高应力煤巷（精选7篇）
高应力煤巷 篇1
河南煤化集团鹤煤公司二矿工作面现采用轻型支架综采放顶煤及悬移支架炮采放顶煤工艺生产, 工作面切眼支护满足安全要求。而工作面运输巷、回风巷多采用工字钢梯形棚支护, 支护强度较弱, 支柱受压变形严重, 影响巷道通风行人。为保证矿井的安全生产, 二矿通过一系列探索, 研制了可缩金属支柱、U型棚撑梁和U型棚双柱腿加固巷道, 以减轻棚梁受压变形。
1巷道破坏原因分析
(1) 岩层自身特性。
鹤壁矿区主采二1煤层, 顶板为泥岩和砂质泥岩, 围岩相对胶结程度差, 硬度相对较低;地处太行山山前地形, 大断层周围派生小断层现象较普遍, 岩石整体性被破坏, 结构强度低。
(2) 巷道埋藏深。
二矿生产地区主要分布于北翼三水平的三八采区、三四采区、三二采区。所采二1煤平均厚6.8 m, 煤层倾角12.5°～27.2°, 煤层埋藏深度340～460 m。巷道围岩承受的原岩应力较大, 造成支护困难。
(3) 煤体酥松。
由于二矿资源枯竭, 回采均为回收各类煤柱, 煤柱工作面呈孤岛分布。周围工作面开采破坏了煤柱及周边围岩完整性, 原有的应力状态失衡, 压力集中于煤柱上。煤体长期受压破碎, 开掘时煤体成型质量差, 巷道支护困难。
(4) 工作面布置。
在开采煤柱布置工作面时巷道的开挖形成空洞, 巷道周边应力状态再次改变, 从而出现了应力重新分布与应力集中现象, 导致在岩体中分别出现了较大的剪应力和拉应力, 使岩体向巷道内移动, 应力在未达到平衡状态时, 巷道会产生迅速而严重的变形, 从而影响掘进施工质量和安全。主要表征反映在掘进、回采中巷道U型棚棚梁弯曲变形, 甚至折断, 巷道断面减小, 巷道维修需反复进行, 掘进工程施工无法正常进行。
2增加自制金属可缩点柱方法
二矿3204煤柱回风巷上山掘进、3204煤柱工作面井下位于114 (北) 工作面 (已采) 东部, 32021工作面 (已采) 西部, 鹤壁集东部煤柱宽条带工作面下部, 大煤底板等高线在-165.0～-268.0 m之间。3204煤柱工作面所开采煤层为二叠系山西统下部的二1煤层, 煤层走向161°～172°, 倾向北东, 平均倾角18°。3204煤柱工作面煤层顶、底板岩性结合该工作面周边地面勘探钻以及周边所揭露巷道资料综合而得, 顶底板组合层序是明显接触关系, 基本顶为深灰色砂岩, 间夹薄层状泥岩, 平均厚17.10 m;直接顶为黑色砂质泥岩, 间夹泥岩及薄层状砂质页岩, 平均厚13.8 m;伪顶不发育, 黑色炭质泥岩, 厚0～0.30 m;煤层直接底为灰黑色砂质泥岩, 平均厚2.90 m;基本底为灰色中粒砂岩, 平均厚5.30 m。由于该工作面顶分层已回采, 其平均剩余厚度及结构为上煤4.16 m, 夹矸0.35 m, 下煤2.01 m, 工作面顶分层已回采及上、下部煤层也得到开采。3204工作面属于煤柱工作面, 煤巷总长度217 m, 采用2.4 m×2.4 m的U29型棚梁支护, 棚距为0.6 m。巷道沿煤层顶板掘进。掘进中两巷压力相对较大, 在架棚施工以后由于压力较大, 在顶梁下采用Ø16 mm×2 600 mm的圆木打上中心点柱, 以加强支护。然而随着巷道压力增大, 木点柱柱头被压坏, 木柱劈裂变形, 使中心点柱失去了加强支护的作用, 并导致大量后路U型棚棚梁变形。为保证安全生产, 必须停止掘进, 重新修复变形棚。同一地点往往要进行多次维修, 消耗大量的人力物力。
针对这种情况, 研制了U型金属可缩点柱, 以加强支护。U型金属可缩点柱由2节U型钢、端头槽钢、卡缆组成, 下柱为1节长2 m的U型钢, 上柱节长1.0 m, 用2个U型卡缆固定, 搭接长度0.4 m, 2个卡缆间距0.2 m, 点柱设计高度2.6 m, 上柱顶端焊接1节槽钢与顶托梁充分接触, U型2节点柱一次投入可以重复使用。施工打设可缩点柱时, 打设点柱与顶托梁应充分接触, 并用木楔背牢, 且点柱必须有200 mm的硬柱窝, 点柱必须固定牢固, 严防松动;架设点柱时, 不少于3人协同作业, 1人扶好下面1节柱子, 1人托好上面1节, 另1人上U型卡缆, 卡缆螺帽扭矩在200～250 Nm。当巷道来压时, 2节点柱可以承受压力并缓慢下沉, 减小棚梁变形量, 维持巷道形状。
自制金属可缩点柱用废旧U型棚制作, 并可以循环利用;原掘进巷道用木点柱, 易损坏, 且不能复用, 比较浪费。3204回风巷掘进巷道150 m, 棚梁受压变形得到控制, 消除了棚梁变形后停掘整修的现象。使用2节点柱以后, 3204回风巷掘进实现了安全正规循环, 有力保证了安全生产。
3增加内侧柱方法
381煤柱工作面井下位于-320 m大巷东南部, -381 m胶带巷正上方, 运输巷与3804 (已采) 、3806 (已采) 、3808 (已采) 工作面相邻。西南面与3206 (已采) 、3205 (已采) 工作面相邻, 381煤柱切眼与3810 (已采) 煤柱相邻, 煤层底板等高线-320～-380 m。地质条件比较复杂, 位于43号向斜、42号背斜部位;切眼与NⅢ20号断层平行且相邻;NⅢ20号断层走向N18°～20°E, 倾向SE, 倾角70°～80°, 落差3.5～4.0 m;控制长度350 m。该区基本顶为砂岩, 厚度8.5 m, 灰色;直接顶为砂质泥岩, 平均厚5.3 m;伪顶不发育, 为黑色炭质泥岩, 厚度0.2 m;直接底为砂质泥岩, 厚度1.5 m;基本底为灰色砂岩, 厚度31.5 m。381煤柱回风巷煤巷总长度290 m, 采用3.2 m×2.8 m U型钢支护。
381煤柱回风巷掘进巷道时, 由于煤柱工作面巷道侧压较大, 所架设的U型棚右帮柱腿在下一班进班后, 由于受压U型棚梁与柱腿搭接长度由规定的400 mm变成了500 mm, 个别棚搭接长度变成600 mm左右, U型棚柱子拉条以下柱腿歪曲变形, 棚梁下滑, 巷道高度由设计高度2.5 m变成2.2 m, 严重影响工程质量。在掘进的80 m巷道中有50 m棚腿变形, 须更换。每班都要在进班后先进行换变形棚腿的工作, 且在更换几天后, 棚腿又再次变形, 又须更换, 严重影响了掘进进度。
通过试验, 采用在压力较大一侧加一内侧柱的方式, 即采用1根比原U型棚棚腿短400 mm的U型棚柱, 柱头与梁柱头对齐, 用U型棚卡缆将内、外柱固定在一起, 增强了柱腿的抗侧压强度。当压力增大时顶梁压力也作用到内侧柱上, 使U型棚梁不下滑。采用此施工工艺以来, 基本上解决了柱腿弯曲变形、棚梁下滑的问题。
