退锚索(锚杆)

2024-10-03

退锚索(锚杆)(共7篇)

退锚索(锚杆) 篇1

布尔台煤矿22104综采工作面两顺槽三角区顶板不能随工作面的推进连续冒落, 经常出现采空区顶板悬顶的现象, 给矿井安全生产带来重大隐患, 不利于工作面安全高效生产。为防止工作面采空区漏风、采空区顶板瞬时大面积冒落产生飓风伤人及采空区积聚气体突然涌出造成有害气体超限等事故的发生, 布尔台煤矿综采工作面两顺槽三角区顶板治理采取了退锚索 (锚杆) 、施工沙袋墙等一系列措施, 取得了较好的实效, 实现了综采工作面的安全、快速推进。

1 退锚机的结构及工作原理

1.1 结构简介

退锚机是拆卸回收锚具、托盘、钢带并及时放顶的一种专用工具, 主要由张拉千斤顶、手动泵、锚具顶压器、退锚卡紧器、操作阀、调压阀、压杆、压力表等组成, 结构见图1。退锚机工作部件张拉千斤顶的额定张拉力为300k N, 张拉行程150mm;退锚机执行部件手动泵手压力20kg, 排量45m L/次, 结构见图2。

1.2 工作原理

退锚机主要是通过千斤顶和手动泵来完成工作的, 其工作过程主要是:将锚具卡到锚锁上, 确认卡紧器固定好后利用操作阀操作手把, 单向阀打开, 通过进油路向张拉千斤顶供液, 千斤顶开始工作, 同时手动泵继续升压, 把锚具外套和顶板顶起, 使锚具和锚具外套分离。用工具通过顶压器上的槽口将已松的锚具推掉落入退锚器内。再操作千斤顶松开钢绞线, 取下退锚机, 完成退锚工作。

2 退锚索 (锚杆) 技术在22104工作面的应用

22104工作面在回采过程中, 两顺槽顶板由于受锚索锚固力作用, 不能随回采推进而跟进塌落, 给顶板管理和瓦斯管理带来极大安全隐患, 针对此情况每班采用退锚机退锚索, 使三角区顶板紧跟塌落, 解决瓦斯积聚, 为安全生产奠定坚实的基础。

2.1 22104工作面概况

22104工作面两顺槽为全锚网支护。22104运输顺槽顶板采用φ17.8mm×8000mm锚索+4.6m W钢带+φ16mm×1800mm圆钢锚杆+φ6.5mm钢筋网联合支护, 锚索排距2m, 每排3根锚索, 锚杆间排距为1.0m×1.0m, 每排6根锚杆。22104回风顺槽顶板采用φ22mm×8000mm锚索+4.6mπ型钢带+φ22mm×2000mm螺纹钢锚杆+φ6.5mm钢筋网联合支护, 锚索排距1m, 每排3根锚索, 锚杆间排距为0.9m×1.0m, 每排6根锚杆。

2.2 退锚前的准备工作及基本要求

2.2.1 退锚器、泵站、开关、涨拉泵等工器具必须符合设备完好标准要求。

2.2.2 在进行退锚作业前, 要对预退锚区域进行敲帮问顶, 并设置警戒线。

2.2.3 进行退锚作业前, 必须保证两顺槽超前支护到位, 端头架前梁接顶严密, 初撑力符合规程要求。当在联巷口附近实施退锚时, 必须加大联巷口的补强支护强度, 保证顶板安全。

2.2.4 在机头实施退锚作业时, 三机必须停止运行, 闭锁并上锁, 闭锁端头架;在机尾实施退锚作业时, 煤机在工作面中部至机头段割煤, 并闭锁机尾端头架。退锚工作完成后, 人员迅速离开作业地点, 并对工作面设备解锁。

2.2.5 退锚作业时, 要严格执行敲帮问顶制度, 发现异常情况, 必须立即停止退锚作业。

2.2.6 严禁站在托盘或钢带下方实施退锚索作业, 退锚索工具安装好后, 必须用防护绳将其与顶锚杆或网片连接, 防止跌落伤人。退锚索作业时, 严禁无关人员进入退锚索区。

2.2.7 退锚索工作必须保证三人作业, 一人监护两人操作。

2.2.8 托盘、锁具等材料要及时回收, 并建立台账, 能重复利用的必须进行复用。

2.2.9 综采队采煤技术人员要对退锚工作及顶板垮落情况进行写实, 并认真分析总结, 采取改进措施, 提高退锚效果。

2.2.1 0 遇顺槽片帮严重、顶板破碎、顶板局部下沉等情况, 不得实施退锚。

2.3 退锚的施工工艺

2.3.1 准备好操作平台, 一人站在操作平台拿起千斤顶把待退锚的钢绞线穿人退锚千斤顶孔内, 使千斤顶顶压器和锚具外套相接。

2.3.2 另一人把液压泵换向阀扳到张位位置, 启动液压泵, 在退锚卡紧器与钢绞线套紧后, 使用双股8#铅丝或用防倒链把退锚千斤顶拴牢在顶网上。人员退出3m外, 开始升压, 退锚缸伸出, 把锚具外套和顶板顶起, 使锚具和锚具外套分离。

2.3.3 检查周围环境后, 用专用扳手或备用螺丝刀, 通过顶压器上的槽口将已松的锚具推掉, 落入退锚器内。

2.3.4 作业人员退到安全地带后, 把换向手柄扳到复位位置。启动液压泵, 使退锚缸缓慢复位。反向升压使退锚卡紧器松开已完成退锚的钢绞线。

2.3.5 确认无危险因素后, 一人拿住锁具、托盘, 另一人剪断8#铅丝或防倒链, 取下退锚机, 最后把锁具、托盘放在指定位置。使用结束后, 把退锚机放到专门存放处, 以免煤污和锈蚀, 影响以后正常使用。

