准备巷道锚杆支护设计

准备巷道锚杆支护设计（共9篇）

准备巷道锚杆支护设计 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.

准备巷道锚杆支护设计 篇2

关键词：煤矿巷道；锚杆支护；作用及改进

中图分类号：TD82 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2016）17-0161-02

煤矿巷道衔接着的支护路径，历经了惯用的木支护、型钢制备出来的支护、新颖架构下的锚杆支护。实践数值表征出：锚杆支护这样的办法，能限缩支护成本，带有凸显的成效。比对惯用的棚室支架，锚杆建构起来的支护，缩减了原有的劳动量，限缩了原有的建构成本。工作面衔接着的端头支护、超前支护这样的工艺，也经由如上的路径，得以简化。这就为原有的产量升高创设了可用的条件。锚杆支护特有的技术，被广泛接纳和延展。

1 成套架构下的支护作用

煤巷衔接着的锚杆支护，关联着成套架构下的新技术，是一个带有完备特性的技术体系。如上的技术体系，可以分出巷道现存的围岩测定、预设的锚杆支护、选取出来的支护原料、支护质量的查验、矿压的查验和评析、特有情形下的支护建构。锚杆支护现有的作用，可以分出悬吊支护这样的作用、加固现有的拱形、组合梁特有的支护作用。

在这之中，支护凸显出来的悬吊作用，表征在偏薄的直接顶之上，或者很稳固的老顶之上。锚杆把下侧方位内的岩层，悬吊在特有的稳固岩层之上，锚杆荷载了偏软的岩体重量。此外，为了能建构起可用的组合梁，锚杆要被安设在受接状态。这样一来，锚杆涵盖着的拉力，就会产出特有的法向力；层级衔接着的摩擦力，就会荷载水平方位内的剪应力。

1.1 地质力学查验的关联技术

围岩搭配的力学测验，可以分出特有的地应力查验、围岩现有的强度查验、巷道构架的查验。在查验地应力时，主要接纳了应力解除这样的办法、水压致裂的特有办法。在这之中，应力解除这样的办法，可以查验现有的原岩应力、次生态势下的岩层应力。水压致裂这样的办法，可以经由地表钻孔这一路径，衡量出现有的煤层应力。孔径偏小的水压致裂，获取到了精准的查验数值。

在查验煤层现有的强度数值时，可以挖掘出钻孔，经由井下方位内的强度测量，辨识出原初情形下的岩体强度。经由井下打孔这样的路径，可以辨识出岩体特有的抗压属性。

1.2 细分出来的支护流程

建构支护路径时，要顾及到锚杆衔接着的锚索，考量这一体系内的配件协同，以便凸显出整体态势下的支护成效。锚杆设定好的托板、衔接着的螺母，应能与现有的杆体搭配；锚固剂涵盖着的力学属性，也要与现有的杆体契合；组合态势下的各类配件，以及关联着的金属网，要能与现有的杆体契合。锚索及衔接着的托板、安设好的金属网，都应与现有的锚杆近似。若顶板现有的稳固性差，则要添加合规的钢筋，以便增添这个层级的稳定性。

预应力偏高的那些杆体，要搭配着带有配套特性的拱形托板、强度偏高的螺母、限缩摩擦必备的垫片。组合态势下的多样配件，要配有最佳情形下的刚度比值，安设W这一形状的特有钢带。金属网的安设，要依循既有的强度规则。对于偏高应力态势下的强力锚索，应衔接着大托板，以便有序延展现有的工作阻力。若不这样，则某一配件的碎裂，会干扰到现有的总支护，也可能限缩总的体系成效。锚杆及关联的锚索，应搭配着最佳情形下的力学参数；它们应能建构起协同路径下的配合机制。

2 可用的改进路径

2.1 支护必备的新颖材料

支护必备的原料，经由偏低强度，更替到偏高的强度。惯用的圆钢粘结情形下的锚杆，曾被广泛接纳。现有的很多区域，还在沿用如上的支护原料。然而，这样的原料，很难与偏复杂的场地契合，因此，开发了带有偏高强度的、螺纹钢制备出来的支护原料。这样的配件，优化了原初的锚杆形状，增添了原初的锚固成效。开发了带有专用特性的钢材原料，提升了原料应有的强度层级。预应力架构下的锚索支护，也带有专用特性，增添了吨位。锚索总体架构下的直径能升至23 mm；最大范畴内的拉断荷载，能升至590 kN。锚杆的材质，可以分出惯用的钢材、新型架构下的玻璃钢。有的锚杆，是用专用情形下的螺纹钢，予以制备的。锚固剂也可分出多样的类别，主要涵盖了水泥制备的锚固剂、树脂制备的锚固剂等。

2.2 质量查验及矿压查验

锚杆建造的查验中，带有成套特性的查验设施，涵盖了特有规格的拉拔计、预紧力特有的查验仪器、声波态势下的查验仪器。在查验巷道现有的矿压时，可以用到的特有仪器，涵盖了表层方位内的位移查验仪器、顶板架构下的离层查验、深层级内的位移查验。

此外，查驗必备的仪器，还涵盖了特有型号的锚杆、锚索衔接着的受力仪器。巷道矿压查验必备的、综合态势下的在线监测，也带有延展的态势。在矿井以下查验到的数值，可以运送到现有的井上，以便建构起实时框架下的矿压查验，有序去辨识数值。

2.3 注浆及关联着的锚固改造

在碎裂的岩体以内，挖掘出特有的巷道，若单独接纳锚杆支护，很难发挥出特有的锚杆性能。除此以外，对碎裂的那些巷道，经由翻修，若单独接纳如上的锚杆支护，也没能获取到期待中的支护成效。若能整合起锚固路径及关联的注浆路径，则可化解掉破碎围岩现有的支护疑难。

依循煤巷的总特性，可以摸索出不同架构下的注浆锚杆。对那些很易碎裂的、带有脆弱特性的岩层，还可接纳钻锚注态势下的加固路径。这样一来，就化解掉了碎裂层级特有的加固疑难。

2.4 偏软的支护架构

很多区段以内，存留着偏软的那种软岩矿井。在这样的矿井以内，煤层和衔接着的顶底板，很易碎裂，带有偏差的胶结特性。这些层级内的岩体，凸显出了松散的总状态，带有风化及瓦解的总倾向。若遇到偏多的水体，则快速去膨胀，增添了这一区段中的支护难度。为化解掉如上的疑难，在这样的煤巷架构内，设定出了特有规格的支护。

例如：某一煤层带有5 210 m的平均厚度，煤层现有的抗压强度数值，没能升至合规的程度。顶板衔接着的砂质泥岩，也带有膨胀的特性。单轴现有的抗压强度，没能超出2 290 MPa。掘进路径下的断面，凸显出了半圆这样的拱形，涵盖了370 m这样的埋深。

对这样的煤巷，接纳了树脂架构下的锚固支护，选取出特有长度情形下的锚杆。选取了特有规格的护板、特有规格的钢筋网、菱形框架内的金属网，以便建构可用的支护。经由如上的修护，在回采时段内，总体态势下的沉降被限缩，围岩也没能扭曲。为了化解掉沿空留巷特有的支护疑难，还要建构起高预应力态势下的工作面，妥善去确认这一巷道应有的埋设深度。

3 结 语

煤矿特有的锚杆支护，从原初的偏低强度，延展到偏高情形下的预应力，搭建出了强力支护这样的新框架。锚杆支护衔接着的配套技术，可以分出围岩地质配有的测试、动态架构内的支护设定、强度偏大的支护设定、速率很快的机械搭配。矿压查验及关联着的注浆，要与如上的支护相契合。只有这样，才能妥善去管控采空区，有序管控岩体形状的更替，获取到期待中的支护成效。

参考文献：

[1] 康红普，王金华，林健.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析[J].岩石力学与 工程学报，2010，（4）.