381煤柱回风巷内侧柱的使用, 解决了煤柱掘进中柱腿弯曲变形的难题, 保证了工程质量和施工进度, 减少了更换柱腿维护巷道的工作量, 对压力较大的掘进工作面施工具有推广价值。
4采取加上下撑梁方法
38采区北煤柱3工作面, 井下位于3808面 (已采) 下部、38煤柱2-2工作面东南部, 南部与3810工作面相邻, 38121 (北) 工作面上部, 在煤层底板等高线-375～-400 m范围内。38采区北煤柱3工作面开采二叠系山西统下部的二1煤, 该地区煤层厚度稳定, 煤层产状变化不大, 走向N130°～160°倾向NE, 倾角7°～10°。煤层结构为腰矸上煤厚5.4 m, 腰矸厚0.30 m, 腰矸下煤厚0.70 m, 纯煤厚6.10 m。煤层顶、底板组合层序是明显接触关系, 直接底为砂质泥岩, 基本底为细—中粒砂岩, 伪顶为黑色泥岩, 直接顶为砂质泥岩, 基本顶为中粒砂岩。
38煤柱3掘进工作面煤巷总长度305 m, 采用2.8 m×2.6 m U型钢支护, 棚距0.6 m。由于38煤柱3工作面回风巷沿断层边布置巷道, 断层附近煤质松软, 压力较大, 使U型棚拱变形严重, 由拱形变成三角形, 甚至被压折。为此, 在U型棚上端架设撑梁, 以加强对顶梁的支护。在顶梁支护加强后, 压力传递至撑梁下, 于是在该处架设U型金属可缩点柱, 以增加抗压的强度, 减缓拱变形的速度。
撑梁采用2节回收的废旧U型棚制成, 顶托梁为29U型钢, 梁分2节, 每节长1.4 m, 用2个U型卡缆固定, 搭接长度不少于0.4 m, 2个卡缆间距0.2 m, 两端用150 mm的U型钢与之焊接, 与撑梁之间的夹角为35°～40°, 增加U型棚抗侧压的强度, 顶托梁设计长2.3 m, 顶托梁打在U型棚柱腿与固定梁头卡缆处正上方, 顶紧两帮。打顶托梁时, 不少于5人协同作业, 4人托梁, 1人上U型卡, 紧固卡缆螺帽扭矩200～250 Nm。施工打设可缩点柱时, 打设点柱与撑梁应充分接触, 并用木楔背牢, 且点柱必须有200 mm的硬柱窝, 点柱必须固定牢靠, 严防松动。
在掘进中针对U型棚棚腿受压向内弯曲问题, 采取打设底撑梁的办法, 使棚梁形成闭合支护, 增加了支护强度。底撑梁设计与顶撑梁相仿, 打设相对简单。打撑梁与不打撑梁相比, 支架横向位移量明显减少, 保证了支护强度, 减少棚梁受压变形, 确保了安全生产。
5结语
在实际工作中根据受压强度的不同、棚梁变形部位的不同, 灵活采取一种或多种方法联合加强支护, 确保了巷道支护强度和形状的稳定, 保证了安全生产, 为安全掘进提供了强化支护手段和设备。
摘要：鹤煤二矿在煤柱工作面煤巷掘进时, 高应力区巷道变形迅速且严重, 巷道支护维护困难, 影响矿井安全生产。通过对巷道压力成因的分析, 对U型棚顶棚受压变形采取加自制金属可缩点柱、对侧压导致棚梁变形采取增加内侧柱加强支护等针对性的支护强化措施, 取得了良好的支护效果, 确保了矿井安全生产。
关键词：高应力,巷道变形,U型棚,强化支护
高应力煤巷 篇2
高应力条件下的上游法尾矿砂土抗剪强度分析
通过对某大型尾矿库高应力条件下的物理性、抗剪强度的`对比分析,对尾矿砂土高应力条件下内摩擦角φ值的影响因素进行了初步分析.尾矿砂土在高应力条件下,其颗粒会产生二次破碎及粒间重组,导致其内摩擦角相应变小.
作 者：周庆云 张晓玲 李育红 孙健 ZHOU Qing-yun ZHANG Xiao-ling LI Yu-hong SUN Jian 作者单位：中国有色金属工业昆明勘察设计研究院,云南,昆明,650051刊 名：有色金属设计英文刊名：NONFERROUS METALS DESIGN年，卷(期)：36(1)分类号：P642.11+6关键词：尾矿砂土 高应力 抗剪强度
高应力煤巷 篇3
关键词:被动工艺 主动工艺 一次成井 经济效益
0 引言
庞庄煤矿为开采-1025水平以下水平的煤炭资源,设立缓冲中转站,设想开掘-1025西二下山采区储煤仓,以实现-1025水平以下山西组煤层工作面的煤炭上运;-1025西二下山采区储煤仓位于-1025m水平,处于深部高应力地区,储煤仓净深为25m,由于传统的单一混凝土支护工艺和打锚杆扎钢筋网喷浆支护工艺,为被动的支护方式,混凝土支护工艺稳定性差,锚杆处于等劲状态,钢筋网不连续接茬,不能适应深部高应力地区实际情况,今优化改进为一掘一初喷一锚网梁支护而后复喷一次成井新工艺,变等劲被动锚杆为主动支护锚杆,金属网压茬联网较好,锚杆的扭矩达到标准要求后复喷50～70mm混凝土。
1 概况
1.1 储煤仓的基本情况 庞庄煤矿1025西二下山采区储煤仓位于-1025m水平,该煤仓的建成可上运-1025西二下山采区山西组煤层工作面采掘的煤炭,该储煤井处于高应力地区,储煤仓净深为25m,下口标高为-1025.5m,上口标高为-1000.5m,(见图1)。
煤仓由上锁口、仓身、下锁口组成,上锁口,高度为1.55m,上口直径为5.0m,仓身为20.5m,仓身净断面直径5m,毛断面直径5.3m,下锁口高度为3.5m,上、下锁口均采用双层钢筋网混凝土浇灌,下锁扣并上护壁钢梁,并在下口硐室锁口两侧各打两根锚索增加支护强度,仓身改为光爆后→初喷成型→锚网梁支护→复喷一次成井新工艺。
1.2 煤仓的地质情况
煤仓自上而下依次揭露的岩性为页岩、砂质页岩、砂岩,岩层层理发育,为单斜结构。
2 施工工艺
2.1 反井施工工艺
反井施工前,由徐矿集团建井处将反井钻机LM-120安装在煤仓上口,自上而下钻进Φ244mm导向孔,导向孔钻透后,安装扩孔钻头由下而上扩孔,根据岩石软硬控制钻进速度,给定拉力,扩孔后反井直径为1.2m。反井钻机的应用改变了原来自下而上炮掘反井的施工工艺,保证了反井施工的安全、高效,降低了坑木的消耗。
2.2 仓身的施工工艺
煤仓仓身的施工工艺采用一掘一初喷一锚网梁支护而后复喷一次成井新工艺。自上而下逐排锚杆施工,锚网梁距刷大面不超过1.2m,复喷距刷大面不超过2.6m。
2.2.1 仓身施工人员上、下 为保证煤仓施工的安全顺利进行,施工人员上、下非常关键,在上锁口浇灌时预留人行孔,在人行孔往下打软梯,软梯采用钢丝绳软梯采用两根Φ15.5mm钢丝绳做软梯,用12#两头带丝扣钢筋当横撑,插入钢丝绳内,两边上紧螺帽;软梯宽度500mm,间距300mm。在煤仓上口在煤仓方向帮打6根专用锚杆,距离底板500mm,每组3根,每组的锚杆间距为300mm,两组锚杆间距为500mm,用配套的元宝卡子将两根软梯钢丝绳分别与两组锚杆固定(每根钢丝绳与3根锚杆连结固定)。必须在上下人员腰间系牢保险绳,保险绳使用Φ25mm的棕绳,上、下人员采取“双保险”管理方法。
