大断面矩形巷道（精选8篇）
大断面矩形巷道 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:
式中:Kc——巷道周边挤压应力集中系数,查表得Kc=2.82;
γ——巷道上方至地面表土之间地层的平均重力密度,在此取25kN/m3;
H——巷道距地表的深度,在此取406.85m;
B——表征采动影响程度的无因次参数,在此取B=1;
fy——巷帮硬度系数,在此取1.97;
h——巷道的高度, 在此取3.8;
φ——煤的内摩擦角,在此取33.2°。
顶板岩层的破坏深度b,按相对层理的法线计,可根据下式求出:
式中:b——冒落拱高度,m;
a——巷道的半跨距,本次取2.75m;
α——煤层倾角,本次取4°。
2.1.2 锚杆长度
顶板锚杆长度按下式计算:
Lr=b+Δ(3)
式中:Δ——锚杆锚入围岩破坏范围之外的深度与锚杆外露长度之和,一般取0.5～0.7m,在此取0.5;
则顶板锚杆长度取1.867+0.5=2.367m。
2.1.3 顶板支护载荷
QH=2γab (4)
则 QH=2×14×2.75×1.867=143.759kN
2.1.4顶板锚杆布置密度
则
式中:k——安全系数 在此取2;
F——顶板锚杆的锚固力,kN。
2.1.5 锚杆间排距
锚杆间排距按下式计算:
式中:Z——锚杆锚入自然平衡拱范围之外的深度,Z=2.4-1.867-0.1=0.433m
aγ=0.934m。
为了施工方便常常取整数,在此我们取1m。
运输顺槽顶板单位长度锚杆数:
5.5×0.87=4.79根
又因为Ⅳ类围岩的锚杆间排距为:0.6～1m,
则 辅运顺槽顶板单位长度锚杆数应为6根。
2.2 锚索支护参数
锚索设计以极限危险设计[2],即所有锚杆都失效,顶板冒落拱的岩重均由锚索提供。
2.2.1 锚索长度
锚索长度可按下式确定
La=La1+La2+La3 (7)
式中:La——锚索长度,m;
La1——锚索外露长度(一般取0.3m);
La2——锚索有效长度,m;
La3——锚索锚固长度,m。
计算锚索长度时,视直接顶为不稳定岩层,即顶板上方5～6m的软煤层,取平均值为5.5m,外露长度一般为0.3m,锚入稳定岩层厚度不小于2m,取2m,则锚索总长为:
L=5.5+0.3+2=7.8m故取L=8m。
2.2.2 锚索的锚固长度
按GBJ86-85要求,锚索锚固长度La3应符合下式:
式中:Lm——锚索锚固理论安全值,m;
K——安全系数,一般取2;
d1——锚索钢绞线直径,15.24mm;
fa——钢绞线的抗拉强度,1860N/mm2;
fc——锚索与锚固剂的设计黏结强度。
一般煤巷锚索多用树脂作锚固剂,其黏结强度fc=10N/mm2,代入各参数得Lm=1.417m,则La3=2>Lm,说明选取的锚固长度合理。
(3)锚索锚固剂适用数量验算
式中:X——树脂药卷数量,支;
Ls——树脂药卷长度,m;
Ф2——锚孔直径,m;
Ф3——树脂药卷直径,m。
代入数值计算锚固剂数量X=2.96支,取3支。
单位长度需锚索的载荷为:
QH=2γab=141.834kN
则锚索的密度为:
式中: Km——锚索支护的安全系数;
P ——锚索的最小破断载荷,kN。
为了锚索的排距不是很远,每打三排锚杆打一排锚杆3×0.76=2.28根,故采用2～3布置,排间距为3m。
3 数值模拟模型建立
采用ANSYS有限元分析软件对巷道进行数值模拟[3],建立一个长×宽×高=40×5×50m的模型,模型上部施加自地表下300m的岩体垂直载荷(上覆岩体自重)外,模型范围内岩层加以重力加速度,数值模拟模型如图1所示。
为了探讨锚杆支护参数的改变对巷道支护的影响,设计了如表1所示的13个方案,通过改变锚杆的支护参数,来研究顺槽顶板的变形特性,其中方案1为没有支护条件下巷道围岩变形情况,方案2～5,模拟锚杆排距不同时巷道围岩变形情况;方案6～9,模拟锚杆长度不同时围岩变形情况;方案10～13,锚杆直径不同时围岩变形情况。
4 数值模拟结果分析
(1)图2为不同锚杆间排距时巷道的变形情况模拟计算结果,由图2可以看出随着锚杆间排距的增大巷道顶板下沉量成增大趋势,但间排距大于1000mm时,顶板下沉量的增量明显减缓。
(2)图3为不同锚杆长度时巷道变形情况模拟计算结果,由图3可以看出随着锚杆长度的增加巷道顶板下沉量成减缓趋势,但锚杆长度大于2400mm时巷道顶板下沉量的区域稳定。
(3)图4为不同锚杆直径时巷道变形情况模拟计算结果,由图4可以看出随着锚杆直径的增加巷道顶板下沉量成减缓趋势,但锚杆直径大于18mm时巷道顶板下沉趋于稳定,减少不明显。
5 结论与建议
较小的锚杆间排距有利于控制顶板下沉,反之,锚杆间排距过大则不利于顶板控制,针对内蒙古蒙泰不连沟煤矿的地质特点,锚杆间排距采用1000×10000mm的间排距布置顶板,这样既可以缩短施工时间,又可以节约支护成本。
随着锚杆长度的增加,围岩锚固体的范围在扩大,顶板下沉量也在减少,但是随着锚杆长度的增加到某一长度后顶板下沉量减小得趋势就不在显著,即存在一个合理的锚杆长度。根据内蒙古蒙泰不连沟煤矿的地质特点,结合理论计算和数值模拟2400mm的锚杆长度适合内蒙古蒙泰不连沟煤矿。
随着锚杆直径的增加锚杆的强度越高,围岩变形量逐渐减少,对控制围岩变形有明显效果,但是随着锚杆直径的增加,顶板下沉量减小得趋势就不在明显,根据内蒙古蒙泰不连沟地质条件结合数值模拟发现ϕ18mm的锚杆最为合适。
综上所述内蒙古蒙泰不连沟煤矿现采用的支护参数安全、经济、合理。
摘要：根据内蒙古蒙泰不连沟煤矿的地质情况,通过理论计算和数值模拟论证内蒙古蒙泰不连沟煤矿辅助运输顺槽支护参数的合理性。
关键词：大断面矩形巷道,锚杆支护,理论计算,数值模拟
参考文献
[1]康红普,王金华等.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].煤炭工业出版社,2007,23-31.
