方支设单体支柱对顶板加强支护。
(2)由于顶板煤岩松软破碎,锚杆、锚索打注后不能锚固或锚固力达不到要求时,必须采取按800mm棚距架设矿工钢棚加强顶板支护[1]。
(3)顶帮破碎及降顶位置在顶板敷设双层金属网,一次降顶高度在400mm~600mm之间时,降顶垂面上沿掘进方向均匀打注两排φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆,φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆每排不少于8根;一次降顶高度大于600mm时,降顶垂面上沿掘进方向打注三排帮锚杆及三根长度不小于5m的锚索,降顶后第一排与第二排钢带之间顶板按正常方式布置顶板锚索。
(4)掘进过程中顶板出现淋水时顶板敷设双层网,上面一层敷设塑料网,下面一层敷设金属网,塑料网敷设至两帮顶板以下不小于1m范围,按照金属网联网要求两层网一并连接。
(5)顶板破碎易掉落,顶板岩性变软,围岩破碎带、地质构造带等特殊构造带时,必须将排距缩小至不大于700mm,顶部铺设双层金属网并及时加密锚索加强顶板支护强度,揭露断层前需及时编报专项措施。
(6)特殊条件下巷道超高时,在相邻两排锚杆下方中间位置插花补打锚杆φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆[2]。
(7)帮部片落形成低洼点时,及时在低洼点处打注φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆;顶板破碎形成网兜时,必须在两排钢带中间位置网兜范围补打φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆(配150mm×150mm×10mm铁托盘)进行压网,锚杆左右间距800mm。
3 结论
巷道的支护速度是制约快速成巷的瓶颈,为了能够配合快速掘进的需要,文中针对某矿1308工作面的条件特征,制定了在常规情况下的支护参数方案,和在特殊地段进行的支护措施参数,能够适应不同巷道的支护,具有普遍性和推广价值。
摘要：为了解决快速掘进后快速支护的难题,文中以某矿1308工作面为研究背景,针对其围岩特性制定了正常情况下及围岩不稳定情况下的支护方案,能够保证巷道的支护快速有效,为类似巷道的支护提供了借鉴。
关键词：快速支护,参数优化,特殊巷道
参考文献
[1]周志利.厚煤层大断面巷道围岩稳定与掘锚一体化研究[D].北京:中国矿业大学(北京),2011.
快速支护 篇4
由中煤五建第一工程处承建的山西汾西正新煤焦和善煤矿, 是资源整合矿井, 低瓦斯。副斜井地质条件非常复杂, 该井筒施工至185m时, 揭露直径为160m的陷落柱, 该陷落柱直通地面, 与落差40m的正断层相联系。副斜井井筒穿过该陷落柱的右边缘, 巷道中线至陷落柱右边缘约有30多米, 副斜井穿过该陷落柱的边缘围岩应力大, 根据现场揭露围岩情况, 和善煤矿副斜井在掘进施工中成功采用了U型棚配锚网索联合支护技术对陷落柱进行有效防护。
2 对陷落柱的地质概况进行分析
2.1 对陷落柱的横截面进行分析
通常情况下, 陷落柱的横截面椭圆形, 极少采取不规则的形状, 陷落柱经过完整的发育, 其内部具有紧密的结构、高度的凝结度、较低的含水度。同时, 次级褶曲有更为完整的发育, 并形成了向斜构造、陈集向斜的总体形态, 这些形态共同构成了矿区的主体形态。向斜轴和枢纽的延伸方向君是沿NNE方向, 枢纽的起伏呈波状, 其倾伏角度为7°~12°;向斜出现了明显呈现不对称形态的两翼, 东翼的地层坡度较陡, 其倾伏角度通常介于12°~40°之间, 不超过64°。
2.2 分析柱体内的充填物
柱体内充填物的主要成分包括了二叠系的山西组灰、黑色泥岩和粉砂岩, 三叠系的石盒子组红、紫色泥岩, 岩溶陷落柱的内部, 这些成分呈现出胶结且无规则状态。岩溶陷落柱的空间发展和分布由向斜构造决定, 可溶性岩层为岩溶陷落柱形成提供了条件。在刘桥一矿中, 有一处厚度约为450m的奥陶纪灰岩, 在质地上, 它属于较纯的埋藏型深层岩溶, 它包含了大量的灰色中厚层和厚层灰岩。我们在矿区外围进行的研究主要是通过抽水资料进行的, 经过研究我们发现, 本区太灰、奥灰的特点是水量丰富、连通性好, 其水质的溶蚀能力比较强, 主要为HCO3-Ca-Mg型, 较强, 在陷落柱的形成和发育过程中, 这种水质是必不可少的条件之一。
3 通过陷落柱的施工方案
考虑到副斜井穿过该陷落柱的边缘围岩应力大, 根据现场揭露围岩情况, 通过施工单位和建设单位的共同组织, 有关技术人员对施工方案的制定进行了研究讨论:在巷道掘进至183m处采用超前小导管并开始扶棚进行施工。在巷道起拱线1m以上拱部范围内, 进行超前小导管施工, 采用的钢管尺寸为Φ50mm×4000mm, 同时, 将小导管的间距设置为200mm, 可以对陷落柱揭露时的顶板进行有效的控制。陷落柱掘进采用短掘短支工艺, 多打眼少装药, 缩小锚杆、锚索支护间排距, 增加喷射混凝土厚度, 配合风镐人工掘进, 使用U型棚配锚网喷锚索支护掘进技术通过该地段。