2.2.2 仓身爆破 仓身掘进采用同心圆炮眼布置的方式,炸药选用3级煤矿许用乳化炸药,1～5段毫秒延期电雷管,在反井孔外布置3圈68个炮眼,炮眼深度为0.9m,根据岩石的硬度适当改变装药量,以保证光爆的效果,爆破后矸石从反井钻孔下溜,在下部硐室采用耙装机扒装矸石,电瓶车外运。(见图2)
2.2.3 仓身支护锚网梁喷支护机理 仓身支护采用锚网梁喷支护,即光爆后→初喷成形→锚网梁支护→复喷一次成井的循环作业方式。一次成井施工工艺,初喷圆滑平整,复喷均匀成形防止围岩风化,充分发挥锚杆与围岩相互作用改变围岩的受力状态,增加抗弯、抗剪能力,提高围岩强度,充分利用围岩自身承载能力来抵抗围岩压力,岩性为页岩地段在锚网梁喷的基础上辅以锚索补强支护,发挥锚索预应力大的作用,使围岩在锚索的弹性压缩下形成“承载拱”,提高围岩的整体性和内在抗力,增强围岩整体性和稳定性。煤仓锚网梁喷索联合支护技术,突破了传统的支护形式,解决了深部高应力区及复杂地质条件下支护难题。
2.2.4 仓身锚网梁喷支护参数的选用 通过工程支护参数的类比和理论计算,煤仓选用Φ22mm左旋无纵筋等强锚杆,长2400mm,间距700mm,排距为700mm,碟形托板,锚杆数量,24根/周;金属网为8#防锈铁丝编制而成的菱形网,网格80mm×80mm,网长5000mm,宽900mm,金属网搭茬长度100～200mm,采用双股14#铁丝联网,连接点间距小于200mm;金属托梁为Φ12mm的圆钢焊制,宽度70mm;喷射混凝土厚度为150mm,初喷80mm,复喷厚度50~70mm,以将锚网梁覆盖不可见为准。
2.2.5 锚索支护参数选用 岩性为页岩地段在锚网梁喷的基础上增加锚索补强支护,锚索选用1860级7股钢绞线,规格为Φ18.9mm,锚索长度6.3m,锚索采用MSCK 2380和MSCK-Z 2350树脂锚固剂,锚索布置,间距4m,排距为2.1m,4根/排,外露长度200mm,锚索托板使用20#槽钢,长度400mm,中间加焊150mm×150mm×10mm的钢板,中部孔径20mm,使用气动式锚索张拉千斤顶进行张拉紧固,预紧力达到120～140KN以上。
3 工艺特点
煤仓采取光爆后→初喷成形→锚网梁支护→复喷一次成井支护新工艺,它与传统的单一混凝土支护相比,是主动支护方式,稳定性好;它与过去打锚杆扎钢筋网喷浆的支护相比,由于过去所施工的快硬水泥金属锚杆处于等劲状态,为被动的支护方式,钢筋网不连续接茬,不能适应深部高应力地区实际情况,易开裂破坏,而一次成井新工艺所施工的锚杆具有较高的预应力,初锚力矩为150～200N.m金属网连续压茬连网,整体性连续性,还具有施工工艺简单,操作方便,劳动强度低,施工速度快,节约了材料,增强了煤仓的支护强度,安全性高。
4 经济效益和社会效益
4.1 7445储煤仓采取一次成井新工艺,能适应深部高应力地区,可承受深部地应力的作用,锚杆为主动式支护,调动支护构筑物和围岩共同承载,确保该煤仓的安全性和可靠性,达到优质快速高效的施工效果
4.2 施工速度快,仅用30d的时间完成了施工任务,过去一般需要60d才能完成施工任务。
4.3 工艺简单,操作方便,工人劳动强度小。
4.4 直接经济效益为=50×54×30=81000元,(按每天出勤54人,每人50元计算)。
4.5 间接经济效益为今后7至9个回采工作面掘进与回采的煤炭运输进行储存缓冲,可储煤吨。
5 结束语
5.1 该煤仓采取一次成井新工艺,能够适应大深部高应力区域,调动支护构筑物和围岩共同承载,该煤仓安全性好和可靠性高,达到优质快速高效的施工效果,改变了传统煤仓的施工工艺,提高工效,节约材料,降低了人工费用。
高应力煤巷 篇4
1 工程概况
潘一东区12521综采面为西一采区-848 m水平11-2煤层首采工作面, 工作面标高-823～-738 m, 地面标高+21.5～+22.1 m。该面11-2煤层赋存稳定, 煤层倾角3°～9°, 结构简单, 以暗煤为主, 硬度稍大, 煤层厚1.70～2.87 m, 平均厚2.26 m。根据相应测试结果, 最大主应力在20 MPa以上, 预计矿压显现剧烈。
(1) 巷道围岩。
煤层直接顶为复合顶板, 由砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、粉砂岩、细砂岩和11-3煤层组成;基本顶为灰色—灰白色细砂岩。直接底为砂质泥岩, 砂泥质结构, 块状为主, 偶见植物化石, 层面见云母碎片, 性脆, 断口为参差状;基本底为灰白色细砂岩和粉砂岩。根据勘察资料 (图1) , 巷道围岩裂隙发育, 稳定性差, 尤其是巷道顶板岩性变化大。
(2) 水文地质。
该面水文地质条件简单, 预计主要充水水源为煤层顶板砂岩裂隙水, 在工作面巷道揭露断层带附近, 裂隙发育或顶板破碎地段可能有滴、淋水现象。
2 巷道围岩变形机制及支护原理
2.1 深井煤巷围岩的变形力学机制
煤层巷道 (如工作面巷道) 基本是沿煤层顶板施工的, 巷道顶板基本上为层状顶板[4]。巷道开挖前, 煤层顶板之上的层状岩层相互挤压咬合, 不会沿层面发生滑移错动。巷道开挖后, 层状岩层会产生2类破坏效应:①由于各岩层刚度不同而产生沿垂直层面方向上的离层膨胀;②沿层面方向的相对剪切滑移。这两种破坏效应将使岩层产生2种变形, 即巷道围岩的结构变形和巷道围岩的松动扩容变形。深井高地应力条件则加剧了这两种变形的发生。
2.2 锚杆—锚索支护体系作用原理
锚杆—锚索支护体系的作用原理就是在巷道开挖初期发挥锚杆的柔性主动支护效应, 后期发挥锚索的悬吊作用, 从而将锚岩支护体特性与锚索力学特性有机地结合起来, 达到控制巷道大变形的目的[5]。对于深井高应力煤层巷道的围岩控制, 通过锚杆提供足够高的初始预紧力和合理的支护强度, 从一开始就对围岩进行强有力的控制, 消除围岩的初期松动变形, 调动围岩整体承载能力[6,7]。
3 支护原则
(1) 高初始支护强度, 实现一次有效支护原则。
锚杆支护应尽量一次支护就能有效控制巷道围岩变形, 避免二次支护。
(2) 高预紧力原则。