[2]杨本水,窦家环,赵强.薄基岩浅埋大断面煤巷锚杆支护技术[J].矿山压力与顶板管理,2005,(4):19-21.
[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.
大断面矩形巷道 篇2
摘 要：论文以顾桥矿开拓101队施工的北翼-780m降温硐室7000x6100mm大断面施工段作为研究对象，针对大断面段施工时采用双耙矸机出货，运用数学和统计学等相关理论分析，通过对该段大断面施工期间采用双耙矸机出货分析、统计、总结，确定大断面巷道掘进采用双耙矸机出货的可行性，并验证了大断面采用双耙矸机出货大大提高了掘进效率和单进，对大断面快速出货和掘进提供了可靠保障和有力条件。
关键词：大断面掘进；双耙矸机出货；高效掘进
一、巷道概况
大断面巷道尤其是硐室巷道（例如：我矿开拓101队施工的北翼-780m降温硐室断面7000x6100mm，长达110m），若采用一部耙矸机出货，断面大出货、倒货十分困难，容易出现盲角、死角，需要在断面里施工很多出货锚杆，且需要大量人工配合出货，这样不但费用高、危险，更重要的是成巷时间太长；但采用双耙矸机联合出货、倒货简洁，能节省大量时间，应用到大断面掘进大大提高了掘进效率和单进，对大断面快速出货和掘进提供了可靠保障和有力条件，值得推广。
二、好处及优点
（1）能加快出货、倒货。（2）不易出现盲角、死角。（3）节省人力。（4）不用施工大量出货、倒货锚杆，费用低。（5）最主要是能大大加快掘进和成巷。
三、耙矸机布置平面图
四、北翼-780m降温硐室施工平面图：
五、施工总结
（1）在2011年5月份未使用双耙矸机出货系统前，5月份一个月总共施工45米，然而在6月份和7月份使用了双耙矸机出货系统后，6月份施工了大断面60米；7月份施工大断面31米和小断面46米。不难看出大大的提高了掘进速度。（2）在5月份第一次成巷10天左右，而在6月份第二次成巷仅仅用了5天多时间，7月份成巷时间仅3天多时间，不难看出大大提高了成巷速度，节省了大量时间。（3）在5月份不但要施工大量倒货、出货锚杆，出现大量盲角、死角需要人工配合出货，不但不安全还不经济；而到了6月、7月节省了大量出货、倒货锚杆。
表一 各项指标对比
注释：单进是当时施工每月掘进验收统计
成巷时间是当时掘进期间每次成巷统计
出货费用包括电费、人工、倒货锚杆总费用
六、结论
（1）通过在北翼-780m降温硐室施工时使用双耙矸机出货系统优化，加快了出货、倒货，加快了掘进速度，更重要的是加快了成巷速度。（2）为顾桥矿降温系统打砼、形成和安装节省了大量时间。（3）节省了大量出货、倒货锚杆，更是不用大量人力配合出货，经济、安全、实用。（4）应用到大断面掘进大大提高了掘进效率和单进，对大断面快速出货和掘进提供了可靠保障和有力条件，值得推广。
参考文献：
[1] 徐永圻.煤矿开采学.徐州：中国矿业大学出版社，1999.