3.1 劳动组织
为了达到对陷落柱内进行打眼放炮的技术要领的快速掌握, 提高巷道的成型, 使光面爆破最大限度地完成, 我们在施工过程采用了“三八循环作业制”的方式, 通过两掘一喷, 抽调部分骨干技术人员组成两个班专门进行打眼放炮, 另外一个班进行喷浆成巷。
3.2 施工工艺
传统中深孔爆破方式是采取长掘长锚的方式, 现在将中深孔爆破方式改为短掘短锚的方式, 使得爆破循环的进度由原来的2m降低到现在的1.2m, 加大炮眼密度, 周边眼距控制在200mm为宜, 装药方式采取在周边眼隔一装一, 通过增加炮眼眼痕率的方式, 达到减少破坏围岩的目的。为了保证顶板的完整性、安全性, 达到避免折帮、冒顶事故出现的目标, 我们必须对机头旋转中心的顶板管理及端头维护进行维护, 使支护密度得到增大, 同时, 对于其端头的回料部分, 要首先进行支护, 再进行回填。
4 巷道支护与断面
4.1 巷道断面
和善煤矿副斜井井筒规格为:净宽4600mm、高3900mm, 掘进宽4900mm, 掘进高4250mm, 为保证支护质量, 增加喷射混凝土厚度, 副斜井施工到180m时, 断面开始扩大, 因此要讲掘进宽度进行更改, 改为5000mm, 高度为4300mm, 通过陷落柱后恢复原设计断面。
4.2 支护设计
通过该段放炮后要及时锚、网、喷施工, 减少围岩空顶时间和受风化的影响。若围岩条件变差时, 必须对顶进行喷浆封闭, 或采取打点柱或超前支护等支护方式减少顶板岩石垮落变形。
锚杆采用Φ20mm×200mm树脂锚杆, 间排距600mm×600mm。锚索采用Φ17.8 mm×8300mm钢绞线, 间排距1200mm×1200mm。U型棚间距1000mm×1000mm。
每架U型棚由1根拱形梁和两根带有弧形的立柱组成, 立柱下端焊有150×150×10mm铁板作为底座, 支架与支架之间采用Φ22钢筋横撑进行连接, 钢筋间距为600mm。U型棚后采用800×200×50mm的水泥背板背实。
金属棚由后向前逐架扶设, 要求尺寸合格, 巷道变形处要用风镐刷掘, 金属棚固定可靠, 拱与腿连接牢固, 搭接的部分将其长度控制在300~400mm。
5 陷落柱施工过程进行必要的安全措施
5.1 打眼爆破
在陷落柱柱体填充的过程中, 往往出现充填物强度的不一致, 因此为了达到较高的刷掘速度, 需要使用YTP-26型风锤, 配合G10型风镐进行打眼工作。为了最终达到较好的光面爆破效果, 当陷落柱柱内充填物的胶结性较好时, 进行周边眼、底眼布置的过程中, 要注意保持一定的眼距, 200mm为最佳, 通过多打眼少装药的方式, 施工过程严格依照巷道轮廓线。
5.2 敲帮问顶
在陷落柱柱体内, 由胶结而聚集起充填物, 这些充填物很容易失去黏性, 而造成充填物的掉落, 这就造成顶板容易发生危险的隐患, 因此, 在施工过程中, 必须坚持实行安全措施, 严防掉渣以及事故。
5.3 锚杆施工
如果有第四系黏土出现在柱体内时, 为了防止钻杆被堵塞, 必须采取对水压和水量进行加大的处理。如果出现外拔钻杆的困难, 为了防止损坏钻杆, 不能进行硬拽硬敲的操作。
5.4 U型棚施工
施工U型棚时, 最后要留下一人进行U型棚的监测, 不能进行蛮干。
U型棚生根牢固, 棚腿挖一根上一根, 立柱架好后及时上棚架。U型棚架设前必须锚网喷施工。放炮前, 已扶好的金属支架必须喷浆加固。
6 结论
(1) 揭露陷落柱是使用了超前小导管技术, 顶板压力得到均匀分布, 有效控制了巷道顶板, 保证了施工安全。
(2) 通过陷落柱进行副斜井时, 成功采取U型钢配锚网以及喷锚索的支护掘进的技术, 达到了对支护强度进行提升的目标, 能够有效降低巷道维修量, 对人力、物力起到极大地节省作用。
(3) 该陷落柱影响井筒施工范围为斜长91m, 工期38天, 平均每天2.4 m, 扶棚总共95架, 实现了过陷落柱快速掘进。
摘要：和善煤矿副斜井在掘进至185m时揭露陷落柱, 其直径为160m, 副斜井井筒穿过其右边缘, 考虑到副斜井穿过该陷落柱的边缘围岩应力大, 经研究讨论制定了短掘短支施工方案, 在揭露陷落柱前使用超前小导管技术, 采用联合支护技术, 并在此过程中利用U型棚对锚索和锚网进行搭配, 安全快速穿过陷落柱。
关键词：斜井陷落柱联合支护
参考文献
[1]黄志煌, 等.软弱围岩长距离大坡度斜井快速施工管理[J].地下空间与工程学报, 2012, 08 (z1) :1531-1535.
[2]杨天富.吉源煤矿副斜井快速施工技术[J].煤炭工程, 2011, 11:35-37.
[3]黄志煌, 等.软弱围岩长距离大坡度斜井快速施工管理[A].运用安全与节能环保的隧道及地下空间暨交通基础设施建设第三届学术研讨会论文集[C].2012.
