组合锚杆支护

组合锚杆支护（精选7篇）

组合锚杆支护 篇1

1 煤层基本地质条件

马兰矿02号煤层:伪顶为铝质泥岩, 直接顶为粉砂质泥岩, 老顶为K4砂岩;底板多为泥岩、粉砂岩, 大多无夹石, 偶含1~2层夹石, 抗压强度72.8~80.7 MPa, 抗拉强度0.55-1.6MPa。工作面10709皮带巷825 m;轨道巷995 m (Ⅰ段123 m, 刀把子170 m, Ⅱ段702 m) ;主采煤层为02#煤, 煤层厚度1.70~2.20 m, 平均1.90 m, 属稳定可采中厚煤层。其下部间隔8 m左右为2号煤, 工作面整体呈单斜构造, 煤岩层倾角4°~13°, 平均7°。巷道顶板为炭质泥岩和砂质泥岩及砂岩复合顶板, 抗压强度较低, 易离层破碎, 顶板管理难度较大。

2 组合锚杆、锚索支护的关键技术

2.1 增强锚索技术

采用大直径Ф21.6钢绞线和300 mm×300 mm的大铁托盘, 增大对顶板的支护强度和接触面积, 增强了对顶板的主动支护作用, 有效控制了顶板压力显现时对两帮的压力传递。目前所用的普通小铁托盘 (200 mm×200 mm) 与顶板接触面积小, 形成点接触作用, 效果差, 使顶板下沉、两帮挤回、破碎的现象较为常见。

2.2 强化锚杆技术

采用“无纵肋螺纹钢式树脂锚杆+W钢带+金属菱形网”联合支护, 支护强度大, 抗破断性能更高, 对复合顶板围岩的支护效果更好, 体现了加长锚固锚杆的技术应用特征。同时采用MQS-90J2型气扳机可实现锚杆150~190 N·m的高预应力, 有效增加了锚杆对巷道围岩支护的主动支护作用。

2.3 关键部位强化技术

1) 两帮煤质松软时采用点“锚索+锚梁+钢筋网”联合支护, 增加两帮的支护强度, 增强两帮的承载能力, 有效控制了巷道侧应力对帮部围岩的破坏变形。

2) 在巷道中间打设戴帽点柱, 不仅可以使跨度大的巷道增加中间支撑点, 可有效地控制底鼓, 同时也对顶板的离层垮落起到早期预警作用。

3 数字模拟

3.1 参数确定

为了保证巷道在受采动影响变形后能够充分满足通风、运输、行人等需要, 设计时巷道采用了预留断面, 断面尺寸为:净宽×净高=4.5 m×2.8 m。以马兰矿10709回采巷道围岩特征为基础, 围岩力学性能参数见表1。

3.2 模拟方案

根据类似地质条件的多种经验, 确定了如下三种模拟方案。并分别对每一个方案中巷道顶、底板的垂直位移和两帮的水平位移进行了实时监测。

方案Ⅰ:顶 (帮) 锚杆长2 000 mm, 顶板采用5 300 mm长锚索2根。

方案Ⅱ:顶 (帮) 锚杆长2 200 mm, 顶板采用5 300 mm长锚索2根。

方案Ⅲ:顶 (帮) 锚杆长2 400 mm, 顶板采用5 300 mm长锚索3根。

3.3 模拟结果分析

经过现场采集数据, 每个方案巷道顶底板及两帮位移量统计如表2、表3所示。

从表2各方案对比可知, 方案Ⅰ中巷道在掘进期间围岩变形情况比方案Ⅱ和方案Ⅲ要严重得多, 方案Ⅱ中巷道四周围岩变形比方案Ⅰ减小了40%左右;方案Ⅱ和方案Ⅲ的巷道顶底板移近量差别不大, 从表3中可知, 方案Ⅱ在回采期间巷道顶底位移量和两帮位移量仍然很大, 最大位移分别为1 158 mm和2 055 mm, 通过比较, 方案Ⅲ对顶板的控制比方案Ⅱ理想得多。

从上述方案比较可得出以下结论:在方案Ⅲ虽然比较理想, 但是在控制巷道两帮位移及顶板下沉、地板底鼓方面在支护上还是不够的, 因此, 要在方案Ⅲ的基础上对巷道顶、帮再加强支护。将顶锚杆长增加至2 400 mm, 顶锚索采用“3-3”布置, 两帮采用锚梁来加强支护, 以达到预期的支护效果。

4 锚杆支护方案

1) 顶板选用5根2 400 mm长无纵肋螺纹钢式树脂锚杆+W型钢带支护, 锚杆间距1 000 mm, 排距800 mm, 每两排锚杆中间布置三根高预应力锚索, 钢绞线规格为Φ21.6×5 300 mm, 并配合300×300 mm的大铁托盘。

2) 两帮选用3根2 200 mm长无纵肋螺纹钢式树脂锚杆+W型钢带支护, 帮锚杆间距1 000 mm, 排距1 000 mm, 每五排锚杆在巷道顶板中间支设直径不小于180 mm的圆木点柱。

3) 锚杆、锚索均采用快速及超快速树脂药卷加长锚固, 扭矩不低于150~190 N·m, 锚固力不低于105 k N。

4) 支护示意图如图1所示。

5 矿压观测分析

10709工作面已回采完毕, 整体观测效果来看, 两巷在回采过程中受采动影响的情况下, 两巷达到了预期的支护效果, 满足了运输、通风、生产的需要, 极大地减少了维护成本费用。由图2、图3可看出巷道大约20 h左右顶、底板及两帮相对位移量基本趋于稳定。通过长时间地监测锚杆工作阻力的实际数据也充分说明了掘进巷道围岩经过20 h左右趋于稳定。由上图可以看出巷道两帮相对位移量为150 mm, 顶板下沉量为50 mm, 巷道变形主要表现为底鼓, 约206 mm, 占顶底移近量的85.14%。通过理论分析, 主要表现在顶板压力经过顶、帮组合锚杆形成的支护整体结构向底部传递压力, 底板在没有任何支护的情况下, 促使底板变形加大释放压力, 通过理论分析, 认为应选择有效的支护措施来加强控制底鼓。

