深部巷道锚杆支护技术

深部巷道锚杆支护技术（共8篇）

深部巷道锚杆支护技术 篇1

0 引言

永安煤矿位于吉林省临江市东部, 目前开采深度已经达到700 m深, 随着永安煤矿开采深部不断加大, 地应力及矿井地质条件均发生了较大变化, 原有支护参数是否适用于当前矿井地质条件不确定, 通过井下对巷道进行观测, 巷道变形比较严重, 急需对巷道现有支护形式及参数进行评价, 确定最佳支护形式及参数, 有利于实现矿井安全高效生产。

1 测试巷道基本概况

测试巷道为永安煤矿317工作面上顺槽622巷道, 基本顶为泥质页岩, 泥质胶结, 厚度5 m~10 m, 直接顶为灰黑色粉砂岩, 厚度0 m~1.5 m, 底板为黑灰色粉砂岩, 厚度4 m~10 m。巷道断面为斜梯形, 宽4.4 m, 中心高3.6 m。采用锚杆+锚索+金属网+锚带联合支护, 现场观察巷道左帮片帮现象较为严重。

2 锚杆工作阻力及巷道表面位移监测

2.1 监测方案布置

测试内容分为两部分, 测试一为锚杆工作阻力监测, 测试二为巷道表面相对位移监测[1]。共在622巷道内设置2个断面进行监测, 1号断面距当时掘进头50 m左右, 2号断面距当时掘进头15 m左右[2]。

2.2 监测结果与分析

2.2.1 1号断面测试结果与分析

2012年3月对622巷道进行了监测, 从图1监测数据分析, 左侧留设煤柱已被压裂, 说明左侧留设煤柱尺寸偏小。左侧为区段间10 m的煤且煤体比较松散, 打锚杆眼时经常出现片帮现象。1号断面顶底板移近量为13.4 cm, 两帮移近量为8.7 cm, 左侧帮共计移近5.3 cm, 右侧帮共计移近3.5 cm。从2012年3月13日至22日的监测数据分析, 顶板下沉4.9 cm, 底板底鼓8.5cm, 底板底鼓量大于顶板下沉量。

2.2.2 2号断面测试结果与分析

2号断面锚杆工作阻力基本趋于稳定, 且右顶角和右帮压力分别达到了7.3 MPa和7.2 MPa, 压力较大, 这一特征与1号断面具有共同点, 进一步证明了左侧10 m煤柱已被压裂。顶底移近37.4 cm, 两帮移近21 cm, 左帮移近11.5 cm, 右帮移近9.5 cm, 顶板移近14.7 cm, 底板移近22.7 cm, 从以上监测数据可知, 在这10 d内巷道围岩变形量较大。在现场观测期间, 巷道进行了2次拉底, 进一步说明目前巷道采用的支护参数已不能适应当前地质条件。

3 巷道松动圈测试

巷道松动圈测试采用BA-Ⅱ型超声波围岩裂隙探测仪。在钻孔中连续移动超声波探头, 即可测出整个钻孔长度上“波速—孔深”曲线。测试钻孔位置选定在622巷道距掘进面30 m处, 在巷道断面左右两帮各布置1个钻孔进行测试, 根据钻孔1~钻孔2的测试数据, 绘制“速度—孔深”曲线, 如图2所示。

根据图2中曲线可判定左帮松动圈的范围L1=140cm, 右帮松动圈的范围L2=160 cm。因此, 该断面松动圈范围为140 cm~160 cm, 属于一般稳定围岩。

4 支护方案数值模拟

依据锚杆工作阻力及巷道松动圈范围, 采用松动圈支护理论设计巷道锚杆支护参数, 共计3种支护方案 (见表1) , 各煤岩层物理力学参数见表2, 采用FLAC3D数值模拟软件对3种方案进行数值模拟, 模型长×宽×高=25 m×10 m×25 m, 支护方式为锚杆+锚索+钢带, 计算模型上边界施加20 MPa垂直应力, Z轴方向设定自重载荷。

毫米

方案1模拟结果如图3和4所示, 方案2和方案3图略, 根据3种支护方案的支护效果进行分析, 如表3所示, 方案2巷道围岩变形相对较小, 支护效果最好。

毫米

5 结语

a) 目前正在采用的锚杆支护参数已不能完全适应永安煤矿深部地质条件;b) 利用数值计算方法对设计的3种支护方案进行了对比, 确定方案2为最优支护方案;c) 经过永安煤矿半年的现场反馈, 采用支护方案2的巷道支护状况良好, 大大减少了拉底次数, 进一步证明了采用理论计算法、实测法和数值计算综合方法所设计出支护方案的可靠性更高。

参考文献

[1]王凯, 杨双锁.巷道松软两帮锚固支护原理[J].地下空间与工程学报, 2007, 3 (8) :1512-1517.

[2]孙广义, 林井祥.深部巷道支护技术研究与实践[J].煤矿开采, 2012, 15 (1) :54-57.

巷道锚杆支护施工技术 篇2

【关键字】锚杆支护；施工；技术

锚杆支护施工的主要工序，有钻凿锚杆孔和安装紧固锚杆。前者的主要设备是锚杆钻机，后者则主要使用搅拌和紧固锚杆使用的工具。

1、锚杆钻机选型

它是锚杆支护的主设备，其种类较多，按其使用的动力可分为液压、气动和电动；按其工作原理分为冲击式、旋转式和复合式。

按钻机的整体结构可分为单体式、钻车式和综合式。因其各矿巷道断面大小、推进方法、机械化水平等各不相同，在选择锚杆钻机时要从实际出发，遵循以下原则要求：（1）锚杆钻机所使用的动力要和巷道掘进机械使用的动力一致，动力应单一。（2）机型尽可能小、重量要轻、搬运方便。（3）钻机质量要优良，操作方便、灵活，工作安全可靠，效率较高。（4）尽量要一机多用，可以钻工作面的炮眼，又可以钻锚杆孔。（5）锚杆钻机应与掘进施工机械配套。（6）针对煤巷锚杆支护，单体型锚杆钻机机型应小、重量要轻、搬运方便，并可与耙斗机配套使用，要作为优先选择的系列。对机械程度要求不高的煤矿，也可以利用掘进所用的电动或风动钻机钻凿锚杆孔。

2、QYM30A型液压锚杆钻机

这种钻机是煤、半煤岩巷道钻凿顶板锚杆孔的专用设备。

2.1适用范围

围岩抗压强度小于或等于80MPa，f小于或等于8；巷道断面形状：矩形、斜顶矩形、梯形，巷道高度：1.8m～3.2m。

2.2主要技术特征

（1）钻机。

额定压力：10MPa；

额定转矩：40N·m；

额定转速：430r/min；

最大推力：6000N；

一次推进行程：1000mm；

最小外形尺寸：1050（1500）mm×200mm×360mm；

质量：47—48kg。

（2）液压泵站。

额定压力：13MPa；

额定流量：15L/min；

电机：YB112M 4型，4kW（380/660V）；

外形尺寸：840mm×490mm×540mm；

油箱容积：45L；

工作介质：N68普通液压油、N68机械油；

质量：175kg（含油）。

2.3主要結构及工作原理

QYM30A型液压锚杆机采用全液压传动，由钻机和专用配套动力源液压泵站组成。泵站输出的压力油经两根进、回油软管送至钻机，软管用快速接头连接。压力油通过组合阀分配到液压马达和推进液压缸，实现钻孔所需的各种动作程序。湿式钻孔用水由工作面的水管引至钻机，同时通过组合阀控制水路的开关。