2.4 对外露长度短或钢绞线分叉锚索的处理

遇锚索外露长度短或钢绞线分叉无法实现正常退锚时, 要先利用风镐对顶板进行掏挖, 使锚索失去支护作用, 然后再进行锁具拆卸。

2.4.1 在预退锚区域用单体液压支柱做好临时支护, 保证顶板安全。

2.4.2 对锚索托盘四边及托盘向外150mm范围内的网片、钢带涂抹黄油, 并将网片剪断去除。

2.4.3 利用风镐将托盘周围顶板掏500mm×500mm×50mm的空间, 使锚索失去支护作用, 然后进行锁具及托盘的拆卸。

2.5 安全注意事项

2.5.1 退锚机使用注意事项

2.5.1. 1 退锚机型号必须与锚索钢绞线规格相匹配。

2.5.1. 2 现场使用前, 必须仔细检查机具是否完好, 当出现漏液、缺销子等情况不得使用;发现油管有凸起、渗漏现象时, 必须及时更换。

2.5.1. 3 退锚机操作人员必须佩戴防护眼镜, 以免破裂物飞出伤人。

2.5.1. 4 退锚机工作时, 若出现打空现象, 可旋松手动油泵的卸荷手轮, 将手动油泵空打几下, 排除泵内的空气, 然后再旋紧卸荷手轮, 投入使用。

2.5.1. 5 必须做好油泵清洁工作, 快速接头连接前要清洁接头上的灰尘和污物。

2.5.1. 6 高压油管按规定进行打压试验, 确保安全使用。

2.5.1. 7 工作人员必须站在安全地点操作, 严禁任何人员站在空顶下作业。

2.5.2 退锚机操作工上岗条件

2.5.2. 1 退锚机的操作人员必须经过专业专门培训、考试合格后, 方可上岗。

2.5.2. 2 操作人员熟悉退锚机性能、结构和工作原理。

2.5.2. 3 操作人员会检查、保养退锚工器具。

2.5.2. 4 熟悉本岗位危险源及应对措施。

2.5.2. 5 作业时必须严格执行操作规程。

2.5.3 其他安全注意事项

2.5.3. 1 施工前必须严格执行敲帮问顶, 负责人 (机头、机尾岗位工) 必须对工作区域的顶板情况进行细致观察, 确认安全后方可作业。每个作业人员必须随时观察作业地点周围的顶板、煤壁和网片、单体点柱等支护的完好情况, 发现片帮、活矸立即用敲帮问顶工具进行处理。

2.5.3. 2 敲帮问顶或处理活矸、片帮煤块时, 工具规格要符合规定, 要指派有经验的人员操作, 同时一人在旁监护。有异常情况时, 必须先立即躲避到安全地点后, 再做观察处理。

2.5.3. 3 退锚机加压时, 当压力超过50MPa时, 锁具与锁芯仍未分离的, 必须停止退锚作业。

2.5.3. 4 退锁具前, 应保证锁具上润滑油涂抹到位, 防止产生摩擦火花。

2.5.3. 5 单体临时支护必须牢靠有效。

2.5.3. 6 两顺槽单体严禁提前回柱, 以防对安全出口行走人员造成隐患。

2.5.3. 7 退完锁具的钢带与顶板连接必须牢固, 采用双股8#铁丝与顶锚网或锚索末端有效连接。

2.5.3. 8 顶板破碎不具备施工条件时, 重新涂抹黄油后可不退除。

2.6 退锚范围的初步确定

根据现场的施工总结, 以端头支架顶梁前端为基准, 每次退锚索距离不得超过2m, 当锚索距副帮较近, 处在端头架与副帮之间时, 以端头支架立柱为基准, 每次退锚索距离不得超过2m;退锚杆时, 每割一刀煤只能退距离支架顶梁最近的一排, 严禁退紧靠副帮侧一根锚杆。严禁超距离或随意退锚。

3 其他治理方法

3.1 强制放顶

3.1.1 提前在架前向采空区方向施工强放孔, 强放孔深度、间距及仰角根据实际情况确定。

3.1.2 当孔口距端头支架顶梁0.5~1m时, 工作面停止推进, 开始组织装药进行强制放顶。

3.1.3 装药前, 将端头及工作面支架升紧, 初撑力符合作业规程要求, 并切断工作面所有电源。

3.1.4 装药时, 合理确定装药系数, 炮泥封填最小水平投影长度不小于孔口至支架顶梁末端的距离。炮泥要封实, 施工中要保护好导爆索及药包。

3.1.5 放炮前, 工作面、回风流中作业人员必须撤离至距放炮地点500m以外的进风流中, 撤出受影响区域人员, 并设好警戒。

3.2 沙袋墙施工

3.2.1 按高瓦斯区域管理的综采工作面两顺槽悬顶面积超规定时, 必须制定专项措施, 及时施工沙袋墙, 以消除采空区自然发火隐患, 防止顶板突然垮落有害气体大量涌出。

3.2.2 沙袋墙施工于端头架与副帮之间, 位置不得滞后于支架顶梁末端。

3.2.3 沙袋墙施工要紧贴副帮, 厚度不小于1m, 高度要求必须接顶。

3.2.4 沙袋墙施工前, 要保证安全出口畅通, 并对作业区域进行敲帮问顶, 必要时利用单体液压支柱或木柱对顶板进行临时支护。

3.2.5 垛沙袋期间, 最多允许2人同时在隅角位置作业, 且垛沙袋人员必须佩戴全套便携仪 (CH4、O2、CO) 。

3.2.6 施工前及施工作业全过程, 由专职瓦检员负责检查作业区域气体情况, 当瓦斯浓度超过1%或氧气浓度低于18%时, 严禁作业。

3.2.7 沙袋不得堵住瓦斯抽放支管进气口。

3.2.8 在施工期间, 发现顶板有异常情况, 要立即停止作业, 人员撤离到安全位置。

3.2.9 沙袋墙施工要安排在早班设备检修期间进行, 避免影响正常生产组织。

4 结语

退锚索 (锚杆) 技术在22104工作面应用后, 初步解决了工作面两顺槽三角区锚索支护板快速放顶问题。锁具、托盘及钢带的回收利用, 降低了材料消耗, 节约了支护成本;随着回采的推进, 支架后方采空区顶板快速塌落, 通过及时放顶, 顶板压力得以释放, 同时瓦斯和煤尘积存空间尽可能缩小, 排除了瓦斯和煤尘积存的隐患。

摘要:本文介绍了综采工作面两顺槽三角区顶板管理方法, 详细说明退锚基本要求及施工工艺, 分析综采工作面三角区顶板及瓦斯管理的其他治理方法, 为确保两顺槽三角区顶板随工作面推进及时垮落, 减少悬顶面积, 防止顶板及次生事故发生提供思路。

关键词:综采工作面,三角区,顶板管理,退锚索 (锚杆)

参考文献

[1]张日林, 等.退锚索机在综放工作面的应用[J].机械管理开发, 2008, 23 (3) :81-82.