6 结语

1) 02#煤层复合顶板由于回采期间受采动影响, 巷道围岩压力较大, 复合顶板直接顶层状顶板两层泥岩易离层, 采用常规的全锚支护较为困难。

2) 02煤层复合顶板回采巷道支护的关键在于对顶板及两帮的控制, 巷道顶板采用“高预应力锚索+大托盘+锚杆+金属菱形网”的组合锚杆 (锚索) 来控制, 来达到巷道预期的支护效果, 减少后期维护费用, 实现最大经济效益。

3) 长期的矿压监测说明了10709工作面轨道巷围岩变形主要表现为底鼓, 因此在巷道掘进期间要考虑到怎么样才能有效地控制回采期间巷道底鼓的发生。

4) 通过数值模拟技术可计算出煤矿井下岩石工程结构的应力、应变;分析岩石结构稳定性, 用来指导巷道支护设计, 并为该煤层巷道支护设计提供有力的科学依据。

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, 1999:9~20.

[2]陈炎光, 陆士良, 徐永圻.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994:18~27.

[3]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.

[4]康洪普, 王金华, 等.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2007:36~70.

组合锚杆支护 篇2

XX煤矿培训科 二零一二年八月

目

录

锚杆支护工培训教材提纲...................................1 锚杆支护工岗位责任制....................................2 锚杆支护工操作安全要点...................................2 锚杆支护工操作前的准备...................................3 锚杆支护工操作前的安全确认...............................4 锚杆支护工操作程序......................................5 事故案例................................................6 锚杆支护工培训教材提纲

一、备课人：xxx

二、备课时间：2012年8月15日

三、培训的目的：使员工掌握所需的安全生产知识、提高安全生产操作技能

四、培训的重点、难点：

锚杆支护工岗位责任制，安全注意事项，以及能熟练操作，并能掌握一些应急防范措施。

五、培训内容：

1、锚杆支护工岗位责任制

2、锚杆支护工操作的安全要点

3、锚杆支护工操作前的准备

4、岗位操作前的安全确认

5、操作程序

6、锚杆支护工危险源的辨识

7、本岗位事故案例

六、课后的思考题：

1、如何履行自己的岗位职责？

2、锚杆支护工的操作安全要点有哪些？

3、谈谈对事故案例的感想及今后预防措施？

锚杆支护工岗位责任制

1、锚杆支护工必须熟悉巷道支护方式及规格，正确使用支护材料。

2、锚杆支护工要有明确的分工，也要精诚合作。

3、锚杆支护工应按要求连接网片、安装锚梁、打注锚杆和锚索。

4、锚杆支护工必须掌握钻孔的深度、垂度、角度及锚杆、锚索外露长度、锚固力、拧紧力等，各项指标符合设计要求。

5、锚杆支护工进行支护前必须严格执行敲帮问顶制度，作业过程中随时注意顶帮变化，严防冒顶或片帮，坚持不违章作业，制止违章作业。对于不符合工程质量要求的坚决按规定补打或重打，直至合格为止。

6、要随时检查钻孔瓦斯涌出情况，严禁超限作业。

锚杆支护工操作安全要点

1、在支护前和支护过程中要敲帮问顶，及时摘除危岩悬矸。

2、严禁空顶作业。

3、煤巷两帮打锚杆前用手镐刷至硬煤，并保持煤帮平整。

4、严禁使用不符合规定的支护材料。

5、锚杆的直径、间距、排距、深度、方向等，必须符合作业规程规定。

6、安装锚杆时，必须使托盘（钢板、槽钢）紧贴岩面，未接触部分必须楔紧垫实，不得松动。

7、锚杆支护巷道必须配备锚杆检测工具，锚杆安装后，对每根锚杆进行预紧力检测，不合格的锚杆要立即上紧；对锚杆锚固力进行抽查，不合格的锚杆必须重新补打。

8、当工作面遇断层、构造时，必须补充专门措施，加强支护。

9、要随打眼随安装锚杆。

10、锚杆的安装顺序：应从顶部向两侧进行，两帮锚杆先安装上部、后安装下部。铺设金属网时，铺设顺序、搭接及联接长度要符合作业规程的规定。铺设网时要把网张紧。

11、锚杆必须按规定作拉力试验。煤巷必须进行顶板离层监测，并用记录牌板显示。

12、巷道支护高度超过2.5m，或在倾角较大的上下山进行支护施工，应有工作台。

锚杆支护工操作前的准备

1、备齐锚杆、网、梁、锚固剂、垫片等支护材料，并检查其材料质量是否合格，严禁使用不合格、变质的支护材料。

2、备齐施工机具（如风钻、煤电钻、钻杆、钻头等）并检查其完好性，严禁使用弯曲的钻杆、失爆的煤电钻等不合格规定的钻具。

3、检查施工所需的风、水管路及风嘴、水针，确保畅通。

4、空载试运转机具，确保正常使用。

5、检查控顶距及顶、帮永久支护情况，进行敲帮问顶工作。

6、检查、照看施工中腰线。

7、严格按“掘进钻眼工第4~8条”进行检查、处理。

锚杆支护工操作前的安全确认

一、施工前安全确认内容

手指口述：安全退路畅通，确认。手指口述：顶帮活矸危岩已处理，确认。手指口述：机载临时支护支设可靠，确认。手指口述：风水管路连接可靠，确认。手指口述：锚杆钻机完好，确认。