预紧力是锚杆支护中的关键因素, 是区别锚杆是主动支护还是被动支护的主要参数, 只有高预紧力的锚杆支护才是真正的主动支护。高预紧力的锚杆支护不仅可以消除岩层内原始的裂缝空隙, 使各个岩层成为一个整体, 同时高预紧力通过钢带、托板的有效扩散, 有效提高了锚固体的整体刚度, 从而有利于保持顶板的完整性。
(3) 相互匹配原则。
为最大限度地发挥锚杆支护的整体支护作用, 锚杆各构件的力学性能及锚杆和锚索的预紧力应相互匹配, 实现深部、浅部围岩体的共同承载。
(4) 分段设计原则。
由于12521首采面掘进区域范围内顶板岩性相变较大, 为了实现经济有效支护, 应根据顶板岩性结构分区段确定12521首采面两巷锚索网支护参数。
4 支护方案设计及支护参数
巷道设计断面为5.0 m×3.4 m (宽×中高) 。基于围岩地质条件和地应力现状, 结合前述分析, 借鉴淮南矿业集团顾桥矿南区等深井巷道支护经验, 采用工程类比与数值模拟相结合的方法, 确立以预应力锚索为核心的分段支护方案。典型的巷道支护断面如图2所示。
(1) 巷道顶板支护。
①锚杆+M5钢带。采用Ø22 mm×2 500 mm锚杆, 材质为MG400, 间排距为900 mm×800 mm, 预紧力>180 N·m, 采用2支Z2380锚固剂;M5钢带长4.8 m, 排距800 mm, 每根钢带安装6根锚杆。②金属网。采用10#镀锌铁丝机械编制, 搭接长度不得低于100 mm;网孔<50 mm×50 mm。③锚索+14#槽钢。砂岩区段:锚索为Ø22 mm×6 300 mm, 间排距为1 200 mm×1 600 mm, 预紧力>90 N·m;采用3支Z2380锚固剂。14#槽钢长2.6 m, 排距为1 600 mm;每根槽钢安装3根锚索。泥岩区段:锚索为Ø22 mm×7 300 mm, 间排距为1 200 mm×800 mm, 预紧力>90 N·m;采用3支Z2380锚固剂。14#槽钢长2.6 m, 排距为800 mm;每根槽钢安装3根锚索。
(2) 巷道两帮支护。
①采用Ø22 mm×2 500 mm锚杆, 材质为MG400, 间排距为750 mm×800 mm, 预紧力>180 N·m, 采用1支Z2380锚固剂;M5钢带长3.2 m, 排距800 mm, 每根钢带安装5根锚杆。②金属网。采用10#镀锌铁丝机械编制, 沿帮部竖直铺设, 沿纵向用铁丝搭接, 网孔<50 mm×50 mm。
5 支护方案数值模拟分析
采用FLAC3D对潘一东区12521首采面两巷锚网索支护方案进行数值模拟, 矩形巷道实际断面为宽×高=5.0 m×3.4 m。根据巷道所处的实际地质条件, 对模型进行适当的简化, 合并一些较薄的软弱夹层, 并且不考虑岩体和矿体中的结构面、裂隙和软弱夹层强度的影响。三维计算模型尺寸为长×宽×高=305 m×100 m×125 m, 其共划分52 260个单元, 60 129个结点。采用Mohr-Coulomb plasticity model本构模型, 应变模式采用大应变变形模式, 采用brick单元模拟煤层及围岩, 采用结构单元Cable模拟锚杆和锚索, 模型侧面限制水平移动, 模型底面限制垂直移动, 模型上部模拟上覆岩层的所受重力, 施加垂直应力18.75 MPa, 煤岩层物理力学参数见表1, 模型如图3所示。
图4为不同条件下巷道围岩最小主应力云图, 由于岩体抗拉强度比抗压强度低很多, 易发生受拉破坏, 因此, 拉应力区即是围岩潜在的破坏区, 可从最小主应力云图中是否出现拉应力区判断围岩是否破坏。图4显示, 2种不同条件下巷道顶板围岩均未出现拉应力区, 说明巷道支护状况良好。
砂岩顶板区段, 巷道左帮、右帮、顶板、底板表面最大位移分别为328, 331, 109, 342 mm, 泥岩顶板区段巷道左帮、右帮、顶板、底板表面最大位移分别为319, 321, 133, 338 mm, 由此可以看出巷道围岩变形呈现出明显的差异。顶板岩性相对较差导致泥岩顶板区段顶板下沉量较大, 但是两帮移近量及底鼓量均有所减小, 这是由于该区段顶板锚索支护密度大, 而顶板锚索对巷道两帮及底鼓的控制有利。数值模拟表明, 2种方案下巷道最小断面均能满足巷道安全使用需要, 说明12521回采巷道锚索网支护方案设计合理。
6 现场监测分析
为掌握潘一矿东区12521首采面巷道锚索网支护的矿压显现规律, 验证锚索网支护的实际效果, 并为该矿类似条件巷道选择合理支护方式与支护参数提供实测依据, 对巷道的变形和顶板离层进行了现场监测 (图5、图6) 。
监测数据显示, 巷道开挖后有一个变形逐渐增大的过程, 7～10 d基本达到最大, 其后便呈现稳定状态, 监测结果与数值模拟结果能较好地吻合。图5显示, 泥岩区段两帮移近量在250～450 mm, 顶底板移近量在250～350 mm;砂岩区段两帮移近量在200～250 mm, 顶底板移近量在100～150 mm。这说明, 砂岩区段巷道变形控制效果较泥岩区段好。图6显示, 各测站顶板深部和浅部离层曲线变化趋势基本一致, 泥岩区段顶板深部离层量在70～90 mm, 浅部离层量在50～60 mm, 砂岩区段顶板深部离层量在50～60 mm, 浅部离层量在25～45 mm。同样说明, 由于泥岩比较破碎软弱, 变形量要大于砂岩区段。总体来看, 采用上述支护方式完全能够满足首采面巷道支护的要求。
7 结语
以淮南矿业集团潘一矿东区12521为背景, 对深井高应力煤巷围岩支护进行了研究, 并通过数值模拟对所采取的深井煤巷锚梁网支护方案进行了论证, 结果表明:砂岩区段巷道变形控制效果优于泥岩区段的控制效果;各测站顶板深部和浅部离层曲线变化趋势基本一致, 但泥岩比较破碎软弱, 变形量要大于砂岩区段。总体来看, 巷道围岩均未出现破坏, 支护状况良好, 采用上述支护方式完全能够满足首采面巷道支护的要求。
摘要：针对潘一东井12521工作面回采巷道的地质特征, 分析了深井高应力煤巷围岩的变形力学机制, 结合现场地质条件, 针对巷道围岩岩性结构变化提出了以采用预应力锚索为主、其他支护为辅的深井煤巷锚梁网支护方案, 并通过数值模拟论证了该方案下巷道围岩的稳定性。现场监测结果表明, 巷道变形稳定, 支护状况良好, 说明12521回采巷道锚索网支护参数选择合理, 证明了该方案的可行性。
关键词：深井高应力,煤巷,分段支护,数值模拟
参考文献
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高应力煤巷 篇5