快速支护 篇5
在煤矿巷道掘进工作中, 快速支护施工工艺已成为提高巷道支护效果、实现快速掘进的关键。然而, 锚杆支护作为一种有效的采准巷道支护方式, 由于对巷道围岩强度的强化作用, 可显著提高围岩的稳定性, 加之具有支护成本较低、成巷速度快、劳动强度减轻、提高巷道断面利用率、简化回采面端头维护工艺、明显改善作业环境和安全生产条件等优点, 可提高矿井的经济效益, 因而成为煤矿企业矿井巷道的一种主要支护形式, 代表了煤矿巷道支护技术的主要发展方向。我国在“七·五”期间开始对煤巷锚杆支护技术进行研究, “八·五”期间把采准巷道的锚杆支护技术作为重点科技攻关项目, 对锚杆支护的设计方法、支护材料、施工工艺及监测手段与仪器等方面进行研究, 使锚杆支护技术有了新的发展, 进入以锚梁网为代表的组合锚杆支护阶段。到“九·五”期间锚杆支护又被列为继续攻关和推广的重点。从目前来看, 我国煤巷锚杆支护的比例还不到30%, 仍有着广泛的发展前景。
1 煤巷锚杆支护快速掘进技术的发展
1.1 支护材料的改进目前使用的锚杆多为自产自销, 缺乏必
要的检测和监督, 为此一定要严格审核锚杆的加工质量, 严禁不合格的锚杆下井。另外还要进一步改进锚杆支护材料, 发展新型锚杆, 实现锚杆强初撑力、急增阻、高阻力。对于锚杆的附件, 应重视W (或H型) 钢带梁和减磨增压垫圈的作用, 并应进一步提高锚杆托盘的质量, 防止托盘损坏造成锚杆失效。树脂锚固剂是决定锚固力的关键。要提高树脂锚固剂的强度和刚度, 以提高围岩与锚杆的粘接强度;保证锚固剂质量, 超快段能够及时凝固, 使锚杆能够尽早预紧, 快速承载。
1.2 设计方法及设计参数的优化支护设计以往主要是依据悬吊
理论、组合拱理论或挤压加固理论, 采用工程类比法和计算公式法。但由于地质条件的复杂性, 就一种方法或一个公式不能给出合理的设计参数。为解决这一难题, 采用以地应力为基础的动态设计法, 并在此基础上建立计算机辅助设计的专家系统。该方法主要内容为“地质力学评估数值模拟初始设计现场监测利用反馈信息修改设计”。现场监测非常关键, 监测取得的数据是作为二次修改设计的依据, 修改设计后再应用于实践。只有经过不断地改进支护设计, 才能使锚杆支护更为经济、合理。在选定设计方法之后, 还要根据不同的顶板岩性及地质构造特点, 优化设计参数, 为快速掘进提供技术依据。
1.3 开发掘锚新机具当前煤巷快速掘进的施工方法为:掘进
机割煤桥式胶带转载机和固定皮带机运煤敲帮问顶顶锚杆机打顶眼并安装、帮锚杆机打帮眼并安装, 实现一次成巷, 及时支护。这种方法的主要矛盾是掘进工作面的开机率较低, 一般在30%以下, 支护时间过长, 跟不上机掘速度, 影响单进水平的提高。因此发展掘锚联合机组, 实现“掘支锚一体化”平行作业, 将是加快煤巷锚杆支护单进速度的必要手段。就目前的施工工艺而言, 影响快速掘进的主要因素有两方面:一是掘进机割煤速度;二是锚杆机打眼及安装速度。现在使用的S100及EBJ132型掘进机功率较小, 割煤速度较慢, 打眼使用的MQT-50型风动锚杆钻机钻进速度慢, 维修率较高。因此, 要实现快速掘进, 一方面要发展应用大功率掘进机, 如S200型;另一方面要研制新型锚杆钻机。现在澳大利亚液压工程公司生产的机载锚杆机, 拥有ARO4000系列顶锚杆钻机、ARO5500系列帮锚杆钻机等型号, 可安装在任何型号掘进机上, 以掘进机自身液压系统为动力, 具有安全、高效、准确、快速、使用寿命长等优点, 能够实现顶帮锚杆的快速安装。它将是我国煤巷快速掘进的又一发展方向。
1.4 增大安装预紧力根据锚杆组合梁作用原理, 较大的安装预
紧力可在顶板内形成强度较大的组合岩梁, 增强顶板岩梁的整体抗弯能力。一般来讲, 安装预紧力与安装扭矩呈线性比例关系, 增大安装扭矩便可获得较大的安装预紧力。这样可在顶板内快速形成强度较大的组合岩梁, 增强顶板的整体强度。
1.5 锚杆联合支护稳定的围岩采用单一的锚杆支护是可行的,
但是在受到动压影响, 处于软岩层中, 围岩容易变形、地层压力大的不稳定围岩, 则必须采用不同的锚杆联合支护。对于不稳定或极不稳定巷道, 这类巷道的特点是围岩破坏范围和变形量大, 除锚杆支护配锚梁网组合支护外, 还应采取加长锚杆长度、缩小锚杆间排距、顶板注浆、锚索加固等特殊手段加强支护。另外, 在大跨度的交岔点、硐室、切眼和地质构造破碎带, 单纯的锚杆支护不足以维护工程稳定, 还须用上述手段辅助加强支护。如果这些问题得以解决, 就可以把锚杆支护作为唯一的顶板支护方式, 实现巷道支护锚杆化, 进一步提高巷道的掘进速度。
1.6 二次支护在施工设计时, 考虑到围岩的自身承载能力, 以
现场监测数据为指导, 增大锚杆间排距, 先布置低密度锚杆, 后路及时进行二次支护, 与迎头支护平行作业, 使支护强度达到最终支护密度。具体施工时, 还要确定二次支护距离迎头的距离。二次支护可采用小孔径锚索或柔性锚杆, 以弥补一般锚杆支护的不足, 锚固到深层坚硬岩层, 增强支护的可靠性。
