动压影响（共8篇）
动压影响 篇1
1 工程概况
1.1 工作面位置及范围
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。F6203工作面位于不连沟煤矿二采区6号煤层, 工作面东连6煤辅助运输大巷, 北靠已回采完毕的F6202工作面, 煤柱宽度为20m。F6203工作面布置如图1所示。
1.2 顶底板岩性及煤层赋存情况
不连沟煤矿一采区F6203综放工作面平均煤厚约为15.8m, 煤层平均倾角8°左右, 该工作面长度为240.3m, 推进长度为1485m, 煤层赋存比较稳定, 但是结构复杂, 夹矸3层~22层, 平均9层;夹矸总厚度0.45m~8.89m, 平均2.63m;夹矸的岩性多为泥岩、砂质泥岩、黏土岩, 部分为炭质泥岩, 煤层顶底板岩性主要有泥岩、碳质泥岩、砂质泥岩。力学强度低, 大部分是软岩, 易膨胀、崩解。
2 支护形式的确定
不连沟煤矿在以往的顺槽巷道支护中, 采用锚网 (索) 支护, 由于巷道受相邻工作面采动影响, 导致F6202主运顺槽巷道围岩位移非常剧烈, 顶板整体弯曲下沉, 两帮破坏严重, 顶板和两帮最大位移量达到1000mm, 极大地增加了巷道的维修量。巷道虽经翻修, 但仍不能完全控制围岩位移, 工作面回采期间, 巷道受超前支撑压力的影响, 仍需翻修, 严重影响了综采工作面的回采速度和矿井的安全生产。经过对矿压规律和支护技术分析, 在运用锚网 (索) 支护所碰到的一系列问题后, 采取对综采工作面相邻顺槽进行补强支护, 以确保相邻工作面的正常回采。
3 支护设计
F6203工作面主运顺槽巷道沿煤层底板掘进, 根据6号煤层顶底板的岩性情况, 采用锚杆、锚索和金属网补强和煤帮注、喷浆方法, 这样用来加强煤体的内聚力和提供第三轴向应力。
3.1 巷道正、副帮补强支护
(1) 巷道正、副帮打设Φ17.8mm×6000mm钢绞线锚索配合H型钢带加固, 锚索与Φ32mm×5000mm注浆锚杆交替布置, 支护后采取C20混凝土喷射70mm-150mm厚封闭煤壁。
(2) 巷道帮部喷浆凝固后注浆加固, 注浆材料使用425#普通硅酸盐水泥、水、40Be水玻璃, 水玻璃用量为水泥浆重量的3%-5%, 浆液水灰比为0.8∶1-1∶1。
(3) 注浆使用2ZBQ-11.5/3型煤矿用气动注浆泵注浆, 注浆压力不小于1.5MPa, 最大注浆压力为3MPa, 一般单孔注浆时间为10min-20min。
3.2 巷道顶板补强支护
(1) 巷道顶板打设Φ32mm×5000mm注浆锚杆, 间排距为1500mm, 支护后采取C20混凝土喷射70mm-150mm厚封闭煤层。
(2) 巷道帮部喷浆凝固后注浆加固, 注浆材料使用425#普通硅酸盐水泥、水、40Be水玻璃, 水玻璃用量为水泥浆重量的3%-5%, 浆液水灰比为0.8∶1-1∶1。
(3) 注浆使用2ZBQ-11.5/3型煤矿用气动注浆泵注浆, 注浆压力不小于1.5MPa, 最大注浆压力为3MPa, 一般单孔注浆时间为10min-20min。
F6203工作面主运顺槽补强支护如图2、图3、图4所示。
4 施工方法
(1) 首先为了给巷道后期变形预留一定的变形空间, 适当扩大巷道掘进断面, 及时安设锚索和铺设H型钢带, 利用H型钢带将巷道全断面的锚索连成整体。
(2) 完成安设锚索后立即进行第一次喷射混凝土作业, 这样可以封闭围岩, 以防围岩风化、脱落。
(3) 在完成锚索+钢带+混凝土一次支护30天后, 用全断面布置注浆锚杆进行二次加固。
5 矿压观测及支护效果
由于受F6202工作面回采采动影响, 因而在F6203工作面辅运顺槽加强了矿压观测, 为了观测顶板下沉量和巷道两帮移近量及底板底鼓量, 采取十字布点法对巷道变形进行观测巷道, 同时每隔50m安设一个顶板离层观测仪, 每隔10m布置一组观测点。经过半年的观测, 巷道顶底板和两帮移近量在60mm-140mm之间, 支护效果较好。
6 结论
(1) 通过注浆, 原来破碎的煤壁内部重新组合, 并重新形成完整的岩体结构, 从而形成整体的结构体。这样的结构有利于巷道应力的传递, 既能保持顶板的稳定, 同时能把载荷传递到底板, 又能助于两帮的稳定。
(2) 注浆能把受采动影响巷道围岩的离层、开裂形成的裂隙进行充填, 进而将松散破碎的围岩胶结成整体。喷浆后有效的改变了岩体的受力结构和性质, 实现利用围岩本身作为支护结构的一部分, 增强了支护强度。
(3) 利用注浆充填围岩裂隙, 配合锚索、H型钢带、混凝土可以改变原来的双轴受力为三轴受力, 增大了围岩强度, 也提高了支护结构的整体性和承载能力。
摘要：受动压影响的巷道围岩稳定性控制一直是巷道支护的难题。不连沟煤矿F6203工作面主运顺槽受到F6202工作面采动影响, 采用锚索+H型钢梁+喷射混凝土和注浆进行补强支护, 控制了巷道的围岩变形, 为采动影响下煤巷补强提供了实践依据。
关键词：动压影响,煤巷,锚索,注浆,技术
参考文献
[1]李从化, 李海波.受强动压影响煤巷锚杆支护技术[J].煤矿支护, 2011, 4.
[2]李冀, 雷武林.深部开采冲击矿压的机理分析及防治对策[J].科技创新与应用, 2014, 23.
[3]张晓春, 等.动力扰动导致巷道围岩层裂结构及冲击矿压的数值模拟[J].岩石力学与工程学报, 2006, S1.
[4]缪协兴, 等.徐州东部软岩矿区冲击矿压机理分析[J].岩石力学与工程学报, 1999, 04.