2310 工作面为- 550 m水平23 深部采区一个工作面, 工作面标高- 772 ~ - 801 m, 对应地面标高+ 32. 42 ~ + 33. 31 m。工作面煤层赋存稳定, 煤层厚2. 0 ~ 3. 5 m, 平均厚2. 6 m, 煤层倾角11° ~ 21°, 平均倾角16°。巷道顶板岩性以泥岩、砂质砂岩、中细粒砂岩、砂质泥岩、粉砂岩为主, 受断层或岩浆影响岩性破碎。
2 巷道围岩变形机理及支护原理
2. 1 深井煤巷围岩的变形力学机理
2310 工作面两巷基本上沿煤层顶板掘进, 巷道顶板基本上为层状顶板。巷道开挖后, 层状岩层会产生2 类破坏效应: ①由于各岩层的硬度不同而产生沿垂直层面方向上的离层膨胀; ②沿层面方向的相对剪切滑移。这2 种破坏效应将使岩层产生2 种变形, 即巷道围岩的结构变形和巷道围岩的松动扩容变形; 深部矿井高应力条件则加剧了这2 种变形的发生[1]。
2. 2 支护原理
( 1) 预应力锚杆协同支护作用。图1 为安装预应力锚杆后简化的力学计算模型, 预应力锚杆给出h1与h2层之间提供的限制离层的抗力为:
锚杆给h1与h2层之间增加的抗剪切力为:
式中, p0为锚杆预紧力; d为锚杆直径; n为每排锚杆数; τ 为锚杆抗剪切强度; f为岩层间的摩擦因数a0为锚杆排距; Bkd为巷道跨度。
为确保预应力锚杆支护效果, 保证锚杆支护及时并施加一定的预应力, 锚杆预应力越高, 锚杆杆体直径越大, 锚杆控制围岩体的抗力和抗剪力越大, 岩层间越不易发生离层与错动。因此有效控制围岩初期离层变形的关键是提供锚杆足够的预应力[2]。
( 2) 锚索协同梯次支护作用。当巷道顶板为复合层状顶板时 ( 图2) , 其变形特性近似于梁或板的性质, 锚杆支护作用是通过锚杆的轴向作用力将顶板各分层夹紧, 以增强各分层间的摩擦作用, 并借助锚杆自身的横向承载能力, 以提高顶板各分层间的抗剪切强度及各岩层间黏结强度, 使分层在弯矩作用下发生整体弯曲变形, 呈现出组合梁、拱的弯曲变形特征; 由于锚杆的作用只是将顶板各分层组成整体, 并不能改变顶板整体变形程度 ( 图3) 。为了有效降低顶板整体变形程度, 必须依靠锚索的协同减跨作用, 来减小因横力而产生的弯矩及因弯矩产生弯曲应力, 从而有效减小顶板整体变形程度, 提高围岩整体稳定性 ( 图4) [3]。
3 支护方案设计及支护参数
巷道设计断面为4. 2 m × 3. 0 m ( 净宽 × 中高) 。基于围岩地质条件和地应力现状, 结合前述分析, 借鉴其他单位深井巷道支护经验, 确定采用锚杆、锚索梯次支护方案。巷道支护断面如图5 所示。
3. 1 巷道顶板支护
( 1) 锚杆+ M型钢带。顶板每排使用一片6 眼4 200 mm的M钢带 ( 眼距800 mm) + 4 根φ22 mm× 2 500 mm高强锚杆+ 2 根φ18. 9 mm × 4 300 mm矿用锚索, 第二、五个钢带孔打设 φ18. 9 mm × 4 300mm矿用锚索, 其余采用φ22 mm × 2 500 mm高强锚杆, 锚杆排距700 mm, 锚杆预紧力不小于200 N·m, 锚索预应力不小于100 k N; 顶板施工锚索梁补强支护, 锚索梁采用2. 0 m长16#槽钢加工, 眼距为1. 5m, 锚索梁“二二布置”, 锚索规格 φ18. 9 mm × 9 300mm。顶板不平时使用单锚索, 锚索托盘采用12 mm厚钢板加工, 一大一小配套使用, 规格为400 mm ×400 mm和200 mm × 200 mm, 顶板每根锚索在托盘与锁具之间使用1 根让压管; 每根锚杆安装MSK2350、MSZ2350 锚固剂各1 支, 每根锚索安装3支MSZ2350 锚固剂。
( 2) 网片。全断面铺设小眼点焊钢筋网, 采用φ6 mm钢筋加工, 网片规格2 000 mm × 1 000 mm, 网孔规格70 mm × 70 mm, 网片搭接不小于100 mm, 每间隔不大于200 mm采用双股14#铁丝捆绑固定牢固。
3. 2 巷道两帮支护
两帮均采用φ22 mm × 2 500 mm高强锚杆, 锚杆预紧力不小于150 N·m并使用竖向M型钢带; 巷道沿空帮 ( 以巷道掘进方向) 铺设网孔规格为70mm × 70 mm双层钢筋网, 回采帮铺设单层钢筋网。沿空帮第2 根锚杆与第3 根锚杆之间及第3 根锚杆与第4 根锚杆之间打设2 排走向护帮钢带进行加强支护, 锚杆间排距均为700 mm。网片铺设标准同上。
4 现场监测分析
为检测巷道支护质量及掌握巷道围岩变形情况, 验证锚网索梯次支护的实际效果, 对采用锚网索梯次支护巷道进行了现场监测, 顶板间隔50 m安装顶板离层观测仪, 每隔50 m设置一个“十字位移”观测点, 主要观测内容为顶板离层量、巷道顶底板移近量、巷道两帮移近量等。
( 1) 巷道顶板离层量。在顶板中间安装型号为LBY-3B的顶板离层观测仪, 间距50 m。前15 d, 每天观测1 次, 15 d后每周观测1 次, 由观测数据绘制得到的顶板离层量曲线如图6 所示。
从图6 可知, 测点1 顶板离层量深基点离层范围在40 ~ 70 mm, 浅基点离层量约在100 mm, 顶板离层量已趋于稳定。
( 2) 巷道顶底板移近量。采用“十字位移观测法”对巷道顶底板及两帮位移量进行观测, 每隔50m设置1 个观测点, 每周观测1 次, 由观测数据绘制得到的顶底板相对位移曲线如图7 所示。
根据以上表明, 采取锚网索梯次支护, 巷道顶板得到了有效控制, 支护参数合理。
( 3) 巷道两帮移近量。从图8 中可知, 观测点1巷道两帮的相对位移量均较小, 且慢慢趋于稳定, 说明巷道两帮围岩得到了有效控制。
5 结语
以车集煤矿2310 工作面两巷为研究对象, 对大埋深高应力煤巷围岩采取梯次支护技术, 通过现场监测结果表明: 根据巷道顶板离层量、顶底板及两帮巷道相对位移量变化分析, 巷道采取锚网索梯次支护后, 有效控制了巷道顶板及两帮围岩的移动, 说明巷道支护参数合理。随着观测时间的延长, 相对位移量逐渐趋于稳定, 说明巷道顶板及两帮围岩趋于稳定。实践证明, 深井煤巷采取锚网索梯次支护技术, 只要支护参数合理, 支护方案是可行的。锚网索梯次支护技术解决了长期以来大埋深高应力巷道支护难题, 为煤矿安全生产提供了可靠保障, 该技术有很好的推广价值。
参考文献
[1]于先福, 阎石.回采巷道锚杆支护设计[J].煤炭技术, 2008 (2) :48-51.