（1）钻机：由液压马达、推进液压缸、组合阀、操纵架等部件组成。钻机的回转机构液压马达为径向柱塞式低速大扭矩液压马达。为适应各种高度巷道的使用要求，推进液压缸有单级和双级伸缩型式结构。组合阀的功能主要有控制液压马达的开启、系统卸载、液压缸升降和调节推进力的大小。组合阀由两个滑阀和一个减压阀组成。操纵架是钻机开眼前的扶持机构和钻孔中对组合阀的操纵机构。

（2）液压泵站：由隔爆电动机、齿轮泵、溢流阀、压力表、油箱、机架等部分组成。

（3）电器设备：泵站的隔爆电动机需要与隔爆型磁力启动器配套使用。

2.4钻机的使用和施工应注意的问题

（1）施工程序。一是把钻机搬运至工作地点，泵站置于后面巷道的任意一帮，将引自泵站的出油管和回油管通过快速接头与钻机对接好，再把工作面的水管与钻机接通。二是检查油箱的油位，要高于最低油面线，接通电源，启动电动机，检查其转向，满足规定后，关闭电源。三是调整泵站最高输出油压力，其调整程序为：暂时断开泵站出油管与钻机对接的快速接头，启动电动机，调节溢流阀，使压力表所示的压力值在13MPa以上。关闭电源，重新将出油管上的快速接头对接好。四是竖起钻机，插上短钻杆，一人握持操纵架，一人辅助扶稳钻机后，左手向内转动旋转套，启动液压马达，右手向外转动旋转套，打开水路，液压缸升起开始推进钻杆进行钻孔。钻杆至行程终点时，左手向内转动旋转套，液压缸系统卸载，马达停转，换上长钻杆，重复以上动作完成一个锚杆孔的钻进。拔出长钻杆，插上搅拌连接头，升起液压缸，启动液压马达，进行锚固剂搅拌，完成黏结型锚杆的安装。左手向内转动旋转套，液压缸系统卸载。把钻机挪位，进行下一个钻孔循环。五是一次钻孔工作结束，关闭电源，拆掉钻机上的主油管和水管，把钻机冲洗干净后撤出工作面，放在安全地点。

（2）维护与保养。一是钻机、泵站、油管在运输和停放时都要进行保护，不得碰、撞、砸。炮掘工作面爆破时要用钢板把钻机和泵站覆盖，避免炮崩损坏。二是不可随意拆卸紧固件，快速接头拆开后一定要用防护套罩封好，避免脏物对液压系统产生污染。三是油箱加油，要通过空气滤清器的滤网。

3、打锚杆眼与安装锚杆

3.1打锚杆眼

在打眼之前，要严格按中、腰线检查巷道断面规格，不能满足设计要求的要先进行处理。在打眼前先根据从外到里、先顶后帮的顺序要求检查顶、帮，找掉活矸、岩，在确认安全后才能进行作业。锚杆眼位置应准确，眼位误差不可超过100mm，眼向误差要小于15°。锚杆眼深度要与锚杆长度匹配，打眼时要在钻杆上做好标志，按锚杆长度打锚杆眼。打眼要按从外向里、先顶后帮的顺序进行。

3.2树脂锚杆安装

安装前要把眼孔内的积水、岩粉用压风吹净。吹扫时，操作人员应站在孔口背风一侧，眼孔方向不得有人，之后将树脂锚固剂送入眼底。再把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套紧螺母，用专用套筒的锚杆安装机卡住螺母。开动锚杆安装机，使锚杆安装机带动杆体旋转把锚杆旋入树脂锚固剂内，直至锚杆达到设计深度，便可撤去锚杆安装机。搅拌旋转时间不可小于35s，然后卸下螺帽，上好托盘，拧上螺母。

3.3锚固力检测操作

深部巷道锚杆支护技术 篇3

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

[1]康红普.高强度锚杆支护技术的发展与应用[J].煤炭科学技术, 2000 (2) :1-3.

[2]钱鸣高, 刘听成.矿山压力及其控制[M].北京:煤炭工业出版社, 1991.

[3]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].北京:煤炭工业出版社, 2003.

煤矿深部回采巷道支护技术研讨 篇4

随着 《新安全生产法》 的颁布, 人们对生产生活中安全的重视得以增强。煤矿企业作为高危行业, 如何防止安全生产事故是每个煤矿管理人员必须考虑的问题。对煤矿来说, 水、火、煤尘、瓦斯、顶板是安全事故主要来源, 特别是顶板事故, 占煤矿总体事故比重最高。随着中国煤矿采深不断加大, 如何加强巷道顶板支护日渐成为煤矿技术工作重点和难点。本文通过对煤矿支护技术的阐述, 探讨主动支护、被动支护和联合支护在煤矿中的应用及优缺点, 希望为煤矿技术人员提供借鉴和参考。

1 中国煤矿深部特征

随着中国经济发展, 煤炭在中国能源消费中的占比依然很大。但中国煤矿存在开采年份长、深度大等特点, 很多矿井开采深度已达到1 000 m以上。截止2008年, 山东有14处煤矿开采深度在1 000 m以上。江苏有34对矿井开采深度在-800 m以下, 占江苏全部矿井的40.6%。

随着深度增加, 矿井的围岩压力、温度、瓦斯、地质等条件越来越恶劣。原岩应力和构造应力不断上升, 岩性从浅部的中硬岩变成了深部的高应力软岩, 深部巷道高压现象明显且地质条件越发复杂。这些都对巷道支护工作产生了不利影响[1]。在煤矿深部, 围岩不仅在巷道掘进过程中剧烈变形, 且在掘进后应力趋向稳定时还保持着持续变形, 这些变形会导致巷道片帮和底鼓, 提高了巷道维护费用, 同时也对人员安全造成威胁。

2 现在深部回采巷道的主要支护技术

2.1 锚杆支护技术的研究和探讨

锚杆支护是使用锚杆固定住巷道围岩的一种支护形式, 锚杆支护不仅在巷道围岩表面增加了托应力, 同时还通过锚固巷道周围岩石, 为锚固岩石增加了锚固力。锚杆支护可有效降低岩石裂缝面强度, 优化围岩应力状态, 对防止巷道离层和冒落起到很好的保护作用, 在现在的煤矿开采技术中, 锚杆支护已被大量使用[2]。

在锚杆支护早期, 主要使用的锚杆类型有封管锚杆、底端树脂锚固锚杆和用水泥锚固的锚杆。但这些锚杆支护强度低、锚杆刚度低等, 仅适合在浅部煤矿巷道中。随着煤矿开采深度不断加深, 这种锚杆支护形式越来越不能满足生产需求了。

在深部回采巷道中, 可使用高强度锚杆支护技术, 这种技术刚开始在澳大利亚使用, 后来逐渐传入中国。现在中国使用最广的是高强度螺纹钢锚杆, 这种锚杆在应用过程中取得了很好的效果。但随着巷道采深进一步增加、煤矿顶板压力进一步加大及煤矿顶板不规整和地质条件越发复杂。这种高强度锚杆支护技术也不能满足生产需要。最近几年, 科学工作者又开发出了一种高预应力、高强度的锚杆支护技术[3]。这种锚杆支护技术强调施加预应力的重要性, 可有效减少巷道变形和破碎对支护效果的影响, 这种支护技术对保证煤矿支护强度和安全生产都起到了很好的效果。