[2] 戴俊，郭相参.煤矿巷道锚杆支护的参数优化[J].岩土力学，2009，（8）.

准备巷道锚杆支护设计 篇3

关键词：巷道,锚杆支护,支护参数

0 引言

目前, 锚杆支护技术已是巷道支护的主要支护方式, 其主要原因是锚杆支护技术的推广及其优越性, 与锚索、网、喷浆等配合使用, 能形成多种不同的支护形式。

锚杆支护是通过围岩内部的锚杆改变围岩本身的力学状态, 在巷道周围形成一个整体而又稳定的岩石带, 利用锚杆与围岩共同作用, 达到维护巷道稳定的目的, 是一种积极防御的支护方法[2]。

根据锚杆与围岩的相互作用, 锚杆支护的作用原理主要有:a) 加固拱作用;b) 悬吊作用;c) 组合梁作用;d) 围岩补强作用;e) 减小跨度的作用。

支护设计方法主要有:a) 工程类比法;b) 理论计算法;c) 实测法;d) 数值模拟法[2,3]。

锚杆支护设计参数选定的合理性, 直接制约着锚杆的支护效果, 影响着巷道的施工质量及进度。现通过巷道现场条件结合锚杆支护理论, 对诚南煤业巷道支护设计进行优化。

1 巷道顶底板及煤层赋存状况

晋圣诚南煤业为兼并重组整合矿井, 井田面积为30 km2, 井田内可采煤层为太原组的15#煤层, 位于太原组一段顶部, K2灰岩之下, 煤层厚度1.40 m~3.40 m, 平均厚度2.45 m;井田内15#煤层赋存区层位稳定, 结构简单, 为赋存区稳定的可采煤层;其直接顶板多为K2灰岩, 平均厚度10.25 m, 厚度较大, 局部为泥岩或砂质泥岩, 底板多为灰黑色泥岩;K2灰岩下部有0 m~4.00 m的黑灰色泥岩伪顶, 随煤层开采而崩落, 底板多为灰黑色泥岩。顶板K2灰岩强度根据已有晋城地区15#煤层灰岩顶板强度测试结果表明其强度均在100 MPa以上;底板泥岩自然抗压强度为3.4 MPa~9.1 MPa, 平均为6.9 MPa, 抗拉强度为0.21 MPa~0.41 MPa, 平均为0.31 MPa。

井田构造线方向与区域构造线方向基本一致, 受区域构造影响, 褶曲为井田内主要控制性构造, 地层倾角2°~5°, 未发现断层、陷落柱构造, 未见岩浆岩侵入;煤层属于瓦斯煤层, 自燃倾向性等级为Ⅲ级, 煤尘无爆炸危险性, 对矿井开拓开采影响不大。

2 巷道原始支护设计

2.1 支护设计形式

根据锚杆支护原理和方法, 原始设计盘区轨道大巷为矩形断面, 巷宽4 200 mm, 巷高3 000 mm, 掘进断面积为12.6 m2;采用锚杆-锚索-金属网联合支护方式, 支护完毕后喷浆。

支护设计参数如下:

2.1.1 顶板支护

锚杆规格:采用BHRB400钢材, 杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋, 长度2 000 mm, 杆尾螺纹为M22;

锚杆配件:采用高强锚杆螺母M22, 配合拱形高强度托板、调心球垫和尼龙垫圈, 托板规格为150 mm×150 mm×10 mm;

锚固方式:采用两支树脂锚固剂锚固, 一支规格为MSK2335, 另一支规格为MSZ2360;

网片规格:采用钢筋网护顶, 网孔规格100 mm×100 mm, 网片规格2 300 mm×1 600 mm, 网片勾接长度为100 mm, 采用双股16#铁丝孔孔相连捆扎一道, 扭结不少于3圈;

锚杆布置:每排布置5根, 间排距800 mm×800mm;锚固力120 k N, 预紧力矩120 N·m;

锚索规格:锚索直径为Φ17.8 mm, 长度5 000 mm;

锚索托板:采用300 mm×300 mm×16 mm高强度可调心托板及配套锁具;

锚固方式:采用一支MSK2335和两支MSZ2360树脂锚固剂锚固;

锚索布置:呈矩形布置, 间排距为1 600 mm, 预紧力150 k N。

2.1.2 巷帮支护

锚杆规格:采用BHRB400钢材, 杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋, 长度2 000 mm, 杆尾螺纹为M22;

锚杆配件:采用高强锚杆螺母M22, 配合拱形高强度托板、调心球垫和尼龙垫圈, 托板规格为150 mm×150 mm×10 mm;

锚固方式:采用两支树脂锚固剂锚固, 一支规格为MSK2335, 另一支规格为MSZ2360;

网片规格:采用钢筋网护顶, 网孔规格100 mm×100 mm, 网片规格2 300 mm×1 600 mm, 网片勾接长度为100 mm, 采用双股16#铁丝孔孔相连捆扎一道, 扭结不少于3圈;

锚杆布置:每排每帮布置4根, 间排距800 mm×800 mm;锚固力100 k N, 预紧力矩100 N·m。

2.2 设计存在问题分析

经过已掘760 m巷道现场观察, 巷道支护效果不理想, 支护设计存在不合理问题, 主要存在以下问题:a) 按照现场顶底板条件, 巷道在成型上难以把握, 随着巷道的施工高顶现象频繁出现, 冒顶平均高度达1 m左右;b) 巷道锚杆锚索支护密度大 (锚杆锚索间排距) , 在施工过程中, 增加工人的劳动强度, 延长了施工工期, 降低了工效, 还增加了支护材料成本;c) 巷道锚杆锚索预紧力小, 预紧力扩散效果差, 支护刚度低, 不能充分发挥锚杆的主动支护作用, 不能有效控制围岩离层, 给工作面巷道维护和施工安全带来了安全隐患。

为此, 必须对巷道支护形式和参数进行优化调整, 保证巷道施工支护成本低、质量优、进度快、围岩稳定安全无隐患。

3 巷道支护设计优化

通过对现场掘进巷道围岩强度、围岩结构、地应力等内容的调查和锚固性能的测试, 结合本煤层具体条件, 对巷道支护设计参数做出调整, 确定出比较合理的设计[1]。主要调整参数如下:

a) 锚杆锚索间排距:提高单根锚杆与锚索的强度, 在保证支护强度不低于原有支护强度和巷道安全的前提下, 减小锚杆锚索密度, 降低单位面积上锚杆锚索数量, 从支护设计上提高成巷速度;b) 锚杆锚固力预紧力矩、锚索预紧力:大幅度提高锚杆锚索的预紧力, 提高锚杆控制围岩的早期扩容与离层的能力, 最大限度地保持锚固煤岩体的完整性和承载能力, 避免围岩产生较大的变形, 使其强度过早、过快地降低;c) 锚杆、锚索布置与参数选取应充分考虑矿山的实际情况, 尽量减少锚杆支护密度, 提高掘进速度。