[2]何满朝, 谢和平, 彭苏萍, 等.深部开采岩体力学研究[J].岩体力学与工程学报, 2005 (16) :2803-2813.
高应力煤巷 篇6
随着我国煤矿开采深度的不断增加, 深井高应力煤巷的数量也越来越多, 由于这类煤巷围岩应力大, 容易变形失稳, 常规支护难以有效控制围岩的过大变形[1,2,3,4]。国内外经验表明, 钻孔卸压技术可以使巷道四周围岩应力得到释放, 改善围岩应力环境, 使高应力向围岩深部转移, 从而达到减小巷道围岩变形, 降低支护压力的目的。钻孔卸压技术在前苏联、日本等国研究和应用较多, 我国在这方面也有所研究。文献[5,6,7]通过数值模拟方法封分别研究了深井煤巷卸压孔与锚网联合支护技术, 钻孔破坏半径, 煤巷钻孔卸压机理的数值模拟与应用, 文献[8]从理论方面研究了卸压孔围岩应力分布, 文献[9,10]从工程应用研究了交叉式布孔技术在煤层抽采方面的应用, 双环圈密集布孔法卸压, 但对于卸压孔布置方式对卸压效果影响的研究较少。
本文利用FLAC3D软件对不同卸压孔布置如何改善高应力煤巷围岩应力环境, 减小巷道围岩变形进行了数值模拟, 得到了最佳卸压孔布置方式, 为高应力巷道围岩控制提供技术支持。
1 数值计算模型的建立
1.1 工程地质概况
本模型以某矿实际地质条件为基础。所研究巷道埋深约600m, 一侧为采空区, 两者之间的净煤柱宽5m, 另一侧为实体煤。所在地层属三叠系山西组, 主要由泥岩、砂质泥岩、砂岩以及煤层组成。煤层平均厚度7.4m, 巷道沿煤层底板掘进, 巷道净高3.3m, 净宽4.5m。工作面总体上为一向西倾斜的单斜构造, 煤层倾角为2°-6°之间。全煤含夹矸5层, 总厚度0.6m;直接顶为泥岩, 平均厚度7.5m ;老顶为细砂岩, 平均厚度5.2m;直接底为4.2m的泥岩;老底为6.7m 的中砂岩。
1.2 数值计算模型和模型方案
模型四周边界施加水平约束、底部施加垂直约束, 顶端边界施加15MPa均布荷载。建立模型长200m, 宽40m, 高80.4m, 模型取老顶、直接顶、煤层、直接底、基本底五层, 不考虑煤层倾角和夹矸, 采用Mohr-Coulomb破坏准则, 通过煤岩样力学实验, 确定模型围岩参数, 见表1。
卸压孔布置在巷道实体煤帮, 为了研究卸压孔布置方式对卸压效果的影响, 设计三种布置方案:单排布置、三花布置、五花布置。控制卸压孔孔径为80mm, 深度为6m不变, 单排布置为沿煤巷走向, 向实体煤帮打一排孔, 垂直位置为煤帮1/2处, 孔间距0.8m, 如图1 (a) 所示;三花布置为沿煤巷走向, 向实体煤帮打两排孔, 垂直位置分别为实体煤帮高度的2/5、3/5处, 孔间距1.6m, 上下孔水平正中交错, 如图1 (b) 所示;五花布置为沿煤巷走向, 向实体煤帮打三排孔, 垂直位置分别为煤帮高度的1/3、1/2、2/3处, 孔间距1.6m, 如图1 (c) 所示。 在建立卸压孔模型时, 采用圆柱型放射单元radcylinder进行模拟, 网格划分如图2所示。
2 模拟结果分析
2.1 实体煤帮应力分布
首先分析布置有卸压孔的实体煤帮的应力分布特征, 不同卸压孔布置情况下, 实体煤帮应力分布云图如图3所示。
从应力云图上可以看出, 卸压孔对巷帮应力分布产生了显著的影响。巷帮布置卸压孔后, 原来孔那部分煤所承受的载荷转移到四周, 孔附近形成小范围内应力二次分布, 当钻孔部分变形达到某一值时, 孔四周煤出现大量损伤, 产生一个弱化圈, 而弱化周围形成局部的应力集中。
煤的全应力-应变曲线反映了煤的应变软化特性和非弹性扩容特性[11], 当应力超过抗压屈服极限值后, 应变软化变形特性和非弹性扩容特性就会显现。在钻孔周围我们把塑性软化阶段、残余强度阶段分别称为塑性软化区和残余强度区, 而这两个区域的应力都低于原岩应力, 故称为卸压圈。从图3可以看出, 卸压孔布置方式由单排布置到五花布置, 其对应的卸压孔四周应力峰值都由钻孔中心向外部移动, 孔附近形成卸压区, 卸压孔越多, 由于卸压区相互叠加影响, 卸压范围迅速增加, 所以五花布置情况下卸压效果最为明显。
2.2 巷道深部围岩应力分布
如图4所示, 巷帮布置卸压孔后, 在卸压孔底部形成一个明显的卸压带, 使巷道周边形成的应力峰值向远离巷道的围岩深部移动, 使巷道处于应力降低区中, 通过对比无卸压孔与三种卸压孔布置条件下巷道深部围岩应力分布规律, 研究卸压孔布置方式对卸压效果的影响。巷帮至巷道深部围岩应力分布曲线如图5所示。
从曲线图上可以看到, 巷帮布置卸压孔与没有布置卸压孔情况相比, 最大应力值明显远离巷道。巷帮无卸压孔情况下, 应力峰值距巷道右帮距离为8m, 布置卸压孔情况下, 应力峰值距巷道右帮距离为16m, 应力峰值向深部转移了8m。曲线图上还可以看出, 单排布置卸压孔情况下, 应力峰值要比无卸压孔时大;三花布置情况下, 水平应力峰值有所降低, 垂直应力峰值与单排布置时相同;五花布置时, 水平应力峰值和垂直应力峰值都比无卸压孔时小, 最大水平应力减小了27.8%, 最大垂直应力减小了5.7%。对比可以知道, 卸压孔五花布置, 不仅能够使巷道周边高应力向深部转移, 还可以降低应力峰值, 有效地改善了巷道围岩应力环境。
2.3 巷道围岩变形分析
巷帮布置卸压孔后, 卸压区为巷道围岩提供了一定的变形补偿空间, 从而能够缓解和控制围岩的挤出变形, 以降低巷道变形。不同卸压孔布置条件下, 巷道位移变化曲线如图6、图7所示。