大断面矩形巷道 篇3
位于轨交车站南侧虹桥路下的110 k V电力井及箱涵紧邻顶管接收井基坑,水平间距最近处仅0.7 m;矩形顶管从110 k V电力井下方2.3 m斜穿进入接收井。因运营中的轨交3号出入口预留接口位置已固定,且周边无调整位置的余地,同时鉴于110 k V电力箱涵搬迁投资大、对周边环境(运营中轨道交通、周边重要商业、旅店和住宅等)影响特别大,故在矩形顶管穿越前对电力井进行悬吊保护,在确保安全的前提下,既可减小顶管施工对周边环境影响,又能加快施工进度。
1 电力井悬吊保护施工
电力井为钢筋混凝土现浇结构,东西走向,顶部埋深约为0.7 m,长8.0 m、宽2.4 m、断面高2.8 m,电力井内有13根110 k V电缆。根据相关部门和电力公司的要求,在顶管顶进作业时,电力井的水平和竖直位移必须控制在允许变形范围内(10 mm)。
1.1 悬吊保护方案
由于电力井结构自重大,进行悬吊保护所用的保护装置必须能够承受电力井的重量。以钻孔灌注桩和钢筋混凝土承台为支撑体系,再对电力井采用70号双榀H型钢实施悬吊,并于电力井两侧和上部施作施工便道加固,内部回填黄沙,压注水泥浆。图2为电力井悬吊保护平面示意图。
1.2 计算分析变形范围
利用有限元软件对电力井变形进行计算,得出水平位移的最大值为2.8 mm、竖直位移最大值为3.6 mm。这说明按此电力井悬吊保护方案实施,能有效地控制地面沉降对电力井的影响和电力井自身的变形,即电力井的水平和竖直变形能够控制在10 mm的允许变形范围内。
1.3 悬吊保护施工流程
根据现场实际勘察情况,结合本工程特点难点,按设计图纸采取的施工流程如下。
1)开设样沟。垂直于电力井走向开设样沟,确定电力井埋深、大体平面位置及质量等参数。
2)钻孔灌注桩及承台基础施工。首先施工电力井两侧的钻孔灌注桩基础,然后凿除钻孔灌注桩桩头混凝土,进行桩顶钢筋混凝土承台施工。施工时为了减小钻孔灌注桩成孔时对电力井基础的影响,采用全护筒跟进的方式施工,即先钻孔后下护筒、分段钻孔分段跟进的施工工艺。长护筒的分段与电力井的埋置深度有关,每节短护筒长度基本为钻孔桩机钻杆的3 m长度倍数。
3)临时围护及支撑施工。承台施工完毕后,在电力井南侧顺着电力井纵向方向打设4号拉森钢板桩临时围护,并于拉森钢板桩与北侧轨交车站既有地下连续墙之间抽槽架设型钢支撑。
4)基坑开挖。待承台与钻孔灌注桩强度等级达到要求后,在承台上方沿电力井纵向两侧架设2道70号双榀H型钢,然后按照每段1.5 m自西向东进行分段放坡开挖,放坡坡度约1.0∶1.5。电力井两侧土体开挖至底部以下约50 cm,正下方土体予以保留。在开挖前于基坑内设置了1组轻型井点疏干潜水、固结土体。
5)架设下部扁担梁。由于电力井自重非常大,如果直接开挖电力井下部土体架设扁担梁,可能造成电力井的较大变形,因此,在施工时采取了千斤顶顶入扁担梁的做法。
⑴将靠轨交车站地下墙一侧基坑坑底平整夯实,贴紧地下墙设置千斤顶,利用千斤顶将20号双榀工字钢横向扁担梁间隔1 m顶入电力井下方土体内。电力井底部其他位置土体保持原状不动。
⑵沿电力井的2个下边口向内掏挖40~50 cm,清除其中的电力井垫层及土体,暴露出电力井两侧下边口底板底面。
⑶在现场实测电力井底板底到20号双榀工字钢面的高差(H),加工2组高度为(H-14号角钢厚度10 mm)的20号双榀工字钢下部纵向扁担梁,将其和14号角钢一同插入电力井的2个下边口。
6)逐段悬吊保护。沿自西向东方向依次进行开挖悬吊施工,在70号双榀H型钢顶部,每隔1 m架设30号双榀工字钢上部横向扁担梁,利用M30螺杆及螺母将其与底部20号双榀工字钢下部横向扁担梁紧密连接。在连接过程中仔细清理各连接部位内的土体或垃圾,局部凹凸不平处采用不同厚度的钢锲调整,保证各部分的紧密连接。
图3为悬吊保护施工流程横剖面示意图。
7)全部悬吊施工完成后,分层回填黄沙,并在顶部设置防护盖板。进行接收井基坑围护及地基加固、基坑开挖结构施工、矩形顶管顶进穿越等后续施工。待顶管施工完毕后,凿除防护盖板,向黄沙中压注水泥浆,拆除悬吊保护装置,恢复地面。
2 悬吊保护装置的维护及实施效果
为了确保悬吊保护装置在后续接收井施工及矩形顶管顶进穿越施工中的稳定、可靠的作用,必须采取针对性的技术措施对其进行维护。
2.1 悬吊保护装置维护
1)布置监测点。在电力井及两端的电力混凝土箱涵上部布置沉降及位移监测点,编号分别为DL1~DL7,其中DL3、DL4和DL5测点直接布设于电力井,电力井两端的电力混凝土箱涵上各布设2个监测点。在后续接收井施工及矩形顶管顶进穿越施工中,进行持续监测。
2)设置泄压孔。由于电力井紧邻接收井,接收井基坑围护及顶管进洞加固等大体积土体加固所产生的挤土效应可能会引起电力井及箱涵变形,所以基坑围护及进洞加固前,在加固体与电力井之间预钻引孔作为应力释放孔。应力释放孔直径为100 mm,间距1 m,深6 m(约至电力井底部以下3 m)。
3)设置跟踪注浆孔。在电力井与接收井之间设置1排跟踪注浆孔。根据基坑及电力井变形的情况,随时进行跟踪注浆,及时填补基坑变形造成外围土体的损失量。跟踪注浆孔布孔间距为1 m,深为11 m(约至接收井坑底)。