综合以上分析, 结合城南矿井地质情况, 提出以下支护设计调整方案。

a) 当直接顶为灰岩或厚度小于1.5 m其它软岩时, 锚杆布置:每排3根锚杆, 锚杆排距1 500 mm, 间距1 500 mm, 锚杆原则上均垂直巷道顶板布置, 考虑施工方便, 靠近巷帮的两根顶锚杆与垂直方向的夹角不得大于10°;锚杆预紧力矩不小于300 N·m, 锚固力不小于130 k N。

锚索布置:锚索采用直径为Φ17.8 mm, 长度5 300 mm的低松弛钢绞线, 每3排锚杆在巷道正中间打设1根锚索, 排距4 500 mm, 全都垂直顶板打设;锚索预紧力不小于200 k N。

巷帮支护:

锚杆布置:每排每帮3根锚杆, 锚杆排距1 200mm, 间距1 100 mm, 锚杆均垂直巷帮布置;锚杆预紧力矩不小于300 N·m, 锚固力不小于130 k N;

b) 当直接顶为其它软岩且厚度大于1.5 m时, 支护设计调整参数如下;

顶板支护:

锚杆布置:每排4根锚杆, 锚杆排距1 200 mm, 间距1 200 mm, 锚杆原则上均垂直巷道顶板布置, 考虑施工方便, 靠近巷帮的两根顶锚杆与垂直方向的夹角不得大于10°;锚杆预紧力矩不小于300 N·m, 锚固力不小于130 k N。

锚索布置:采用直径为Φ17.8 mm, 长度5 300mm的低松弛钢绞线, 每2排锚杆在巷道正中间打设1根锚索, 排距2 400 mm, 全都垂直顶板打设;锚索预紧力不小于200 k N。

巷帮支护:

锚杆布置:每排每帮3根锚杆, 锚杆排距1 200mm, 间距1 100 mm, 锚杆均垂直巷帮布置;锚杆预紧力矩不小于300 N·m, 锚固力不小于130 k N。

4 支护效果评价

4.1 巷道支护方面

通过井下锚杆受力实测, 巷道顶部锚杆的轴向拉力最大能达到189 k N, 受力最大部分位于加固锚固端, 顶部测力锚杆应力调整频繁, 调整幅度较小, 说明加大预紧力后, 锚杆起到了主动支护的作用, 能有效控制围岩的变形。

在改变支护设计放大排距后, 锚杆能够有效控制顶板下沉, 掘进期间顶板下沉量不超过40 mm;煤帮位移较小, 两帮移近量不超过30 mm, 能够较好地保持顶板和两帮的稳定。

以上证明, 增大锚杆预紧力、放大锚杆间排距是安全可靠的, 其优化设计方案是科学合理的。

4.2 经济效益方面

通过与原始设计的对比, 原始支护方式材料消耗为440元/m, 优化后为350元/m, 每米巷道可直接节约支护成本90元, 节约成本20%;采用原始支护设计后, 平均每月掘进进尺380 m, 放大间排距后, 平均每月进尺掘进470 m, 掘进速度比原来提高20%。

以上证明, 加大锚杆间排距后, 不仅能够有效控制工人的劳动强度, 也能够有效降低支护成本, 加快掘进进度, 提高工效。

5 结语

经过支护设计优化, 提高巷道掘进速度, 有效缓解矿井采掘衔接问题;间排距的增大, 使支护材料明显减少, 降低矿井经济成本, 为增收节支创造了条件;加大预紧力, 提高支护刚度, 有效控制巷道围岩变形, 提升巷道支护的可靠性, 降低锚杆支护顶板事故发生的可能性。

参考文献

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

[2]陈彦光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.

准备巷道锚杆支护设计 篇4

关键词：锚杆 煤矿巷道 支护

中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：1672-3791（2014）09（a）-0047-01

我国煤矿巷道以矩形类的断面居多，存在直角与夹角，巷道的应力分布不均匀，受力差，此外，为了提高煤炭资源的回收利用，巷道通常采用小煤柱或无煤柱形式。而煤矿的生产条件主要表现为煤岩体强度低，动压强烈，层理节理发育，导致岩层极易离层垮落，对于深部煤矿巷道，地应力高，冲击地压明显。因此，煤矿巷道及开采条件决定了煤矿巷道结构及其支护措施的复杂性，尤其对于深部煤矿巷道，复杂困难的巷道情况对支护技术的要求更为严苛。

1 高强锚杆支护系统分析

1.1 锚杆支护理论

从锚杆对煤岩体支护作用出发，学者提出多种锚杆支护理论，传统的锚杆支护理论有悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论等。悬吊理论是最早开始研究的锚杆支护理论，它的的特点是简单易懂并且使用方便，在松散及破碎的岩层条件下应用及为广泛，其缺点是对锚杆的抗拉作用考虑过多，对锚杆抗剪能力考虑过少，从而导致松散破碎岩层整体强度没有得到有效的提高；组合梁理论是从层状岩层的实际中发展出来的，该理论充分研究了锚杆与层岩的离层与滑动作用，指出锚杆产生的轴向力能对岩层的离层产生牵拉作用，增大了各岩层离层之间的摩擦力，从而与锚杆的抗剪力一起对岩层的滑动起到了有效的阻止；加固拱理论认为无论是在何种煤矿巷道下，安装锚杆可以形成一个稳定的承载结构，其要求是只要锚杆之间的距离足够小，一个均匀的压缩带就能在岩体中产生，其作用是即使上部的岩层被破坏，锚杆也仍能承受来自上部破碎岩层的荷载。该理弥补了悬吊理论没有考虑至支护整体强度提高的缺陷，相反加固拱理论对锚杆的整体支护作用进行了充分细致的考虑和研究，因此，在目前的软岩煤矿巷道中得到了广泛的应用并取得了良好的成效。

1.2 锚杆支护的适用性分析

锚杆作为深入地层的受拉构件，它一端与工程构筑物连接，另一端深入地层中，整根锚杆分为自由段和锚固段，自由段是指将锚杆头处的拉力传至锚固体的区域，其功能是对锚杆施加预应力；锚固段是指水泥浆体及预应力筋与土层粘结的区域，其功能是将锚固体与土层的粘结摩擦作用增大，增加锚固体的承压作用，将自由段的拉力传至土体深处。而在千米深井的巷道、软岩巷道、动压强烈巷道或矩形大断面巷道等条件复杂的深部巷道中多采用高预应力、强力锚杆。在这些情况下使用高强锚杆能对围岩的强烈变形起到有效的控制作用，其支护效果也往往十分显著。本文以下主要就高强锚杆在深部煤矿巷道中的支护应用展开分析。