2.2 金属支架支护的研究和探讨

在煤矿巷道支护中, 锚杆支护在遇到顶板变形和破碎情况时具有很大局限性。在这种情况下, 可使用金属支架支护技术。随着科技发展, 为抵消巷道顶板高压力, 金属支架支护技术正在向高强度、可缩性和机械化的方向发展。

架棚式金属支架技术是煤矿顶板支护最常见的一种形式, 架棚支护是一种被动支护, 它是通过被动的径向支力支护在巷道围岩表面, 从而平衡巷道围岩变形压力, 同时也起到了降低煤矿围岩变形程度的作用。

德国最早发明了U型可缩性钢支架技术, 并在支架刚的外形和截面尺寸方面进行了大量优化和改进, 到20世纪70年代, 德国形成了相对完善的TH-58型钢系列U型钢支架技术。

为克服深部开采的种种困难, 研究人员通过改进, 发明了可缩性巷道支架技术。这种技术采用油缸驱动, 主体结构使用活动四边形设计, 可主动支护巷道围岩, 改变上述被动支护的形式。但这种支护技术安装起来十分复杂且稳定性不好, 对深部破碎顶板的支护具有一定局限性。

结合端头支护和超前支护两种方式同时进行巷道支护, 这种支护支架由立柱、挑梁、片帮和替柱等装置组成[4], 同时在支架底部设置了2个推移油缸, 与装载机互为支点, 可自行向前移动。这种支护技术不仅可主动支护巷道围岩, 还可实现自动行走, 可降低工人操作难度和时间。但这种支护在技术还是存在缺点:首先支架布设对巷道通风具有一定的影响, 其次因自行移动会对围岩顶板造成反复支撑, 不可避免会刮蹭顶板, 可能造成底板破碎冒落。

2.3 联合支护形式的研究和探讨

以前, 联合支护仅仅是将2种或2种以上的支护技术简单叠加, 但随着技术人员对联合支护研究的不断深入, 联合支护逐渐从多种方式的简单叠加到多种支护形式联合、耦合的转变。现在煤矿巷道在联合支护上有很多种组合形式, 主要有锚杆-锚注, 金属支架-锚杆 (锚索) 、金属支架-锚注、锚杆-锚注等。

3 深部回采巷道支护技术问题和不足

3.1 深部巷道支护和围岩技术

为选择合理的深部巷道支护方案, 必须充分掌握深部巷道的岩石压力和变形特征。深部巷道由于深度较深, 受到的岩石压力也就比较大, 在高原岩应力的作用下, 巷道围岩在不同阶段出现弹性区、塑性区、破碎区[5]。而在不同阶段和不同支护阻力作用下, 围岩变形比较复杂, 因此必须分阶段针对围岩具体状态进行有效支护。对塑性大的区域可采取高强度、高刚度的金属支架支护, 对于顶板破碎严重区域可采取锚杆和锚注相结合的方式支护。

3.2 深部巷道支护技术研究不够

随着 《新安全生产法》 的实施, 中国对煤矿安全重视程度更高, 如何保证井下人员安全是每个矿山管理者最关心的问题。而作为煤矿安全事故频发的顶板事故, 无疑将成为关注重点。随着中国矿井不断向深开采, 合理选择巷道支护形式、提高巷道支护强度是工作重点。在煤矿深部回采巷道支护过程中, 应由简单的单一支护向稳定性更好的联合支护转变。同时还应克服在联合支护过程中的简单组合, 防止一种支护形式失效后其它支护形式也相继失效的情况。特别对于回采巷道, 应加强重视, 防止因回采巷道支护服务周期短, 造成支护随意的现象。中国对回采巷道支护技术的研究比较少, 所以必须探究和创新支护技术来满足深部回采需要。

4 结语

主要研究了中国煤矿巷道支护技术, 阐述了主动支护、被动支护和联合支护在煤矿中的应用及优缺点。随着中国煤矿开采不断向远向深发展, 煤矿的地质和围岩条件也在不断恶化, 这也就对巷道支护技术提出了更高要求。巷道联合支护通过将几种不同支护形式有效结合, 不仅增大了支护强度, 同时还提高了巷道围岩稳定性。未来, 煤矿研究人员应加强对联合支护技术的研究和推广力度, 保证煤炭行业安全生产。

参考文献

[1]贺永年, 韩立军, 邵鹏, 等.深部巷道稳定的若干岩石力学问题[J].中国矿业大学学报, 2006, 35 (3) :288-295.

[2]何满潮, 谢和平, 彭苏萍, 等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报, 2005, 24 (16) :2803-2813.

[3]刘高, 聂德新, 韩文峰.高应力软岩巷道围岩变形破坏研究[J].岩石力学与工程学报, 2000, 19 (6) :726-730.

[4]赖小彬, 徐小敏, 张伯虎, 等.某矿山巷道交岔口的三维有限元模拟分析[J].底下空间与工程学报, 2007, 3 (4) :633-636.

深部巷道锚杆支护技术 篇5

1 深部巷道围岩受力机理及变形影响因素

1.1 软岩巷道变形受力机理

(1) 软岩巷道的变形呈蠕变变形三阶段的规律, 并且具有明列显的时间效应。初期来压快、变形量大, 巷道自稳能力很差, 如果不加以控制很快就会发生岩块冒落, 直至造成巷道破坏。如果用钢性支架强行支护而不适应软岩的大变形特性, 则巷道也难以维护, 造成支架被压坏、巷道垮落。

(2) 软岩巷道多为环向受压, 且非对称。巷道开挖后不仅顶板变形易于冒落, 底板也将产生强烈的底鼓。如果对巷道底鼓不加以控制, 则会出现严重的底鼓并导致两帮破坏, 顶板冒落。

(3) 软岩巷道变形一般随矿井深度加大而增大。不同矿区、不同地质条件下都存在一个软化临界深度, 超过临界深度, 支护的难度明显增大, 且巷道变形在不同的应力作用下, 具有明显的方向性。

(4) 软岩的失水和吸水均可造成软岩发生膨胀变形破坏和泥化破坏。

1.2 软岩巷道变形破坏的影响因素

(l) 岩性因素:岩体本身的强度、结构、胶结程度及胶结物的性能, 膨胀性矿物的含量等, 这均是影响软岩巷道变形的内在因素。

(2) 工程应力的影响:垂内应力、构造残余应力及工程环境和施工的扰动应力, 邻近巷道施工、采动影响等, 特别是多种应力的迭加情况影响更大。

(3) 水的影响:包括地下水及工程用水, 尤其是对膨胀岩, 水对其变形的影响极大, 水不仅造成粘土质岩的膨胀, 同时还大大的降低了岩石的强度。

(4) 时间因素:流变是软岩的特性之一, 巷道的变形与时间密切相关。

2 深部巷道围岩高应力破坏特点及支护对策

2.1 深部巷道围岩高应力破坏特点

(1) 变形量大。巷道的收敛变形从数厘米到数十厘米, 最大可达1.0米以上, 严重者可封堵整个巷道。从变形破坏来看, 岩体以挤出大变形为主, 有巷道侧帮的张拉挤出破坏, 有巷道顶板挤出下沉, 也有巷道的强烈底鼓。

(2) 初期变形速率大并有明显的时间效应。巷道开挖后, 主要表现为初始变形速度很大, 在高应力的作用下, 变形趋向稳定后仍以较大的速度产生流变, 且持续时间很长, 具有明显的时间效应。如果不采取有效的支护措施, 围岩变形的急剧增大, 势必导致巷道的失稳破坏。