矿井锚杆锚索联合支护应用分析 篇2

1 巷道支护分析

1.1 锚杆支护

锚杆支护的实质是锚杆和锚固区域岩体相互作用,并形成统一的承载结构,使巷道围岩强度得到强化。随着锚杆支护工程实践的不断丰富,适用于不同条件的锚杆支护理论相继被提出,并逐步得到发展和完善。为了充分发挥锚杆的支护作用,尽力扩大锚杆支护的使用范围,在围岩变形量大、岩层松软及受采动影响的巷道内,可采用多种形式的联合支护。如锚梁网(锚杆、型钢梁和金属网)、锚喷网(锚杆、喷浆和金属网)、锚托网(锚杆、托盘和金属网)等联合支护,以及采用桁架式锚杆和可拉伸锚杆,使锚杆的悬吊作用、加固拱作用、组合梁作用得以充分发挥。

以实际巷道顶板软弱层厚0.3~1.5 m为例,对锚杆支护参数进行分析。

(1)锚杆长度。

根据挤压加固作用分析,锚杆锚固部分并不是一定要伸入松动围岩之外的稳定岩层中,因此,此种情况可选用18 mm×1 700 mm锚杆(锚入深度1.55 m,外露0.15 m)。

(2)锚杆间距。

根据经验公式,锚杆长度L和间距D的比值M=L/D。当M=3时,加固拱厚度T=2L/3;M=2时,加固拱厚度T=L/3;M=1.33时,加固拱厚度T=L/10。因此,从经济合理、便于施工又能充分支护的角度出发,取锚杆间距D=L/2,即锚杆间距0.8 m。这样,在巷道顶板下部软弱层中部形成了约0.5 m的连续压缩带(即加固拱),相当于增大了软弱层自身承载能力。

1.2 锚索支护

锚索支护的实质就是通过锚索对被加固的岩体施加预应力,限制岩体有害变形的发展,可以明显改善围岩的应力状态,提高围岩的自承能力,从而保证围岩的稳定,提高支护系统的整体稳定性[1,2,3,4]。

巷道顶板若为层状顶板,在锚索预应力作用下,最下部在锚杆作用下软弱岩层中形成的压缩加固拱带和中部煤层、上部致密坚硬岩层一起紧固,增加了内聚力,提高了支撑强度,同时使岩层间摩擦阻力大为增加,这样就不会发生离层错动现象。

1.3 锚杆锚索联合支护作用

(1)锚杆锚索联合支护使锚杆和被锚固岩体相互作用,形成统一的承载结构,和钢棚共同承担围岩压力,起到了加强支护的作用。

(2)锚杆锚索联合支护可提高锚固体的力学参数,改善被锚固围岩的力学性能。

(3)锚杆锚索联合支护可提高锚固区内岩体的峰值强度和残余强度,提高锚固强度后,能控制围岩塑性区、破碎区的发展,巷道周围塑性区、破碎区的范围和巷道的表面位移有所减小,有助于确保巷道围岩的稳定性。

2 联合支护在沿空掘巷中的应用分析

2.1 巷道概况及煤层顶底板情况

(1)巷道概况。

新安煤矿东区5#右三采块回风巷与已采的5#右二采块运输巷相隔10 m平行布置,该巷道位于5#右二采块采动形成的卸压带,巷道布置在煤层中,巷宽4.0 m,巷高确定为3.0 m。该巷用于5#右三采块的回风和运料。

(2)煤层顶底板情况。

该巷所在的5#煤层厚3.0 m,煤层倾角为6°~15°。煤层伪顶为泥岩,厚0.1~0.2 m;直接顶为灰黑色、厚层状、致密坚硬的粉、细砂岩及泥岩,厚0.69~2.79 m;基本顶为灰色中粒砂,厚层状,波状层理,厚2.76~4.95 m。5#煤层直接底板为中、细砂岩,灰黑色,厚层状,致密坚硬,厚1.16~4.52 m;基本底为粉、细砂岩,灰白色,厚层状,厚0.80~6.10 m。巷道所在区域地质构造简单,对掘进施工影响不大。

2.2 巷道支护参数探讨

为了确保巷道的稳定性,减少回采过程中巷道的维护费用,实现快速回采,巷道支护采用了锚杆支护,同时使用锚索补强,具体参数:①锚杆直径。锚杆直径的大小对巷道围岩变形影响很大,通过数值模拟,确定顶板选用22 mm的锚杆。②锚杆长度。在全煤巷中,锚杆长度不应该太短,考虑顶板岩层等因素,选取合理的锚杆长度,顶板锚杆长度确定为2.4 m。③锚杆间距。锚杆间距与每排锚杆的根数密切相关,数值模拟显示,当顶板锚杆数量为5根时,顶板下沉量与锚杆数量为3根时相比减少了17 mm,支护状况得到很大改善,而顶板锚杆的数量增加到7根时,顶板下沉量仅减少3.5 mm,由此可见,每排5根锚杆是最经济、合理的;结合巷道宽度,并考虑减小煤帮的受力,确定顶板锚杆间距为900 mm。④锚杆排距。根据数值模拟结果进行分析取值,从而选取最为经济合理的排距为800 mm。⑤锚索长度。根据基本顶的位置、厚度及巷道顶煤厚度,选取锚索长度为8 300 mm、锚索间距为1 600 mm。⑥锚固方式。为确保锚固的可靠性,锚杆、锚索均采用高强树脂锚固。

2.3 支护方案设计

(1)顶板支护。

①锚杆。杆体为左旋无纵筋螺纹钢筋,长度为2.4 m,杆尾的螺纹规格是M24,使用2卷树脂锚固剂,分别为Z2360型与K2335型,锚固长度1 200 mm,钻孔29 mm。②托盘。采用拱形高强度托盘,外形尺寸120 mm×120 mm。③钢托梁。采用16 mm钢筋焊接而成,宽为100 mm,长为3.7 m。④锚杆布置。靠近巷帮的顶锚杆与垂线呈30°的外偏角,其余顶锚杆与顶板垂直。锚杆间排距为800(900)mm×800 mm。⑤锚索。从确保巷道顶板支护安全及可靠方面考虑,在顶板的正中偏东300 mm处垂直于顶板打设1排锚索,锚索规格15.24 mm×8 300 mm,锚索间距为1 600 mm,通过用2.8 m长的槽钢将前后2根相连。每根锚索用3卷树脂锚固剂锚固:2卷为Z2360型,1卷在孔底为K2335型。钻孔28 mm,锚固长度为1 400 mm,用钢板做锚索托盘。⑥金属网。顶板铺设金属网,用铁丝进行连接。

(2)巷帮支护。

①锚杆。使用长为2 m、杆尾螺纹规格为M24的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,并用2卷Z2340型锚固剂进行锚固,钻孔30 mm,且锚固长度为1 200 mm。选用拱形高强度托盘。②钢筋托梁。用14 mm的钢筋焊接而成,长2.7 m,宽100 mm。③锚杆布置。每帮每排安设间排距均为1 000 mm的3根锚杆,其中靠近顶底板的2根锚杆与水平线呈10°外偏角,其余锚杆均按水平方向设置。④金属网。巷帮铺设金属网,用铁丝连接。

3 结语

新安煤矿东区5#右三采块回风巷通过合理确定支护参数,保证了优质快速掘进,实现月进尺300 m以上,同时确保了巷道的支护效果良好,有效控制了巷道顶底板和巷帮的移近量。

实践证明,不同的锚杆间距和锚索数量的组合方式,锚杆锚索联合支护的效果也有明显不同。在煤矿应用中,合理、经济的组合锚杆间距和锚索数量尤为重要,只有合理选取支护形式和支护参数,才能使锚杆锚索联合支护效果最为显著。

摘要:通过分析锚杆锚索联合支护作用机理及不同锚杆间距、不同锚索数量下的锚杆锚索联合支护效果,得出合理、经济的锚杆间距和锚索数,并阐明了锚杆锚索联合支护在井巷顶板控制中的突出效果,介绍了锚索与锚杆联合支护在沿空掘巷中的应用情况。在顶帮压力较大的巷道中,锚杆支护的优越性得到充分体现,保证了巷道支护的稳定性和回采的快速推进。

关键词:锚杆锚索,联合支护,顶板控制,围岩变形

参考文献

[1]袁和生.煤矿巷道锚杆支护技术[M].北京:煤炭工业出版社,1997.