2 高强锚杆在深井巷道中的支护应用

应用高强锚杆对深井巷道进行支护，其应用的关键是锚杆支护成套的技术支持。这个庞大的系统中包含对巷道围岩地质的勘测、锚杆的支护设计、支护材料的选用、施工程序、支护工程的质量检查以及矿压的监测等等。以下主要就锚杆的支护设计、支护施工程序及工程质量检查等方面进行重点探讨。

2.1 锚杆的支护设计

在千米的深部煤矿巷道里，为了解决高地应力巷道的支护难题，一般采用锚杆与锚索支护相结合的方法。而在千米以下的深部巷道中，使用二次支护技术已经不能有效地控制巷道围岩的强烈变形时，则应该考虑采用高预应力、强力锚杆来进行支护。

在利用锚杆与锚索联合支护时，在所加固的岩体周围会形成预应力，只要设计好锚杆和锚索的间距，每一个锚杆所产生的预应力会相互叠加，最终在群锚的作用下产生巨大的预应力。对于锚杆和锚索的支护方式设计要充分考虑巷道岩石的完整程度、岩石的硬度及其节理情况。此外，对地应力及锚杆的使用年限及受动压的影响情况等也要加以综合考虑。在深井煤矿的巷道支护设计中，由于矿顶层的易碎性，在其支护设计中最常用的是锚杆与锚索配合金属网的联合支护方式，锚杆与锚索的韧性相对小，抗弯强度不高，容易贴合顶层，但其所能承受的负荷也相对较小，因此，若深部巷道的顶层平整则常考虑用锚杆及锚索对直接顶进行加固处理，因为锚杆与钢梁所能承受的负载更大，对于伪顶通常采用锚杆进行加固，而锚杆通过使用拉杆而产生的挤压力能减小或消除下位岩层中的拉应力，最后形成一种类似桁架的承载结构，使顶板岩层受压，拉杆受拉应力。当顶板具有较好的完整性和较大的分层厚度时，通常采用锚杆与锚索相结合的支护设计，锚索要求长度较长，能在围岩上部形成一个防止围岩松动及变形的加固拱，确保巷道的稳定。在实际应用中，经过数值模拟分析，深井巷道支护形式为高预应力、加长锚固强力锚杆，并喷射混凝土。

2.2 高强锚杆支护的施工流程及其质量检查

高强锚杆的施工流程可用以下简图示意。

材质检验—机具率定—钻孔—清孔—团结灌浆（根据坍孔条件而定）—扫孔—清孔—锚桿组装—运输—穿束—内锚固段灌浆—外锚头砼制作—张拉—锁定—观测（抽样检查孔）—封孔灌浆—封固外锚头。

高强锚杆要求高强精轧螺纹钢筋有产品性能指标，并在每批钢筋中随机抽查，截下钢筋的端头做材质检验，以判断其性能是否达标；其次若材料中出现强度、延伸率、弹性模量等任何一项达不到施工技术要求或是出现锈蚀、碰伤等问题时，均不能在施工中使用；施工中要注意高强精轧螺纹钢筋的截断应用砂轮切割机，严禁使用电气切割等方式，此外，要检查预应力高强锚杆所用的连接器，锚具、锚垫板均需检验是否达到设计要求，内锚头固定段水泥砂浆及外锚头自由段水泥砂浆的标号均要求达到施工标准。在锚杆施工质量检测方面，采用锚杆拉拔计、锚杆预紧力检测器及声波锚杆锚固质量检测器进行锚杆施工质量检测。

3 结语

在深部煤矿巷道中，使用高强锚杆对巷道进行支护，其作用主要是为了防止锚固区围岩发生滑动或产生裂隙而张开，让煤岩体处于一种完整和连续的状态，增强其受力能力；在支护巷道的过程中，对支护起决定性作用地是锚杆预应力及预应力的扩散程度。对于在深井巷道中，把握好高强锚杆的支护施工的工艺流程，做好质量把关工作，则高强锚杆的应用能为深部煤矿巷道的提供良好的支护。

参考文献

[1] 康红普，王金华，林健，等.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析[J].岩石力学与工程学报，2010，29（4）.

[2] 王正军.锚杆（锚索）在煤矿巷道支护中的应用[J].城市建设理论研究：电子版，2014，（6）.

基于锚杆支护的回采巷道支护管理 篇5

1回采巷道变形破坏现象

平煤集团朝川矿设计生产能力为120万t/a, 共有3对生产矿井, 一井、二井、三井设计生产能力分别为45万, 60万, 15万t/a。近2 a, 一井、二井进入深部开采以来, 回采巷道支护效果较差, 主要表现为巷道掘进后几个月时间内, 巷道内所架设的11#矿工钢梯形支架出现棚腿受压变形挤出, 棚梁被压弯、压翻, 梁爪挤掉、巷道底鼓和巷道断面缩小等现象。为了保证回采工作面的正常生产, 经常被迫对巷道进行扩帮、卧底反复维修, 消耗大量人力、物力和时间, 造成矿井的采掘接替紧张, 严重影响了矿井的经济效益。如朝川矿二井在2007年准备的戊8-11300采煤工作面, 两巷距上下采面区段煤柱均为10 m, 掘进施工时两巷均架设梁2.8 m、腿2.6 m的11#矿工钢梯形支架, 棚距0.6 m。在掘进过程中, 距掘进工作面100 m以外的巷道严重变形, 巷道断面由7.3 m2收缩到2～3 m2, 掘进工作被迫中止。又如一井2006年开始掘进的己16-17-21100工作面, 回采巷道均采用梁2.8 m、腿2.6 m的11#矿工钢梯形支架, 棚距0.5 m, 设计区段煤柱时考虑己16-17-21080工作面采空区有积水, 回风巷净煤柱为10 m, 两巷施工时, 回风巷压力特别大, 巷道内棚腿普遍受压变形挤出, 两帮移近量为150～200 mm, 棚梁压弯压翻, 梁爪压掉, 底鼓量400～500 mm, 巷道贯通采面形成通风系统后, 回风巷又维修近2个月才达到移交标准。因此, 从朝川矿回采巷道的支护情况看, 回采巷道的支护已成为亟待解决的问题。

2回采巷道变形破坏机理

(1) 回采巷道围岩变形规律的理论研究。

井下巷道开掘后, 如果围岩应力小于围岩的屈服极限, 围岩仍处于弹性状态, 在此状态下, 巷道无需支护就处于稳定状态。若围岩应力超过围岩的屈服极限, 巷道围岩就呈塑性状态, 处于塑性状态的围岩形成塑性区。巷道围岩的位移, 就是破裂带的塑性变形造成的, 巷道的塑性区范围越大巷道变形破坏越严重。朝川矿一井的回采巷道布置在己16-17煤层中, 煤层顶板不稳定, 地质条件差, 断层多, 围岩容易达到塑性状态, 是巷道变形破坏严重的根本所在。

(2) 重叠压力作用机理及对回采巷道变形破坏的影响。

根据矿压理论, 在一侧采空的煤体内布置的回采巷道, 在工作面向前推进中, 将受到相邻已采工作面采空区内残余支承压力和本工作面回采引起的超前支承压力的双重作用 (图1) , 残余支承压力不随工作面的推进而转移。这2种支承力共同作用的结果是, 在煤层向采空区凸出的拐角处, 造成高于原岩应力4～6倍的叠合支承压力。正是这种重叠支承压力导致回采工作面向外50 m内巷道压力大, 易破坏变形。