(3) 围岩变形有明显的空间效应。巷道所在的深度不仅对围岩变形和稳定状态有明显的影响, 而且影响程度很大。埋藏深度越大, 即使围岩强度较高, 其破坏程度也会很大, 维护也十分困难。

2.2 深部巷道围岩支护对策

(1) 加强网的强度和刚度, 或在局部薄弱环节增加锚梁支护, 以增强围岩表面约束能力, 限制破碎区向纵深发展。

(2) 适时进行二次支护且二次支护适当地增加锚索的强度, 如适当加长锚杆, 增加托梁、钢带等, 以保证初期支护具有一定的柔性。在巷道不失稳的前提下, 允许围岩有较大的变形, 让其充分地释放能量。

(3) 实现深部高应力软岩巷道厚壁支护。一是采用全长锚固全螺纹钢等强锚杆, 增加围岩自承圈厚度, 实现厚壁支护;二是进行锚索加固, 由于锚索长度较大, 能够深入到深部较稳定的岩层中, 锚索对被加固岩体施加的预应力高达200kN, 限制围岩有害变形的发展, 改善了围岩的受力状态, 增加围岩自承圈厚度, 实现厚壁支护;三是改变支护结构, 在巷道的两底脚增加斜拉锚杆或巷道底板开挖成反底拱形并锚喷 (梁) 支护, 从而形成完整的、封闭的支护整体。

(4) 减少围岩的破坏, 增大围岩的强度, 提高围岩自承能力。一是推广光面爆破, 减少围岩震动, 控制围岩环向裂隙, 尽量保持围岩的整体强度;二是尽量保持巷道周边的光滑平整, 避免产生应力集中;三是采用膨胀材料充满锚杆孔, 形成全长锚固。

3 软岩深巷道锚网联合支护设计与施工要点

3.1 耦合支护设计提出

锚网联合支护技术也称锚网索耦合支护, 它是指针对软岩巷道围岩由于塑性大变形而产生变形不协调部位, 通地锚网—围岩以及锚索—关键部位支护的耦合而使其变形协调, 从而限制围岩产生有害的变形损伤, 实现支护一体化、载荷均匀化, 达到巷道稳定的目的。

锚网耦合支护设计应在收集资料的基础上, 从判清软岩类型入手, 确定软岩巷道的变形力学机制, 进行耦合对策设计、耦合过程设计和耦合支护参数设计。

3.2 锚网耦合支护设计主要内容

(1) 地质力学评估。地质力学评估是整个设计的基础, 应在广泛、全面的现场工程地质调查的基础上进行。

(2) 软岩类别的判别。软岩类别的判定方法有指标判别法和物化特性判别法。指标判别法主要是根据软岩工程分类指标进行了判别。物化特性判别法是根据软岩生成的地质年代不同所表现出的不同物化特性进行判别。

(3) 耦合对策设计。软岩巷道成功支护的关键是正确确定软岩的变形力学机制及其复合型。不同的变形力学机制类型有不同的支护技术对策, 而且软岩巷道类型的共性是具有“并发症”和“综合症”的复合型。因此, 耦合对策设计的内容包括: (1) 变形力学机制的确定; (2) 围岩结构耦合; (3) 支护系统耦合; (4) 耦合转化技术确定。

3.3 锚网耦合支护施工要求

锚网耦合支护施工首先对巷道实施锚网初次耦合支护, 然后在关键部位实施锚索二次耦合支护。

(1) 锚网初次偶合支护。施工过程中, 应选择与巷道围岩耦合的支护材料, 对围岩施加锚网耦合支护。初次耦合支护应在充分释放巷道围岩的变形能的同时, 通过锚网与围岩在刚度、强度上实现耦合, 从而最大限度的发挥巷道围岩的自承能力。初次耦合支护巷道围岩变形能的释放是通过使用复合托盘来实现的, 复合托盘就是铁托盘内加木托盘。

(2) 锚索二次耦合支护。实施初次耦合支护后, 通过对巷道顶底板、两帮移近量和锚杆托盘应力的监测, 确定支护的最佳时间和关键部位, 对关键部位施加高顶应力锚索, 实施二次耦合支护。二次耦合支护是通过调动深部围岩强度, 使支护体与围岩在结构上达到耦合, 使支护体与围岩达到最佳的耦合支护力学状态。

在二次耦合施工中, 锚索关键部位二次耦合支护时间及其支护强度决定了支护体与围岩间是否达到真正意义上的耦合。二次耦合支护的最佳支护时间就是关键部位出现的时间, 即出现了鳞片状剥落高应力腐蚀现象。此时进行二次耦合支护, 才能充分发挥二次耦合支护的强度, 实现巷道的稳定。过早或过晚进行支护, 可能造成锚索施加部位的应力集中或结构失稳。调查研究表明, 巷道表面各点变形余量达到设计余量的60%, 即进入二次耦合支护时间。

(3) 二次支护强度的确定。二次耦合支护强度, 就是锚索施加顶应力的大小。二次耦合支护强度应为锚杆所承担的最大支护荷载, 过大的支护造成锚固部位的应力集中, 过小支护强度则起不到加强支护的目的。

(4) 反馈设计。由于地质条件的变化, 设计参数不可能完全合理, 应在施工过程中进行监测, 对监测结果做认真的分析, 对巷道的稳定性进行判断, 适时修改支护参数, 优化巷道设一计, 确保巷道支护成功。

(5) 耦合支护成败的判断。锚杆受力状态判断:锚网-围岩耦合作用的结果, 随着围岩受力集中应力区向低应力区的进行转化, 锚杆的受力状态也发生变化。顶部锚杆受力下降, 侧部锚杆受力增加, 实现了集中荷载到低荷载区的自动扩散转移, 达到了锚杆荷载的均匀化。

关键部位判断准则:关键部位的产生是支护体与围岩不耦合支护的一个主要特征, 因此, 可以根据巷道实施支护后, 其产生鳞片状剥落、片状支护体剥落等高应力腐蚀现象的部位的多少, 来判定是否达到耦合支护状态。实现耦合支护的特征是实施支护后, 关键部位不再产生。

4 结语

锚网耦合支护技术真正的意义就是充分利用了围岩的自承能力。软岩巷道实现优化意义上的支护关键是最佳支护时间概念的建立和最佳支护时段的确定。在锚网索耦合支护中, 锚网初次耦合支护的作用是围岩应力集中区在协调变形过程中, 实现应力的转移和扩散, 从而在巷道周边形成一定厚度的承压拱。锚索的作用是二次关键部位的加强支护, 实质是在充分发挥锚网支护强度的同时, 调动深部岩体的强度, 抑制关键部位的出现, 最终达到支护的目的。

摘要：深部巷道围岩破坏是制约矿井向纵向发展的决定性因素, 本文深入地分析了围岩的受力机理及影响因素, 阐述了围岩破坏的特点, 提出了采用锚网耦合支护技术对矿井深部巷道进行加固施工要点。

关键词：矿井深部巷道,锚杆,锚网,围岩

参考文献

[1]韩焕胜.三软回采巷道锚杆支护技术研究[J].河北能源职业技术学院学报, 2008, 4.

[2]郭建忠, 侯瑞平.用锚杆支护技术防治底臌[J].煤矿支护, 2007, 1.