动压影响 篇2
【关键词】煤层注水；综采；封孔技术；降尘效果
一、引言
煤层注水是回踩工作面最重要的降尘措施之一，在煤层回采工作进行之前，选择煤层中适当的地点和位置进行若干钻孔施工，利用钻孔技术，将压力水注入钻孔，使其深入到煤体内部，使煤层中煤炭水分增加，从而极大的减少了煤炭开采过程中由于煤层爆破或开采儿产生的大量粉尘或煤尘。煤层注水防尘技术的实质是，预先在煤层中钻孔，然后向钻孔中注入压力水，钻孔中的压力水通过煤层、煤体中的裂缝进行渗透、压细、毛细和分子扩散运动，之后扩散的水分渗透并存储与煤体的裂缝之中，对煤体进行预先的湿润，从而减少煤体开采时产生的浮游粉尘。另外，针对不同性质情况的煤层，注水量需要与之相适应，否则无法取得最佳效果。
二、注水参数及粉尘观测结果分析
注水量的多少直接影响防尘是否达到最佳效果，所以不同性质情况的煤层在注水时，注水量的大小十分重要。注水量的计算需要涉及到一些重要参数，以单孔注水来说，单孔注水量的计算可以利用以下公式：Q=KLBHγq，其中Q是指单孔注水量，单位为m3，K为系数，一般取1：1，L为钻孔长度，B为钻孔间距，H为煤层厚度，γ为没得密度，q为吨煤注水量。另外注水时间按照公式t=Q/V来计算，V为单孔注水流量，单位为m3/h。
在实行注水防尘技术后，根据矿井粉尘观测结果显示，注水后，粉尘含量大幅减小，煤粉浓度明显减低，详见图1。有图可以看出，当工作面推进到实验区前一定距离时，回风巷内的粉尘含量明显呈现明显下降趋势，之后趋于稳定。随着工作面的推荐，对比无注水和注水煤层的煤尘产生浓度可以得出结论，在目前的条件下，注水降尘效果是很明显的。
三、煤层注水作用及效果
1.防尘效果。当压水进入煤层后，煤层均含水分增加，对减少采煤各环节的粉尘起很大作用。其一，煤层缝隙中原存在的煤尘、粉尘经过注水的湿润，在开采时失去了飞扬的能力，从根本上上消除了粉尘的源头。其二，注水进入煤层后，水分会均匀的分布在煤体中，当煤体在开采过程中出现破碎时，其破碎形成的煤粉由于附着水分，同样失去飞扬能力。其三，水进入煤体后使其塑性增强，脆性减弱，改变了煤体的物理力学性质。当煤体受外界因素影响破碎后，脆性破碎变为塑性变形，从而减少了煤尘量的产生，据统计，水进入煤体后平均降尘率达88%。
2.降低工作面瓦斯涌出量。实践证明煤层注入水可有效降低瓦斯涌出量，其原理如下：在对煤体注水时，高压水必须克服瓦斯压力后才能注进水，这样便改变了煤的力学性质，提高了煤的可塑性，降低了弹性模量，使应力分布均匀化，弹性释放的速度变小，降低了释放的功率，水进入煤的空隙，降低了瓦斯的排放。
3.防治冲击地压。煤层注入水后软化了煤体，改变了煤体结构，减弱煤体脆性，提高了煤体的可塑性，促使煤壁前方塑性变性区变宽，应力集中地带向煤壁深处移动并变宽，进而减弱煤体冲击倾向，有效改善能量释放过程中的时间稳定性和空间均匀性。这样便直接防止了冲击地压现象的发生。
4.可有效避免自然火灾。煤体注水后，增大了煤体的热容量，提高了煤体导热系数，这样便降低了遗留煤体中温度，从而有效延长了煤体的自然发火日期。
5.媒体注水除有以上效果外，还可有效降低煤的硬度，降低媒体的切割和破碎能量，降低截齿消耗，从而有效提高生产效率，实现节能效果。
四、影响煤层注水效果的因素
1.煤体孔隙、裂隙对煤层注水产生直接影響。煤体裂隙发育越好越易于注水的完成，煤体硬度比较高的地方，则往往会出现回水现象。但煤体裂隙过大，注入的水体容易流失到其他地方，从而使煤体水分达不到规定的4%，这样便增大了注水难度。
2.地压的集中程度高低影响着煤层注水的难易。工作面松软的煤层，注水交易，很容易使煤层全水分在4%以上。而在那些强冲击地压倾向性的工作面，煤层裂隙发育不完全，这样必须提高注水压力，据实验针对此种煤层，注水压力不超过2.5MPa为宜人，若过高会让媒体裂隙增大，散失水分增多，反而又降低注水压力，这样便直接增大工作量，影响了工作效率。
3.注水的超前距离是影响注水效果的重要因素，注水的超前距离的判定需根据煤层性质和矿山压力显现规律来确定，距离过大则会造成煤层透水性差，难以注水，距离太小则会使注入的水沿较大的裂缝流失，起不到注水防尘效果。确定合适的超前距离可以在采煤的各个环节获得较好的效果。
4.煤体的湿润能力取决于水与煤的湿润边角和水的表面张力系数，当煤体性质确定时，降低水表面的张力系数有助于提高煤体的湿润能力。另外还需要考虑到煤体内的瓦斯因素的影响，瓦斯压力是注水的附加阻力，所以为了提高煤层的湿润能力，需要加大注水压力来克服瓦斯压力以确保煤层湿润效果。
参考文献
[1]陈勇.煤层短壁注水在掘进工作面中的应用[J].山东煤炭科技，2008.5
[2]国家安全生产监督管理总局.煤矿井下粉尘防治技术规范（AQ1020-2006）[M].北京：煤炭工业出版社，2007
[3]刘毅，蒋仲安，蔡卫等.综采工作面粉尘浓度分布的现场实测与数值模拟[J].煤炭科学技术，2006.4
[4]单敏杰，郭涛.综采工作面的粉尘分布及治理对策[J].中小企业科技与管理（上旬刊），2008.11
开采动压影响下巷道变形规律分析 篇3
1 工作面概况及测点布置
八矿为平煤集团的大型现代化高产高效矿井之一。井田走向长5.5 km,倾向长3.0～3.4 km,平均3.2 km。该井田地质条件简单,开采煤层赋存比较稳定,深部为近水平煤层,煤层平均厚3.5 m。直接顶底板为中粗砂岩,无伪顶,无三软煤层,该矿目前开采己16,17-22020工作面、掘进己15-22040工作面回风巷以及回风巷高位巷。根据工作面的现场情况,将测点布置在距离回风巷机头250 m的范围内,每隔10 m布置1组测站,共25组测站。利用测杆、钢卷尺等工具测量巷道表面位移,包括顶底板、两帮移近速度及累计移近量,其工作面及测点布置如图1所示。