[2]何朝炯,郭励生.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社,1999.

[3]何满潮,李春华.锚索关键部位二次支护技术研究及其应用[J].建井技术,2002,23(1):23-24.

退锚索(锚杆) 篇3

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.

退锚索(锚杆) 篇4

为了提升该种联合支护方式的支护作用, 应对锚杆支护的锚固平衡原理进行认真分析, 将锚杆与锚固范围内的围岩作为巷道支护体, 并认真研究围岩与支护体之间的相互作用关系, 并联合锚索来进行加固, 以明确该种联合支护结构的支护原理。

图1为围岩——支护相互作用的原理图, 由图形可以看出, 随巷道围岩变形量的不断提升, 若在巷道开挖之后就使用锚索支护, 很容易因锚索延伸量的超限而破断。为此, 在巷道开挖初期, 需只安装锚杆进行加固处理, 通过这种加固处理方式使围岩支护体具有一定的承载能力, 并且能允许围岩产生一定程度的变形, 将围岩的变形能释放出来。随着其变形量的不断增加, 围岩的承载能力、自稳定性等性能参数会有所降低。在围岩变形量小于锚索工程延伸量, 且支护体的自身稳定性未达到极限之前, 在B点安装锚索, 能切实降低围岩对于锚索延伸量的需求, 以提升围岩与锚岩支护体的稳定性。根据交点G与H可知, 采用锚杆锚索联合支护的方式有效提升了支护阻力, 使围岩的变形量降低。在对巷道开挖初期的支护处理过程中, 以锚杆的柔性支护为主, 在后期辅以锚索悬吊支护的支护方式, 能有效提升整体的支护性能, 确保围岩的变形得到控制。

在实际的巷道支护过程中, 该种支护方式能否实现良好的支护效能, 在很大程度上取决于对支护设计方法的合理性与否。这就要求在具体的支护过程中应将锚杆与锚索所具有的力学特性有机结合起来, 从而实现对整体支护方案的优化选择。此时, 还应对巷道的围岩条件进行综合考虑分析, 选择与之相对应的支护形式与支护参数, 从而提升锚杆-锚索联合支护方式的综合效能。

为防止锚索在变形量较大的情况下而发生破断, 切实发挥出联合支护方式的良好支护作用, 除了应对锚索的自身特性进行认真分析与了解外, 还认真研究分析锚索适应围岩大变形的技术。

2锚杆——锚索支护设计方法

2.1建立数字计算模型。

在该项工作的开展过程中, 应使用工程类比法已有工程的支护效果进行参照分析, 对模型中难以获取的力学参数做出相应调整, 使获得的模拟结果满足实际工程需求。

2.2改善锚杆支护参数与支护形式, 选择最优值。

通过对数值的模拟计算, 确定出锚杆支护所能承受的最大下沉量。对于松动破坏区而言, 仅是塑性区的一部分, 而不能将获取的围岩塑性区来作为松动破坏区。在此过程中, 需对围岩位移与应力进行综合考虑分析, 并准确判断出围岩松动破坏范围。

2.3确定锚索支护参数。

在对锚索参数的确定过程中, 应根据围岩的松动破坏区范围与顶板下沉量来确定锚索支护参数。根据围岩松动破坏区能计算出锚索的长度;并根据顶板的最大下沉量来确定锚索的延伸量与长度, 并计算出所需延伸量与实际延伸量之间的差值, 并根据二者之间的差值采取相应的技术做出相应调整。

3工程应用实例

3.1锚索适应围岩变形量计算

笔者在工作实践当中遇到过这样一个宽3.8m, 高3.5m, 埋深为800m的回风巷, 两帮与底板都是松散煤层。煤的f值在0.6~1.0之间。为了使锚索满足围岩最大变形, 使用了侧边安装、滞后安装与加木板垫安装三种技术。

通过数值模拟可以得出, 用直径22mm, 2.4米的螺纹钢锚杆作顶板, 用0.7m×0.7m间、排距进行全长锚固锚梁网支护时, 锚岩支护体的顶板下沉最大值在100~110mm之间。所以, 在下沉量达到90mm时, 可安装锚索, 用厚50mm松木板作为锚索木垫, 压缩量能够达到30mm。并将锚索安装在距离煤帮1/4巷道跨度的位置, 并对锚索适应变形量进行了详细计算, 得出巷道中部允许的下沉量为308mm, 每排两根的锚索承载能力为442kN, 并且该承载力可悬吊的岩柱高度为6.6m。

模拟计算可知, 下沉量为500mm时, 松动区的高度仅为4.5m。而锚索的允许下沉量为308mm时, 松动区的高度小于6.6m。因此, 对于锚索的延伸量与承载能力而言, 均满足设计要求。

3.2支护效果

回风巷顶板、两帮稳定, 顶板的下沉量小于90mm。同时, 锚索使围岩的变形能力得到提升, 未出现锚索破断现象。

4提升煤巷锚杆一锚索支护效果的有效途径

为确保锚杆——锚索支护方式能获得安全稳定的支护效果, 应首先确保锚杆与锚索设计的相互协调, 并通过相应的工程技术确保该协调支护设计方案的实现。在对巷道进行支护时, 当顶板的下沉量超过80mm时, 很难使锚杆支护保持顶板长期稳定性, 因此需加强锚索补强支护, 以避免顶板冒落。但在此过程中, 顶板趋于稳定状态的下沉量多大于锚索的延伸量, 为确保两种支护方式的协调, 应采取适应围岩变形以及提升锚索延伸量的措施, 为此应采取以下措施:①改善锚索的力学性能, 提升钢绞线屈服后的延伸率, 使锚索破坏前的总延伸量得到提升。②对支护结构、支护工艺等进行不断改善, 改变围岩变形破坏特点, 提升锚索的适应性。

结语

综上所述, 锚杆——锚索支护方式因其具有良好的支护效能, 在现阶段的煤巷支护工作中有着较为广泛的应用, 并且已经发挥出良好的经济效益与社会效益。在今后的工作过程中, 还应对该种支护方式进行不断完善与创新, 以切实提升煤巷支护水平, 提高煤矿综合作业效率。

摘要:煤巷锚杆--锚索支护技术是现阶段煤巷支护中广泛采用的支护技术, 具有锚固深度大、强度高以及可施加较大的预紧力等特点, 能有效提升巷道支护的安全可靠性。为此, 本文针对煤巷锚杆--锚索支护互补原理及其设计方法问题, 进行了深入分析。

关键词:煤巷锚杆——锚索支护,互补原理,设计方法

参考文献

[1]张彦青.煤巷锚杆、锚索支护参数设计[J].山东煤炭科技, 2012, (1) .