大动压巷道锚杆支护技术研究 篇6

1动压巷道特点

大动压巷道的基本特点:在巷道掘进过程中, 多数处于原岩应力场中的岩体, 一旦受到周围的采动影响, 在各种集中压力作用下, 改变了原岩应力场中的静压状态, 应力值突然增大, 导致巷道围岩应力的再次或多次重新分布。巷道原有静压状态下的稳定平衡被打破, 围岩发生显著变形, 位移和压力增大, 需要经过应力重新分布达到新的平衡, 巷道围岩才能重新稳定下来。如果巷道的支护不能适应采动影响带来的应力变化, 或未及时采取相应的加固补救措施, 则巷道会受到不同程度的破坏, 或断面变形, 或围岩松动失稳, 影响巷道的正常安全使用。

随着回采工作面向前推进, 由于煤炭大量采出, 打破了采区原岩应力静态的平衡状态, 在采区工作面上方形成垮落、断裂、弯曲下沉3个地带, 采空区上覆岩体的重量转嫁于采区四周, 形成各种状态的集中压力带。

因此, 动压巷道的支护结构和主要参数不能象支护静压巷道只考虑原岩应力场的作用, 还必须充分估计巷道受各种采动影响的集中压力的程度及其相应的变形、位移、压力值, 并以此为依据全面考虑, 选择适当的锚杆 (索) 支护结构和正确的支护参数[2]。

2实际工况

11505综采工作面位于象山煤矿北一采区, 紧邻11504回采工作面运输巷, 开采5#煤层。煤层平均倾角3°, 平均厚度3.6 m, 埋藏深度230～245 m。伪顶为薄层状泥岩, 厚度0.6～0.8 m;直接顶为中细砂岩, 致密坚硬, 厚度1.8～2.1 m;基本顶为中细粒砂岩, 厚度6.0～6.5 m;煤层以下为砂质泥岩, 厚度5.2 m。该工作面走向长1 240 m, 倾向宽150 m, 采高3.6 m, 循环进度0.8 m, 日进度2.4 m。煤岩参数如表1所示。

3数值模拟

目前FLAC3D模拟煤层开采大多采用的是Mohr-Coulomb材料破坏准则, 但是根据大量岩石力学实验证实, 岩石破坏后强度明显降低, 产生弱化, 该准则不能动态地反映岩石破坏时的力学行为, 而Hoek-Brown强度准则能够更加客观地反映围岩受采动影响时黏聚力和内摩擦角的变化。在此, 以陕西省韩城市象山煤矿动压巷道为研究对象, 将Hoek-Brown强度准则应用于三维显式有限差分法程序FLAC3D中, 对动压巷道开挖进行数值模拟研究。

3.1Hoek-Brown强度准则

Hoek-Brown强度准则是在分析Griffith理论和修正Griffith理论的基础上, 通过分析大量现场岩石试验结果和对岩石抛物线型破坏包络线的系统研究后, 总结出的一种描述完整岩块或岩体应力引起破坏的经验关系。此强度准则假定流动法则和破坏准则之间具有某种固定的关系, 并且流动法则是各向不同性的[3]。

Hoek-Brown准则除适用于结构完整且各向同性的均质岩石外, 还适用于碎裂岩体及各向异性的非均质岩体等。该准则能够解释低应力区、拉应力区和最小主应力对强度的影响, 可以较客观地反映煤岩体受采动影响后强度有所降低这一力学行为特征。

Hoek-Brown强度准则表达式如下:

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式中:σ1为岩体破坏时的最大主应力;σ3为作用在岩体上的最小主应力;σci为完整岩石单轴抗压强度;m, s为经验参数, m反映岩石的软硬程度, s反映岩体的破碎程度。

3.2数值模拟分析

FLAC3D是一种用于工程力学计算的三维显式有限差分程序, 其可以准确地模拟岩土、岩石和其他到达屈服极限时会发生塑性流动的材料所建造的结构的特性。利用FLAC3D软件, 在动压巷道条件下进行模拟, 其巷道主应力云图如图1～2所示。

巷道开挖以后, 原有的天然应力状态被破坏, 围岩中的应力重新分布, 在切向应力增大的同时, 径向应力减小, 并在硐壁处达到极限。这种变化促使围岩向巷道内空区变形, 围岩本身的裂隙发生扩容和扩展, 力学性质随之不断恶化。在围岩应力条件下, 切向应力在硐壁附近发生高度集中, 致使这一区域岩层进入塑性工作状态。塑性区的出现, 使应力增高区从岩壁向纵深偏移, 当应力集中的强度超过围岩屈服强度时, 又将出现新的塑性区, 如此逐层推进, 使塑性区不断向纵深发展。假如不采取适当支护措施, 临近采空塑性区将随变形加大而出现松动破坏。

4支护方案设计

由相关实验可知, 围岩体产生塑性破坏甚至断裂破坏时, 如果其处于挤压状态下仍具有一定的承载能力。这种承载能力往往能满足围岩稳定的要求。因此巷道顶部潜在的危险是某些单元体中曾经存在拉应力的岩体, 破坏岩体在挤压状态下可以不考虑其危害性。据此观点, 巷道顶板中拉应力大于0的单元体所组成的岩体才是潜在危害岩体, 这些应力单元中水平方向拉应力为0的单元联线后所形成的曲面可以近似用下式求得:

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式中: w0为巷道顶板宽度;p0为巷道顶部垂直地压力;σ2为岩体破坏时的最大主应力;x为巷道横向坐标;y为巷道纵向坐标。

利用式 (2) 所求得的曲面作为设计基准并结合数值模拟岩体应力云图, 得到相关的设计支护参数, 结果如下:

1) 锚杆及锚固剂。锚杆采用型号为MSGM-235Φ18 mm的金属锚杆, 长度为2 m。每根锚杆使用3支树脂锚固剂, 锚固长度不小于700 mm, 锚杆的外露长度为30～50 mm;托板由厚8 mm、120 mm×120 mm的正方形钢板制成。每根锚杆均使用配套标准螺母紧固。

树脂锚固剂型号为MSZ-2370, 直径为25 mm, 每条长度为350 mm, 每根锚杆的锚固力不小于70 kN。

2) 网片采用直径9 mm的冷拔丝制作的经纬网, 规格为长×宽=2 000 mm×1 000 mm, 网格为长×宽=100 mm×100 mm, 网要压茬连接, 搭接长度100 mm, 并用10号铁丝进行连接。连接点要均匀布置, 间距200 mm, 每100 m隔开500 mm距离进行隔离, 防止导电。

3) 锚索采用SKP8-1Φ15.24 mm、长为6 000 mm (锚固稳定岩层为1.5 m) 的钢绞线配合锁头、托盘制作, 其中锚索的有效长度为5 500 mm, 外露部分为0.5 m, 每孔使用5块Φ25 mm、长为350 mm的树脂锚固剂 (其中快速2块, 中速3块) 固定, 锚固力不小于200 kN/根, 铁托盘规格为12 mm×250 mm×250 mm。锚固剂型号为MSK2535, 锚索到工作面的距离不大于5 m。

5位移监测

为了保证动压巷道的稳定性, 对大动压巷道采用十字布点法进行位移监测, 并对数据进行分析。在掘进和监测过程中, 对动压巷道的不稳定因素进行科学探讨, 并反馈至支护设计, 修正支护参数。

监测表明, 两帮最大位移量为111 mm, 顶板最大位移量为126 mm, 均在允许范围内, 支护效果较理想。

6结语

基于Hoek-Brown准则的锚杆支护技术可以用于大动压巷道的设计, 实践表明, 该技术可以有效地控制围岩变形, 并为此类型巷道设计提供参考。

摘要：陕西象山煤矿11504运输巷在回采过程中巷道压力显现明显, 维护困难, 极大地影响了该工作面回采工作的进度和效率。针对这一复杂情况, 将Hoek-Brown强度准则应用于三维显式有限差分法程序FLAC3D中, 对围岩变形、破坏过程进行数值模拟研究, 为即将掘进的11505运输巷和回风巷的支护设计提供依据。设计方案经过现场实验及研究取得良好的效果。

关键词：煤矿,大动压巷道,锚杆支护,设计参数

参考文献

[1]张农, 高明仕.煤巷高强预应力锚杆支护技术与应用[J].中国矿业大学学报, 2004 (9) :524-527.