(3) 巷道支护对回采巷道变形的影响。

煤矿回采巷道一般采用U型钢拱型可缩性支架、工字钢梯形支架以及锚网支护。在支护性能方面, 工字钢梯形支架不如U型钢支架, 但是比较方便。锚杆金属网支护一般用于顶板完好、岩性坚硬的上分层或一分层的回采巷道。因此, 针对朝川矿不同顶板性质的回采巷道, 建议采用不同的支护形式。

3回采巷道压力大的预防措施

(1) 选择合理的回采巷道支护形式。

朝川矿二井正在回采的戊1和戊4采区, 回采巷道两帮移近量在350～400 mm, 局部达500 mm。根据以上情况, 应选择锚杆支护作为回采巷道的主要支护形式, 移近量较大地段应同时架设梯形工字钢加强支护。

锚杆支护是提高围岩自身承载能力的理想支护形式。锚杆沿巷道周边按一定的间、排距打入煤或岩体后, 可在巷道周边形成连续的均匀压缩带即压缩拱, 该拱的加固强度取决于锚杆的长度与间距之比及锚杆预拉应力。在回采巷道支护中, 锚杆支护可用于加固巷道的顶板和两帮。加固顶板时, 可与钢筋梁或钢带梁联用即锚梁支护;加固两帮时, 为防止两帮松动的煤片帮, 锚杆与金属网联用即锚网支护。当巷道采用锚网梁支护后, 若局部移近量较大, 为抑制底鼓问题, 可采用底板打锚杆、开卸压槽予以解决。2007年底, 朝川矿二井在主井维修时采用锚网支护, 支护效果较好。

施工回采巷道, 若有条件使用锚杆支护 (锚固力要达到要求) , 应采用锚杆支护。支护后若巷道变形量较大, 威胁安全生产时可采用架棚支护作为二次支护。采用锚杆支护, 若锚杆锚固力达不到要求, 可采用25П型钢半圆拱可缩性支架支护。

(2) 合理布置回采巷道。

要使回采巷道压力小, 易于维护, 应将回采巷道布置在压力降低区内, 即采用沿空掘巷。为了施工需要, 也可采用留小煤柱 (1～3 m煤柱) 的沿空掘巷。这样可隔离采空区, 防止掘进时采空区向巷道内窜矸和采空区积水流入巷道。

4结语

煤矿巷道锚杆支护应用实例 篇6

关键词：煤矿工程,巷道,锚杆支护

0前言

煤矿巷道支护技术在煤矿产业当中有着很长一段时间的发展历史, 在煤矿开采技术的不断发展与革新下, 煤矿巷道支护技术也得到了长足的进步, 其中以锚杆支护技术最具典型性。锚杆支护技术的有效应用, 开创了煤矿巷道支护技术又一个发展的新篇章。其不仅在施工方面更具便捷性, 还在支护效果上有了很大的突破, 这对煤矿巷道支护的质量及煤矿巷道支护技术的发展无疑是带来了巨大进步。

1 煤矿巷道支护的理论发展

1.1 煤矿巷道的布置发展

在煤矿开采技术的发展下, 巷道布置实现了重大发展。其中, 在煤矿巷道的层位选择上, 为了缩短矿井建设周期, 提升掘进速度, 巷道从岩巷转向了煤巷。放顶煤开采技术的广泛应用, 使回采巷道从岩石顶板煤巷向煤层顶板巷道发展。另外, 在巷道断面的形状和大小控制上, 为了提高掘进速度和断面的利用效率, 矩形断面已经取代了拱形断面, 与此同时为了满足大型设备的作业需求, 矿井的断面也开始逐步扩大。在回采巷道数量方面, 为了满足高瓦斯矿井的通风要求, 单巷布置已经开始实现向多巷布置发展。而巷道赋存方面, 也从浅埋地区向深埋地区发展, 简单地质条件向复杂地质条件发展。从煤矿巷道的发展情况可以看出, 煤矿巷道的支护难度越来越大[1]。

1.2 煤矿巷道支护的发展

在煤矿开采和巷道的发展背景下, 煤矿巷道支护迎来了新的发展前景。煤矿巷道支护技术在经历了木支护、砌碹支护、型钢支护的发展过程中, 进入了锚杆支护时代。锚杆支护在我国的使用已经有半个世纪以上的历史, 其经历了低强度支护阶段, 高强度支护阶段, 高强度高预应力支护阶段和强力支护阶段。同样锚杆的材质也经历了一个漫长的发展使其, 机械锚固锚杆、钢丝绳砂浆锚杆、端部锚固树脂锚杆、快硬水泥锚杆以及管缝式锚杆都在我国锚杆支护历史上发挥了重要的作用。随着煤矿开采及巷道的不断发展, 上述锚杆都已经无法满足煤矿巷道的支护要求, 在这种背景下, 锚杆支护又迎来了一个新的发展阶段, 多锚杆支护、二次支护技术成为了煤矿发展背景下的煤矿巷道支护的主体内容[2]。

2 煤矿巷道锚杆支护技术

2.1 巷道围岩地质力学测试技术

(1) 地应力测量

为了保证巷道支护的有效性, 在进行支护之前必须要进行地应力的测量工作。目前我国主要利用应力解除法来对矿井下的原岩应力和次生应力进行测量, 除此之外还需要利用小孔径水压致裂地应力测量仪器来进行测量。该仪器是由我国煤炭科学研究总院开采设计研究分院所研发出来的, 目前其已经投入到了我国20多个矿区的300多个测站进行工作[3]。

(2) 煤岩体强度

煤岩体强度的测试, 主要是利用钻孔触探法来完成的, 该方法的有效使用能够实现对井下煤岩体强度位置的测定, 并通过钻孔来准确地测量出地下煤岩体的抗压强度。

(3) 结构测量

煤岩体的结构测量方面则是利用电子钻孔窥探仪来完成的。该仪器能够快速、清晰的将煤岩体中的节理、层理以及裂隙等结构信息反馈出来, 从而实现对煤岩体结构的数据测量, 为巷道的布置与支护设计提供全面而有效的资料。

2.2 锚杆支护设计方法

随着煤矿开采难度的逐渐加大, 煤矿的锚杆支护难度也在提升, 在这种背景下必须要保证锚杆支护设计的科学性, 因此在锚杆支护设计阶段必须要做好各方面工作。例如支护各部件的选择科学性, 各部件之间搭配的合理性, 锚杆与锚索支护构件之间的匹配性等内容, 都是锚杆支护设计过程中所要注意的重要问题。另外, 由于各矿区的实际地质情况都不尽相同, 因此在锚杆支护设计过程中, 设计人员必须要做好各方环境及其因素的调研与考察工作, 在充分掌握各方因素及条件的基础上, 来进行锚杆支护的有效设计, 使其能够在完成支护任务的基础上, 为矿区岩体的整体结构性能提供及安全施工提供保证[4]。