2 采动影响观测分析
通过20 d的巷道表面变形观测,绘制出了工作面与测点相对位置的顶底板移近量曲线和位移速度关系图(图2、图3,其中横坐标正方向表示工作面距离观测点的相对位置,负方向表示工作面已推过观测点的相对位置)。
2.1 顶底板
通过分析图2可知,70 m测点在工作面相对位置60～80 m处顶底板移近量明显增加,说明在距工作面60～80 m处巷道刚开始进入采动影响区域;130 m测点在工作面相对位置26 m至-58 m处,顶底板移近量平稳增加,整个过程均处在采动影响区域;160 m测点在开始就受采动影响,但是相对位置在距工作面-60 m处顶底板移近量明显变得平缓,说明巷道开始逐渐远离采动影响区域。
通过分析图3可知,从6条移近速度曲线来看,在相对工作面80～40 m,巷道刚开始进入采动影响区域,变形速度较快;在20～40 m,变形速度变缓但仍在增加;在20～-20 m,变形速度加快达到峰值;在-20～-40 m,变形速度变缓;在-40～-60 m,变形速度逐渐减小;在-60 m之后巷道变形速度趋于稳定。
总之,在观测时间内,下部煤层回采工作面的推进对上部煤层回风巷道影响最大的范围为工作面前方80 m和工作面后方60 m内区域。其中变形最为严重的区域发生在工作面前方20 m和工作面后方20 m,最大变形速度达到20 mm/d;工作面推进60～80 m,巷道变形速度逐渐减小趋于稳定,变形速度为1 mm/d。工作面前方20～40 m范围内巷道变形量降低,平均值只有7 mm/d;而在40～80 m范围内,变形速度为12～13 mm/d。
2.2 两帮
通过分析图4可知,30 m处测点在相对工作面100 m左右开始进入采动影响区域;50 m处测点在相对工作面93 m已经受采动影响而变形加速;从整体上来看50,70,90 m测点都处在采动影响区域内,两帮移近量平稳地增加;除了110 m测点可能由于测量误差等原因在相对工作面-20 m位置开始有明显的降低现象,150,160 m均在相对工作面-80 m位置两帮移近量开始变缓,说明巷道开始逐渐远离采动影响区域。
通过分析图5可知,50 m测点开始进入采动影响区域时变形速度加快,在相对工作面80～40 m变形速度有所减慢,但在20 m处达到峰值;90 m测点也呈现上述的规律;110 m测点从开始监测就进入加速变形阶段,在20～-20 m趋于平稳变形,-20 m之后巷道变形速度开始变缓;150,160 m测点峰值在相对工作面-60 m处,在-60～-80 m巷道变形速度开始减少,在-80 m之后巷道变形速度开始趋于稳定。
总之,不考虑现场条件限制及监测时人为测量误差等因素引起的数据不合理现象,从整体上来看,下部煤层回采工作面的推进对上部煤层回风巷道影响最大的范围为工作面前方100 m和工作面后方80 m。其中,变形最为严重的区域在相对工作面20 m和-20～60 m,最大值达25 mm/d。相对工作面80～40 m范围内,变形速度平均值为7 mm/d;在40～20 m范围内,巷道变形速度平均值为13 mm/d;相对工作面距离-60 m以后,巷道变形速度逐渐减小;-80 m以后巷道变形速度为2.5 mm/d,变形趋于稳定。
3 动压影响范围确定
综合各测点顶底板、两帮移近量的变形规律以及特定点的变形情况,可以得出:①回采工作面的回采活动对回风大巷的影响范围约200 m;②随着工作面的推进,回风大巷顶底板移近量的影响区域为工作面前方80 m和后方60 m范围内,其中在相对工作面20～-20 m内最为严重,最大值达到20 mm/d;③回风巷两帮影响最大区域在工作面前方100 m处和工作面后方80 m处,其中变形最严重的区域在工作面前方20 m和后方20～60 m范围内,最大值达到25 mm/d。
4 结语
(1)回采工作面的回采活动对回风巷道的影响范围约为200m,其中工作面前方影响距离为80～100 m,后方60～80 m。
(2)变形最为严重的区域发生在工作面前方20m和后方20 m范围内,在工作面推过10 m后,变形速度最大值达到了20 mm/d。
摘要：针对平煤八矿深处下部煤层工作面开采导致的上部煤层邻近采区工作面回风巷道掘进困难、变形严重等现象,通过监测回风巷道表面的变形情况,总结出下部煤层开采对上部煤层邻近采区巷道的动态影响规律:己16,17-22020工作面的回采活动对回风巷道的影响范围约200 m,变形最为严重的区域在工作面前方20m和后方20 m范围内,从而确定顶、底板和两帮位移的平均速度,为巷道的合理布置提供参考依据。
关键词：动压影响,变形规律,巷道支护
参考文献
[1]方新秋,黄汉富,金桃,等.厚表土薄基岩煤层综放开采矿压显现规律[J].采矿与安全工程学报,2007,24(3):326-330.
[2]黄庆享,钱鸣高,石平五.浅埋煤层采场基本顶周期来压结构分析[J].煤炭学报,1999,24(6):581-585.
[3]耿献文.矿山压力测控技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2001.
[4]华心祝,谢广祥,袁亮,等.单体支柱放顶煤工作面矿压显现规律及围岩控制[J].煤炭科学技术,2005,33(4):9-10.