退锚索(锚杆) 篇5

1 联合支护技术应用情况

(1) 永久性巷道的煤 (岩) 巷采用锚杆、锚索、金属网、喷浆联合支护。二水平改扩建井巷施工中, 锚杆采用Ø20 mm×2 000 mm等强树脂锚杆, 间排距均为700 mm, 其外露不超过50 mm;锚杆托盘为10 mm厚的钢托盘, 托盘紧贴煤岩面, 锚杆角度与巷道轮廓线或岩层层理面夹角≥75°;金属网使用2 200 mm×900 mm金属网片制成, 上下、前后压平齐, 金属网搭接100 mm, 并用托盘压紧, 锚杆托盘螺帽必须上紧, 顶锚杆锚固力≥105 kN/根, 帮锚杆锚固力≥64 kN/根;锚索为Ø17.8 mm×6 500 mm, 间排距均为1 500 mm。在巷道掘进中使用锚杆、锚索、金属网支护, 提高了掘进工效, 节约了材料消耗, 降低了工人的劳动强度, 达到了安全高效掘进的目的, 为回采工作面的提前安装提供了有利条件, 保证了综采工作面正常安全接替。锚杆、锚索、金属网联合支护, 简化了回收程序, 减少了作业量, 同时节约了工时和材料成本, 确保了安全高效生产。

(2) 回采巷道使用锚杆、锚索、金属网联合支护。回采巷道较永久性开拓掘进巷道使用锚杆、锚索、金属网、喷浆联合支护为晚。由于在二水平改扩建中, 施工的井巷工程大部分使用锚网喷支护技术, 随着改扩建工程采深的增加, 矿井周围矿压影响大, 延深施工矿压渐渐增大, 深度开掘巷道仅利用锚杆、金属网喷浆支护无法满足现代化安全生产需要。为此引进了锚杆、锚索、金属网、喷浆联合支护技术, 加强巷道支护。锚索规格Ø17.8 mm×6 500 mm, 间排距均为1 500 mm。经拉力试验, 锚索张拉预动力不小于120 kN, 锚索外露不大于350 mm, 喷浆支护使用的喷浆料严格配比, 配合比为水泥∶河沙∶石子=1∶2∶2.5, 掺入3%~5%的速凝剂, 并搅拌均匀, 喷浆厚不小于100 mm, 局部不小于90 mm, 喷浆前对巷道进行整型, 冲洗巷壁。喷浆后洒水养护并打好检查孔, 确保孔深不低于150 mm, 且巷道表面平整密实, 墙基无裸露。严格按质量标准施工, 井巷工程优良品率达到了省部级标准。采用锚杆、锚索、金属网、喷浆联合支护技术, 使七矿的开拓掘进水平迈上了一个新台阶。

(3) 联合支护技术在丁戊六轨道上山上车场、绞车房及回风道、己四轨道等巷道中的推广应用。巷道支护每排13~15根锚杆, 顶板每排7~9根, 两帮每排各2~3根锚杆, 并配用锚固剂。顶锚每个锚杆孔用4卷药卷, 帮锚每个锚杆孔用3卷药卷, 锚固剂锚固强度不小于60 kN, 每30 m对施工锚杆做1组拉力试验, 每组5根, 锚固力不小于120 kN/根, 锚杆间排距为700 mm±50 mm, 锚杆外露30~50 mm, 锚盘紧贴岩面或煤壁, 顶板和两帮每排铺挂2片3 000 mm×1 000 mm或2 400 mm×900 mm的金属网。顶板加打2~3根锚索, 锚索基本垂直于岩面, 每个锚索孔用5卷锚固力药卷, 并搅拌均匀, 锚索打完后必须及时张拉, 锚索张拉预应力不小于200 kN, 锚索盘紧贴岩面, 锚索端部必须加设铁丝而且受力均匀。喷浆时按配合比例搅拌均匀, 配合比为水泥∶沙子∶石子=1∶2∶2.5, 金属网铺平齐、速凝剂掺入、喷浆工艺技术要求与以上相同。

2 联合支护应用的优越性

随着井巷往深部延伸, 多数巷道承受压力明显增大, 雨季顶底板涌水量增大, 地温升高, 瓦斯涌出量大, 使井巷支护存在很多安全隐患。丁戊六采区胶带运输巷、轨道下山、己四采区通风下山、轨道下山等巷道, 投入使用15 a来, 巷道下沉、帮顶脱皮离层、底板鼓起, 两帮挤压变形, 巷道断面缩小, 顶板淋水, 锚网、喷浆层脱落等现象相当严重, 不仅影响了运输、行人, 还影响矿井的通风, 给矿井的安全生产带来严重影响。为此, 七矿及时制订整修方案, 对失修严重的巷道进行二次支护, 投入大量的人力、物力、时间, 对主要运输、通风巷道变形严重地段进行扩修、翻修, 但重新架设29U或36U可缩金属支架, 不仅费力、耗时、耗材, 也有很多安全隐患。

通过分析锚杆、锚索、金属网、喷浆联合支护在二水平施工中存在的安全问题, 结合丁戊六轨道延深技术改造的实际情况, 技术人员根据地测部门提供的巷道地质结构图、顶底板特性、地温梯度、水文构造、巷道瓦斯含量、巷道服务年限、巷道布置及受邻近矿压影响情况等资料, 进行深入研究, 开展科技攻关。对使用的Ø20 mm×2 000 mm锚杆、Ø15.24 mm×5 500 mm锚索、喷浆支护和Ø22 mm×2 200 mm锚杆、Ø17.8 mm×6 500 mm锚索支护、喷浆支护与29U型钢梁加4~5节大拱形金属支架等几种支护的性能、强度、成本等各项技术参数进行对比, 选择最优支护的锚杆规格为Ø22 mm×2 200 mm、锚索规格为Ø17.8 mm×6 500 mm, 用新型树脂锚固剂和喷射混凝土支护材料进行联合支护。该支护方式易施工, 性能好, 材质好, 强度高, 可以减少二次投入, 为平煤七矿丁戊六轨道延深改造的开拓掘进巷道快速高效施工提供了安全保证。

3 在大埋深巷道中的使用效果

通过反复进行拉力及预应力试验, 平煤股份七矿确定在丁戊六、己四轨道延深改造井巷工程中使用Ø22 mm×2 200 mm等强树脂锚杆, Ø17.8 mm×6 500 mm锚索、新型树脂药卷, 规格为2 400 mm×900 mm和3 000 mm×1 000 mm的2种金属网进行联合支护。其中, 锚杆托盘为厚8 mm的碟形钢托盘, 锚索托盘使用15 mm×60 mm×270 mm长方形钢板, 托盘与锚杆、锚索配套使用, 用P.O42.5R硅酸盐水泥、粒径5~10 mm的青石子等材料进行喷浆支护。经过一段时间观察, 巷道顶板和两帮位移速度≤1 mm/d, 满足了丁戊六轨道延深进行技术改造的需要。