图6可以看出布置卸压孔后巷道实体帮出现不均匀变形, 从前面的卸压孔应力分布分析可知, 卸压孔附近形成卸压圈, 卸压圈分为两个区域:塑性软化区和残余强度区, 这两个区域的煤变形特性不一样, 在压力作用下, 这两个区域的煤不协调变形, 导致巷道实体煤帮出现不均匀变形。整体而言, 巷帮布置卸压孔后, 卸压效果显著, 巷道变形明显减小。无卸压孔时, 巷道实体煤帮最大变形量为180mm, 均值为115mm, 顶板最大沉降量为190mm;卸压孔单排布置、三花布置和五花布置时, 巷道实体煤帮变形量均值分别为66mm、65mm、30mm, 顶板最大沉降量分别为149mm、130mm、114mm。三种布置方式相比, 五花布置情况下, 巷道围岩变形得到了最好的控制, 与无卸压孔时相比, 巷道实体煤帮整体变形量减小了73.9%, 顶板最大沉降量减小了40%, 控制变形效果显著。
3 结论
(1) 钻孔周围形成卸压圈, 卸压圈由塑性软化区和残余强度区两个区域组成, 卸压孔从单排布置到五花布置, 由于钻孔卸压区相互叠加, 卸压范围增大, 卸压孔五花布置时, 卸压效果显著提高。
(2) 巷帮布置卸压孔使巷道周边形成的应力峰值向远离巷道的围岩深部移动, 通过数值计算, 巷帮布置卸压孔后应力峰值向围岩深部移动了8m, 而五花布置卸压孔, 不仅能够使应力峰值向深部转移, 而且降低了应力峰值, 有效改善了围岩应力环境。
(3) 巷帮布置卸压孔产生的卸压区, 为巷道围岩提供给了一定的变形补偿空间, 从而减小巷道变形。三种卸压孔布置方式相比, 五花布置情况下, 巷道变形最小, 与无卸压孔时相比, 巷道实体煤帮整体变形量减小了73.9%, 顶板最大沉降量减小了40%, 控制变形效果明显。
摘要：高应力是造成深部煤巷大变形的主要因素。钻孔卸压已成为高应力区围岩稳定性控制的主要方法之一。基于钻孔卸压原理, 以实际工程为背景, 设计了三种卸压孔布置方式, 并采用数值模拟的方法对不同卸压孔布置方式的卸压效果进行计算和对比分析。结果表明:卸压孔布置方式对卸压效果影响显著, 卸压孔五花布置时, 卸压效果最为明显;卸压孔周围形成卸压圈, 卸压圈相互叠加, 卸压范围增大;巷帮布置卸压孔使巷道周边形成的应力峰值向远离巷道的围岩深部移动, 五花布置卸压孔时, 不仅能够使应力峰值向深部转移, 而且降低了应力峰值, 有效改善围岩应力环境;卸压孔产生的卸压区, 为巷道围岩提供给了一定的变形补偿空间, 减小了巷道变形, 卸压孔五花布置时, 巷道变形最小, 与无卸压孔时相比, 巷道实体煤帮整体变形量减小了73.9%, 顶板最大沉降量减小了40%, 控制变形效果明显。
关键词：高应力煤巷,钻孔卸压,布置方式,数值计算
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高应力煤巷 篇7
随着煤矿生产力的不断发展和锚杆支护理论的完善和成熟, 以及“十五”期间的科技攻关, 锚杆支护在煤巷掘进支护中的比重越来越大, 目前全国主要矿区煤巷锚杆支护的比重超过了70%, 一些现代化大型矿井的比重超过了90%, 其主要原因在于煤巷锚杆支护有以下诸多优点:1.1在支护原理上符合现代岩石力学和围岩控制理论, 锚杆与被锚固围岩共同承载, 属主动支护, 能够调动和利用围岩自身的稳定性, 充分发挥围岩的自身承载能力, 有效地控制巷道围岩变形。1.2适应性强, 支护成本随采深增加、条件恶化的升幅, 不像棚式支护大幅度上升, 相反降低的更多, 支护效果更显著。1.3在相同地质条件下, 参数合理的锚杆支护, 围岩变形量通常比棚式支护减少一半以上, 一般条件下不需要维护, 困难条件下, 只需简单、快捷的维护。1.4所需材料体积小、重量轻, 辅助运量大大降低, 既减轻了工人的劳动强度, 又改善了作业环境。工作面端头不需要撤棚, 节省了回棚工序, 简化了端头管理。
2 煤巷锚杆支护存在一些问题
虽然煤巷锚杆支护有许多优点, 但由于其是隐蔽性较强的支护形式, 参数确定以后, 怎样确保工程质量和施工安全比较困难, 条件恶化或变化时不及时采取针对性的措施常常导致冒顶事故的发生。目前一些特殊地质条件如松软煤层的高帮, 大倾角巷道高帮, 沿空巷道, 高应力巷道的锚杆支护使用程度还很有限。这类巷道在高应力作用下, 帮部变形很大, 常常造成巷道收缩变形致使巷道无法使用, 特别是对于沿空掘巷, 目前的高性能锚杆组合支护技术也显得无能为力, 巷帮的变形量尤其是煤柱帮, 在掘巷之初就有明显的变形, 到回采阶段, 变形量通常达到总变形量的70%以上, 断面收缩近2/3, 巷道无法使用, 甚至造成安全事故, 许多工作面不得不停产翻修巷道或另开掘巷道, 给矿井的安全和生产带来极大的危害, 如何真正有效地解决这些复杂条件下的煤巷锚杆支护问题变得越来越急迫。因此, 我们创新性地提出在煤帮使用预应力桁架进行支护, 可以有效抵抗巷帮与顶板之间的相对错动剪切力, 有效控制帮部向巷内位移, 从而减少巷帮变形, 使巷道满足生产需要。
3 现有常用桁架的种类与特征
3.1 建筑类桁架概念和特征。
目前建筑行业使用的是建筑类桁架, 是指工程中由杆件通过焊接、铆接或螺栓连接而成的结构, 称为“桁架”, 通常是钢桁架, 主要是一种空间体系的架式结构, 其特征和用途与矿用桁架完全不同。建筑桁架的工程要求:足够的强度-不发生断裂或塑性变形;足够的刚度-不发生过大的弹性变形;足够的稳定性-不发生因平衡形式的突然转变而导致的坍塌;良好的动力学特性-抗震性。3.2简易锚杆桁架结构和特征。目前煤矿常用的桁架是简易锚杆桁架结构, 其主要由两个托板、两根倾斜锚杆和两根拉杆组成。托板的材料为铸钢, 托板上设计有1个倾斜锚杆孔和两个拉杆孔。拉杆为相同的两根螺纹钢或Q235钢筋, 两根钢筋的两端均制有螺纹, 通过螺母与托板联结在一起。简易锚杆桁架是一种能在巷道顶板的水平及垂直方向同时提供挤压应力的主动支护结构。在拉杆和两倾斜锚杆的协调作用下, 随着巷道顶板的弯曲变形, 在巷道顶板内部产生更大的水平挤压应力, 巷道顶板与桁架锚杆之间存在作用与反作用及相互制约的关系。