（二）、施工中安全确认内容 手指口述：眼位已确定，确认完毕。手指口述：钻杆连接可靠，确认。手指口述：锚杆孔深度达到要求，确认。手指口述：孔壁已清洁干净，确认。手指口述：垫片、螺母已上好，确认。手指口述：金属网已连接好，确认完毕。

（三）、施工后安全确认内容

手指口述：支护质量符合要求，确认。手指口述：风水管路已关闭，确认。手指口述：钻机已放在指定位置，确认。手指口述：钻头、钻杆已收好，确认。

锚杆支护工操作程序

1、准备、检查支护材料、支护机具及风、水管路，处理隐患问题。

2、敲帮问顶，处理活矸危岩。

3、进行临时支护。

4、当顶板涌水量大，锚杆无法安装时，应在与设计锚杆眼平行距设计锚杆眼300mm处重新打一个锚杆眼进行锚杆安装。

5、按中、腰线标定眼位。

6、钻眼。

7、安装锚杆、金属网、锚梁，上垫片。

8、测试锚杆锚固力，检查支设质量，对不合格的锚杆进行补支处理。

9、清理现场，收拾好钻具、材料。

锚杆支护工危险源辨识

1．装卸锚杆操作不规范，作业规程未对树脂药卷运送要求。2．启动前未检查锚杆机的完好或检查不到位，操作锚杆机时，没仔细观察周围环境。

3．启动锚杆机前未检查水路、油路。4．未检查或检查不到位，顶板、两帮状况差。

5．操作不当；掘进支护工戴手套、松散袖口、衣襟作业；液压管路接口松动或老化；锚杆机不完好；持证上岗、熟悉本岗位工作、熟练操作，锚杆钻机，锚杆钻机钻杆。

6、敲帮问顶工具不合适。

7、顶板和巷帮不完好。

8、高空作业未挂保险带。

9、打眼过程中操作不当或操作人员配合不当。

10、锚杆安装质量不合格。

事故案例

1、事故经过：

1999年4月22日晚六点班，XX掘进工作面正在生产。由于该工作面顶板压力大，煤壁松软，不时有大块煤块折帮。当班21点左右，扒装机前移后，跟在机后清理卫生的徐XX被突然折帮的煤块砸在右小腿上，造成小腿轻微骨折，肌肉撕裂。

2、事故原因：

（1）员工徐XX自主保安意识差，对煤壁折帮可能造成的危害辨识不到。

（2）当班班长班中巡查不到位，不能够对工作面存在的危险源及时提出警示。

（3）工区安全教育培训不到位，致使职工对危险源辨识能力不强，安全防范意识差。

3、防范措施：（1）加强对职工的安全教育培训，提升安全防范意识和危险源辨识能力。

组合锚杆支护 篇3

1巷道联合支护方式

随着矿山地层条件的变化, 目前单纯的锚杆支护技术已经不能满足巷道稳定及安全需要, 从而在锚杆支护的基础上形成了一系列的支护形式, 锚网支护成为最新的联合支护方式[3,4,5]。现对锚杆+ 双X型钢筋托梁+金属网联合支护进行分析, 其中双X型钢筋托梁是支护系统的关键部件, 它将锚杆和托梁组成一个整体承载结构, 达到提高锚杆支护的整体效果。

2双X型钢筋托梁的结构及特点

(1) 结构。

双X型钢筋托梁结构如图1所示。由2根横梁和用螺丝固定在两梁的若干对的X型钢筋组成, 横梁上每隔一定距离就有一限位孔, 使锚杆呈规律性支护。当有变形压力时, 双X型钢筋使横梁受力分布更加均匀, 支护面积大, 增大了抗拉强度和抗撕裂强度, 不易损坏, 护帮效果好。

(2) 特点。

①两横梁是钢板。钢板有一定的弹性, 当有变形压力时, 有一定的缓冲空间, 允许围岩产生一定量的变形, 又限制围岩产生过大的变形, 实现了柔性支护。②钢筋组制成双X型。便于拖住破碎垮落的岩石, 使两横梁不至于变形过大, 减少其损坏, 同时也有利于金属网的铺设。③双X型钢筋组与两横梁用螺丝固定, 不焊接。抗弯强度大, 比焊接所承载压力大。④柔性支护。有很好的延伸性, 充分发挥柔性让压支护作用, 能更好发挥高应力围岩自承能力。

3组合支护工作原理

当巷道的顶板易破碎时, 双X型钢筋托梁的交叉点用螺丝固定, 使其接点处不易开裂, 起到托住顶板的作用。当有变形压力时, 顶板易破裂, 破碎的岩石被双X型钢筋托住。由于双X型钢筋托梁整体紧贴顶板, 接触面积大, 从而限制破裂后的顶板岩石掉落, 破裂的岩石紧紧挤在一起而不垮落, 同时双X型钢筋还能释放一定的压力, 使整体受力均匀, 达到整体平衡的目的。围岩变形发展很快, 甚至围岩深处也有不同程度的位移, 继而可能出现围岩破碎、流变以致垮落。双X型钢筋托梁既允许围岩产生一定量的变形移动, 以发挥围岩自承能力, 又能限制围岩发生大的变形移动, 减少了当顶板来压时托盘与钢板横梁之间的错动而对锚杆杆体产生的剪切破坏, 变被动支护为主动支护, 使双X型钢筋托梁、托盘、锚杆三者之间成为一个统一的整体, 实现了稳定的规律性支护。