动压影响大断面硐室加固技术研究 篇4
某矿中三采区已进入回采后期, 而该采区变电所位于二1煤层底板岩层中。由于该采区变电所受中三采区工作面回采与工作面停采后永久煤柱支撑压力影响, 巷道围岩变形严重, 虽然经过多次修复, 但效果不甚理想。中三采区变电所顶部围岩为泥岩, 两帮为砂质泥岩。变电所与上覆煤层间的层间距为30~6 m不等。由于上覆煤层回采时部分工作面的开采对硐室围岩稳定性影响较大, 造成硐室围岩破坏严重。
2 破坏原因分析
(1) 上覆煤层的煤柱影响。由于硐室与上覆煤层间的垂距较小, 上覆煤层的回采引起煤层底板围岩应力水平快速增加。工作面停采后, 距离巷道的水平距离最小的30 m, 大部分停采线距离巷道的水平距离在40~70 m之间。由于部分工作面留设保护煤柱所引起的支撑压力将向底板岩层传递, 致使硐室难于维护。
(2) 硐室围岩完整性较差。由于硐室两帮为砂质泥岩, 顶部围岩为泥岩, 受原生内部结构面影响, 围岩体强度较低。而该硐室在经过多次修复后, 围岩本身的节理面、裂隙更加发育, 造成围岩松动圈范围增大, 导致硐室围岩在高应力作用下产生剧烈变形[1]。
(3) 现有支护难以有效发挥支护体作用。变电所目前使用36U型钢架棚支护, 由于硐室围岩较为破碎, 棚体与围岩的相互作用关系较差, 造成支架多数局部承载, 造成棚腿扭曲、棚体滑移。受高应力作用影响, 棚体变形最先发生在支护体承载能力最为薄弱的部位。因此为充分发挥支架的承载能力, 应采取措施改善支架与围岩的相互作用关系, 同时应避免支架局部承载, 实现支架整体承载[2]。
3 硐室加固技术方案
(1) 采用U型钢封闭支架, 以提高支架的整体承载能力。该硐室的变形特征表明该硐室围岩受全方位压力作用, 因此造成底鼓严重。封闭支架可以通过提高棚腿的抗侧压能力, 从而显著提高U型钢棚的整体承载性能。而架设底反拱可以显著改善、提高支护体对底鼓的控制能力。
(2) 采用锚索进行结构补偿, 保证支架结构稳定性。通过预应力锚索及托梁来固定U型钢棚, 可较好地解决棚体的结构稳定性难题, 使棚体由不稳定结构变稳定支架结构, 从而显著提高支架结构稳定性, 充分发挥U型钢棚的承载能力[3,4]。
4 施工工艺过程
4.1 扩巷、临时支护
按照设计方案的断面要求进行扩巷、并进行临时支护。
4.2 架棚、设置拉杆
由于修复巷道围岩较为破碎, 因此防止架棚时发生冒顶事故至关重要。首先应将可能冒落的岩块捅下来, 防止危险岩块在架棚时冒落伤人。然后用安装在支架肩部的滑动前探梁将拱部U型钢挑起。然后, 挖棚腿窝, 施工两根棚腿, 棚腿一定要架设在实体的岩石上。
随后安装拉杆。由于支架仅有两腿与底板接触, 棚体稳定性较差。因此, 除了在支架间架设拉杆外, 应视围岩的松散情况在支 (下转第113页) (上接第37页) 架的局部位置塞上木块或木板使其局部接帮接顶, 以改善U型钢棚与围岩的相互作用关系。
4.3 挂钢丝网、安设拉条
为了提高U型钢棚对围岩的支护效果, 在架好U型钢支架后首先要沿U型钢外侧均匀铺满一圈钢丝网。
由于钢丝网呈柔性, 在钢丝网与棚子间每隔300 mm, 设双抗双扣拉条, 以固定在U型钢棚上。这样可以当围岩在挤压钢丝网时, 有效阻止钢丝网从支架之间挤出或鼓出。铺设钢丝网时, 要求搭接处每隔200 mm连一次, 并连接牢靠。
5 支护效果
采用U型钢加锚索联合支护后, 对该硐室顶底板及两帮移进量进行了观测。巷道的受压变形得到了有效的控制, 巷道围岩变形量很小, 整体支护状况良好, 两帮最大移近量370 mm, 顶底板最大移近量270 mm, 支护成本也得到了降低。实际效果证明, 此加固技术可以有效控制该类硐室的围岩变形。
摘要：针对受动压影响的采区大断面硐室破坏原因的分析, 揭示了该硐室受到动压影响后的失稳变形原因, 通过针对性的加固措施, 实际效果良好。工程实践表明, 该支护技术能够较好地控制硐室的围岩变形, 对类似条件下巷道围岩控制和巷道维修有一定的借鉴意义。
关键词：动压影响,大断面硐室,加固技术
参考文献
[1]何满潮, 孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南[M].北京:科学出版社, 2004
[2]张农, 侯朝炯, 陈庆敏.巷道围岩注浆加固体性能实验[J].辽宁工程技术大学学报, 1998 (2) :15-18
[3]刘全林, 杨敏.软弱围岩巷道锚注支护机理及其变形分析[J].中国矿业大学学报, 2006, 35 (3) :296-300
动压影响 篇5
关键词：动压影响,锚网索联合支护,支护潜力,结构稳定性
0 引言
随着米村矿资源的枯竭, 为有效保障矿井煤炭产量, 根据采掘接替计划, 将逐步对26大巷及28大巷煤柱进行回收。目前米村煤矿26采区和28采区正常回采已接近尾声, 因此在26大巷煤柱及28大巷煤柱回收过程中, 大部分既有巷道及硐室将报废, 但承担矿井-150 m水平排水泵房将服务至煤柱回采结束。根据26大巷及大巷28煤柱回采设计, 28大巷煤柱回采工作面停采线距其水平距离约40 m, 26煤柱回采工作面停采线距其水平距离约65 m。这将使得-150 m水平泵房受到强烈的采动影响。作为-150 m水平的核心硐室, 泵房必须正常服务至水平报废, 因此亟需根据泵房的地质采矿条件, 研究其合理的支护方式, 以使泵房经受住26大巷和28大巷煤柱回收引起的采动影响, 保证泵房的正常使用。文章针对米村煤矿-150 m泵房进行支护技术研究。
1 地质概况
郑煤集团米村矿主采煤层为二1煤层, -150 m泵房附近二1煤层平均厚度3.5 m, 泵房布置在距二1煤层20～30 m的底板岩层中, 围岩主要为砂岩、灰岩和砂质泥岩。存在有2条断层分别为F1:36°∠60°H=0～8.0 m和F2:30°∠65°H=0～5.6 m。泵房地质剖面图如图1所示。
2 失稳破坏原因分析