4 新型预应力桁架支护技术
4.1 预应力桁架的概念。
预应力桁架是将巷道两肩窝深部岩体作为锚固点, 专用张拉机具通过桁架连接器将高强度的预应力钢绞线锁紧, 并传递张拉力, 实现对顶板浅部围岩的兜护和对顶板结构的加固, 控制顶板的离层、防止顶板加固区整体垮冒。它由预应力高强度钢绞线、桁架连接器、锁具和锚固剂组成。4.2预应力桁架的作用机理。预应力桁架最初应用在顶板, 当支护的预应力达到一定程度时, 能形成预应力承载结构, 该结构不仅能够通过大变形实现对外层结构的适应性让压, 同时能够在大变形中保持整体稳定性。具有这种变形让压和整体稳定性特征的层状顶板结构叫预应力承载梁, 它具有连续传递应力的效应, 从而使垂向应力集中程度减缓, 两帮煤体破坏减弱, 消除或大大减缓顶板离层, 并从根本上控制巷道围岩的最终变形量, 以达到最佳支护效果。这种支护方式充分发挥了各自的优势, 刚柔相济、内外并举、标本兼治, 即控制变形又保证安全, 达到了安全和经济效果。4.3预应力桁架与锚索对比的优点。预应力桁架与锚索相比有许多优点:a.桁架内锚固点为巷道两肩窝深部岩体, 十分可靠, 而锚索内锚固点在巷道正上方, 可能随顶板垮落而失效;b.桁架中拉紧的钢绞线与顶板形成线或面接触, 作用范围大, 松散破碎顶板受力状态好;而锚索与顶板围岩是点接触, 外端煤体易破碎, 并导致锚索松动;c.钢绞线抗剪性强, 能够缓解水平应力导致的顶板支护结构的剪切破坏;d.随围岩变形易形成闭锁结构, 支护结构不易失效;而锚索随顶板变形, 载荷直线上升, 易拉断失效;e.桁架施加的水平预拉力在巷道顶板内产生一对对称弯矩, 平衡顶板弯曲而产生的拉应力区, 减少顶板破坏, 大大改善了顶板的稳定性。4.4预应力桁架的具体形式。4.4.1顶板桁架。预应力桁架在煤巷顶板已得到了广泛的使用, 施工工艺和技术日趋成熟, 特别是跨度较大的巷道, 应用桁架支护能够有效控制顶板变形, 满足矿井生产和安全需要。当巷道跨度大于4.0m, 直接顶为复合顶板时, 单纯施工锚索无法实现锚索的补强支护作用时, 为加强对顶板岩层的控制, 可垂直巷道走向施工顶板桁架, 桁架锚索以巷道两帮顶部较为稳定的岩层为锚固点, 而后两根锚索中间用桁架连接器联结并强力张拉, 产生的均布的水平方向载荷, 支撑顶板, 增大了护顶面积和强度, 达到护顶的目的。4.4.2帮部桁架。顶板桁架解决了大断面巷道顶板稳定与安全性问题, 但复杂条件下煤巷帮部稳定性问题给我们提出了更大挑战, 通过现场试验, 我们成功将顶板桁架应用于帮部, 支护时以顶底角为锚固点, 桁架产生的均布竖直方向的载荷, 形成“梁”结构, 以煤帮深部稳定围岩的小变形控制巷道外部的大变形, 解决煤巷帮部变形大的技术难题。帮部桁架又有两种方式:一是帮部竖向桁架, 用于实体和沿空, 这已在许多矿区推广应用, 效果良好;一是帮部横向桁架, 这些均是桁架支护在理念和手段的创新。4.5预应力桁架的施工方式。顶板桁架的施工与锚索相比有些区别, 这儿主要对帮部桁架的施工方式给予说明。4.5.1帮部竖向桁架的施工方式。分别在巷帮靠顶底板位置施工钻眼, 锚杆桁架施工60°时效果最好, 而我们通过现场试验, 钻眼角度与水平夹角40°~50°左右时效果良好;然后用扫孔器将眼内煤岩粉吹扫干净;在孔内穿桁架钢绞线, 钢绞线前端放树脂药卷锚固;用桁架专用联接器将两根钢绞线联接, 安装配套索具并用张拉仪进行张拉紧固, 张拉力不低于70k N。4.5.2帮部横向桁架施工方式。帮部竖向桁架在使用过程中出现了问题, 底角锚索钻孔的施工难度大, 锚固效果差, 针对此现象, 我们提出了横向桁架的支护形式, 以张新煤矿实际应用为例, 分别在靠近帮部的下部和上部适当位置施工眼孔, 垂直打入帮部, 为方便施工, 可适当向上10°左右, 仍用桁架联结器连接锚索, 张拉要求同竖向桁架, 完成两个横向桁架跳过两排钢带后安装第二排两个横向桁架。
结束语
预应力桁架支护技术在控制顶板离层、大倾角高帮整体移动、小煤柱松散变形及深井高应力软岩巷道围岩关键部位加固等复杂条件下的应用具有很强的灵活性和针对性。我国每年新掘煤巷10000km以上, 其中20~30%是各类复杂条件下煤巷, 成功应用预应力桁架支护技术, 就为该类煤巷锚杆支护提供了安全和技术保障, 同时给煤炭企业带来巨大的经济效益和社会效益, 应用前景非常广阔。
摘要：锚杆支护已成为当前煤巷的主要支护形式, 但由于复杂条件下仍存在一些安全和技术问题, 必须推陈出新。详细阐述了一种新型预应力桁架支护形式, 包括预应力桁架的概念、作用机理、与锚索对比的优点、具体形式以及施工工艺。最后给出了鸡西张新矿的成功应用实例, 表明了该支护技术在理念和手段上是煤巷锚杆支护的一个突破和创新, 有着很大的推广价值和广阔的应用前景。
关键词：煤巷,锚杆支护,预应力桁架,支护技术,创新
参考文献
[1]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.[1]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.
[2]付跃升.简易锚杆桁架在煤巷支护中的应用[J].建井技术, 1999, 4.[2]付跃升.简易锚杆桁架在煤巷支护中的应用[J].建井技术, 1999, 4.