2.3 锚杆支护材料

通过上文的分析能够看到, 锚杆支护材料经历了从低强度到高强度到高预应力再到强力支护的发展过程。在煤矿巷道的基本支护设计当中Q235圆钢粘结式锚杆是支护锚杆的主要形式。目前, 一些地质条件简单的矿区仍在使用该材质的锚杆支护形式。为了满足高难度煤矿巷道的支护要求, 提升锚固效果, 新型的锚杆在形状和结构上都进行了优化, 并开发出了锚杆专用钢材, 从而满足高强度及超高强度煤矿巷道的支护需求。

2.4 锚杆支护施工质量控制与矿压监测

锚杆支护施工质量控制与矿压监测是煤矿巷道支护当中的重要工作内容, 其对于煤矿巷道的支护及开采质量有着重要性影响。

为了保证锚杆支护工程的施工质量, 我国在施工质量监测方面已经取得了有效的进展。锚杆拉拔计、锚杆预紧力监测器具及声波锚杆锚固质量监测仪器等设备的研发, 为我国锚杆支护工程质量提供了有效的保障, 并很大程度上推动了我国锚杆支护工程施工水平的发展[5]。

为了保证煤矿巷道内的矿压处于一个安全、稳定的状态, 使作业人员的安全能够得到保障, 我国在巷道矿压监测方面也进行了技术研发, 并已经取得了十分可观的进步。目前我国的矿压监测设备已经能够完成对煤矿巷道的表面位移、顶板离层及深部位移情况的监测, 除此之外, 锚杆支护工程当中锚杆与锚索的受力程度, 也能够得到有效的监测, 这对于我国煤矿巷道支护水平的提升做出了重大贡献。近年来, 为了实现对巷道矿压的实时监控与把握, 我国已经开展了矿压实时在线综合监测系统的研发, 目前该监测系统的研发已经取得了实质性进展, 在不久的将来其必然能够为我国煤矿巷道矿压的监测工作做出重大贡献。

2.5 锚固与注浆联合加固技术

我国土地广袤, 地质复杂。在进行煤矿开采过程中, 很容易遇到松散破碎的煤岩体, 在这种煤岩体当中开掘巷道, 难度非常大, 同样如果单纯依靠锚杆来进行支护, 根本达不到安全施工的基本要求。在这种情况下, 锚固与注浆联合加固技术得以研发。该技术的研发能够通过注浆来将破碎的煤岩体进行结合, 使它们成为一个整体, 在此基础上再进行锚固支护, 其效果自然而然就能够得到提升。

3 软岩巷道支护实例分析

3.1 工程简介

平庄矿区红庙煤矿是我国最具代表性的软岩矿井之一。该地区的煤层及顶板岩层交接程度差, 煤岩体强度较低, 且具有易风化、易崩解破碎, 遇水膨胀等特性。在这种情况下煤矿的巷道支护十分困难。为了保证煤矿的安全作业, 巷道在服务期内不得不多次进行翻修, 不仅造成了极大的成本浪费, 还影响了煤矿开采进度, 更为作业工作带来了安全隐患[6]。

3.2 生产条件

开采煤层:红庙煤矿五区5—2s煤层。

煤层客观条件:5—2s煤层与其上方的5—1s煤层之间间距很小, 5—2s煤层顶板与5—1s每层地板之间的最短距离仅有6 m, 最长距离也只有9 m, 并且5—1s煤层已经完成了回采。

煤层厚度:5—2s煤层的平均厚度为5.99 m, 其中含数层夹矸。

煤层倾角:煤层倾角度数为15°~16°。

煤层抗压强度:煤层单轴抗压强度仅为4.8 MPa;顶板砂质泥岩强度为15~35 MPa;直接底为砂质泥岩, 单轴抗压强度为23.5 MPa, 且具有膨胀性。

3.3 巷道支护设计

根据对该矿区实际情况的了解, 采用树脂全场预应力锚固组合来进行支护。

锚杆:Φ22 mm的左旋无纵筋螺纹钢, 长度为2.4 m。

锚固剂:高干端部采用快速固化锚固剂、后部采用慢速固化锚固剂。

锚杆排距:锚杆基本排距为900 mm, 顶板每排7根, 间距为850 mm;每排每帮2根锚杆, 间距为600 mm, 锚杆预紧力距为400 N·m。

锚索:ϕ22 mm。

钢绞线:型号为1×19, 长度为4.3 m, 树脂端部进行锚固。

具体操作:每1.8 m需要打3根锚索, 锚索间距为1.28 m, 锚索预紧力为200~250 k N。

3.4 数据分析及支护措施

完成支护后, 其井下数据如下:

(1) 表面位移在掘进工作面53 m之后逐渐趋于稳定;

(2) 两帮移近量为79 mm, 其中上帮移近量为46 mm, 下帮移近量为33 mm;

(3) 顶板、底板移近量为281 mm, 其中顶板下沉量为43 mm, 顶板膨胀量为238 mm, 底板膨胀量占巷道顶底移近量的84.7%, 地板膨胀的主要原因是地板没有进行有效支护;

(4) 顶板总离层值为37 mm, 其中浅部离层为14 mm, 深部离层为23 mm。

除此之外, 当巷道推进距工作面19 m时, 锚杆的受力程度逐渐增大, 在距工作面119 m后受力逐步稳定。在受力稳定后, 全长预应力锚固锚杆受力变化幅度较小, 其中绝大部分锚杆的受力变化幅度在5 k N以内, 最大为8~9 k N。当锚索安装并进行张拉后, 其受力变化也不大, 其基本保持稳定状态。

虽然巷道仍出现了一定程度上的变形, 但该矿井的支护效果已经基本保证了巷道围岩的完整性和稳定性, 并且没有让围岩出现较大的变形, 完全符合了煤矿开采的安全生产需求[7]。

4 总结

综上所述, 煤矿巷道锚杆支护技术是现阶段煤矿巷道支护的主要技术之一, 其无论是对于我国煤矿巷道的支护质量而言, 还是我国煤矿巷道支护技术发展而言, 都有着重要意义。不同地区煤矿巷道的岩土性质都存在着差异性, 锚杆支护技术能够通过自身作用的发挥, 有效克服不同岩土性质所带来的不利影响因素, 在完成支护任务的基础上, 更为有效地提升煤矿开采安全性, 为各矿井的安全生产提供保障。随着煤矿资源的日益减少, 煤矿开采的难度也越来越大, 因此锚杆支护技术必须要不断发展, 才能够逐渐满足高难度煤矿资源开采的实际需求, 为煤矿开采的安全性与质量性提供保障。

参考文献

[1]包海玲.地下倾斜巷道变形场数值分析及支护优化[D].合肥:合肥工业大学, 2012.

[2]黄晓炎.道清矿大倾角回采巷道锚杆支护设计及应用[D].阜新:辽宁工程技术大学, 2012.

[3]张志野.三家子煤矿巷道锚杆支护应力、位移数值模拟分析[D].阜新:辽宁工程技术大学, 2012.

[4]马鑫民, 杨仁树, 张京泉, 等.煤矿巷道锚杆支护智能绘图系统开发与应用[J].中国矿业, 2010 (11) :77-80.

[5]康红普, 王金华, 林健.煤矿巷道支护技术的研究与应用[J].煤炭学报, 2010 (11) :1809-1814.