-150 m泵房先后进行过多次扩修、加固, 泵房实际支护方式为多层复合支护, 内有钢轨拱梁、锚喷网支护, 加内壁料石砌碹和混凝土碹支护, 二层支护之间采用100 mm厚矿碴充填。泵房设计净宽4.8 m, 净高4.4 m, 现变形特征主要表现为两帮强烈内移和顶板下沉, 造成巷道严重变形的原因如下: (1) 泵房围岩强度较低。泵房布置在二1煤层底板中, 围岩虽主要为砂岩、灰岩和砂质泥岩, 但附近存在2条断层, 导致部分巷道围岩较为破碎, 且层理、节理裂隙较为发育, 在高应力作用下极易沿裂隙面滑移错动; (2) -150 m泵房在邻近采区承受多次强烈采动影响, 且在停采线附近受永久煤柱高支撑压力作用。大量研究结果表明, 工作面开采形成的支撑压力往往数倍于原岩应力, 局部应力集中系数甚至达到原岩应力的5～6倍。且在26大巷煤柱和28大巷煤柱回收过程中, 受煤柱上支承压力叠加的影响, 围岩变形将更加严重。 (3) 支护承载性能难以得到充分发挥。锚网支护对巷道围岩的赋存条件依赖性很高, 巷道所处围岩节理裂隙较为发育时, 难以充分发挥锚杆支护主动承载的性能。
3 锚网索联合支护技术设计
3.1 锚注加固技术
钻孔窥视仪对泵房帮部及顶部的深部围岩完整性观测结果表明, 围岩极为破碎, 故先采用锚注加固技术。此技术不仅可以改变围岩的松散结构、提高岩体的粘结力与内摩擦角, 而且封闭裂隙防止水对岩体的侵蚀。
3.2 锚网索联合支护技术
当打入锚杆后, 由于锚杆和围岩的相互作用, 巷道围岩受力状态发生改变。锚杆对岩体的加固作用机理主要表现在提高围岩的整体刚度, 增强了围岩的抗变形能力, 加强了岩体的整体性;锚杆的组合拱作用, 使围岩处于三向受力状态, 提高了围岩的承载能力。锚杆的存在, 增大了岩体整体的刚度, 使岩体变形更加协调。网的主要作用是防止锚杆间的松软岩石垮落, 均衡围岩载荷分布, 提高支护的整体性。锚索作为一种新型的加强支护方式, 由于锚固深度大, 可将下部不稳定的岩层锚固在上部稳定岩层中, 同时可施加预紧力, 主动支护围岩, 能够充分调动巷道深部围岩的强度。其支护的特点是最大限度地利用深部围岩的自撑能力;对锚杆支护形成的承载拱的薄弱部位进行结构补偿, 最大限度地发挥刚性锚杆的支护能力;充分转化了围岩中膨胀性塑性能;适时支护, 主动促稳而不是被动等稳[1]。该技术的本质是各构件优势相互促进, 结构相互补充, 从而构建一个具有高承载能力和高稳定性的支护系统。
4 锚网索联合支护技术方案
基于以上分析, 确定-150 m泵房支护参数如下:先对泵房进行喷浆处理, 封闭围岩与支护体。注浆锚杆长度为2 500 mm, 间排距为2 000 mm。树脂锚杆选用φ22×1 800 mm左旋螺纹钢高强锚杆, 锚杆托盘为高强拱形托盘, 托盘规格为150 mm×150 mm×10 mm, 采用规格为K2350和Z2350各1支树脂锚固剂加长锚固, 预紧力矩不低于300 N·m。锚索选用型号为φ17.8×8 000 mm, 材质为1 860钢绞线, 每根锚索使用规格为2支K2350和1支Z2350树脂锚固剂, 锚索托梁采用300 mm的18#槽钢沿巷道走向布置, 预紧力不低于90 kN, 并配合使用φ14 mm钢筋梯子梁轴向布置。辅助支护的钢筋网选用φ6 mm经纬网, 相邻网片搭接100 mm, 并每隔300 mm用铁丝连接牢靠。支护断面如图2所示。
5 支护效果分析
为了验证泵房设计支护方案的有效性, 在巷道中布置表面位移测站, 采用该锚网索联合支护方案施工后2个月内, 即使在28煤柱工作面回采的强烈动压影响下, 巷道两帮移近量仅为55 mm, 顶底板移近量为30 mm, 完全能满足26、28煤柱工作面回采期间泵房正常使用的断面要求。
6 结论
锚网索联合支护就是从考虑支护结构和围岩的相互作用入手, 增大岩体整体的刚度, 均衡围岩荷载分布。支护系统中各个构件优势互补, 充分发挥各自的支护潜力, 从而有效地维护巷道的稳定性。米村煤矿-150 m泵房实施锚网索联合支护技术, 成功地在动压影响下控制了巷道强烈变形, 为类似巷道的支护形式和参数的选择积累了经验。
参考文献
动压影响 篇6
我国很多矿区在巷道布置时, 为改善巷道的维护状况、防止煤层自燃发火、减少护巷煤柱损失、保证安全生产, 主要大巷和采区上下山及区段集中巷都布置在围岩较稳定的底板岩层中。受巷道上方工作面的采动影响, 巷道围岩应力超过围岩强度, 导致围岩破裂、强度弱化, 表现出软岩的特征, 如强度减小、流变等特点[1～3]。
1 工程地质条件
淮北某矿-720 m南翼轨道大巷布置在煤层底板岩层中, 是二水平生产的咽喉要道。巷道实际埋深790 m左右, 巷道距72、3煤距离为43～70 m, 距82煤距离为20～50 m, 受上覆煤层开采影响后, 巷道一般变形严重。巷道顶板为粉砂岩、泥岩或铝质泥岩, 底板为砂岩和泥岩。巷道围岩强度较低, 围岩性质软弱, 围岩具有一定的膨胀性。在巷道掘进和未受动压影响前, 巷道变形并不明显, 但受工作面采动影响后, 围岩发生应变软化, 围岩更加松散、破碎, 强度进一步降低, 呈现出软岩的特征。随着Ⅱ7410工作面回采, -760 m轨道大巷将经受采动引起的动压影响, 同时还将受到工作面回采引起的高支承压力作用。巷道受采动影响后变形严重, 巷道修复耗费了大量的财力物力, 但巷道变形仍难以控制。
2 巷道失稳、破坏原因分析
根据-760 m轨道大巷工程地质条件、巷道支护状况以及宏观破坏特征, 得出影响该大巷失稳破坏的主要原因有以下三个方面: (1) 巷道围岩强度较低。-760 m轨道大巷实际埋深在790 m左右, 由于巷道埋深较大, 导致巷道围岩压力较大, 矿压显现较剧烈。地应力测试结果表明, -760 m轨道大巷最大主应力为41.0 MPa, 方向229.3°, 中间主应力为11 MPa, 方向-46.1°, 最小主应力为4.5 MPa, 方向157.2°, 该轨道大巷属典型的深部高地应力巷道。巷道围岩节理裂隙非常发育, 围岩松动圈范围较大, 在动压作用下, 围岩更加松散、破碎, 巷道极易产生强烈变形。 (2) 支护措施缺乏针对性。现有支护护表构件为普通金属网, 并未配合使用钢筋梯子梁或整体钢带, 造成了实际支护中锚杆仅起到点锚杆的支护作用, 对控制巷道围岩变形作用较小;巷道两帮支护结构稳定性较差, 使巷道两帮首先成为结构失稳的突破口, 并随着两帮的失稳破坏, 造成顶板承载结构的承载能力难以充分发挥;巷道底板未采取控底措施, 在采动影响过程中, 两帮和顶板施加支护后巷道底板往往由于底鼓量较大, 不得不进行卧底, 巷道反复进行卧底进一步降低了巷道支护承载结构基础的稳定性, 促使巷道两帮内移, 导致支护承载结构稳定性进一步降低。 (3) 采动诱导围岩承载结构弱化。-760 m轨道大巷围岩强度虽然较低, 但在掘巷及巷道稳定期间, 巷道有效使用断面积还能够保障。受动压影响后, 围岩强烈变形, 这表明采动诱导围岩承载结构弱化是巷道变形的主要原因。