2 加强施工管理与员工培训
首先, 锚杆支护除了严格要求按措施施工、加强工程质量监督之外, 监测是监督施工质量、保证支护安全可靠的重要手段。目前主要使用顶板离层仪及无损锚杆测力计来检测顶板离层和锚杆受力。目前需要一种综合测力装置, 同时监测巷道顶板离层情况及锚杆所受载荷, 据此可对支护效果进行综合分析评价, 使支护更加经济、合理。
其次, 快速掘进的施工组织采用综合作业队劳动组织形式, 其特点是施工的主要工种和辅助工种组织在一起, 既分工又协作, 一队多能。此外还应建立健全各种规章制度, 包括现场交接班、岗位责任、质量验收、设备维修、技术管理和材料管理制度等, 实现区队管理制度化、规范化。在技术管理上, 要坚持正规作业循环和多工种平行作业, 这是实现快速掘进的有效方式。在施工管理上, 必须达到一次成巷, 不留尾巴工程。
最后, 加强技术培训提高人员素质, 因为锚杆支护的技术性较强, 其质量需要有科学的设计、精心的施工和严格的检验来保证。其中关键是设计、施工、管理人员必须有较高的素质。为此, 必须加强对所有人员的技术培训。
3 结束语
目前, 煤巷锚杆支护及快速掘进技术取得了长足的发展, 锚杆支护在理论上正逐步完善, 支护效果也达到预期要求, 但仍然跟不上采煤技术的发展, 并且在现场施工中仍存在较多问题, 造成掘进速度上不去, 这就需要尽快实现锚杆支护技术科学化、系统化、规范化, 为更好地协调采掘关系, 为矿井的高产高效建设奠定坚实的基础, 从而推动快速掘进技术的全面发展。
摘要：锚杆支护技术是煤矿支护改革的发展方向, 是煤矿继综合机械化采煤技术后又一重大推广技术。本文对锚杆支护的应用发展水平进行介绍, 针对锚杆支护的薄弱环节, 展望了煤巷锚杆支护及快速掘进技术的发展方向。
关键词：锚杆支护,快速掘进,发展
参考文献
煤巷综掘架棚支护快速掘进法浅析 篇6
根据当前形势, 如何科学、合理、安全的提高煤巷掘进速度, 是摆在每一位煤矿管理者和工程技术人员面前的一个现实问题。这要求我们要尊重现实, 实事求是, 在矿井现有的条件和技术水平的基础上, 实施先进、科学的组织管理和采用一些较为先进的机械设备。根据矿井地质条件, 采取合理的运输、运料系统和断面大小, 提高机械设备利用率, 达到快速掘进的目的, 保证矿井采煤工作面的正常接替。
1501下顺槽设计长度956m, 支护方式采用29U矿用钢架棚支护, 断面为4500×3400mm半圆拱形, 掘进设备采用EBZ-75型掘进机。下面以红岭公司1501下顺槽综掘巷道为例, 浅析煤巷快速掘进的方法。
1 浅析快速掘进各项措施
1.1 改变落后的管理方式
由于煤矿工作的特殊性, 区队班组长作为一线的管理者, 作用非常大, 但是我公司大多数班组长文化知识水平较低, 在管理方面比较粗放, 存在责骂职工现象。时间一久, 职工容易形成一种逆反心理, 执行工作不到位, 敷衍现象严重。针对此点, 采用“双向管理”模式改变以往落后的管理方式, 即班组长管理职工并组织生产, 职工再按照班组长考核标准进行匿名打分, 考核班组长的综合管理水平, 形成一种双向监管、监督的管理方式。
加强职工出勤教育;机械是由人来操作的, 因此人力在快速掘进中的作用也是第一位的。掘进效率的提高在很大程度上还要靠人员的作业效率, 如果出现工作人员不足, 其中的一些工序完成情况将会受到很大的影响, 甚至造成各工序紊乱, 正规循环遭到破坏。为保证员工出勤, 制定专项的保勤措施, 根据每月出勤数量, 确定工资分配台阶, 对按规定出勤的给予适当的奖励, 少于规定出勤的则按照另一个标准计算工资, 以保证人员正常出勤。
1.2 合理的机械设备和配套人员
作为综掘巷道, 掘进机的作用非常大是实现快速掘进的关键设备。但是井下的施工环境非常恶劣, 因此要求掘进机在适应工作现场环境的前提下, 还必须保证长时间不间断工作, 达到掘进效率高, 操作、维护、维修简便、运行安全可靠的目的。
综掘巷道机械设备多;采用“机轨合一”的布置方式后, 机械设备量大增, 任何一个环节出问题, 都将对正常生产造成影响。因此一支合格的机电检修维护队伍, 对机电设备的正常运转至关重要, 这就要求必须配备与其向配套的人员。
合理可靠的运输配套设施也是影响快速掘进的一大因素;由于U型钢架棚支护巷道的特殊性, 所需材料较多, 在煤巷快速掘进过程中, 常常影响煤巷掘进效率, 及机械发挥作用不充分而影响煤矿掘进速度, 就其原因分析, 在很大程度上与设备综合配套能力有很大的关系。如何提高煤巷掘进效率、充分发挥机械化作用, 使得设备综合配套能力的地位不容忽视, 特别是在运输环节上, 占用时间较多。采用“机轨合一”的布置方式, 将出煤与运料通过不同运输系统, 提升运输效率, 减少运输工序所占时间, 充分发挥掘进机的效用, 加快巷道掘进速度。
1.3 合理的工资分配及奖励机制