4)设置测压孔。由于本项目使用土压平衡顶管机进行施工,在顶管穿越电力井期间,为了实时了解电力井附近的土压力,特在电力井前端约10 m设置2个测压孔。测压孔直径240 mm,深度5m,设置在顶进轴线两侧各2 m位置。顶管顶进过程中,可实时读取数据,时刻了解顶力的变化,以便及时调整顶进参数。
5)实时微调螺母。在后续接收井施工及顶进穿越施工中,根据电力井变形监测结果,实时调整M30螺杆上端螺母。
2.2 实施效果
在矩形顶管顶进穿越时,最大沉降为8.88 mm,累积沉降均没有超过10 mm的限值。在接收井施工阶段由DL3、DL4、DL5监测点测得的变形量,与分析计算的结果较为吻合。图4为电力井监测点沉降量变化曲线图。
3 结语
1)对不宜搬迁的电力井采用型钢悬吊原位保护技术,在紧邻的接收井施工及电力井底部大断面矩形顶管穿越时,电力井的最大沉降为8.88 mm,其变形控制在允许的10 mm范围内。
2)在架设较大断面的被悬吊物体下部的横梁时,采用不开挖的千斤顶逐段顶入法,可以减小被悬吊物体在底部土体开挖时对悬吊体的变形。
3)对被悬吊体采取实时的变形监测和调整螺母松紧以及在接收井和顶管施工期间,还采取设置泄压孔、跟踪注浆孔、土体测压孔等必要技术措施,以有效确保悬吊保护装置稳定可靠地发挥作用。
摘要：叙述了6.9 m×4.2 m矩形顶管在进入上海轨道交通10号线伊犁路站3号出入口过街地下通道时,需下穿运行中的110 kV电力井。为确保电力井的安全,采取悬吊保护措施,以钻孔灌注桩和钢筋混凝土承台为支撑体系,用70号双榀H型钢悬吊电力井。在施工中用拉森钢板桩作临时围护;在开挖暴露出电力井基础后,顶入工字钢;电力井悬吊后,回填黄沙,进行注浆加固。
深部大断面巷道联合支护技术研究 篇4
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
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大断面岩石巷道快速掘进技术探析 篇5
关键词：大断面,岩石巷道,快速掘进
对于大断面岩石巷道来说, 岩巷大断面掘进技术的效率较低, 炮眼的利用率也较低, 特别是随着软岩巷道的开采深度的不断增加, 矿山压力也随之不断加大, 围岩的条件随时都在变化, 这就使得对掘进的难度和技术要求变得越来越高, 结合煤矿的实际, 研究中深孔掏槽控制爆破机理, 来寻求合理的中深孔爆破技术和优化支护设计, 从而改进掘进生产工艺, 最终实现大断面岩石巷道的优质快速掘进。
1 快速掘进机械配置
在掘进岩石巷道时, 必须合理安排以下若干方面工序:第一, 机械配置;第二, 钻爆作业;第三, 运输装渣作业;第四, 锚喷支护。这些工序的合理调配必须考虑到掘进巷道的通风、排水等因素。
1.1 改进设备装备, 提高机械化作业水平
机械设备在施工时必须具有较高的安全性, 具有较高的掘进效率, 极大地减少施工人员的劳动强度, 此外机械设备还应实现较好的岩巷成型。
1.2 合理布置装运渣作业线
装渣机械的选择必须具有以下优点:第一, 装渣效果好;第二, 机械性能优越;第三, 坚实耐用。机车和矿车的选择必须合理搭配, 若矿车容量大, 应配备大功率机车。此外, 机车的选择还应以下因素:第一, 线路铺设质量;第二, 装运渣设备数量。
1.3 改进施工工艺, 实现掘喷平行作业
采用掘进平行作业可以有效减少循环时间, 可以采取中深孔爆破方式, 从而有效提高掘进效率。
1.4 采用科学的施工组织和管理方法
合理安排循环掘进作业和各工序的协调作业, 同时还应制定符合施工实际的管理制度, 并严格执行, 加强施工人员的培训, 提高其业务技能, 保证机械施工和爆破作业的安全高效进行。
2 超前地质探测技术研究
要想实现巷道的安全掘进, 在掘进之前, 必须对巷道进行超前地质探测。一直以来, 全球很多采煤国都非常重视超前地质探测技术的研究工作, 并获得了较好的成绩。但小构造问题对岩巷掘进的影响还未得到有效解决, 所以, 超前地质探测技术有待于进一步研究。
如今世界主要采煤国采用的煤矿地质探测方法主要有:第一, 地质理论预测;第二, 巷道、钻探勘探技术;第三, 矿井工程物探技术。其中, 矿井工程物探方法主要有:第一, 矿井震波法;第二, 矿井工程电法。但目前我国在超前探测技术研究和应用方面还不成熟, 这主要是因为:首先, 矿井地质条件复杂;其次, 地下介质具有多样性和不均匀性等特点。我国矿井地质构造在设备方面具有较好的成绩, 但还存在一些不足之处:第一, 探测方法不准确, 误差较大;第二, 没有有效控制落差较小的断层;第三, 探测方法的适应性较差, 不同矿井所采取的探测方法不同;第四, 煤岩层差异的影响。所以, 未来一段时间, 在进行煤矿地质探测过程中, 采取多种方法的综合物探技术将会成为一个新的研究和应用方向, 这将有效促进岩巷的快速掘进。
3 新型爆破炸药与爆破专家系统研制
如果矿井存在沼气爆炸危险, 爆破施工时必须采用三级煤矿许用炸药。对于软岩而言, 采用三级煤矿许用炸药可以实现较好的爆破效果;而对于中硬以上岩石, 采用三级煤矿许用炸药则难以获得良好的爆破效果。这主要是因为采用此种炸药进行爆破施工时, 炮孔利用率不高, 从而难以获得较高的岩巷掘进效果, 进而影响了煤矿建设进度和煤炭的高效生产。所以, 研发能够满足中硬以上岩石爆破的炸药对有效提高岩巷掘进速度具有重要意义, 也是今后的一个重要发展趋势。同时, 这种炸药必须既具有高威力, 又有较高的沼气安全性。