[2]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.

深部大断面巷道联合支护技术研究 篇7

河南能源化工集团鹤壁煤业公司六矿为立井、暗斜井、多水平上下山开拓生产方式。矿井设计分三个水平开采, 其地面标高+170 m, 一水平标高-150 m, 二水平标高-300 m, 三水平标高-600 m。随着矿井向深部开拓延深, 巷道围岩条件更为恶化, 地压逐步增大。长期以来, 在施工大断面巷道时, 支护方式都选用锚网喷。从支护效果分析, 锚网喷在大埋深、高应力区, 开裂、巷道变形、 底鼓仍较严重, 满足不了现场安全、生产的需要。 为改变这种被动支护局面, 该矿在-600 m水平运输大巷, 研究应用锚网喷+ 锚索+ 注浆加固复合支护技术。

1工程概况

1.1基本情况

-600 m水平运输大巷为三水平生产服务, 地面标高+150~+170 m, 巷道标高-577~-600 m, 距地垂深727~770 m。巷道坡度按3‰掘进, 穿层掘进, 先后穿过泥灰岩、砂质页岩、中砂岩、砂质页岩, 全长928 m。掘进断面为14.89 m2, 服务年限30 a。

1.2地质条件

该范围内煤岩层赋存稳定, 煤 (岩) 层倾角在16°~18°, 层理、裂隙较发育。附近无断层影响, 水文地质条件简单, 无水患威胁。

2巷道支护设计

2.1支护机理

锚网喷支护既充分发挥锚杆作用, 又充分发挥混凝土的作用, 同时, 网又使围岩表面破碎圈完整化, 喷体平整、均匀又增加了抗弯、抗剪能力, 并且有较高柔性, 不易破坏[1]。在锚网喷的基础上辅以锚索、注浆补强支护。由于锚索预应力大, 达到130 k N , 于是在锚杆、金属网、喷体及锚索群的共同作用下, 将锚固范围内的围岩构成一个组合锚固体, 起到有效的支承作用, 控制围岩离层、变形、 位移和裂隙发展[2]。锚、网、喷+ 锚索复合支护技术突破了一切旧的传统的支护形式和支护理论, 它能积极、主动地保持围岩的完整性、稳定性、解决了大断面, 高应力、复杂地质条件下的支护难题[3]。

2.2支护参数

根据经验和理论计算, 确定其支护参数如下: 选用规格为 φ20×2 000mm锰钢螺纹树脂锚杆, 其间排距为800 mm×800 mm; 金属网为 φ6 mm冷拔丝编织点焊网规格1 600 mm×900 mm, 网孔80 mm×80 mm;砼为标号C20, 配合比为1∶2∶ 2, 喷厚150 mm。

锚索材料选用国产低松弛高强度1860级7股钢绞线, 规格为φ15.24 mm、单位质量为1.1 kg/m, 屈服载荷248 kg, 破断载荷260.7 kg。锚索长度为6 m, 锚索锚固长度为1 500 mm。采用Z2333和M2333树脂锚固剂, 锚索间排距为2 500 mm× 3 000 mm。锚索外露长度为300 mm, 外露端采用长400 mm的16#槽钢作为托梁。每根锚索使用8块锚固剂, 锚固长度不小于2 m。

注浆采用水灰质量比为 (1∶0.5) ~ (1∶1) 的单液水泥浆, 在巷道顶帮、底板进行加固。

3施工方案

巷道采用锚网喷+锚索+ 注浆加固联合支护技术。遇到巷道围岩破碎时, 锚索必须及时跟上, 通过增加支护强度, 提高支护效果[4]。除在砂岩与石灰岩岩层中施工的巷道外, 要将锚索支护作为深部岩巷的常规支护方式。软岩段必须进行壁后注浆和底板注浆, 通过实施壁后注浆和底板注浆, 提高软岩和围岩破碎巷道的整体性, 从而提高工程质量, 改善支护效果。

4注浆实施方案

4.1注浆材料及设备

(1) 材料。注浆材料以单液水泥浆为主, 水泥采用425#普通硅酸盐水泥, 水灰质量比0.7∶1;巷道局部漏浆处采用双液浆及时封堵, 双液浆按水泥浆和水玻璃的体积比 (1∶0.1) ~ (1∶0.3) 配置。注浆锚杆采用DN25无缝钢管制作, 长度2 000 mm, 外段1 200 mm, 每隔300 mm均匀钻出3个φ6 mm的圆孔, 管口带螺纹可连接阀门, 管终端呈稍扁状, 以增加注浆出口压力。

(2) 设备。注浆设备主要有:ZBQ-50/6型气动注浆泵1台;JB-350型搅拌机1台。

4.2底板、底角锚索注浆

钻孔布置:-600运输大巷底板锚索注浆孔设计排距2 500 mm, 每排3孔, 巷道中心1孔, 两侧孔距离巷帮为1 000 mm。

-600运输大巷底角锚索注浆孔设计排距为2 500 mm, 每排2孔, 孔距离巷帮为200 mm, 下扎角度为30°~45° (原则上施工过底角注浆锚杆后方可施工底角锚索注浆) 。

施工方法:采用ZQJJ-200/1.8型气动架柱式钻机施工。使用φ130 mm钻头开孔1 000~2 000 mm, 安设孔口管径 φ108 mm, 然后采用φ75 mm钻头钻进至8 000 mm终孔, 孔内安设φ18.9×7 500 mm锚索1根后注浆。注浆采用水灰质量比为 (1∶ 0.5) ~ (1∶1) 的单液水泥浆, 注浆终压为3~4 MPa。 后期将锚索挖出上托盘锁具进行加压。

4.3底角注浆锚杆

钻孔布置:靠近巷道底角附近, 下扎角度为30°~45°, 设计排距为800 mm。

施工方法:采用YT-28风动凿岩机配以 φ42 mm钻头造孔, 孔深2 200 mm。安设 φ30× 2 000 mm注浆锚杆后注浆, 注浆采用水灰质量比为 (1∶0.5) ~ (1∶1) 的单液水泥浆, 注浆终压初步定为2 MPa, 根据施工情况可酌情调整。

4.4帮顶部壁后注浆

-600运输大巷扩修段采用浅、深孔注浆, 设计排距为2 500 mm, 每排5孔, 左右帮距底板1 300 mm向上各1孔, 左右肩窝各1孔, 正顶1孔;采用YT-28风动凿岩机配以φ42 mm钻头钻孔, 浅孔注浆孔深控制在1 500 mm, 安设 φ30× 1 400 mm注浆锚杆后注浆;深孔注浆孔控制在3 000 mm, 并安设 φ30×2 000 mm注浆锚杆后注浆。注浆采用水灰质量比为 (1∶0.5) ~ (1∶1) 的单液水泥浆, 注浆终压为3~4 MPa。-600运输大巷临近-600泵房及-600泵房变电所段上帮适当增加注浆深度。