严格按照“按劳分配, 多进多得”的原则进行分配工资, 并与岗位贡献和班组进尺挂钩, 拉大不同工种岗位贡献分配档次, 突出一线生产岗位和技术岗位工资倾斜, 公平竞争, 合理分配。根据各班组进尺作为重要依据考核各班组名次, 在通过接班人员验收上一班的各项工程 (验收的不合格工程, 经过整改后计入本班) 等措施, 形成一种班组与班组之间相互争赶、员工与员工之间相互争赶的良性循环。在争当第一的过程中, 迸发出的工作热情与积极性, 为快速掘进奠定基础。
为进一步增强职工积极性, 应在原有工资的基础上制定出相应的奖励措施。基于此点采取台阶式的奖励办法效果显著。以架棚支护为例, 每小班掘进三棚 (0.7m/棚) 及以下时, 按照实际进尺计分 (250分/棚) , 超过三棚时, 每增加一棚, 在原进尺计分的基础上, 再增加50分。例如生产一班当班掘进了5棚 (3.5m) , 在实施该措施前总计分为3.5×250=875分, 实施该计分办法后总计分为3.5×300=1050分, 额外增加了175分, 极大的带动职工的积极性。
计分明细。掘进巷道是一个复杂的系统, 巷道内牵扯面较多, 地面值班人员在安排工作时, 难免有疏漏之处。因此应以提高一线生产职工的积极性, 使其主动发现工作, 而不是被动的接受安排为切入点。制定详细且明细的计分制度, 职工在现场所参与的每一项工作, 都能够得到回报, 使得现场职工主动积极的参与到工作中。
1.4 加强职工教育培训与技能学习
跟上时代前进的步伐, 促进职工参与技能学习的积极性, 根据处理问题影响时间的长短和难度作为考核依据, 每月选出一名技术标兵, 并给予一定的奖励。
1.5 科学的施工组织, 实现多工序平行作业
确定每个工序作业时间和循环时间, 尽量压缩关键线路上关键工序外时间, 尽量采用多工序平行作业, 并编制合理的作业循环图表, 指导施工。
2 结语
随着我国煤矿开采强度的不断加大, 煤巷快速掘进技术也日益重要, 解决了煤巷的快速掘进问题, 不仅有利于矿井的高产高效, 并且保障了矿井采掘关系的平衡。在煤巷快速掘进过程中, 综合机械化掘进技术有着不可替代的作用, 一方面, 它对煤巷综掘机械化水平的提高有了很大的促进作用, 符合当前“以人为本”的形式, 加大机械设备的投入应用, 推动煤巷快速掘进技术的快速发展。另一方面, 合理的施工方式、合格的施工人员及现场施工的工序安排在不断的提高, 以适应当前“多上设备, 少上人”发展形式, 不断提高煤巷快速掘进水平, 从而为煤矿企业取得更高的经济效益和社会效益, 进一步打好高产高效矿井的基础。
在红岭公司1501下顺槽掘进期间, 通过以上措施, 煤巷单头掘进的速度得到明显的加快, 由单头月进尺150m/月提搞到210m/月, 极大的提高了掘进速度, 我公司采掘关系紧张的问题得到解决。
参考文献
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[2]王家廉, 等.煤矿地下开采方法[M].北京:煤炭工业出版社, 1985.
[3]张光尘, 等.中国采煤学[M].北京:煤炭工业出版社, 1998.
快速支护 篇7
为了缓解煤矿开采衔接紧张局面, 国内外煤矿采用掘锚平行作业大幅度提高巷道掘进效率。国外采用掘锚一体机组成巷速度一般在1 000 m/月以上, 国内在使用掘锚机组方面出现了不少问题, 应用效果参差不齐[1,2,3]。余吾煤业煤巷多数沿底板掘进, 一般煤巷宽5 m、高3.5 m, 巷道掘进效率低, 严重制约着矿井的安全高效生产, 为了改善局面, 余吾煤业引进掘锚一体化机组12CM30, 在不改变掘锚一体机组等施工机具的条件下, 实现了掘锚一体化机组煤巷成巷速度的明显提高, 使用初期成巷速度达到200 m/月。但总体比较可知, 成巷效率仍旧不高, 没有充分发挥掘锚一体化机组的优势。为提高煤巷掘进速度, 我国工作者主要对采煤设备作了不少尝试和研究[4,5,6,7], 而影响巷道掘进速度的因素很多, 包括设备、支护技术工艺、管理等, 而支护技术工艺的影响往往被忽略, 实际上它对巷道掘进效率影响很大[8,9,10]。随着煤矿高产高效的发展, 对工作面巷道快速掘进技术提出了更高要求。因此, 文中旨在探索不改变机掘和单体锚杆钻机等施工机具的条件下, 通过改变支护方式, 优化支护方案和参数, 改善支护工艺, 研究适合掘锚机组一体化煤巷快速掘进工艺, 充分发挥掘锚机组优越性, 实现余吾煤业大埋深沿底板煤巷掘进速度的大幅度提高。
1 工程环境及原支护方案