现如今, 很多矿井在岩巷掘进施工过程中, 采用手工的方式进行爆破施工图表和设计说明书编制工作, 这种编制方式的不足之处有:第一, 误差较大;第二, 速度较慢;第三, 耗费精力大。此外, 一套说明书、爆破参数等仅适用于一条岩巷, 而对于其他岩巷, 则不能生搬硬套, 必须及时对其做出调整。尤其是对中深孔、深孔爆破技术的研究和应用程度远远不够。所以, 研究出一套使用范围较广的爆破图表、设计说明书等, 可以提高掘进效率。
4 岩巷道掘进围岩有害气体监测技术
在进行岩巷掘进作业时, 岩巷中往往没有较多的瓦斯涌出, 但某些情况下, 掘进岩巷中也会出现瓦斯等一些有害气体涌出现象。因此, 在岩巷掘进过程中, 必须配备监测监控这种气体的设备。为此, 应做到以下两点:第一, 充分分析岩巷周围的构造情况以及瓦斯等气体的涌出机理和规律, 并做到实时监控;第二, 建立高效的有害气体防治技术体系。
5 经验及体会
(1) 对于大断面岩石巷道的快速掘进技术来说关键是要根据条件合理选择掘进设备和运用中深孔光爆技术和合理的支护技术, 在各工序互不影响的前提下, 采用科学管理方法实行多工序平行作业, 从而减少巷道掘进总花费时间, 来提高岩巷掘进速度。
(2) 在掘进的劳动组织和分工过程中, 优化施工工艺加快掘进速度的各个工序中, 支护、出矸、打眼放炮是三大主要工序。三大工序中, 各工序并非独立进行的。由于时间、空间、人员数量上的限制, 各个工序在配合上存在相互联系、互相制约的关系。施工的顺序、时间、空间、人员等方面的不协调会强烈影响掘进速度。鉴于这种情况, 欲提高掘进速度、实现掘进高效, 必须保证作业过程中合理调配三大工序的时间与空间。实现出矸、迎头打眼、锚杆支护平行交叉作业。
(3) 进一步加强机电设备维修与保养工作, 确保机电设备的正常运转, 从而减少时间, 提升正规率。
(4) 为了更好地实行快速掘进, 建议成立施工准备队, 施工零星工程, 并替换现有掘进队进行巷道竣工和设备撤出, 解放现有掘进队伍, 提高掘进队伍的工作效率。
6 总结
煤矿生产过程中提高巷道掘进速率能缓解采掘接续紧张的难题, 而在大断面巷道掘进中合理的选择支护类型、炮眼布置等实际生产可以预控的影响因素后, 可以极大地提高掘进速度, 为矿山的可持续发展贡献力量。随着大断面岩石巷道快速掘进技术的发展, 大断面掘进技术今后要向大断面化、断面多样化、使用范围扩大化、自动化和长距离化的方向发展。
参考文献
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大断面矩形巷道 篇6
1工程概况
某矿区10#煤10-101工作面回采巷道断面为矩形,宽4 800 mm、高3 600 mm,属大断面回采巷道,该巷道主要用途为运煤、进风。工作面煤层倾角25°～35°,巷道平均埋深270 m。
巷道掘出后围岩就发生持续变形,给矿井安全生产造成严重影响。通过现场实测发现,采用对称支护形式,巷道围岩出现顶板下沉、两帮收缩、底鼓等破坏现象,特别是沿岩层倾斜方向,上帮底板底鼓变形严重,巷道围岩变形和破坏在同一断面内表现出明显的不对称和不均衡特性,巷道变形破坏的关键部位为巷道断面与岩层倾斜方向的钝角部位和巷道的底角。为了保证回采巷道的正常使用,必须对该巷道进行重新修复加固。
2原支护参数
巷道掘进初期采用“锚网+W型钢带+锚索”支护,两帮支护采用锚网梁支护形式,底板无支护。
(1)锚杆。
顶锚杆采用Ø22 mm×2 500 mm左旋螺纹钢高强锚杆,锚杆间排距720 mm×800 mm,托盘厚8 mm,尺寸为150 mm×150 mm;帮锚杆全部为Ø18 mm×2 000 mm左旋螺纹钢高强锚杆,间排距均为900 mm。
(2)W型钢带。
规格为4 500 mm×200 mm(长×宽),钢带上打7个眼,眼距720 mm。
(3)锚索。
锚索选用Ø18.9 mm的7股低松弛钢绞线制作而成,孔径28 mm,钢绞线长10.3 m,孔深10.0 m,外露300 mm,托板为400 mm×400 mm×16 mm(长×宽×厚)的自制钢板。
3模拟研究
3.1边界条件
材料模型选择Mohr-Coulomb模型,计算模型尺寸50 m×40 m,划分为19 240(130×148)个网格,巷道断面尺寸为4.8 m×3.6 m。模型上表面设为应力边界,左右表面设为水平位移约束边界,下表面设为垂直位移约束边界。根据该矿10#煤层地应力的实测情况,模型上表面载荷取6.8 MPa。
3.2模拟方案
从倾斜大断面煤层巷道围岩的非对称变形破坏特征得知,倾斜大断面煤层巷道围岩稳定性的控制必须采用关键部位耦合支护技术,即应在普通锚网索耦合支护的基础上,考虑利用锚索、底角锚杆等对产生差异性变形破坏的关键部位进行加强支护,使支护体与围岩之间变形协调,从而最大限度地发挥支护作用以及围岩的自承能力,实现支护一体化、荷载均匀化,达到巷道稳定的目的。
为深入分析倾斜大断面煤层巷道非对称耦合控制作用机理,针对该矿的具体工程地质条件(取煤层平均倾角30°),建立倾斜大断面煤层巷道的普通对称性支护和关键部位耦合非对称支护的数值计算模型。数值计算模型的基本方案与参数如下。
(1)顶板锚杆。