3 巷道加固支护方案
3.1-760 m轨道大巷加固方案
-760 m轨道大巷围岩变形主要是由于受上方Ⅱ7410工作面采动形成的高支承压力作用。因此, 在原有支护的基础上采用高强预应力锚网支护提高支护强度, 同时采用带梁锚索, 对形成的锚网支护承载结构进行结构补偿, 提高锚网支护承载结构的结构稳定性。为了提高锚网索支护承载结构的稳定性, 采用A、B两种支护断面, 断面A和断面B相间布置。具体的技术方案如图1所示。
支护断面A参数:采用φ22×3 000 mm高强螺纹钢树脂锚杆, 每孔均采用2支Z2350中速树脂药卷锚固, 预紧力矩不小于300 N·m, 锚固力不小于80 kN, 托板采用200 mm×200 mm×10 mm鼓型托板, 锚杆排距1 600 mm, 底脚锚杆向下扎角15°, 控制底板鼓起。钢筋网采用φ6 mm的钢筋焊制而成, 网格为100 mm×100 mm, 规格为2 100 mm×900 mm, 网与网之间采用自连接方式。锚索采用φ17.8×6 000 mm 1860钢绞线, 根据巷道断面情况, 大巷锚索长度采用6 000 mm, 每个锚索孔采用1支K2350和2支Z2350树脂药卷、锚索托梁采用18#槽钢, 锚索托梁与锚具间加120 mm×120 mm×10 mm的平托盘, 点锚索采用400 mm×400 mm×10 mm鼓型托盘, 锚具采用锁芯为两半的锁具, 锚索张拉预紧力不低于100 kN。
支护断面B参数:采用φ22×3 000 mm高强螺纹钢树脂锚杆, 每孔均采用2支Z2350中速树脂药卷锚固, 预紧力矩不小于300 N·m, 锚固力不小于80 kN, 托板采用200 mm×200 mm×10 mm鼓型托板, 锚杆布置排距1 600 mm, 钢筋网采用φ6 mm的钢筋焊制而成, 网格为100 mm×100 mm, 规格为2 100 mm×900 mm, 网与网之间采用自连接方式。锚索采用φ17.8×6 000 mm 1860钢绞线、每个锚索孔采用1支K2350和2支Z2350树脂药卷, 点锚索采用400 mm×400 mm×10 mm鼓型托盘, 锚具采用锁芯为两半的锁具, 锚索张拉预紧力不低于100 kN。
A、B断面间隔布置, 排距800 mm。
钢带采用GDW280/2.8型钢带或采用M型钢带。钢带沿巷道走向布置, 钢带间须压茬, 并用锚杆或锚索压住。
3.2 注浆加固方案
对-760 m轨道大巷过断层段及现有巷道变形较大的区域, 在采用高强稳定型锚网支护的同时, 还要对围岩进行注浆加固处理, 注浆锚杆布置如图2所示。
注浆锚杆长度为1 600 mm, 里段为带射浆孔的注浆段, 长1 000 mm, 钻有10个孔径为8 mm的注浆孔, 均匀布置, 外段为500 mm的锚固段, 锚杆尾部有100 mm长螺纹与注浆泵出浆管高压快速接头连接, 挡圈采用6 mm厚钢板加工。
注浆锚杆密封采用圆环体状快硬膨胀水泥药卷, 规格为:内径23 mm, 外径38 mm, 长度250 mm。每根锚注锚杆用2支药卷。
4-760 m轨道大巷支护效果观测
4.1 测站布置及观测内容
在工作面开采过程中, 对受采动诱导的-760 m轨道大巷的围岩稳定性进行跟踪监测, 沿上覆工作面Ⅱ7410工作面开采走向方向, 在-760 m轨道大巷布置两组矿压观测站, 1#测站距切眼4 m且靠近工广保护煤柱, 2#测站距切眼41 m。
4.2 支护效果分析
随着工作面的临近, 受工作面超前支承压力影响, 顶底板和两帮相对位移均有所增大, 但表面位移总量, 工作面推过测站一段距离后, 顶底板和两帮的相对位移出现急剧性增加, 并最后趋于稳定, 因此底板岩石巷道的稳定性主要受上覆工作面老顶的活动影响;工作面开采90 m左右及130 m左右时, 两个测站的顶底板相对位移出现跳跃性增加, 上覆工作面回采老顶活动引起的初次矿压显现步距为90 m左右, 周期矿压步距为40 m左右;1#测站由于受保护煤柱影响, 巷道稳定时间较长, 同时受煤柱附近压不实的三角区影响, 巷道整体变形量小于采空区的2#测站变形量;两个测站的顶底板位移最大达到120 mm, 最小为100 mm, 两帮相对位移最大均在60 mm左右, 控制巷道围岩变形达到预期效果, 如图3、4所示。
5 结语
根据-760 m轨道大巷工程地质条件、巷道支护状况以及宏观破坏特征, 分析得出了影响该轨道大巷失稳破坏的原因, 提出了具体的高强稳定型支护技术方案, 并在此方案基础上, 进行了巷道支护效果观测。观测结果证明, Ⅱ7410工作面回采过程中, -760 m轨道大巷经受住了采动的强烈影响, 巷道顶底板最大位移量在120 mm, 两帮位移量在60 mm左右。说明高强稳定型支护技术能够有效控制采动影响巷道的强烈变形, 取得了较好的支护效果, 其支护形式及主要技术参数可为类似地质条件下的巷道支护提供借鉴。
参考文献
[1]方新秋, 何杰, 何加省.深部高应力软岩动压巷道加固技术研究[J].岩土力学, 2009, 30 (6) :1693-1698
[2]张炜, 张东升, 王旭锋, 等.大断面回采巷道锚梁网索联合支护效果分析[J].煤炭工程, 2008 (7) :64-66
动压影响 篇7
煤炭是我国基础能源,在国家能源结构中占有极大的比重。随着国家经济的发展,对煤炭资源的需求量也在不断增加。另一方面,煤炭产量的增加导致了矿井延伸速度的加快。据目前资源开采状况来看,我国煤矿开采深度以8—12 m/a的速度增加,一些国有重点煤矿已进入深部开采[1]。但是开采深度的增加使得矿井的自然条件、瓦斯条件和开采技术条件发生了显著变化,出现了严重的岩爆、冲击地压、煤与瓦斯突出、突水及其共同作用等动力灾害[2]。