余吾煤业S1203运输巷为实体煤巷, 沿3号煤底板掘进, 地面标高为+912~+930 m, 井下标高为+452~+557 m, S1203运输掘进断面宽5.2 m, 高3.8 m。3号煤厚6.25 m, 平均倾角+4°, 基本顶为中粒砂岩, 厚度13.99 m, 巨厚层状, 直接顶为粉砂岩, 厚度1.82 m, 厚层状。直接底为粉砂岩, 厚度0.63 m。地质力学参数原位测试结果显示, 最大主应力11.22 MPa, 属于自重应力场, 砂岩单轴抗压强度110~130 MPa, 3煤体单轴抗压强度6~15 MPa。S1203运输巷掘进采用掘锚一体化机组12CM30, 原支护方案采用锚网索让压支护系统, 具体为:锚杆杆体直径22 mm左旋无纵筋螺纹钢钢筋, 钢号BHRB500, 顶板采用双钢筋梯子梁, 锚杆排距0.9m, 顶板每排7根锚杆, 帮每排5根锚杆。锚索材料为22 mm, 1×7股高强度低松弛预应力钢绞线, 长度8.3 m, 顶板每排2根, 排距0.9 m。施工工艺:顶板锚杆锚索紧跟掘进工作面施工, 两帮 (1) 、 (2) 锚杆紧跟工作面打设; (3) 、 (4) 锚杆滞后工作面5排打设; (5) 锚杆滞后工作面20 m打设。S1203运输巷原支护方案如图1所示。
2 小承载结构作用机制
2.1 小承载结构提出
为了提高掘锚一体化机组的施工效率, 保证巷道支护强度和安全可靠性, 基于高预应力强力一次支护理论[11,12,13], 提出采用小承载结构控制围岩变形, 其体现在3个方面: (1) 缩短顶板锚索长度; (2) 提高预紧力增强初期支护强度; (3) 优化施工工艺, 将顶板和两帮局部锚杆、锚索滞后打设。最终在巷道掘进初期形成了以锚杆锚索数量少、锚索长度短、加固范围小和支护刚度强的支护承载结构体, 高密度和低预紧力支护结构, 将前者称为小承载结构体, 作为设计掘锚一体化机组快速支护技术的依据。
2.2 作用机理分析
(1) 初期支护强度理论计算。掘锚一体化巷道断面一定条件下, 可用定量计算分析小承载结构运输巷道顶板的初期支护强度。原支护方案中顶锚杆数量为7根, 锚索2根, 锚杆预紧扭矩为300 N·m, 对应锚杆预紧力为50 k N, 锚索初始预紧力为250k N, 巷道宽度5.2 m, 锚索支护排距均为1.0 m, 则巷道开挖初期的平均支护强度为0.16 MPa。基于小承载结构作用掘进一体化支护方案中锚索数量为3根, 锚杆4根, 初期锚索施加预紧力为300 k N, 锚杆预紧扭矩为400 N·m, 则巷道开挖初期的支护强度为0.225 MPa, 采用小承载结构运输巷道初期支护强度较高。
(2) 短锚索宽承载效应。锚索不同预应力形成的应力分布如图2所示。随着预应力增加, 锚索预应力场的应力值与有效压应力区范围不断增加。在高预应力下, 锚索预应力场的应力值大, 有效压应力区几乎覆盖了巷道顶板的大部分区域, 大幅度提高了锚固范围内煤岩体的抗变形能力。
一定预紧力下不同长度锚索应力分布情况如图3所示, 随着锚索长度增加, 有效压应力区的范围在高度方向上逐渐增加, 但在宽度方向上变化不明显, 锚索长度增加有减小的趋势, 中部及以上部分压应力逐步减小, 该部分围岩的支护作用不断减小;两锚索之间中部围岩的压应力逐步减小, 表明锚索对其间围岩的支护作用不断减小。在预应力一定的条件下, 锚索越长锚索预应力的作用越不明显, 主动支护性越差。
(3) 大护表预应力扩散效应。无配套钢带锚杆形成的有效压应力区无论在锚杆尾部还是中部, 都是彼此独立的。特别是在顶板表面附近, 有效压应力区呈圆形分布, 相互不连接, 预应力扩散范围小, 锚杆不能有效支护锚杆之间的围岩。有钢带时, 预应力扩散范围大, 锚杆能有效支护锚杆之间的围岩。钢带实现了锚杆预应力的有效扩散, 显著提高了对锚杆之间围岩的支护作用, 支护系统的整体支护效果明显改善。
(4) 让压结构损伤效应。锚杆支护系统中让压结构主要构件是让压环, 为了分析原支护方案中让压结构的力学性能, 在实验室进行一组3个让压环样品抗压试验, 让压环变形破坏如图4所示。让压环最大承载力分别为180, 192, 194 k N, 承受至最大载荷过程中一直压缩变形, 让压环承载力超过最大承受载荷后, 变形非常快, 且变形量大, 最终承受力分别为114, 126 k N, 最大压缩量分别为17.7, 19.6, 19.3 mm。当承受48 k N载荷时, 让压环压缩量分别为0.48, 0.96, 1.44 mm, 让压环承受较小载荷下就发生变形。另外, 让压环为金属双面, 预紧力施加过程中, 大大降低预紧扭矩转换预紧力的效率, 造成锚杆初始预紧力损失, 井下实测, 施加预紧扭矩400N·m, 采用让压环扭矩转换率降低30%, 大大减弱巷道开挖初期的维护效果, 可见, 让压环对发挥锚杆支护中具有重大的损伤作用, 造成巷道开挖初期, 高预紧力难以实现。
3 快速支护技术及工艺
针对S1203运输巷围岩工程环境, 结合掘锚一体化机组12CM30工作特征, 依据小承载结构作用机制, 基于高预应力强力一次支护理论, 提出S1203运输巷快速支护技术及施工工艺, 快速支护方案如图5所示。
(1) 锚杆、锚索支护密度。锚索长度由8.3 m缩短为5.3 m, 顶板锚杆数量由7根缩减为4根, 两帮由5根缩减为4根, 锚杆锚索规格不变。顶锚杆排距0.9 m, 间距1.4 m。