采用Ø22 mm×2 500 mm左旋螺纹钢高强树脂锚杆,间距720 mm,排距800 mm。帮锚杆均为Ø18 mm×2 000 mm左旋螺纹钢高强锚杆,间排距均为900 mm。
(2)非对称耦合支护在关键部位右帮多打2根加强锚杆,锚杆为Ø20
mm×2 000 mm左旋螺纹钢高强锚杆,底板左侧也多打1根底角锚杆,保证巷道围岩的协调变形,并且将原先对称支护的2根锚索均向左移动1个锚杆间距。
3.3结果分析
巷道水平应力模拟结果如图1所示。
从图1(a)、图1(b)可以看出,巷道围岩变形破坏表现出明显的非对称性,产生这种非对称变形破坏的原因是岩体结构的非对称性引起围岩应力分布的非对称性。从图1(c)可以看出,在非对称耦合支护形式下,随着支护与围岩达到耦合状态,顶、底板应力集中程度逐渐降低,应力集中范围有所减小,巷道围岩应力分布的非对称性明显减弱,趋于均匀化。两帮垂直应力集中区域右帮仍较左帮稍大,但围岩应力的非对称性分布趋势明显减小。在非对称耦合支护下,右帮最大应力峰值由15.0 MPa减小到10.5 MPa,减小了30%,说明在非对称耦合支护下,右帮的应力集中程度得到了控制,加强支护起到了作用。
通过计算,对不同支护条件下的巷道围岩变形进行了比较,其结果如图2所示。
从图2可以看出,在非对称耦合支护下,巷道围岩变形得到了有效控制,两帮围岩位移明显减少,围岩变形的非对称性减弱,趋于均匀化。可见,非对称耦合支护较对称支护有效实现了支护与围岩之间变形协调,显著地控制了围岩的非对称变形,保证了巷道围岩的稳定。
4现场监测
上述研究成果在10-101工作面回采巷道中进行了应用。在该巷道试验段布设了3个表面位移观测断面,每个断面设2个监测点。由现场断面的围岩变形—时间监测曲线(图3)可以看出,在耦合支护初期,巷道两帮、底板仍有变形,随着支护体与围岩逐渐达到耦合状态,巷道变形逐渐平缓,进入变形稳定期,巷道变形得到了有效控制。
5结语
(1)以倾斜大断面煤层巷道围岩破坏特征现场观测信息为基础,得出巷道变形破坏的关键部位为巷道断面与岩层倾斜方向的钝角部位和巷道的底角。
(2)通过现场观测和数值模拟可以看出,岩体结构的非对称性导致了围岩应力的非对称性分布,使得巷道围岩的变形破坏非对称性明显。
(3)采用关键部位非对称耦合支护对策可以有效实现支护体与围岩之间的协调变形,用锚索、底角锚杆等对产生差异性变形破坏的关键部位进行加强支护,使支护体与围岩之间协调变形,有效控制了围岩的非对称变形破坏,保证了倾斜大断面煤层巷道围岩的稳定。
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大断面矩形巷道 篇7
凤凰山煤矿XV1304工作面是一个综采工作面。煤层内存在断层、薄煤区及其他构造。
XV13041巷为矩形断面。巷道沿顶破底布置, 顶部采用锚杆、金属网、锚索联合支护, 帮部采用锚杆支护。
根据施工经验, 断层区域由于受到地应力的作用, 围岩松软破碎, 容易冒落, 掘进一次成巷困难;顶板岩层易风化, 风化后支护易失稳而引发冒顶。由于巷道原为下山掘进, 遇正断层后, 工作面处于断层的上盘, 需以一定倾角上山掘进, 才能重新进入煤层。
在巷道上山掘进过程中, 上盘巷道顶板及断裂面岩层受到地质作用影响已极不稳定, 必须全部挑落, 将下盘的顶板作为巷道的顶板, 但这样又必然造成巷道的高度过大、巷帮维护困难的结果。经井下现场观察研究, 决定在过断层期间采用二次成巷, 锚、网、喷支护配合加密锚索补强支护。并且加强过断层期间对支护工程质量和支护效果的监测工作, 保证施工安全。
1 断层区域掘进与支护方式
1.1 二次成巷, 及时控制顶板
采用二次成巷的方法, 即先用炮掘方法在断层上盘掘出一个小断面, 及时安设锚杆、锚索控制顶板, 再掘下部, 最后成巷。
采用此种施工方法能够最大限度地缩短顶板裸露时间, 使顶板得到及时的维护, 有利于顶板的控制;而且由于巷道上部的两帮可以在下部掘出前先行得到维护, 有利于防止片帮, 减小两帮维护难度。
1.2 缩小锚杆排距, 强化锚索补强作用
断层附近的岩层受地质作用的影响已变得很不稳定, 要获得理想的巷道支护效果就必须加大锚杆、锚索密度, 使岩层能够保持最大程度的完整性, 并在巷道围岩稳定性最差处加大锚索的锚深, 以强化锚索悬吊作用。
1.3 挂网控制巷帮变形
由于巷道过断层时高度较大, 极易出现片帮现象, 从而导致围岩松动圈不断扩大, 造成巷道支护整体失稳。因此, 必须在巷道帮部挂网, 使网与帮部锚杆形成一个支护整体, 有效控制巷帮的变形, 强化巷帮在支护体系中的支点作用。同时, 为消除帮部竹锚杆锚固力不足的缺点, 并适应机采对工作面侧锚杆可切割的要求, 现场煤柱侧和工作面侧2.3 m高度以上均采用锚固力为50 k N的金属树脂锚杆并加挂塑料菱形网, 工作面侧2.3 m以下仍采用竹锚杆并加挂塑料网。由此巷帮的支护强度大大增强。
1.4 顶帮喷射混凝土, 避免岩层风化
喷射护覆能及时封闭围岩, 阻断空气对围岩的风化作用, 防止围岩强度急剧下降。断层后方20 m及过断层期间, 上部巷道掘出并安设顶帮锚杆后及时喷射混凝土, 然后掘下部。在巷道锚杆全部安设好后, 进行全断面喷射护覆。
2 加强矿压监测
矿压监测是检验锚杆支护质量的重要手段。对XV13041巷断层区域进行矿压观测的主要方法为下面几种。
2.1 日常观测