某矿进行浅埋煤层开采时,工作面超前影响范围为80—100 m;但随着浅部资源的开采殆尽,该矿井逐渐进入深部开采,围岩表现出强流变特性,巷道变形严重,致使通风不畅、运输困难。另外,由于工作面回采速度远远大于回采巷道掘进速度,再加上煤层透气性差,致使下部煤层工作面回采与上部煤层工作面回采巷道掘进形成“对头”作业,使得动压影响严重。因此,研究深部动压影响条件下巷道矿压显现规律对于掌握巷道变形规律、分析巷道合理布置、优化巷道支护方案及参数、确定区段煤柱参数,尤其是对于深部开采采掘接替优化研究,减少动压影响具有及其重要的意义[3],对提高矿井效益、保障安全生产提供了依据。
1 工程概况
由于浅部资源开采殆尽,某矿逐步转入深部开采,随着开采深度的不断增加,巷道围岩条件也在不断地发生变化,压力逐渐增大,矿压显现剧烈,巷道支护越来越困难。由于煤层透气性较低,煤巷掘进困难,再加上单翼采区开采,致使采掘接替紧张,己16.17-22020工作面回采和己15-22040工作面回采巷道掘进形成“对头”作业,如图1、图2所示。
随着工作面的开采,上覆岩层逐渐垮落,形成承载结构,这样在采场周围煤岩体内形成应力集中区域,由于开采深度大,巷道矿压特征较浅部的缓倾斜煤层开采出明显的增大趋势,巷道受动压影响作用明显,破坏严重,尤其是己15-22040工作面风巷及风巷高位巷,变形严重,顶板破碎,甚至局部地段发生冒顶,使得传统的巷道支护方法已经不能满足深部动压影响下巷道的稳定,因此有必要对深部动压影响条件下巷道变形情况进行观测、统计、分析,了解巷道矿压显现特征,为巷道合理布置的确定、巷道支护设计优化、煤柱参数优化等提供依据。
2 观测方案及测点布置
由于深部开采条件下巷道受动压影响作用明显,破坏严重,给巷道支护、煤柱留设等工作带来了很大的困难,因此本次观测的主要内容是己16、17-22020工作面推进过程中己15-22040采面风巷的巷道变形情况,弄清深部动压影响条件下巷道矿压规律以研究下部煤层开采对邻近采区巷道的影响规律,为巷道布置及支护设计优化、煤柱尺寸优化等提供依据[4]。根据己16、17-22020工作面推进数据,本次观测将测点布置在距离回风巷机头位置250 m范围内,每10 m布置一个测站,总共布置25个测站。测点布置如图3所示。
观测时采用十字布点法测定巷道围岩的收敛,用一根结实的线绳绑在两帮固定好的测点上拉直,用另一根线绳一端固定在顶板固定位置,另一端挂一石头让其自然下垂,然后采用卷尺沿着拉直的线绳进行测量即可直接读出每站的巷道两帮移近量和顶底板移近量。
3 观测结果分析
3.1 巷道顶底板移近规律
根据不同观测时间绘制各观测点顶板位移量曲线图和工作面相对位置与位移量和位移速度的关系图(其中横坐标正方向表示工作面在观测点后方相对位置,负方向表示工作面已推至观测点前方相对位置)如图4、图5所示。
由图4和图5变形曲线可分析出如下规律:在观测时间内,下部工作面的推进对回风巷道影响最大的范围为工作面前方80 m和工作面后方60 m。从测点变形速度可以看出,变形最为严重的区域发生在工作面前方20 m和工作面后方20 m,其中以工作面推过前后20 m后最为严重,最大变形值达到20 mm/d;工作面推进60—80 m以后,巷道变形速度逐渐减小趋近于稳定,变形量为1 mm/d。工作面前方20—40 m范围内巷道变形量有一个降低平均值只有7 mm/d,而在40—80 m范围内的变形量为12—13 mm/d。
3.2 巷道两帮移近规律
根据不同观测时间绘制各观测点两帮位移量曲线图和工作面相对位置与位移量的关系图(其中横坐标正方向表示工作面在观测点后方相对位置,负方向表示工作面已推至观测点前方相对位置)如图6、图7所示。
由图6和图7变形曲线分析可知:下部工作面的推进对回风巷道两帮影响最大的范围为工作面前方80 m和工作面后方60 m,最大变形量为271 mm。从测点变形速度可以看出,变形最为严重的区域发生在工作面前方20 m和工作面后方20—60 m,最大值达到25 mm/d,工作面推进60 m以后,巷道变形速度逐渐减小趋近于稳定,80 m以后变形量为2.5 mm/d,巷道恢复稳定。
由以上分析综合可知,在工作推至测点前方50 m的时候,巷道顶底板及两帮开始出现变形,随着工作面的继续推进,该处变形越来越明显,其中在工作面推到距离20 m和推过20 m区间巷道变形量为总变形量的80%以上。
3.3 动压影响范围的确定
综合各测点顶底板及两帮巷道变形规律和特定点的变形比较得出以下结论:下部己16、17-22020工作面的回采活动对回风巷道的影响范围约为200 m,其中工作面影响范围为前方80—100 m,后方40—60 m。工作面的推进对回风巷道顶底板移近影响范围为工作面前方80 m和工作面后方40 m,变形最为严重的区域发生在工作面前方20 m和工作面后方20 m,变形速度最大值达到20 mm/d;对回风巷道两帮影响最大的范围为工作面前方80 m和工作面后方60 m,变形最为严重的区域发生在工作面前方20 m和工作面后方40 m,变形速度最大值达到25 mm/d。
由分析可知,己16、17-22020工作面的回采活动对己15-22040工作面风巷影响比较严重,巷道受到了剧烈采动影响。将顶底板和两帮变形速度作多向式趋势线如图8所示,以位移速度为分界将工作面前后划分为六个区:Ⅰ无影响区(>110 m)、Ⅱ初始变形区(70—110 m)、Ⅲ加速变形区(20—70 m)、Ⅳ剧烈变形区(-20—20 m)、Ⅴ变形减缓区(-60～—20m) 、Ⅵ稳定区(<-60 m)。
4 结论
(1)矿井进入深部开采后,巷道矿压较浅部煤层开采时特征明显,巷道受动压影响剧烈,动压影响范围大,巷道变形严重,给矿井安全生产造成了严重的威胁。
(2)下部己16、17-22020工作面的回采活动对邻近采区己15-22040工作面回风巷道的影响范围约为200 m,其中巷道变形最为严重的区域发生在工作面前方20 m和工作面后方20 m,变形量为总变形量的80%以上,变形速度值也最大。
(3)根据顶底板及两帮变形平均速度,将工作面前后划分为六个区:Ⅰ无影响区(>110m)、Ⅱ初始变形区(70～110m)、Ⅲ加速变形区(20～70m)、Ⅳ剧烈变形区(-20～20m)、Ⅴ变形减缓区(-60～-20m)、Ⅵ稳定区(<-60m)。
参考文献
[1]姜耀东,刘文岗,赵毅鑫,等.开滦矿区深部开采中巷道围岩稳定性研究.岩石力学与工程学报,2005;24(11),1857—1861