(2) 护表构件。加大护表面积, 提高预应力扩散效果。顶板护表构件由双钢筋托梁变为W钢护板与钢筋托梁配套使用, 两帮采用单体锚杆配W钢护板, W钢护板长450 mm, 宽280 mm, 厚度4 mm。
(3) 高预紧力[14,15]。取消了让压环, 相较于原支护方案, 大幅提高了初始预紧力。新支护方案下, 锚索初始预紧力不低于300 k N, 锚杆预紧力矩不低于400 N·m, 且不能超过550 N·m。
(4) 锚杆角度。保证了锚杆基本垂直顶板打设, 增加了有效支护范围, 降低了锚杆破断率。依据外侧两顶钻臂距巷帮为510 mm, 内侧两顶钻臂距巷帮为1 500 mm, 确定外侧2根锚杆垂直顶板打设, 打设角度不超过1°;内侧2根锚杆打设角度偏向巷道内侧6.9°, 最大角度不超过8°。
(5) 施工工艺。选用12CM30掘锚机组配套设备及风动帮钻来完成铺网、打眼和锚杆安装工作。每次掘进循环进尺为1.1 m, 每次循环打设4根顶锚杆、2根帮锚杆 ( (1) (2) ) 及2根顶锚索 ( (1) (2) ) , 先施工顶锚杆后施工顶锚索, 顶锚杆采用掘锚机组自带顶钻机同时施工, 施工锚索的同时, 施工两帮上部两根锚杆, 两帮底角锚杆 ( (3) (4) ) 、顶板中部锚索 ( (2) ) 滞后补打。
4 支护效果评价
为检验巷道支护效果, 结合井下施工状况, 设置了矿压综合观测站, 分别对巷道表面位移、顶板离层及锚杆、锚索受力进行了监测, 掘进期间巷道变形监测结果如图6所示, 巷道掘进期间顶板的最大下沉量为28 mm, 两帮最大移近量50 mm, 没有底鼓。
锚杆受力变化曲线如图7所示, 顶锚杆平均受力100.5 k N, 两帮锚杆平均受力83.73 k N, 顶板锚杆初始预紧力平均为69.47 k N, 两帮锚杆平均预紧力为59.27 k N。回采期间巷道两帮、顶板下沉量、底鼓量分别为275, 45, 101 mm, 在回采工作面前40m范围内, 围岩变形剧烈, 锚杆受力最大达到211k N, 顶板锚索受力最大达到393 k N, 无锚杆锚索破断现象, 支护设计方案保证工作面正常回采。
采用快速支护工艺后, 巷道掘进速度有了明显提高, 从每天7.2 m提高到12.6 m, 单进水平提高75%, 与原支护方案相比, 每米巷道支护成本费降低约543.8元。综上分析可知, 基于掘进一体化机组的快速支护工艺取得了较好的技术和经济效益。
5 结论
(1) 基于高预应力强力支护理论, 提出了控制巷道变形的小承载结构, 分析认为, 小承载结构的主要特征是锚杆数量小、锚索长度短、护表面积大及预紧力高, 采用高预应力强力锚杆、锚索在一定加固范围内形成宽而强的承载结构, 承载结构在巷道开挖初期具有高抗变形能力, 能够有效控制围岩变形。
(2) 采用理论计算、数值模拟和实验室试验综合方法分析了小承载结构控制围岩变形作用机制, 主要依靠短锚索的宽承载效应、大护表构件预应力扩散效应及初期高支护强度实现控制围岩变形。区别于余吾煤业传统支护方式, 优化了锚杆支护结构, 避免了让压环损伤作用。
快速支护 篇8
关键词：锚杆支护,数值模拟,顶板离层量,快速掘进
在煤巷掘进时如何最大限度地发挥锚杆支护的潜力, 提高巷道掘进速度, 降低巷道支护成本, 改善巷道支护效果, 是锚杆支护技术的发展方向。这就要求充分认识锚杆支护的作用机理, 改变现有锚杆的支护方式。锚杆支护是为了保持巷道围岩的稳定性, 减少顶板的离层变形, 使岩层成为一个承载整体[1]。
山西凌志达煤矿现开采15#煤层, 首采面两巷掘进采用锚杆支护, 但煤巷掘进速度缓慢, 一般在200～250 m/月, 不能按原生产计划准时投产, 且巷道支护成本较高。因此, 探索合适的锚杆支护技术, 确定经济合理的锚固参数具有十分重要的意义。
1巷道条件和原支护参数
15101工作面是凌志达煤矿15#煤层的首采工作面, 设计走向长1 500 m。该工作面两巷沿15#煤层顶板掘进, 直接顶为部分泥岩和14#煤, 厚度分别为0.93, 0.41 m。基本顶为K2灰岩, 致密坚硬, 坚固性系数为13.3, 平均厚6.87 m。底板为泥岩和黄铁矿泥岩, 平均厚12.88 m。两巷均为矩形断面, 净断面为4 600 mm×3 400 mm。基本支护方式为锚杆+金属网+钢筋梯子梁。顶板锚杆材料为高强度螺纹钢, 规格为Ø20 mm×2.4 m, 间排距均为800 mm。顶板锚索规格为Ø17.8 mm×5.0 m, 排距2.4 m。帮锚杆材料为高强螺纹钢, 规格为Ø20 mm×2.4 m, 间排距均为800 mm (图1) 。
利用该支护方式, 巷道每月的掘进量在250 m左右, 日进尺平均为8.5 m。在使用综掘情况下, 巷道的掘进速度较慢, 且成本较高。
2锚杆支护参数优化
2.1煤与岩层物理力学试验
根据试验要求, 对该矿14#煤层、15#煤层以及14#和15#煤层之间的泥岩和14#煤层直接顶石灰岩K2共计4组煤与岩石试样取样, 按煤炭行业标准《煤与岩石物理力学性质测定方法》进行巴西劈裂试验、单轴压缩和常规三轴压缩试验, 从而得出岩石物理力学参数 (表1, 仅列举文中所需数据) 。