[6]张朋.综采矿压显现规律与巷道支护效果数值模拟研究[D].包头:内蒙古科技大学, 2011.

煤矿岩石巷道锚杆支护力学分析 篇7

1 煤矿地质条件

该煤矿是一个位于贵州省黔西北的0. 3Mt/a的矿井, 开拓巷道围岩的地质特征: 顶板岩性, 粉砂质黏土岩, 岩层厚度20. 3m - 34. 6m, 平均27. 4m; 底板岩性, 粉砂岩及粉砂质黏土岩, 21. 21m - 32. 0m, 平均28. 6m。煤层地质特征: 0. 71m -1. 86m, 平均1. 09m, 煤系顶部的第一煤层, 夹1 - 3粉砂质黏土岩, 岩层厚度一般为0. 20m以下, 夹矸颜色较杂。

2 FLAC3D及数字建模

2. 1 软件FLAC3D

FLAC分析软件着重利用求偏微分或者常微分方程和方程组定解问题的数字解的方法来解决二维的、三维等问题, 与实验室、实地工程试验相比较, 常常具有花费时间短、费用低、不受外界环境干扰、效率高等优点, 广泛应用于材料机构分析、岩土机构分析、边坡治理、堤坝防护、岩土机构动态分析等。

2. 2 巷道二维机构模型

巷道二维机构模型: (1) 围岩刚性模量, 反映材料在弹性变形阶段内, 剪切应力与对应剪切应变的比值, 取值7. 0 × 106KPa; (2) 内摩擦角取值40°, 该参数作为岩体的两个重要参数之一, 是岩土抗剪强度的重要指标, 从另一面反映围岩的摩擦特性; (3) 内聚力, 反映出构成围岩结构单元之间相互作用, 增强围岩内聚综合效果的参数, 取值1. 7 ×103KPa; (4) 围岩体积模量, 反映材料的宏观特性 ( 物体的体应变与平均应力之间的关系) , 取值7.50 × 106KPa; 模型在围岩自身自重作用下进行变形, 重力加速度取值9. 81m/s2。模型详见图1。

3 围岩支护稳定性分析

3. 1 围岩最大不平衡力分析

在图2 无支护最大不平衡力中可见, 在步数0- 3000, 这一阶段最大不平衡力总体比较小, 平均最大不平衡力是5. 80 × 107KPa, 可见作为围岩结构单元受到各个方向的力, 不稳定, 方向各异, 给巷道维护增加了难度, 开拓巷道在打入锚杆后, 相同阶段里面, 这一阶段的最大不平衡力平均值5. 70 ×107KPa, 可见, 锚杆发挥着悬吊、组合梁作用, 巷道围岩稳定性得到增强, 阻止围岩下沉、垮落。

在图3 中, 在10000 - 20000 步之间, 伴随步数不断增加, 围岩结构单元所受的最大不平衡力逐渐增大, 各个时间点的最大不平衡力以斜率K =4. 64 成线性直线上下波动, 并逐渐上升, 两者进行参照对比, 没有打入锚杆的巷道围岩在步数达到20000 时, 最大不平衡力仍然在上下波动, 但是巷道围岩在有锚杆的支护作用下, 在步数达到20000时, 最大不平衡力已经趋于7. 0 × 107KPa, 煤矿巷道围岩趋于稳定, 锚杆支护作用明显。

3.2围岩支护位移等值线云图分析

从图4 和图5 可知, 距离巷道围岩两帮、拱顶处, 围岩在有锚杆的悬吊作用下, 巷道的顶板及两帮紧紧与较远处围岩相扣, 并且在巷道周围组合成整体的圆弧拱, 减弱了顶板向巷道的位移量, 防止部分围岩冒顶, 减少人员因顶板冒顶带来的伤亡; 在锚杆形成的近似拱外围, 位移等值线基本形成以巷道断面中轴线对称的拱形, 这个与无支护的情况相似; 巷道底部位移梯度变化明显, 而巷道顶部位移梯度变化不明显, 离巷道底部不远处, 位移量比较小, 位移量从3. 28mm ~ 3. 40mm, 主要是底板向巷道鼓起, 在巷道壁与巷道底板交会处位移变化有所减缓。

3. 4 巷道围岩弹塑性区域分布图分析

从图6, 在围岩巷道没有锚杆支护情况下, 围岩弹塑状态可知, Shear - n和Shear - p表明巷道中上部都处于受剪切应力作用而处于塑性状态, 主要是围岩受上部岩层的积压和围岩向巷道变形的影响. 而巷道底板主要呈现受拉应力作用而处于塑性状态, 小部分处于受剪切应力作用而处于塑性状态, 有小部分甚至处于完全的受拉应力而处于塑性状态。

从图7, 在围岩巷道有锚杆支护情况之下, 围岩弹塑状态可知, Shear - n和Shear - p表明巷道中上部主要都处于受剪切应力作用而处于塑性状态, 但是范围已经比没有锚杆支护要小, 又主要是围岩受上部岩层的积压和围岩向巷道变形的影响. 而巷道底板主要呈现受拉应力和剪切应力作用而处于塑性状态, 小部分原来和现在处于受拉应力作用而处于塑性状态, 可见锚杆对围岩巷道弹塑性区域分布有明显的影响。

4 结论

( 1) 与没有锚杆支护的巷道围岩相比较, 有锚杆支护的巷道围岩在较短时间内达到平衡, 围岩较快稳定下来, 并能保持较长时间的稳定。

( 2) 与没有锚杆支护的巷道围岩相比较, 有锚杆支护的巷道围岩顶部位移下沉量明显较少, 围岩下沉强度弱, 有利于巷道的维护。

( 3) 通过巷道支护前后对照, 在围岩巷道有锚杆支护情况之下, 从围岩弹塑状态可知, 巷道中上部主要都处于受剪切应力作用而处于塑性状态, 范围已经比没有锚杆支护要小, 又主要是围岩受上部岩层的积压和围岩向巷道变形的影响. 而巷道底板主要呈现受拉应力和剪切应力作用而处于塑性状态, 小部分原来和现在处于受拉应力作用而处于塑性状态, 可见锚杆对围岩巷道弹塑性区域分布有明显的影响。

摘要：针对贵州煤矿开拓阶段巷道实际采矿地质条件, 为了有效控制开拓巷道围岩的稳定, 按照实际地质条件建立相似数字模型, 分析最大不平衡力、垂直位移分布、巷道围岩弹塑性区域分布等特征, 然后通过向巷道围岩植入锚杆, 再分析以上参数, 并运用矿山压力与岩层控制理论分析巷道围岩稳定性特征, 为此类巷道围岩稳定性分析及围岩控制研究提供指导作用。

关键词：开拓巷道,数字模拟,力学分析

参考文献

[1]徐万军.浅谈我国煤矿锚杆支护技术的现状与发展[J].中小企业管理与科技, 2009, 8.

[2]康红普, 等.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析[J].岩石力学与工程学报, 2010, 4.