4组合支护技术的优越性

锚杆+双X型钢筋托梁与钢筋梯托梁相比, 具有较多优越性。

(1) 支护结构简单, 性能好。

组合支护组装方便, 双X型钢筋组可以托住破碎的大块岩石, 允许一定量的变形, 又限制过大的变形, 增大了抗拉强度和抗撕裂强度, 不易损坏, 护帮效果好。而钢筋梯托梁与顶板接触面积小, 柔性小, 漏矸, 不能大面积规律支护。

(2) 劳动强度低, 效率高。

巷道掘进时, 组合支护技术减少了支护材料的运输量, 劳动强度降低;工作面回采时, 省去了支架的回撤工作, 提高了煤矿的安全系数;紧跟掘进工作面, 有利于实现快速掘进支护机械化;把每根双X型钢筋托梁编号处理, 增加预警装置, 便于维修。而钢筋梯托梁焊接点存在安全隐患;所需钢材多, 运输量大, 劳动强度高, 返修率高, 效率低。

(3) 具有“先柔后刚”的支护特性。

组合支护双X型钢筋托梁紧贴顶板, 对围岩外部进行抗压, 形成一个围岩与双X型钢筋托梁支护的整体承载结构, 限制破碎后的岩石产生过大的变形, 使破碎的岩石紧紧挤在一起而不垮落, 调动围岩的自身稳定性, 形成“柔性”支护。虽然钢筋梯托梁技术也有一定的二次支护, 但作用面积不大, 效果不太明显。

(4) 前景广泛, 效益明显。

组合支护可直接降低支护成本, 相应减少巷道断面支护, 节省大量材料, 巷道维修量降低, 返修率低, 节约维修费用, 提高经济效益, 具有更加广阔的推广应用前景。虽然钢筋梯托梁所需成本低, 但需要大量的材料, 维修费用高, 易损坏, 较适用于小型矿井生产。

5结语

(1) 锚杆与双X型钢筋托梁组合支护巷道顶板, 是一种新型的控制围岩变形位移的方法, 可以有效改善巷道支护状况。

(2) 组合技术适应于松软、高应力围岩的条件, 施工方便、快捷, 操作简单, “先柔后刚”等优越性有利于煤矿安全生产。该组合技术的推广应用对发展高产高效矿井有促进作用。

参考文献

[1]党计秋, 李根生, 党计同, 等.钢筋梯托梁[P].中国:200620080476.1, 2006-01-07.

[2]张丰鹏.双X型钢筋托梁[P].中国:201120459607.8, 2012-07-11.

[3]姜有, 蔡永乐, 刘金枝, 等.在《井巷工程》教学中培养学生的创新素质[J].中国青年科技, 2008 (12) :53-56.

[4]东兆星, 吴士良.井巷工程[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009.

基于锚杆支护的回采巷道支护管理 篇4

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

锚杆支护及其配套技术 篇5

关键词：锚杆加固,光面爆破,喷射混凝土

1 前言

理论和实践均证明,在各种形式的锚喷支护体系中,都是以锚杆作为主体的。锚杆在整个支护系统中起到了举足轻重的作用,扮演着重要的角色。而其他支护措施,如喷射混凝土、金属网、钢带、金属支架等都属于配套措施,可视具体情况因地制宜地选用。因此,凡是以锚杆为主体、控制围岩的变形与破坏、维护围岩稳定的,统称为锚杆支护,这就突出了锚杆在锚喷支护中的重要作用。

锚杆支护具有技术先进、经济合理、质量可靠、用途广泛等一系列明显的优点。锚杆是存在于“锚杆-围岩”相互作用体系中的一种“内支护”,其作用在于改善围岩的力学性质和受力状况,从而使被动的岩体转变为主动的承载结构。但是,单纯锚杆支护不能防止围岩的风化,不能有效控制杆间岩石的剥落,通常在围岩松动或大变形的情况下,导致锚杆支护的失效。因此,锚杆应配合其他配套措施,以扩大其应用范围和改善支护效果。

锚杆支护的配套措施,主要是为了克服锚杆支护的弱点、增强支护效果而采取的措施。主要有光面爆破、喷射混凝土等。

2 锚杆加固

锚杆加固技术具有安全、快速、低成本特点。我国锚杆加固技术早在20世纪50年代中期就已起步,当时主要采用机械式金属锚杆,发展速度缓慢。20世纪60年代初研制了压缩木锚杆,在一定程度上促进了锚杆支护技术的发展。到20世纪70年代初,我国原煤炭部在科研部门的配合下,在湖南试验成功了“锚杆-喷射混凝土支护”,以代替传统的砌碹,优越性十分明显。锚喷加固技术应用范围十分广泛,它可以在各种不同岩类、不同跨度、不同用途的地下工程中,受静载或动载时作临时支护、永久支护、结构补强以及冒落修复等之用,而且还可用于深基坑维护、边坡治理与加固、危险建筑物与结构物加固等方面。

3 光面爆破

光面爆破简称光爆,是一种合理利用炸药能量的控制爆破技术。用这种方法开掘出来的地下工程成形规整,符合设计的断面轮廓尺寸,岩壁无明显的爆震龟裂,保护了围岩的强度和整体性,提高了围岩的稳定性与自撑能力。

光面爆破,就是控制爆破的作用范围和方向,使爆破后的岩石光滑平整,防止岩面开裂,减少超、欠挖和支护工作量,增加岩壁的稳定性,减少爆破的振动作用,进而达到控制岩体开挖轮廓的一种技术。