在丁戊六轨道技术改造井巷工程中使用高强度、高性能、材质好、经久耐用的锚杆、锚索、金属网、喷浆联合支护技术, 近5个月开拓掘进施工井巷工程570 m。使用这样先进的联合支护技术, 提高了对开拓掘进巷道工程的支护强度, 达到了安全高效的支护效果。由于在施工过程中严格按高标准要求施工, 进行科学管理, 施工的570 m巷道按高标准验收全部合格, 超过计划进尺130 m, 节约资金100余万元, 保证了安全快速施工, 取得了良好的经济效益, 为七矿的安全发展和“五优”矿井建设打下了坚实的基础。

4 结语

经过不懈努力、不断探索, 锚杆、锚索支护不但在开拓掘进井巷工程中得到很好的应用, 且推广应用到大断面、深埋深开采巷道和回采工作面, 在安全生产中发挥了很大作用。新回采工作面搬家、开采, 老综采面收尾回收时的顶板和煤壁支护均采用锚杆、锚索、金属网联合支护代替原Ø180 mm×3 500 mm圆木打木柱, 200 mm×200 mm×1 500 mm方木打木垛、4~6 m长的11#工字钢金属支架支护切眼帮顶支护。通过在综采工作面推广使用联合支护技术, 大大减少了钢材和木料的投入, 每次回采, 工作面收尾搬家可节约资金25万元以上。减轻了工人的劳动强度, 也缩短了工期, 提前生产原煤3万t, 实现了快速顺利高产稳产, 减轻了回采工作面的压力, 同时消除了煤自燃隐患, 经济效益和社会效益明显。七矿自采用锚杆、锚索联合支护技术以来, 连续2 a实现了安全年无事故, 有力地促进了煤矿的安全健康发展。

摘要:平煤股份七矿二水平改扩建过程中施工的井巷工程, 大部分使用锚网喷支护技术, 随着采深的增加, 延深施工矿压渐渐增大, 深度开掘巷道的支护难度加大, 原有支护已不能满足施工要求, 必须采取新的支护形式。为此, 七矿引进了锚喷支护技术, 采用锚杆、锚索、金属网、喷浆联合支护对巷道进行加固。分析了联合支护技术应用条件, 严把施工关, 在大埋深巷道的施工实践中取得了良好效果, 促进了煤矿的安全生产。

退锚索(锚杆) 篇6

煤矿巷道掘进安全一直是煤矿企业最关注的问题, 煤矿巷道掘进过程中对岩石层的支护安全则是保证整个巷道掘进安全的前提。目前, 随着煤矿巷道掘进技术发展, 越来越多的煤矿企业采用锚杆与锚索联合技术方式掘进, 这种技术方式不仅可以加快巷道掘进速度, 还可以保证巷道支护的绝对安全性[1]。

1 巷道支护的定义

巷道掘进是利用各种挖掘机械在煤矿开采前所挖掘出的一条可供大型采煤设备及施工人员自由出入的通道。一般来讲, 煤炭资源是蕴藏在煤矿山丘内, 要顺利开采出煤炭资源, 就必须先在煤矿外挖掘出一条可供开采的通道, 保证煤炭资源顺利运出。

巷道掘进支护是指在掘进过程中对巷道两侧岩石层进行支撑保护的一种措施。通常来说, 煤矿内部岩石层结构都是相互连结且错综复杂的, 企业施工人员在巷道掘进时会因某一区域的施工而使其它区域岩石层松动, 导致岩石层下滑或塌陷状况。巷道支护的主要作用就在于可以通过钢管、钢网等设施加固巷道区域内的岩石层, 使岩石层结构重新趋于稳定状态, 以此来保证巷道掘进安全和进度。

2 巷道破坏原因分析

煤矿巷道之所以会在掘进中受到破坏, 其主要原因是由于原岩应力作用而产生的。一般来讲, 在巷道掘进中的应力作用达到一定压力时, 岩石层会发生变形。同时, 随着岩石层变形区域增大, 使该区域范围内岩石层也受其影响产生较容易塌陷的点, 使巷道产生弹性区和塑性区。一般情况下, 巷道的施工均在距地面1 000 m左右的地下进行, 会不可避免地受到应力作用, 这些应力主要是由地壳长期变化而形成的。同时, 煤矿在地壳长期变化中势必会出现各种断层、褶曲等形状, 这些形状在巷道施工中因所受应力作用不同, 因此产生的破坏程度也不同[2]。

3 锚杆和锚索支护技术

锚杆支护主要是指在边坡、岩土基坑、煤矿巷道中采用加固手段稳固结构的一种方式, 它主要是用木件、金属、聚合物及其它材料制成, 利用锚杆头部深插岩石层内稳定岩石层的一种技术手段。锚杆技术有成本较低、支护效果较好、操作方便等优点, 被广泛应用在煤矿巷道掘进工程中。

锚索支护主要是指通过锚杆的轴向应力作用, 将岩石层区域范围内的岩石体结构的应力状态由单向或双向受力转变为三向受力, 提高和稳固岩石层周围区域的结构稳定性及抗外界压力的能力和强度。另外, 锚索支护的主要目的在于使巷道掘进施工中的压缩带既能够承受自身所带重力, 也可以承受来自外界的荷载压力, 从而稳固巷道岩石层区域, 防止岩石层因变形造成的巷道掘进安全问题。

4 锚杆锚索联合支护在煤矿巷道掘进中的应用

随着煤矿行业发展, 越来越多的煤矿作业选择在较远地区或山丘上, 同时由于地势地形因素影响, 为确保巷道支护的绝对安全性, 就必须采用一种全新的支护技术方式。通过煤矿企业施工人员不断分析研究, 总结出将锚杆支护技术与锚索支护技术相结合的支护方式, 以加固稳定煤矿巷道岩石层结构。

4.1 实例分析

荥阳北山煤矿开采企业对荥阳煤矿北二采区西翼28层一区段、东翼27层二区段、西翼27层二区段进行巷道掘进工程施工, 该区域的地理形势如下:该巷道掘进工程主要位于东翼27层二区段内, 区域内煤层最大厚度6.91 m, 最小厚度3.69 m, 本区域煤层27层顶泥岩厚度为1.5 m, 结构性较好、土质较硬, 遇水后会发生松软, 直接顶为9.36 m厚的细沙, 胶结性较差, 较松散。直接底为2.04 m, 固结性较差, 遇水后会松软。另外, 该煤层西部倾斜度较小, 最小为6°, 东度倾斜度较大, 最大可为24°。该掘进区域内遇到的新层较多, 且断层附近区域内岩石层较细碎, 节理性发育含水份, 给掘进施工带来诸多困难, 见表1。