[3]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

再生胶结顶板巷道锚杆支护探讨 篇8

关键词：再生胶结顶板,树脂锚杆,水力膨胀锚杆

1 引言。

目前，国内煤巷锚杆支护在中硬以上、围岩稳定程度较高的I、II、III类回采巷道中已基本成熟[1,4,5]，但我国厚煤层储量非常丰富，下分层工作面较多，下分层工作面的上下两巷支护技术已严重制约该类工作面的生产效益，开展该类巷道支护技术研究，对提高矿井技术经济效益具有重要意义。

在再生胶结顶板条件下，煤巷围岩松软、破碎，受采动影响后巷道变形量大。若采用架棚支护，不能主动支护顶板，再生胶结顶板破碎，由承载体完全转变成为载荷体，而锚杆能对巷道通过加固围岩而改善围岩的受力状态[6,7]，将巷道围岩由载荷体部分变为承载体，而且预应力锚杆还对围岩起着主动支护作用，克服了巷道的早期离层现象，这种支护比普通锚杆支护有更强的支护能力和适应范围。根据煤层及再生顶板胶结情况，下分层巷道能够采用预应力锚杆锚索联合支护，对改善下分层巷道支护手段及质量有着十分重要的意义。

2 树脂锚杆对再生胶结顶板的适应条件

厚煤层开采时，在一定的顶板条件下人为注水，采空区垮落的矸石经过压实固结形成再生胶结顶板。再生顶板岩层岩性、结构，地质条件及生产技术条件不同，再生胶结顶板强度、厚度及上覆岩层性质差别很大[2]。根据对树脂锚杆锚固力及树脂锚杆与再生胶结顶板相互作用关系的分析研究，认为适于加长锚固树脂锚杆支护的巷道再生胶结顶板的条件如下：

(1) 再生胶结顶板厚度超过锚杆锚固长度； (2) 再生胶结顶板厚度小于锚杆锚固长度，其上部未胶结成再生顶板，但锚杆锚固在再生胶结顶板上部规则垮落带内； (3) 再生胶结顶板厚度小于锚杆锚固长度，其上部未胶结成再生顶板，但锚杆锚固在再生胶结顶板上部被压实的不规则垮落带内。

当锚杆锚固在再生胶结顶板上部未压实的不规则垮落带，即锚固在由不规则垮落带向规则垮落带过渡区域时，由于岩层层位之间存在空隙，大量树脂被挤进不规则垮落带和规则垮落带岩层的离层间隙内，降低了杆体与孔壁之间树脂的密实程度，不利于锚固剂的密实充填，锚杆锚固力不稳定且较小。

根据对树脂锚杆锚固力及树脂锚杆与再生胶结顶板相互作用关系的分析，通过计算上分层采过后直接顶板和基本顶岩层的位置，可以确定是否使用树脂锚杆：如果锚杆前锚固端接近直接顶板和基本顶岩层分界面，不宜使用树脂锚杆；如果锚杆前锚固端远离直接顶板和基本顶岩层分界面，可以使用树脂锚杆。

3 工程实例

3.1 工程地质条件。

试验巷道下分层煤层厚度为1.8m，煤层倾角12°～19°，平均17°。直接顶为1.2～4.0m厚的胶结层和砂页岩垮落岩块，基本顶为2.8m厚的砂岩，直接底为1.0m厚的砂页岩。上分层工作面已开采完毕11a，采高2.4～2.8m，平均采高2.6m，已压实。下分层巷道布置于临近煤柱的次高应力区[3], 下分层与上分层内错间距为4m,

3.2 锚杆支护参数。

在地质力学及巷道维护状况调查的基础上，依据对再生顶板胶结层厚度、胶结程度、松散矸石层厚度的测定和对现有的巷道支护进行评价及采用数值模拟，设计309工作面材料道支护方案及支护参数 (见图1) 。

巷道断面近似矩形，宽3000mm，中高2200mm。顶板锚杆为等强度螺纹钢树脂锚杆φ20L2000mm，每排6根，每根锚杆药卷为K2335、Z2350各1卷；两帮为钢筋树脂锚杆，φ16L1800mm，每根锚杆树脂药卷Z2335两卷，柳木托板400×200×50mm，外加铁托板150×150mm。锚杆间排距550×700mm。

锚索采用φ15L6000mm，间距3500mm，五花眼布置方式，锚索托梁长750mm，在托梁下垫150×150mm平托板，使用药卷K2360、Z2360各一卷，锚入基本顶800mm深。

顶、帮铺金属菱形网，巷帮使用φ12mm圆钢梯子梁，顶板采用"["形W钢带加直角加固托板。

4 再生胶结顶板锚杆支护围岩变形规律。

试验巷道矿压显现观测资料表明：下分层再生胶结顶板巷道锚杆支护条件下，掘进影响时间较长，无采掘影响稳定期围岩移近速度较大，但采动影响表现较缓和，在服务期间基本不需维修 (见图2、图3) 。其巷道围岩变形规律为：

(1) 巷道掘进影响时间较长，大约20d左右 (见图4) ，掘巷影响期间巷道围岩顶底板相对移近速度最大11mm/d，平均5mm/d，顶底板相对移近量100mm；两帮相对移近速度最大6mm/d，平均3mm/d，两帮相对移近60mm。

(2) 巷道无采掘影响相对稳定期内，围岩移近速度较大，底板相对移近速度平均达到2.0mm/d，两帮相对移近速度平均达到1.2mm/d (见图4) 。

(3) 回采工作面超前影响距离20m左右，剧烈影响范围10m (见图5) ；受采动影响期间巷道围岩顶底板相对移近速度最大33mm/d，平均17mm/d，顶底板相对移近量小于200mm；两帮相对移近速度最大13mm/d，平均7.5mm/d，两帮相对移近90mm。

结论

(1) 再生胶结顶板巷道采用等强度树脂锚杆支护，经济效益显著，与棚式支护比较，直接经济效益每米巷道可节省1200元。工作面回采期间，工作面端头支护和超前支护密度减小，支护工序简化；改善了工作面材料道的维护状况，促进工作面稳产高产；同时，巷道断面利用率高，安全得到有力的保障，明显减少巷道掘进的辅助运输工作量，加快巷道掘进速度，社会效益显著。

(2) 如果锚杆前锚固端接近直接顶板和基本顶岩层分界面，不宜使用树脂锚杆；如果锚杆前锚固端远离直接顶板和基本顶岩层分界面，可以使用树脂锚杆。因此，树脂锚杆在再生胶结顶板巷道具有较广阔的应用空间。

参考文献

[1]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.

[2]赵和松.顶板再生机理及参数的研究, 煤炭科学技术[J].1992.3.

[3]杨建辉, 蔡美峰, 郭延华.下分层回采巷道微量内错布置技术研究[J].岩石软科学与工程学报, 2002.8.

[4]李德忠, 何重伦.三软回采巷道锚杆支护参数的选择[J].建井技术.2003.24 (1) :30～32, 29.

[5]柏建彪等.巷道顶板锚杆支护机理的极限载荷分析[J].矿山压力与顶板管理, 1999年, (3/4) :164～166.

[6]宋振骐, 蒋金泉.煤矿岩层控制的研究重点与方法, 岩石力学与工程学报[J].1996.6第15卷第二期.

大动压巷道锚杆支护技术研究 篇9

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.