3.1 光面爆破的类型

(1)按爆破时序分类

①周边眼后裂法,又称修边法。

②预裂光爆法。

(2)按爆破深度分类

①浅孔光爆法。

②中深孔光爆法。

③特深孔光爆法,又称超深孔光爆法。

3.2 光面爆破的标准

在《锚杆喷射混凝土支护技术规范》中,规定了光面爆破质量应符合下列要求:

(1)眼痕率:硬岩不应小于80%,中硬岩不应小于50%。

(2)软岩中隧洞周边成型应符合设计轮廓。

(3)岩面不应有明显的爆震裂缝。

(4)隧洞周边不应欠挖,平均线性超挖值应小于150mm。

3.3 实现光面爆破应采取的措施

要实现光爆,符合光爆的要求,达到光爆的标准,应采取下列措施:

3.3.1 尽量减少爆炸裂隙

(1)选择合适炸药

由于炸药在岩石中爆炸产生的爆轰压力可达到几万至十几万个大气压,远远超过了任何岩石的抗压强度,故一般的炸药很难控制对岩石的破坏作用。

炸药爆炸产生爆轰压力为:

P=ρ0D2/4

式中:P—爆轰压力;

ρ0—炸药密度;

D—爆速。

由上式知,爆轰压力P与炸药密度ρ0成正比,因此应选用密度小的炸药;爆轰压力P与爆速D成正比,而同种炸药的爆速,又是随着药卷直径的减小而降低,故应选用爆速D小,药卷直径小(但要大于稳定爆轰的临界直径)的炸药,对减少爆轰压力效果显著。

(2)合理选择装药结构

国内外目前都采用所谓不耦合装药结构,即在炮眼中装填的药卷直径远比炮眼直径小。炮眼直径和药卷直径之比称为不耦合系数。不耦合装药结构有利于光爆的原因,主要在于爆轰波经过一段空气间隔才传到岩石,形成在空气中传播的冲击波,它在传播时压力迅速衰减。因此,如果设法将炸药悬在炮眼中心,四周不与眼壁接触,效果将会更好一些,但要做到这一点,会使制作复杂,装药麻烦。通常采用使炸药与炮眼相切的方法,效果还是能够令人满意的。

(3)严格控制装药量

因为药量越大,产生的破碎范围越大,爆压也更大,且爆破波与爆生气体压力的作用时间也更长。故在能够将岩石爆落的前提下,药量越少越好,尽可能减少装药密度,减少静压的破坏作用。

3.3.2 促进两炮眼间开成贯穿裂缝

两个周边光爆炮眼之间形成贯穿裂缝,是光面爆破技术中的关键,它的光滑或凹凸决定了巷道成型的好坏。

(1)爆药要求

所采用的炸药除满足性能要求外,爆炸生成气体的量还必须大些,同时在装药结构上应使爆生气体在炮孔全长上有均匀的作用力。因此,细长药卷较好。当不采用细药卷时,可将炮眼口部塞紧,让爆生气体有一膨胀空间,达到在炮眼全长上作用力比较均匀的目的。

(2)尽可能同时起爆

周边眼是否能同时起爆,是产生光滑贯穿裂缝的关键。从理论上讲,两孔起爆时差不能大于静压力的作用时间,否则就达不到静应力的叠加。

3.3.3 防止产生超、欠挖

(1)确定合适的炮眼密集系数

光爆层的厚度(即最小抵抗线W)与光爆炮眼间距E之比,称为炮眼密集系数(M),即:

M=E/W

式中:M—炮眼密集系数;

E—周边眼间距,mm;

W—最小抵抗线,mm。

实距证明,如果M过小就会在两眼之间由于爆破而形成超挖;M过大就会在两眼之间留下岩石残根形成欠挖,掘进断面出现凸凹不平。只有当M=0.8～1.0时,才能获得较好的光爆效果。

(2)减小钻孔时产生的裂隙

由于爆生气体无孔不入,如果周边眼的眼壁上有一些方向不定的裂隙,就会由于爆生气体的渗入膨胀发展为大裂缝,破坏围岩的完整性。因此,打周边眼时应使用锐利的钎子,使孔壁光洁平整。

3.4 爆破基本参数

爆破基本参数主要包括炮眼深度、炮眼直径和炮眼数目,应根据地下工程施工的地质条件、岩石性质、施工机具和爆破材料等确定。

3.4.1 炮眼深度

炮眼深度的确定是一个十分重要的问题。合理的炮眼深度应使爆破效率高、爆破质量好、辅助作业时间少、掘进速度快和施工成本低,并有利于组织正规循环作业。

在确定炮眼深度时主要考虑因素有:巷道断面的大小及掏槽眼的类型:钻眼机具可能达到的最大钻眼深度;炸药的传爆距离;巷道围岩的地质及水文地质情况等。

3.4.2 炮眼直径

炮眼直径应保证药包能顺利地装入炮眼中,一般按下式确定,即:

Φ=d+(4～6)

式中:Φ—炮眼直径,mm;

d—药包直径,各类炸药的药包外直径一般为:铵锑类炸药为25和35mm;水胶炸药为25、32、35、45和80mm;乳化炸药为32、35和45mm。

3.4.3 炮眼数目

炮眼数目主要根据岩石性质、巷道断面积和炮眼布置等因素综合确定,其方法主要有两种。

(1)根据单位炸药消耗量估算炮眼数目

其计算公式如下:

N=qSmη/αP

式中:q—单位炸药消耗量,kg/m3;

S—巷道掘进断面积,m2;

m—每个药包长度,m;

η—炮眼利用率;