每班对所安装的锚杆进行检查, 主要检测锚杆的间排距、锚杆外露段长度、托板安装、预紧力和联网质量等常规项目。检查率要求达到100%, 并做好纪录。此外, 工作面安装一套顶板离层指示仪, 当班必须派专人查看仪器读数的变化情况。
2.2 矿压观测
包括综合观测和日常监测。综合监测是在巷道内设置综合监测站, 进行矿压综合监测。日常监测是按每排抽检1根的比例检测锚杆的锚固力, 每天按不低于30%的比例检测锚杆预紧力, 每天一次观测顶板离层指示仪, 以掌握顶板变形情况。
采取以上措施保证了XV13041巷断层区域取得良好的支护效果, 掘进顺利地通过了断层破碎带。
3 结语
随着采煤工作面产量的逐年增加, 要求巷道断面越来越大, 支护难度也随之增大, 传统的棚式支护已经不能适应现代化综采工作面高产高效的需要。锚杆支护因具有及时承载、预紧力大、支护效果好、劳动强度低、巷道维护简单、适应性强等特点, 特别适于在大断面巷道中应用。XV13041巷在特殊条件下尝试采用锚杆支护获得成功, 为我矿进一步发展和推广应用锚杆支护技术奠定了坚实的基础, 同时也为巷道维修、处理冒顶等工程提供了可以借鉴的经验。
参考文献
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大断面矩形巷道 篇8
锚杆支护是确保巷道快速掘进的主要支护方法之一, 是控制围岩稳定的主要手段之一, 锚杆支护的大量应用, 使人们在锚杆的结构性能、锚固方式、支护设计方法等各方面积累了丰富的实践经验[1,2]。随着地质力学原位测试系统、动态信息设计法、高强度、高刚度支护系统、矿压监测及施工检测系统、性能优良的多种施工机具和快速支护工艺等逐渐形成, 其中高预应力强力一次支护技术得到煤矿的广泛认可和应用, 煤巷锚固技术也在不断发展和完善[3,4,5,6]。而数值方法的使用, 使得数值模拟计算与工程类比、理论计算等锚杆支护设计方法相比, 可以考虑影响巷道围岩变形、破坏和锚杆支护作用及各种地质因素, 并在多方案比较的基础上, 选出最优方案, 具有较高的科学性和合理性[5,7,8]。
1 工程地质条件
13230工作面位于东三采区胶带下山东侧, 东至耿村煤矿边界, 北侧为已回采结束的东区13210工作面, 南部为未开采的2-3煤实体, 工作面回风巷埋深处580 m, 主采2-3煤, 平均厚度10.2 m, 煤层倾角11°~13°, 2-3煤无伪顶, 直接顶为灰黑色、黑色泥岩, 平均厚31.5 m;泥岩之上为粉砂岩、中粒砂岩、泥岩互层。煤层直接底为灰色泥岩, 平均厚度1.5 m;基本底为灰色、黑灰色细砂岩与粉砂岩互层, 平均厚度12.5 m, 主要成分为石英、长石。13230工作面平均采深622 m, 煤层顶部存在巨厚砾岩层, 砾岩层厚约380 m, 与煤层层间距240 m, 处于冲击地压危险区域。13230回风巷附近地质构造简单, 煤层整体呈一向南东倾斜的向斜构造, 煤层构造较复杂, 煤层破碎松软。
2 支护参数数值模拟研究
2.1 模型建立
根据现场实际工程地质状况, 坐标系采用直角坐标系, XOY平面取为水平面, Z轴取铅直方向, 并且规定向上为正。取13230回风巷断面左下脚点为坐标原点, 水平向右为X轴正方向, 沿巷道方向垂直向内为Y轴正方向, 垂直向上为Z轴正方向, 重力方向沿Z轴负方向。三维模型的边界条件取为:四周采用铰支, 底部采用固支, 上部为自由边界。初始应力按照地质力学测试实测数据进行施加:最大水平主应力14.84 MPa, 最大垂直应力15.55 MPa, 最大水平主应力与最小水平主应力N43°E。数值模型如图1、图2所示。
2.2 巷道掘进阶段围岩受力变形分析
为了掌握13210工作面回采后煤岩体应力分布情况及不同支护方案下13230回风巷围岩变形状况, 设计模拟方案分别对排距分别为700, 900, 1 100mm时掘进及回采期间围岩应力变化进行分析 (图3、图4) 。其方案具体为:锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 间距950 mm, 每排14根锚杆。锚索材料为18.9 mm、17股高强度低松弛预应力钢绞线, 拱顶锚索长度6 300 mm, 两帮锚索长4 300 mm, 拱顶锚索间距均为1 900 mm, 帮锚索距离底板垂直距离为500 mm, 采用W钢护板护表。
从图3、图4来看, 13230回风巷掘进后垂直应力集中区域分布于巷道的两帮, 尤其是靠近采空区一侧的中下部位置;水平应力增高区域主要分布于巷道的拱顶位置, 尤其是靠近13230工作面一侧的拱顶处水平应力集中程度较高。锚杆排距为700mm时, 巷道围岩最大垂直应力为131.38 MPa, 最大水平应力为62.19 MPa;锚杆排距为900 mm时, 巷道围岩最大垂直应力为135.96 MPa, 最大水平应力为64.44 MPa;锚杆排距为1 100 mm时, 巷道围岩最大垂直应力为148.92 MPa, 最大水平应力为69.17MPa。图5、图6为13230工作面回采后采场围岩受力及巷道围岩变形情况。
13230工作面回采后, 煤柱及工作面前方煤岩体发生应力集中现象, 最大垂直应力为69.41 MPa。