4.2 锚杆锚索联合支护的性能分析

根据该煤矿巷道掘进施工工程特点, 该企业采用巷道顶板用锚杆锚索联合支护方式施工, 两侧区域内采用锚杆支护。由于在锚杆锚索联合支护的预应力作用下, 煤矿巷道顶板基本顶和直接顶之间及基本顶和各岩石层之间的横向预应力大大增加。同时随着巷道顶板变形度增加, 该顶板层基本顶呈逐渐升高趋势, 使岩石层得不到纵向膨胀。另外, 施工人员分析, 该煤矿岩石层由近乎二向应力向三向应力转化, 在这过程中, 岩石层极限强度得到快速提升, 岩石体自身的抗弯曲能力也得到提高。经分析研究表明, 采用锚杆锚索联合支护方式可以大大改善巷道内被加固岩石层的力学结构, 见图1。

4.3 锚索预应力设计

锚索预应力在岩石层不同区域内所受到的压力是不同的。一般来讲, 由于巷道顶板所受的破坏范围较小, 锚索支护主要作用于岩石层顶板下部, 以防止岩石体错动和失稳。另外, 当岩石层下部锚索支护后, 岩石层会产生一定程度变形, 即流变效应。该效应随时间推移, 作用于岩石层的强度会不断降低, 因此当锚索作用于岩石结构中的稳定层时, 锚索的悬挂作用此时处于整个支护的主要地位。施工人员发现, 当使用锚索支护后, 在保证锚索支护设计合理且不受破坏的前提下, 岩石层稳定性可以控制在预定范围内。但如果稳定层上移, 则可使锚索完全处于被破坏层内, 此时岩石层与锚索间相互作用则会产生一定承载力。除此之外, 该企业施工人员经研究确定, 在巷道掘进支护中, 锚索的间距为1.6 m左右, 且排距也为1.6 m左右。同时按照该巷道区域内岩石层情况设定每排安放两根锚索, 且要布置于巷道中间的位置。根据需要, 选用锚孔孔径为28 mm的锚索, 索长4 m, 首次锚索深入的深度要大于3.7 m, 每根锚索配4卷树脂药卷, 且要求预应力不小于20 t[3]。

4.4 锚索施工

a) 锚索钻孔工序, 要求开孔沿横截面偏差要控制在100 mm内, 纵向偏差要控制在50 mm内, 钻孔时的角度差控制在2°上下。开孔直径为30 mm, 且孔深要大于所设定的深度, 以保证锚索顺利安装;b) 锚索杆要采用三根15.2#型钢绞线拉扯, 且要保证钢绞线外观不存有弯曲、裂痕等情况, 以保证锚索安全性;c) 当锚索达到一定强度后, 可以进行预应力拉张动作。由于巷道内工作范围十分狭小, 施工困难, 因此应采用较小型的设备进行拉张。同时, 等待30 s树脂锚固剂被完全养护好后, 需进行托梁和托盘的安装, 安装中要使其紧贴于巷道顶板位置, 同时挂好拉张千斤顶, 开泵进行拉张作业。在拉张作业时, 要随时观察压力表的参数, 如果发现千斤顶行程不足, 应该立刻回程继续拉张, 直到千斤顶达到行程为止。需注意的是, 在拉张时, 锚具要在钢绞线外保留25 cm的裸露距离, 并将多余部分用专业切割设备去除, 再拆除千斤顶, 完成锚索安装。

5 结语

锚杆锚索联合支护在煤矿巷道掘进支护中具有重要作用, 它可以最大限度保证巷道支护安全性, 为施工人员的生命安全及施工工期提供必要保证。

摘要:随着中国社会主义现代化建设步伐加快, 对煤炭资源的需求量越来越大。煤矿行业作为中国经济建设发展的基础, 对中国实现全球一体化经济发展目标具有重要意义。在煤矿巷道掘进中, 安全是首要任务, 针对煤矿锚杆锚索联合支护在巷道掘进中的应用进行简单分析与探讨。

关键词:煤矿,巷道掘进,支护

参考文献

[1]张新立.锚杆锚索联合支护在煤矿巷道掘进中的应用[J].煤, 2014 (12) :89-90.

[2]曹以旭.锚杆锚索联合支护在巷道支护中的作用[J].中国高新技术企业, 2014 (17) :24-25.

退锚索(锚杆) 篇7

高产高效矿井建设,对巷道掘进速度要求越来越高,巷道安全、高效的掘进与支护技术是保证矿井实现高产高效的必要条件。实现巷道快速高效掘进与支护的关键途径是多掘煤巷少掘岩巷,采用综掘施工及锚杆锚索支护技术。实践表明,锚杆(索)支护是煤层巷道实现快速支护的经济、有效的形式[1,2]。

近年来,随着对预应力在巷道支护系统中重要作用认识的逐步加深,预应力锚杆(索)支护技术在巷道快速掘进中得到大面积推广应用[3,4,5,6,7],同时对锚杆(索)支护预应力场也展开了大量研究[8,9,10,11,12,13,14]。但是目前的研究侧重于分析锚杆或锚索预应力场分布特征,很少对锚杆锚索联合支护时各自施加预紧力大小的协调性问题进行探究,尤其是强力锚杆、锚索。锚杆、锚索的预紧力不协调,会降低巷道支护系统的合理性,甚至可能导致部分支护构件失效,引起围岩变形。因此,基于煤巷掘进和支护的现状,研究锚杆锚索与围岩之间的相互作用机理,实现锚杆和锚索二者预紧力的匹配,确定合理的支护参数和施工工艺,对于提高煤巷成巷速度、实现矿井快速高效掘进与支护至关重要。

1 工程概况

工程位于山西潞安环能股份公司漳村煤矿西下山回风巷,其平面布置如图1所示。西下山回风巷位于23采区大巷西侧,与西下山进风巷平行布置,南距西下山进风巷15 m(中—中)。西下山回风巷北侧为西下山材料巷和西下山胶带巷,南侧为西下山进风巷,东面为23材料巷和23胶带巷。巷道埋深约350 m,长度约1 870 m。

西下山回风巷掘进层位位于3号煤层,煤层平均厚度为6.2 m。煤层之上为直接顶,岩性为泥岩,平均厚度5.28 m,黑色、质均、含植物化石、断口不平,平均强度45.32 MPa。泥岩之上为5.2 m厚的细粒砂岩基本顶,灰白色,主要成分为长石,石英,含白云母,具有水平层理,缓波状层理,层面为黑色,平均强度123.43 MPa。煤层之下为直接底,岩性为泥岩,厚度2.8 m,黑色,断口菱角状,含植物化石,见云母;直接底之下为基本底,岩性为细粒砂岩,厚度为8.93 m,黑色,以石英为主,含有云母及暗色矿物、分选性中等,性脆、钙质胶结。