α—装药系数,即装药长度与炮眼长度之比,一般取0.5～0.7;

P—每个药包的重量,kg。

(2)根据类比法确定

根据以往的经验数据选取,并在施工中不断试验、不断总结,加以修定以确定合理的炮眼数目。

4 喷射混凝土

喷射混凝土是一定配比的水泥、砂子、石子和速凝剂的拌和物,通过混凝土喷射机,以压缩空气为动力,沿着管道压送到喷嘴处,与水混合后,以较高的速度(30～120m/s)喷射到岩石上凝结硬化后而形成的一种支护形式,喷射混凝土作为地下工程的一种支护方式,已得到日益广泛的应用。

4.1 喷射混凝土的材料

(1)水泥

应优先选用硅酸盐水泥或普通硅酸盐水泥,也可选用矿渣硅酸盐水泥或火山灰质硅酸盐水泥,必要时,可采用特种水泥。水泥强度等级不应低于32.5MPa,过期、受潮结块或混合的水泥不得使用。

(2)砂

一般用中砂或粗中砂混合的石英砂为最好,细度模数宜大于2.5。细砂会增大水泥用量,增加混凝土的干缩量和降低混凝土的强度。过细的粉砂中含有小于5mm的颗粒,飞扬于空气中会影响工人的健康,不宜使用。砂子使用前要过筛,含泥量超过3%时,要用水冲洗。但使用前应控制砂的含水率,干法喷射时,砂的含水率宜控制在5%～7%;当采用防粘料喷射机时,砂的含水率可为7%～10%。

(3)石子

可采用坚硬耐久的河卵石,卵石本身强度高、表面光滑,有利于在管道中输送,可以减少堵塞现象。碎石表面粗糙、多棱角,虽然在喷射时容易嵌入塑性的砂浆层而减少回弹量,混凝土的强度也较高,但对输料管磨损也较重,也容易产生堵管现象。故在条件许可范围内,应优先采用河卵石作粗骨料。石子使用前应筛洗,粒径不宜大于15mm。当使用碱性速凝剂时,不得使用含有活性二氧化硅的石材。

(4)水

水质要洁净,不应含有影响水泥正常凝结与硬化的有害杂质。不得使用污水及pH值小于4的酸性水和含硫酸盐量按SO-4计算超过混合用水重量1%的水。

(5)外加剂

速凝剂是喷射混凝土中的一种必要的外加剂,掺用速凝剂的主要目的是使新喷料迅速凝结,减少回弹损失,提高对潮湿环境的适应性,适当加大一次喷射厚度,缩短两次喷敷之间的时间间隔,提高混凝土的早期强度,以便及时提供支护抗力。

4.2 喷射混凝土的配合比

配合比的合理与否对喷射混凝土的效果关系极大,合适的配合比应使喷射混凝土层有足够的抗压、抗拉和粘结强度,以及收缩变形值小,回弹率低。总结我国喷射混凝土的实践经验,干法喷射水泥与砂、石之重量比宜为1.0∶4.0～1.0∶4.5;水灰比宜为0.4.～0.45;湿法喷射水泥与砂、石之重量比宜为1.0∶3.5～1.0∶4.0;水灰比宜为0.42～0.50,砂率宜为50%～60%。速凝剂或其他外加剂的掺量应通过试验确定。用于湿法喷射的混合料拌制后,应进行坍落度测定,其坍落度宜为8～12cm。

5 结束语

煤矿锚杆支护技术分析 篇6

关键词：煤矿,锚杆,支护,技术,安全,措施

随着煤矿采煤巷道的支护工作进行,锚杆支护得到了充分的发展,大大的提高了工作安全和工作效率,从而提高了企业经济效益,例如支护效果好、维护方便、操作简单、成本较低等,但是不可忽视的是锚杆支护也具有一定的缺点,包括顶板冒落突然,冒落范围较大等,一旦发生事故将会造成严重的影响,威胁到工人的生命安全和生产的正常进行,所以对锚杆支护技术不断的改进和讨论是十分必要的,希望本文的相关讨论能够引起从业者的一些思考。

1 锚杆支护的优势

1.1 锚杆支护的作用

锚杆支护的主要原理就是采用锚杆的受力将锚杆与岩体进行粘结,从而提高岩体的整体性,避免岩体的不稳定性造成的坍落等现象,另外锚杆对于岩层的悬吊也起到了作用,通过预紧力的作用能够对岩层之间的摩擦力造成影响,摩擦力的增大和锚杆本身的受力作用控制了岩体之间的互通现象,从而提高了岩层本身的承载能力,对于巷道的岩体受力来说也得到了充分的改善,将原本的二向受力转化为三向受力,从而提高了岩体的稳定性。

1.2 锚杆支护的优点

锚杆支护将原本的被动支护变为主动支护,这种支护改变了传统支护方式的变形后支护的原则,采取了提前支护,主要是利用杆体、锚固剂、托板等对围岩进行一个强度的支撑,围岩在开发过程中的持续形变锚杆也会随之不断的增加支护力,从而防止了早期的顶板离层或者片帮等现象,锚杆支护还能够对工作面的超前支护和端头支护进行简化,为后续的开发和产出提供了良好的环境基础。

1.3 消除安全隐患

在煤矿的开采过程中,顶板煤层与棚架之间一旦出现空隙将容易造成自燃现象,容易引发严重事故,另外在大断面开发以及棚架撤回等动作时也容易发生大面积冒落或伤亡事故。锚杆支护的使用有效的消除了这些问题,大大提高了安全概率。