[2]苏学贵,李彦斌,田万寿.煤矿巷道支护与矿压观测研究.太原理工大学学报,2008;39(5):527—529
[3]刘增辉,高谦,孟祥瑞,等.深部动压巷道锚注加固技术研究与应用.金属矿山,2011;(5):49—52
动压巷道支护技术探讨 篇8
动压巷道锚喷支护结构主要的参数和静压巷道的主要参数存在着非常明显的差异, 它除了要考虑到原岩应力场的作用之外, 还必须要对巷道内部所承受的各种因素予以充分的考虑, 之后还要以其为最重要的依据, 对结构的参数进行适当的处理和选择。所以在这样的情况下, 我们必须要对工作面周围的应力分布以及相应的特点予以充分的分析和总结, 只有这样, 才能更好的保证巷道布置的科学性和合理性。
2 采区集中压力分布的特点
当前, 煤炭开采工作面的形式有了非常显著的变化, 因为煤炭开采的数量在不断的上升, 这样也就使得采矿工作面的上方出现了垮塌、断裂和弯曲下沉的状况, 采空区上面的位置岩体的重量会转移到采区的周围, 这样一来也就形成了不同状态的集中压力带。
在回采工作面煤壁前后方会形成超前集中应力, 这一应力会随着其的移动而不断的变化。而在回采工作面两边的位置就会形成单侧或者是两侧的采空煤柱, 其所产生的应力会集中在某个局部。此外在回采工作面的前方相邻的没有开采的原煤侧, 这一区域当中的超前集中应力并不是非常的大, 所以根据其条件是更容易形成单一动压区的, 对于那些已经开采过的相邻的采区一侧, 因为在这一过程中会受到各种应力的共同影响, 超前集中应力在这一过程中会不断的增加, 所以也比较容易形成叠加动压区。
经过仔细的分析和研究之后, 技术人员初步判定动压巷道的应力值会比原来的岩石应力值更大, 同时和其呈现出了明显的倍数关系, 这样一来也就给动压巷道支护技术相关参数的确定提供了非常好的条件。在采区的底板岩体当中, 以上各种集中的压力所形成的动力厂也是判断底板位置动压巷道的围岩应力的一个非常重要的依据。
3 动压巷道围岩压力
根据相关的资料绘制出了相应的图形, 在对图形进行了全面的分析之后, 对采取和周围的煤层动压巷道和底板位置的动压巷道具体的应力集中值进行了测定, 将原岩的应力场换成了新的表示形式, 这样就可以非常顺利的得出动压巷道对应的塑性去半径长度、塑变的压力以及塑性条件下围岩周围的位移数值变化。结果显示, 原来处于塑性状态下的围岩在动压相对较高的地方, 其塑性半径长度较大, 甚至还会出现损坏区域, 这样就会产生一定时期松动的压力, 这样一来也就使得巷道会出现较为严重的失稳现象, 为了可以在其运行的过程中减少或者是避免这种现象梦婷该采取一些有针对性的支护措施, 此外也可以采用改变巷道位置的方式, 在施工的过程中要将其设置在强度相对较高、同时岩性也比较好的岩层当中, 只有这样, 才能更好的保证其稳定性和安全性。
4 动压巷道支护
4.1 锚杆支护结构。
动压巷道在支护的过程中应该采用锚杆支护的方式, 在设置的过程中, 锚杆的密度也一定要根据工程施工的具体要求进行适当的调整, 在对其支护的过程中还要使用增大均匀压缩厚度的方式来不断的提高锚杆支护的水平。此外, 锚杆的密度在这一过程中也会不断的增加, 这样也就使得围岩自身的跨度不断的降低, 使得锚杆支护抗力的分布均匀性更强, 减少了其变形的可能, 避免了结构出现开裂或者是剥落的情况, 这样一来整个围岩的稳定性得到了提升, 同时也可以更好的顺应动压变形和位移所产生的作用和影响, 锚杆的作用在这一过程中也得到了充分的发挥。因此其在施工的过程中起到了不可忽视的作用。
锚杆必须有适当的尺寸、一定的强度和与锚固力相匹配的托板、附件, 以便使锚杆锚固力更能均匀地分布在围岩中, 更好地控制锚杆间岩体的稳定。托板的规格应稍大一些, 尤其是在煤层中的动压巷道, 使托板能起到一定的护帮作用, 防止煤壁剥落使托板空悬而影响锚杆的作用。倘若在使用中发现锚杆支护抗力不足时, 应及时采取补打锚杆或其他措施, 防止变形位移量过大导致松动失稳。另一方面, 在设计、施工中应充分考虑支护结构在动压影响下的变形位移, 适当放大断面, 留下足够的收缩余量, 保证巷道安全正常使用。这一点在采用可缩性U型支护结构时尤其重要。
4.2 锚网、锚笆支护结构。
锚网支护是锚杆、金属网 (或塑料网) 联合支护结构, 锚笆支护是锚杆、荆笆 (或竹笆) 联合支护结构。锚网支护主要用于服务年限较长的底板岩石动压巷道;锚笆支护主要用于服务年限较短的煤层动压巷道 (包括采区工作面巷道) 。这两种支护结构主要适用于围岩 (含煤层) 强度低, 整体性差, 裂隙、节理发育, 易剥落、片帮、冒顶而自稳能力较差巷道;适用于动压集中较大, 矿山压力大、变形位移量大, 而且动压变化剧烈的岩巷、半煤岩和煤巷。
实践和观测分析表明, 锚网、锚笆支护结构具有很好的适应动压剧烈变化的能力, 是动压巷道的一种主要的支护结构形式。
锚网、锚笆支护结构中, 支护抗力全部由锚杆承担, 故应选择合适的锚杆类型, 加大锚杆密度, 应用相对的/短密锚杆0。锚杆所用的托板的尺寸应适当大一些, 强度要与锚固力相匹配, 以便能压紧和固结金属网和荆笆、竹笆片。金属网和笆片的网目不宜过大, 一般应小于30~50mm。锚网、锚笆支护, 条件适合时也可喷射薄层混凝土或砂浆, 起封闭围岩、煤壁表面, 防止风化, 并有利于锚杆托板、金属网防腐, 延长金属网使用寿命。
4.3 混合支护结构。
围岩变形位移严重, 动压集中压力过大的情况下, 单纯靠锚杆支护, 或锚网、锚笆支护仍然满足不了围岩稳定、巷道安全使用的要求时, 可以采用混合支护结构, 进一步提高支护抗力。所谓混合支护结构是将几种支护结构结合在一起, 充分发挥其单独的和共同的优势的支护结构。这里的混合支护结构指的是锚杆支护, 或锚网、锚笆支护与各种传统支护 (主要是各种刚性支架和可缩性支架) 相结合的支护结构。
结束语
巷道锚喷支护在巷道处于静压状态时尚能正常安全使用, 而在动压作用影响下, 单独靠锚喷支护已难以维持巷道稳定时, 则需及时补充传统支架, 形成混合支护结构, 弥补锚杆支护抗力不足的缺陷, 达到巷道的正确维护要求, 保证正常安全使用。
参考文献
[1]李全瑞.孤岛煤柱动压现象预测与防治技术研究[J].科技资讯, 2011 (26) .
[2]张舵, 吴克刚, 卢芳云.建筑物内爆炸波的动压载荷研究[J].采矿技术, 2009 (5) .