4.5注浆工艺流程

(1) 打注浆孔。注浆孔施工按上述注浆钻孔布置要求施工, 采用YT-28型风动钻机打眼, 孔径38 mm, 注浆孔深为1.9 m。

(2) 封孔。在注浆锚杆花眼外侧套上密封圈缠上黄麻 (约距孔口700 mm处) , 将注浆锚杆伸入注浆孔内, 孔口超出U型棚内沿100 mm, 采用矿用树脂药卷或新型聚氨酯化学封孔剂封孔, 封孔长度400~500 mm。注浆锚杆外口接上阀门, 防止注完浆后, 浆液从注浆锚杆中向外倒流。

(3) 喷浆。喷浆前先用塑料纸将注浆锚杆口包严, 后采用PZ-5B型风动喷浆机喷浆, 喷浆覆盖全断面, 喷浆厚度100~200 mm。

(4) 注浆、封孔。注浆顺序由下而上逐排进行实施注浆, 压力保持1.2 MPa, 当注浆管路流量减小至基本不出浆时停止注浆, 关闭阀门进行封孔。

4.6施工质量及技术要求

(1) 原则上先进行底板注浆, 然后施工底角注浆锚杆和底角锚索注浆, 最后帮顶部注浆。

(2) 为避免注浆串孔, 所有钻孔施工时采取隔排施工。

(3) 底板孔施工时, 若底板破碎严重, 可在开孔位置附近安设插管预注浆。通过注浆将浅部虚渣层进行胶结, 以防底板孔开孔塌孔。具体施工为使用YT-28风动凿岩机配以 φ42 mm钻头造孔1 000~1 500 mm深, 然后安设 φ25 mm插管后注浆。

(4) 底板注浆施工时, 奇数排所有钻孔采用4 000 mm、8 000 mm分段注浆法。具体操作为:孔口管埋设好后, 扫孔钻进至4 000 mm注入单液水泥浆, 注浆终压为1~2 MPa;凝固8 h以上后, 扫孔钻进至8 000 mm后再次注浆至设计终压。

(5) 注浆插管的埋设固定使用以水玻璃与干水泥调配的速凝材料包裹在注浆插管上, 凝固2 h后方可注浆。

(6) 孔口管的固定, 采用灌浆法。先将孔口管安设孔内, 然后用稠水泥浆将管外壁充填满实。

(7) 注浆前先压清水5~10 min, 冲洗裂隙通道, 提高注浆效果。

(8) 注浆过程中若出现跑浆、漏浆可采用水泥- 水玻璃双液浆进行封堵, 水泥浆和水玻璃体积比为1∶0.3。

(9) 注浆插管外露长度不超过30 mm。底板孔孔口管要用管箍保护丝扣, 管箍卸掉后孔口管位于底板下0~20 mm, 孔内锚索与孔口管持平, 不得露出孔口管。

(10) 帮顶孔注浆顺序为:帮部孔→肩窝孔→ 顶板孔。

5支护效果

为了掌握锚网喷+锚索+注浆加固支护后, 巷道受压分布情况及变形特征, 在巷道两帮设3组表面位移观测站, 相应的顶底板设基点, 观测巷道两帮及顶、底板变形[5]。

经过90 d观测, 巷道围岩表现为初期变形和稳定蠕变两个过程, 且顶板下沉、两帮移近的变化趋势相同。两帮累计移近量为5 mm, 顶板累计下沉量为3 mm, 底板除Ⅰ号测站底鼓1 mm, Ⅱ、Ⅲ 两个测站无变形。上述结果表明, 采用锚、网、喷+ 锚索+注浆加固复合支护后, 其表面位移量、顶板下沉量、底板底鼓量比其他单一支护都小得多, 巷道十分稳定。该复合支护结构有效地控制了巷道收敛、变形, 具有良好的支护效果。

6结论

在大断面巷道采用锚网喷+ 锚索+ 注浆加固复合支护技术后, 明显改善了围岩受力状态, 有效地控制了围岩变形, 提高了支护的安全可靠性, 保证了运输、行人等生产需要。避免了反复维修现象, 该矿-600水平的正常生产创造了条件。

摘要：为了加强深部大断面巷道的支护, 鹤煤六矿三水平运输大巷通过应用锚网喷+锚索+注浆加固复合支护, 经过矿压观测结果证明, 支护效果良好, 为今后大断面巷道施工提供了一种全新支护方式。

关键词：深部矿井,锚网喷+锚索+注浆,复合支护,支护效果

参考文献

[1]何满潮, 谢和平, 彭苏萍, 等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报, 2005, 24 (16) :2803-2813.

[2]郑玉龙.岩巷综掘锚喷巷道施工技术研究[J].能源技术与管理, 2015 (1) :21-22.

[3]何满潮, 袁和生.中国煤矿锚杆支护理论与实践[M].北京:科学出版社, 2004.

[4]赵先刚.锚注联合支护技术在高应力松软围岩巷道中的应用[J].煤炭工程, 2007 (2) :38-40.

构造应力区巷道锚杆支护技术探析 篇8

1 工程概况

(1) 巷道地质条件。

黑龙煤业井田南北长6.0 km, 东西宽4.5 km, 面积18.67 km2。井田总体为一轴向北西的向、背斜构造形态, 地层总体走向北北西, 倾向因背、向斜构造分布为北东东向和南西西向, 倾角一般5°～10°, 局部达15°。井田主要可采煤层为2、9+10+11#煤层。矿井涉及生产能力1.20 Mt/a, 服务年限17.7 a。黑龙煤业9+10+11#煤层轨道大巷长1 600 m, 埋深210 m。该煤层平均厚5.58 m。直接顶为砂质泥岩、泥岩, 强度较低;基本顶为较为坚硬的石灰岩层, 全区分布, 致密坚硬, 厚5～10 m, 局部有灰岩溶洞发育, 底板为砂质泥岩。具体岩层综合情况见表1。

(2) 巷道围岩地质力学测试。

在9+10+11#煤层轨道巷开口处进行围岩地质力学测试, 测试结果如图1、图2所示。该测点水力压裂曲线经数据处理软件分析得出:破裂压力Pb=9.36 MPa;重张压力Pr=4.40 MPa;瞬时关闭压力Ps=4.64 MPa。该测段埋深约210 m, 该处实际巷高2.4 m。根据埋深及巷道高度可计算出3个主应力:最大水平主应力σH=9.10 MPa;最小水平主应力σh=4.43 MPa;垂直主应力σv=5.25 MPa。该处埋深相对较浅, 最大水平主应力方向为北偏西36.9°。

2 构造应力区应力分布特点

(1) 构造应力主要表现为水平应力, 且普遍大于垂直应力, 有时甚至是垂直应力的数倍。

(2) 构造应力分布很不均匀, 构造附近主应力的大小、方向变化较剧烈。

(3) 在大的区域构造应力场中, 构造应力具有明显的方向性, 且通常2个方向的水平应力值是不相等的。

(4) 构造应力在坚硬岩层中比较普遍, 主要原因是坚硬岩层强度大, 可积聚大量弹性能。

3 构造应力区巷道围岩变形破坏规律

(1) 构造应力作用下, 巷道两帮容易沿顶、底板或岩层层理面移动, 且构造应力越大, 移动越明显, 移近量成为两帮变形的重要部分;垂直应力则容易沿褶曲核部出现张应力或压应力, 造成顶板下沉或底板底鼓, 导致围岩水平应力和垂直应力的差值变的更大, 触发围岩的剪切破坏, 并向岩层深部发展[4]。