1.4 降低支护成本

锚杆支护与传统支护相比大量的节约了材料,不管是木材还是钢材,节省了资金,降低了成本,同时还降低了劳动强度,提高了工作效率。

2 锚杆支护技术的概述

基于不同的锚杆支护作用分析现阶段煤矿掘进巷道支护方式大多以组合锚杆支护为主,根据实际的煤矿巷道情况,采取合适的巷道支护方式,形成不同的组合锚杆支护方式,基于不同的锚杆支护方式,对其作用进行分析。

2.1 悬吊式锚杆支护

早期的锚杆支护主要以悬吊为主,根据不同的围岩情况,悬吊式锚杆支护存在许多不合理的地方,当围岩周边细碎岩石较多,本身围岩就存在一定的问题,在此基础上悬吊锚杆,不仅难以保证锚杆支护的稳定性,还会加重巷道围岩层的跨落,进一步破坏围岩整体结构。

2.2 组合梁锚杆支护

由于巷道围岩属于一种岩性结构,分为多层次的岩石层,岩层表现为多种多样。采用组合梁锚杆支护,将多层围岩锚固起来,用于加强围岩承载力,当岩层过于破碎,可以凭借岩石层间的相互摩擦、挤压,也可促进围岩稳定。

2.3 组合拱锚杆支护

组合拱锚杆支护相较于组合梁锚杆支护,当岩层过于破碎,可以凭借间自身获得围岩的稳定,组合拱锚杆支护也可发挥效用,例如一些大断面巷道、拱型巷道中,采用组合拱锚杆支护,将多层破碎围岩锚固起来,减少围岩的跨落,依靠岩石层相互摩擦、挤压,提高其拱形结构的承载能力,防止围岩变形,促进围岩的安全与稳定。

2.4 锚杆孔的注意事项

锚杆支护中锚杆孔的设计尤为重要,锚杆孔的设计与施工需要充分注意,首先必须根据相关规范要求对锚杆孔的间距和大小深度等进行标记,保证锚杆孔的轴偏差在误差范围内,锚杆孔的深度必须长于锚杆长度。

2.5 锚杆支护施工

在施工中首先要做到必须严格遵守相关制度,避免投机取巧造成的事故隐患;另外对于不同的煤矿地质情况要根据实际情况进行掘进支护的方案设定,从标准化、规范化、有序化方面做到持续的完善;施工中施工人员的安全意识也尤为重要,除了技术方面,意识方面的提高也是不容忽视的,这就需要做好施工文明的培训工作,巷道内设立相关警示标牌,使工作人员随时提高警醒;最后还需加强对施工作业的监管与检查,对一些围岩支护情况比较复杂的巷道,应加强锚杆支护强度,采用加密锚杆、点柱、架棚、锚索锚固、全长锚固等方式,在实际煤矿巷道掘进支护中,不可使用永久支护的锚杆、钢带、锚索、金属网起吊设备等,及时、定期对锚杆支护情况进行检查,还需加强失效锚杆、支护顶板的检查与修复。

2.6 锚杆支护的发展

为了煤矿开发的快速发展,人才是十分必要的,要通过引进、培养煤矿开采专业技术人才,进一步加强整合煤矿的技术力量,确保整合煤矿的人力资源保障。积极采用高新技术和先进适用技术改造整合煤矿。在适宜的条件下,大力推广应用综采与综掘技术及装备,提高矿井的机械化与自动控制技术水平;加大安全装备的投入力度,确保矿井安全。在煤矿开采的同时,应重视和解决煤矿开采引起的环境问题。如保护土地资源、水资源,实现节能减排、综合利用等。

3 结语

综上所述,煤矿开发的不断发展为巷道掘进的支护奠定了基础,煤矿锚杆支护为煤矿的开发发展提供了广阔的空间,锚杆支护技术在煤矿生产中应用越来越广泛,从支护方式到支护技术都逐渐改善和发展,为煤矿企业的发展奠定了良好的基础。

参考文献

[1]景小明.关于煤矿锚杆支护的探讨[J].内蒙古煤炭经济,2014(5):52-53.

[2]相运保,冯国海.浅谈桃园煤矿锚杆支护应用过程见解[J].科技视界,2014(21):260-260,313.

[3]王玉良.煤矿锚杆支护工程质量管理探讨[J].中外企业家,2012(7):160-161.

锚杆支护技术研究与优化 篇7

关键词：锚杆支护,设计,优化,安全生产

0 引言

据了解, 国内外大多数学者对锚杆支护技术都做了一定的分析研究, 发现锚杆的预拉力在锚杆支护中起到了更为关键的作用, 然而, 高强螺纹钢树脂锚杆技术可以有效解决系统本身强度和锚杆与围岩的锚固技术问题, 其不仅可以提高围岩的自承力, 也可以改善锚杆的实际工作特性, 通过对锚杆支护技术进行优化, 从而完成一套完整的锚杆支护体系。

1 煤岩锚杆支护技术分析研究

1.1 影响煤岩锚杆支护的因素

在煤炭围岩建设中, 若在一定条件下因应力重新分布而出现变形, 则可能发生围岩破坏失稳的现象, 根据煤岩破坏形态及破坏机理的不同, 可以将巷道围岩破坏分为局部落石破坏、拉断破坏、重剪破坏、岩爆破坏等类型, 影响巷道围岩稳定性的因素有巷道围岩强度、围岩地应力、岩体完整性、工作面回采引起应力变化对巷道围岩稳定性的影响。对于影响巷道锚杆支护质量的因素, 在围岩中设置锚杆支护, 不仅可以改变围岩受力状态、通过加固岩梁, 也可以降低顶板所受张拉强度, 但是, 在锚杆支护建设中, 影响锚杆支护质量的因素有很多, 包括锚杆支护参数、锚杆预应力、锚固长度及锚杆支护时间等。对于预应力锚杆支护技术, 根据锚杆的作用特点, 可以分为主动式锚杆和被动式锚杆, 预应力锚杆安装完成后, 需要施加预紧力来增加不同岩层间的摩擦力, 并通过形成梁的承载结构来提高巷道围岩的稳定性, 而被动式锚杆支护只在围岩变形后起到加固作用, 因此, 在预应力锚杆支护中, 应及时对围岩进行锚固, 若锚固不及时, 则可能发生围岩变形的现象。