2.2理论计算
按悬吊理论, 锚杆长L=L1+L2+L3。其中, L1为锚杆外露长度, 一般取0.15 m;L2为锚杆有效长度;L3为锚杆锚固长度, 由拉拔试验确定, 0.95 m。
用普式自然平衡拱理论确定松动破碎区的高度时, L2应等于普式免压拱的高[2]。当f≥3时, L2=0.5B/f;当f≤2时, L2=[B/2+hcot (45°+ϕ/2) ]/f。其中, f为岩石坚固性系数;h为巷道掘进高度; ϕ为岩体内摩擦角;B为巷道宽度。
根据每根锚杆悬吊的岩体质量, 计算锚杆的间排距S1、S2。通常按锚杆等距排列考虑:S1=S2= (Q/KγL2) 1/2。其中, Q为拉拔试验确定的锚固力;K为锚杆安全系数, 取1.5～2.0;γ为岩石体积力。
由试验测得的Q=100 kN, 而γ为岩石体积力, 锚杆贯穿14#煤、泥岩和石灰岩K2, 故岩石体积力取均值, 大致推算出γ=20 kN/m3;K取2。①按照悬吊理论计算, 锚杆长度L=2.4 m, 可算出L2=1.3 m, 得到间排距S1=S2=1.4 m。②按照普式自然平衡拱理论确定时计算L2。平均岩石坚固性系数f约为3, 可用公式L2=0.5B/f;而已知B=4.6 m, h=3.4 m, 从而得L2≈0.8 m, 然后代入锚杆排距的公式得到S1=S2=1.76 m。
由以上2种计算方法得出的结论, 再根据生产中实际巷道的条件分析, 取顶锚杆间排距为1 000 mm×1 200 mm, 帮锚杆间排距800 mm×1 200 mm是较合理的。
2.3数值模拟分析
在采矿工程中, 利用FLAC软件对采矿工程中围岩活动规律、巷道围岩稳定性问题涉及到的岩体力学特性、围岩压力、支护围岩相互作用关系等一系列复杂的力学问题进行研究, 可取得显著效果。
对此巷道模型进行模拟分析, 分2种支护方案:①顶板锚杆和帮锚杆的间排距为原有的800 mm×800 mm;②顶板锚杆间排距为1 000 mm×1 200 mm, 帮锚杆间排距为8 00 mm×1 200 mm。利用测得的参数, 通过计算机数值模拟, 得出2种支护方式下巷道的水平和垂直位移分布及排距为1.2 m情况下的应力分布 (图2—图6) 。
通过图2—图6计算机模拟结果可以看出, 方案1中, 当顶锚杆和帮锚杆间排距均为800 mm时, 该支护条件下巷道变形较小, 顶底板移近量为10～20 mm, 两帮移近量为20～25 mm, 无明显底鼓现象。方案2中, 当顶板锚杆的间排距为1 000 mm×1 200 mm、帮锚杆的间排距为800 mm×1 200 mm 时巷道变形也较小, 顶底板移近量为10～20 mm, 两帮移近量为20～30 mm, 无明显底鼓现象。
两种支护均能达到支护顶板的作用, 但应用方案2时能够减少施工时间, 加快巷道掘进速度。图6表示在排距1.2 m情况下, 锚杆形成的应力区域能够连接起来形成网状结构, 能起到有效的主动支护作用。锚杆与锚索联合支护形成的有效应力区覆盖了锚杆锚固区内和锚索自由段长度范围内的大部分区域, 连接、叠加成一个范围很大的主动支护区, 对锚杆、锚索之间围岩的主动支护作用非常明显[3]。
3现场试验
在15101工作面进风巷内按设计的支护方式施工100 m, 并且每10 m安装1个顶板离层仪观察离层情况。在试验段设计10个测点, 每掘进10 m设置1个, 利用“十字测量法”测量巷道的表面变形量。观测所得结果如图7所示, 观测时间段内, 试验段巷道顶底板累计变形最大值为15 mm, 巷道两帮累计变形值为10 mm, 顶板离层量平均在10 mm, 说明巷道顶底板和巷帮变形不大, 顶板也没有出现大的离层现象, 巷道整体比较稳定, 设计的支护方式能够起到支护巷道的作用。
4改进支护参数对快速掘进的影响
15101工作面两巷支护参数调整前, 日进尺约8.5 m。当间排距由800 mm×800 mm改变为1 000 mm×1 200 mm后, 进风巷道试验段100 m范围内, 沿15#煤顶板掘进时, 1个循环掘进3排 (3.6 m) , 每班掘进1.5个循环, 日进尺为14.4 m, 平均月掘进量可由原来的250 m提高到450 m左右。每掘进2.4 m, 比原来少用了8根锚杆, 减少了单位巷道内的锚杆数量, 不仅提高了巷道的掘进速度, 还提高了经济效益[4,5]。通过现场观察, 如果采取帮锚杆及锚索滞后安装措施, 每班可实现2个循环, 日进尺能够实现20 m, 能够进一步提高巷道掘进速度。
5结语
(1) 锚杆支护技术从根本上改变了巷道的支护状况, 保证了安全生产。
(2) 通过理论分析和数值模拟, 得出合理的支护参数。
(3) 改进支护参数后, 日进尺由8.5 m提高到14.4 m, 且支护效果良好。
参考文献
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