(2) 构造应力作用下, 当煤帮强度较小、顶板强度较大时, 煤帮沿顶底板或软弱层理面错动, 塑性区也随之向围岩深部发展, 使得肩角煤岩体变形严重。

(3) 随着构造应力的增大, 岩层垂直应力峰值增长较快, 对巷道顶底板应力影响明显;从顶板自由面向上, 岩层应力先增大后变小。因为顶板浅部岩层应力通过围岩变形释放出来, 构造应力增大导致中部应力增大;再向顶板深处围岩应力相对变小, 是受构造应力影响有限的缘故。当构造应力进一步增大时, 顶板内的水平应力峰值和范围均增大, 且向岩层深部发展转移, 说明构造应力的增大导致顶底板破坏深度和广度的增大。

(4) 巷宽较小时, 顶板塑性区呈下垂“拱形”;巷宽较大时, 在构造应力作用下, 顶板一定范围内发生剪切破坏变形, 并引起附近煤岩体破坏, 造成顶板不稳定, 甚至发生冒顶失稳。

(5) 构造应力区巷道围岩受力不均衡, 会有一定的侧压系数。随着侧压系数的增大, 顶底板塑性区在宽度、高度方向上均逐渐加大, 肩角或底角的弹性稳定区逐渐减小, 巷帮移近量增长较快, 但两帮塑性区基本保持不变, 表明构造应力对顶底板的破坏作用较大, 对两帮破坏作用较小, 且随着构造应力的增大, 两帮的弹塑性变形量基本不变。

4 构造应力区巷道围岩控制技术关键

(1) 尽可能一次支护就控制住巷道围岩变形破坏, 避免围岩破碎强度较大衰减。

(2) 采用“高强度、高刚度、高预紧力”锚杆支护为主的支护系统, 实现真正的主动及时支护, 充分发挥围岩的稳定性和自承性[5]。

(3) 对于构造应力和垂直应力差值较大的巷道围岩支护, 要认清巷道应力显现的本质原因。当煤帮沿层理面错位时, 采用“让”的支护方式, 避免支护体系破坏, 而对于滑移引起的较大塑性区, 则采取“控”的支护方式;对于未与巷道连通的层理面的滑移则采取“控”的支护方式, 避免滑移引起的破碎区域扩大。

(4) 采用预应力锚索支护技术, 提高支护系统的刚度和强度, 减小锚杆锚固区外围岩的变形和离层。

(5) 加强关键部位预紧支护, 如肩角处, 避免巷道局部破坏而导致整体变形失稳, 并保证支护系统的可靠性。

5 井下工程实例分析

5.1 巷道支护方案

顶板采用Ø20 mm×2.4 m 的335#左旋无纵筋螺纹钢锚杆进行支护, 锚固剂规格为MSK2335、MSZ2360, 加长锚固, 辅以高强拱形托板、钢筋梯梁 (间距1.0 m) 及金属网 (50 mm×50 mm;4.7 m ×1.1 m) 进行支护力扩散。帮部采用Ø20 mm×2.0 m 的335#左旋无纵筋螺纹钢锚杆支护, 采用1支MSZ2360进行端锚支护。锚杆钢筋极限拉断力为154 kN, 屈服力为105 kN, 延伸率20%。锚杆预紧力矩设计不低于300 N·m。顶板锚索采用Ø17.8 mm×6.3 m预应力钢绞线制作而成, 配套300 mm×300 mm×16 mm高强拱形钢板及对应锁具, 锚索预紧力要求超张拉至200 kN, 损失后不低于150 kN。在构造应力明显的右帮打设短锚索进行补强支护, 锚索规格Ø17.8 mm×4.3 m;每2排3根、2根隔排布置。锚杆、锚索支护如图3所示。

5.2 巷道矿压监测

(1) 顶板离层。

如图4 (a) 所示, 9+10+11#煤轨道巷顶板离层值不太大, 深部离层最大值不到50 mm, 且深部离层和浅部离层值均在10 m范围内达到基本稳定。说明10 m巷道顶板深部和浅部均处于稳定状态, 巷道顶板基本得到有效控制。

(2) 巷道表面位移。

如图4 (b) 所示, 巷道顶板和右帮位移量较大且增长迅速, 巷道左帮位移量较小, 仅50 mm, 且在5 m内就基本稳定。巷道顶板下沉量较大, 但变形较缓慢, 周期较长些, 直到25 m外才基本稳定, 最大移近量近160 mm, 这可能是受到水平构造应力的影响。巷道右帮变形量最大, 且变形迅速剧烈, 在5 m范围内变形量就达到130 mm之多, 且还在继续增加, 直到20 m外, 右帮移近量才基本停止, 此时约185 mm。这有力说明巷道受到构造应力的影响, 在锚索补强支护后, 巷道总体支护状况良好, 围岩变形得到有效控制。

6 支护效果分析

高预应力锚杆锚索组合支护是主动及时支护, 其中预紧力是关键参数, 是判别锚杆属主动支护还是被动支护的根本所在, 只有高预紧力的锚杆支护才属于主动支护, 锚杆预应力及预应力的扩散对支护效果起着决定性作用。根据复杂困难巷道地质条件确定合理的预应力, 并使预应力实现有效扩散是支护设计的关键。同时, 巷道受到构造应力作用, 围岩应力增大, 巷道变形严重, 单纯的帮锚杆无法控制煤壁变形偏帮, 必须施加强度更高、延伸率更大的锚索进行补强支护。补强锚索不但将帮锚杆形成的次生承载结构与深部围岩相连, 提高次生承载结构的稳定性, 还能调动深部围岩的承载能力, 使更大范围内的岩体共同承载, 保持围岩完整性及围岩强度[6]。

7 结论

(1) 通过井下测试及分析可知, 构造应力场以水平应力为主, 对巷道围岩变形破坏影响较大, 尤以顶板和巷帮某一侧显著。

(2) 高强度、高刚度、高可靠性及低密度是高预应力锚杆锚索支护的精髓所在, 其中在保证系统强度的前提下, 实现系统的高刚度是巷道支护的关键。

(3) 在构造应力区开挖巷道, 由于受到构造应力的不均衡作用, 在进行锚杆支护时, 对巷道顶板或煤壁一侧进行适当的锚索补强, 可有效控制巷道围岩变形, 消除构造应力对巷道带来的安全隐患。

参考文献

[1]鲁岩.构造应力影响下的围岩稳定性原理及其控制研究[D].徐州:中国矿业大学, 2008.

[2]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.

[3]吴拥政.强动压下回采巷道高预紧力强力锚杆支护技术[J].煤炭科学技术, 2010, 38 (3) :12-14.

[4]陈炎光, 钱鸣高.中国煤矿采场围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.

[5]KANG H P, WU Y Z, GAO F Q.Deformation characteristics andreinforcement technology for entry subjected to mining-inducedstresses[J].Journal of Rock Mechanics and Geotechnical Engi-neering, 2011, 3 (3) :207-219.