1.2 锚杆支护稳定性分析研究

在锚杆支护稳定性分析中, 一般建立数值模拟计算模型来分析研究工程开挖所引起的岩体应力及破坏的发展规律等, 传统的解析方法已远远不能适应岩土工程的发展要求, 随着数值模拟技术的不断发展, 数值模拟方法已成为研究岩土力学的重要手段之一, 采用数值方法, 可以充分考虑非均质特性及介质等复杂地质条件。在地下工程问题中, 常用的数值方法包括有限元、边界元和离散元等方法, 但应用最广泛的属于有限元法, 而FLAC程序是一种显示函数有限差分的程序, 其可以较好地模拟地质材料在极限时所发生的塑性流动的力学行为, 在模拟巷道开挖对围岩稳定性的影响, FLAC可以有效计算分析锚杆支架与围岩的相互作用关系。因此, 对于数值模拟计算模型的设计, 应遵循以下几个原则:第一, 构建FLAC模型时, 应根据影响巷道稳定的地质因素和生产技术进行合理的抽象、概化。第二, 受地下工程时空特性的影响, 在模型设计中, 应充分体现出伴随工作面所引起的动压对回采巷道稳定性的影响。第三, 设计的模型应与地下工程实际相符合, 全面体现出煤层巷道的受力特性, 并尽可能体现出岩层断层、裂隙而导致的岩土不均性等物理力学特性。

对于几何模型的确定, 对于受采动影响的煤层巷道, 尤其是留窄小煤柱护巷的回采巷道, 受上采空区边缘残余支承压力的影响, 巷道围岩已遭到了一定的破坏, 因此, 在计算模型范围中, 由于巷道开挖后顶底板在内的围岩原始应力将发生相应变化, 考虑到数值模拟计算的方便性, 应给数值模拟一定的限度。对于边界约束条件的确定, 应将左右边界作为单约束边界, 下部边界作为全约束边界, 上部边界不约束, 为自由边界。另外, 针对数值模拟方案的确定, 应采用FLAC数值模拟程序对锚杆支护时巷道围岩变形及稳定性进行分析, 为了正确模拟在支护参数条件下回采巷道围岩的变形破坏情况, 在计算过程中, 应按照以下步骤来开展工作:第一, 应对给定边界力学、位移条件下模型的初始状态进行计算。第二, 对巷道上段开采区进行模拟。第三, 模拟巷道开挖、巷道掘进期间的变形破坏情况和回采期间的变形破坏情况。

2 煤岩锚杆支护优化

对于巷道锚杆支护的优化, 由于围岩应力和围岩强度直接决定了巷道围岩的变形和破坏特性, 因此, 锚杆支护优化主要是对围岩应力不断调整的过程。由于巷道围岩的深部与浅部的位移是不一致的, 并且各种刚性支架对深部围岩的控制作用也是有限制的, 如U型钢可缩性金属支架, 尤其是在巷道表面, 若支架与围岩出现均匀接触的状态, 则容易造成因应力集中而导致围岩软弱层发生剪切破坏的现象, 因此, 对于不稳定围岩巷道支护, 采用锚杆支护技术是一种有效的支护方式, 锚杆支护参数设计方法也被称为煤巷锚杆支护监控设计方法, 其主要是以对地应力场及其对巷道稳定性的影响方式作为理论依据, 要形成一个完善的支护体系, 就必须充分了解巷道围岩的强度特征、围岩变形失稳规律、锚杆支护机理及支护特性, 充分利用每一个过程中所提供的信息, 并根据实际施工条件来实现支护机构、变形、参数的优化, 锚杆支护优化主要分为考虑岩体条件、初步设计、矿压观测、工程支护效果现场写实调查等步骤。另外, 对于动压煤层巷道锚杆支护设计思路, 其主要是将组合梁理论、煤层巷道钢柔耦合支护理论作为依据的, 煤层巷道锚杆支护组合梁理论认为:通过增加锚杆各层岩层间的摩擦力和抗剪强度来防止岩层沿层面滑动, 从而避免各层出现离层现象, 而刚柔和支护技术是根据位移分析原理来确定支护系统二次组合支护的最佳时间段, 降低支护体对围岩的支护力, 从而最大限度地发挥围岩的自承能力。随着支护技术的不断优化及改善, 并通过现场施工监测及调整修改, 最终完成支护技术的参数设计, 如图1所示, 表示动压煤巷锚杆支护设计思路。

3 结语

针对煤层围岩锚杆支护技术, 利用FLAC软件来进行数值模拟, 并将回采巷道的围岩结构、围岩变形失稳规律、锚杆支护机理及支护特性等作为煤巷支护参数优化的理论依据, 从而形成一套完善的锚杆支护建设体系。

参考文献

[1]任岩.双工作面采动影响下煤层巷道锚杆支护技术研究[D].太原:太原理工大学, 2013.

[2]乔鸿波.长沟峪矿急倾斜中厚煤层锚杆支护技术研究[D].阜新:辽宁工程技术大学, 2009.