从图5—图6来看, 回采后巷道围岩在不同支护方案下变形最为剧烈的位置为靠近13210工作面采空区一侧的侧拱处, 不同支护方案下巷道变形量差别较大。以回采工作面前方5 m处巷道变形情况进行分析, 锚杆排距为700 mm时, 回采工作面前方5 m处巷道最大变形量为719.53 mm;锚杆排距为900 mm时, 回采工作面前方5 m处巷道最大变形量为754.08 mm, 锚杆排距为1 100 mm时, 回采工作面前方5 m处巷道最大变形量为1 294.7 mm。
根据巷道围岩回采前后的受力可知, 在锚杆排距为700 mm和900 mm的情况下, 巷道变形相差不大, 巷道总体变形相对较小, 而对于排距1 100 mm巷道变形较大, 远大于锚杆排距为900 mm情况。因此选择新支护方案, 锚杆排距确定为900 mm。
3 工业性试验
3.1 支护方案
(1) 锚杆布置方式。顶锚杆杆体采用直径22mm左旋无纵筋螺纹钢筋, 钢号为BHRB335号, 长度2.4 m, 杆尾螺纹为M24。采用2支树脂锚固剂加长锚固:一支规格为MSK2335, 另一支规格为MSZ2360, 钻头直径30 mm, 钻孔直径为30 mm, 锚固长度1 200 mm;W钢护板厚度5 mm, 宽280 mm, 长度450 mm, 高度不低于25 mm;采用高强锚杆螺母M24, 配合高强托板调心球垫和尼龙垫圈, 托板采用拱形高强度托板, 高度不低于36 mm, 托板尺寸不小于150 mm×150 mm×10 mm, 承载能力不低于186 k N;网片采用双层经纬网护顶, 经纬网材料为10号铁丝, 网孔规格40 mm×40 mm, 网片规格4.0m×1.0 m, 采用16号钢丝连接, 双丝双扣梳辫法孔孔相连;锚杆排距900 mm, 间距950 mm。
(2) 锚索布置方式。锚索材料为18.9 mm、17股高强度低松弛预应力钢绞线, 长度6.3 m和4.3m, 钻头直径30 mm, 钻孔直径30 mm。采用1支MSK2335和2支MSZ2360树脂锚固剂锚固, 锚固长度1 520 mm;锚索托板采用300 mm×300 mm×14mm高强度可调心注浆托板及配套锁具, 高度不低于60 mm, 承载能力不低于400 k N;顶锚索每2排锚杆打设5根锚索, 锚索间距2.85 m和1.90 m, 排距1.80 m。帮锚索每帮每2排锚杆打设1根锚索, 锚索距离底板垂直距离为500 mm, 排距为1 800 mm。锚索初始张拉不低于260 k N, 预紧力损失后不低于200 k N。根据巷道支护效果, 可在施工过程中对上述方案进行调整。遇到顶板破碎、顶板淋水等条件时要及时补打锚索, 遇到地质条件发生变化以调整支护方案, 加强支护设计。13230回风巷锚杆锚索支护布置如图7所示。
3.2 矿压观测
(1) 锚杆受力。从矿压观测可知, 锚杆初期施加预紧力均在40~60 k N。随着掘进工作面的不断推进, 锚杆受力呈增加趋势, 当测站与掘进工作面的距离超过30 m (6~9 d) 后, 锚杆受力整体趋于稳定。巷道锚杆整体受力情况为两拱角处受力最大, 下帮拱角锚杆受力较上帮锚杆要大;顶板锚杆受力比两帮要大, 下帮锚杆受力要大于上帮锚杆。
(2) 两帮移近量。巷道两帮移近量变化较小, 目前基本保持稳定, 综测站移近量约30 mm, 除去测量误差, 巷道两帮基本没有变形;两拱角移近量达50 mm, 巷道两拱角移近量要明显大于两帮, 帮部变形主要表现形式为巷道两拱角的移近。
(3) 顶板离层。根据顶板离层仪读数可知, 巷道掘进当测站与掘进工作面的距离超过20 m左右后, 顶板下沉量达到稳定, 其中浅部离层在90~100mm, 深部离层为10~30 mm, 可看出顶板离层主要集中于浅部围岩, 深部围岩离层量不大。从表面位移结果可看出, 顶板移近量最大50 mm左右, 因此离层仪读数过大是由于两拱角移近造成的浅部岩层错动引起的, 顶板总下沉量在50 mm左右。
13230回风巷顶板离层、两帮变形和锚杆受力监测结果表明, 巷道变形在10 d左右基本达到稳定, 整体而言, 巷道支护效果良好, 满足工作面生产要求, 围岩变形在控制范围内, 巷道基本稳定, 锚杆、锚索受力在设计载荷范围内, 且受力稳定, 支护设计为动态设计, 较合理。
4 结论
(1) 通过数值模拟, 设计了巷道控制方案及支护参数, 提出以强力支护为主, 卸压为辅的理念。
(2) 基于现场工业性试验, 强力主动支护充分发挥了围岩与锚杆的共同作用, 使复杂难支护巷道变形得到了控制, 巷道围岩变形量明显减小。
(3) 彻底改变传统支护理念, 改变了主要依靠架棚的支护思想, 大幅度优化了锚杆支护间排距, 提高了巷道掘进效率, 降低了巷道综合维护成本。
摘要：为了合理地确定云顶煤业13230工作其支护形式及参数, 基于该面实际的地质条件, 采用有限元软件FLAC3D对该巷锚杆的支护参数进行研究, 针对不同的支护参数, 得出了在不同的支护参数条件下掘进、回采巷时道围岩受力情况, 从而确定了合理的锚杆支护参数:锚杆排距900 mm, 间距950mm, 锚索排距为1 800 mm;数值计算结果与现场监测信息表明, 巷道的变形及顶板离层等均在可控范围内, 巷道支护效果明显。
关键词：锚杆支护,数值模拟,矿压监测,巷道变形,支护参数
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