地应力测试结果显示,西下山回风巷区域内最大水平主应力σH=8.87 MPa,最小水平主应力σk=4.48 MPa,垂直主应力σv=7.58 MPa,最大水平主应力方向为N53.2°W。最大水平主应力大于垂直主应力,说明该区域以构造应力场为主。

2 预应力锚杆—锚索联合支护应力场模拟

随着计算机技术的发展,数值模拟已成为解决采矿问题的有力手段,FLAC3D有限差分数值模拟软件[15]就是其中的一种。以漳村煤矿西下山回风巷为模拟对象,采用FLAC3D探讨煤层巷道沿顶掘进,采用锚杆、锚索联合支护时二者预应力的协调关系。

2.1 建模

根据西下山回风巷的生产地质条件,建立长15.0 m、宽2.0 m、高18.0 m的数值模型(图2)。其中,巷道宽5.0 m,高3.5 m。模型数值计算选用摩尔—库仑准则,模型上部自由,下部固支,四周铰支。

模型采用cable单元模拟强力锚杆、锚索。锚杆长度2 400 mm、直径22 mm,屈服载荷190 k N,破断载荷250 k N,弹性模量220 GPa,采用树脂药卷加长锚固,锚固长度1 000 mm;锚索长度6 000 mm、直径22 mm,破断载荷600 k N,弹性模量180 GPa,锚固长度1 500 mm。顶板每排布置6根锚杆和2根锚索,锚杆间排距为0.9 m×1.0 m,锚索间排距均为2.0 m。巷道支护数值模型如图3所示。

2.2 模拟方案

为研究强力锚杆锚索联合支护时各自施加预紧力大小的协调性问题,提出分别计算锚杆与锚索在不同水平的预紧力组合下各自预应力场分布特征的模拟方案。首先将锚杆预紧力矩划分为0,350,450,550 N·m四个水平,其对应的预紧力分别为0,85,113,140 k N;将锚索预紧力划分为0,250,300,350 k N四个水平,然后两两组合,共划分10组模拟方案,详见表1。

2.3 模拟结果

2.3.1 预紧力的作用

分别模拟了巷道顶板在有无预应力作用下的应力场分布特征(图4)。从图4(a)可以看出,预紧力为0时,锚杆支护在顶板表面形成的压应力区范围小且孤立分布,不能连成整体,在近零应力区锚杆几乎达不到支护围岩的作用。图4(b)显示,在高预紧力(85 k N)下,锚杆支护形成的压应力区范围广,应力值大,能覆盖整个顶板范围,锚杆对顶板的主动支护作用得到充分发挥。

由此可见,预应力及预应力的扩散是锚杆、锚索对巷道发挥主动支护作用的关键性因素。根据巷道条件确定合理的预应力,并使预应力实现有效扩散是支护设计的关键。单根锚杆或锚索的作用范围有限,可以通过二者预紧力的合理匹配将预应力扩散到范围更大的围岩中。

2.3.2 锚杆锚索预紧力的匹配

锚杆、锚索不同预紧力作用下巷道顶板围岩应力场的模拟结果如图5—图7所示。

图5是85 k N预紧力锚杆与不同预紧力锚索组合下围岩应力场分布云图,从中可以看出:①强力锚杆、锚索联合支护能在二者之间的顶板岩层中形成骨架状的有效压应力区,85 k N预紧力锚杆与250k N预紧力锚索组合产成的压应力值平均在80 k Pa,但是锚杆端部仍存在拉应力区。②随着锚索预紧力的增加,顶板表面的最大压应力从280 k Pa增加到800 k Pa,并且锚杆端部的拉应力作用范围明显减小,当锚索预紧力达到350 k N时,锚杆端部的拉应力区几乎消失。

图6是250 k N预紧力锚索与不同预紧力锚杆组合下围岩应力场分布云图,与图5相比,应力场呈现以下特点:①锚杆锚索预紧力的施加在巷道围岩表面及内部形成了大小不等的压应力区,随着锚杆预紧力的增加,其所形成的压应力值和范围也在不断扩大(图7),但当锚杆预紧力达到113 k N后,再增加锚杆预紧力对压应力值和范围的增加效果不明显;②预紧力的施加在增加顶板表面压应力的同时,使得锚杆、锚索的端部也出现了大小不等的拉应力区,且预紧力越大,拉应力的数值和范围越大,140k N预紧力锚杆与250 k N预紧力锚索组合产生的最大拉应力值达到50 k Pa;③锚杆锚索端部拉应力区的出现,在一定程度上破坏了顶板压应力场的连续性,锚杆端部的拉应力可以通过增加锚索的预紧力来进行消减,锚杆的预紧力越大,相应的需要锚索的预紧力越大,才能保证锚杆、锚索联合支护结构中压应力区的连续性。锚杆预紧力为140 k N时,锚索预紧力为250 k N还不足以平衡锚杆端部的拉应力区,达到300 k N时才能有效平衡拉应力区。

综上,强力锚杆预紧力不低于85 k N(预紧力矩不低于350 N·m),且强力锚索预紧力不低于250 k N时,二者组合支护在顶板所形成的压应力区的连续性才具有支护意义,但是当锚杆预紧力大于140 k N(预紧力矩大于550 N·m)或锚索预紧力大于350k N后,再增加预紧力对压应力区的扩展效果不明显。因此,综合考虑支护效果和施工的难度及进度,建议进行强力锚杆锚索组合支护时,85~140 k N锚杆预紧力匹配250~350 k N锚索预紧力比较合理。

3 巷道支护方案

根据数值模拟结果选择西下山回风巷为试验对象,依据强力一次支护理论[1,16]进行高预应力强力锚杆锚索联合支护计算和设计。巷道顶板采用强力锚杆锚索配W钢护板支护。锚杆选用超高强热处理CRM500号钢,长度2 400 mm,间距950 mm,排距1 000 mm,锚杆预紧力矩应达到400 N·m且禁止超过550 N·m(锚杆预紧力113~140 k N),采用1支MSK2335树脂锚固剂和1支MSZ2360树脂锚固剂加长锚固,设计锚固力不低于190 k N;强力锚索选用1×19股、1 860 MPa高强度预应力钢绞线,直径22 mm,长度6 300 mm,间距1 600 mm,排距2 000mm,锚索张拉预紧力不低于300 k N,采用1支MSK2335树脂锚固剂和2支MSZ2360树脂锚固剂加长锚固;护表构件采用厚4 mm、宽280 mm、长450mm的W钢护板。巷道两帮采用强力锚杆配W钢护板支护。锚杆规格和间排距同顶板,采用1支MSZ2360树脂锚固剂锚固。具体支护如图8所示。

4 支护效果

在西下山回风巷采用上述支护方案施工200 m后,为评价支护效果,对巷道掘进期间顶板离层、表面位移和锚杆锚索受力进行监测,结果分别如图9—图12所示。

(1)顶板离层。试验巷道顶板离层监测结果(图9)显示,西下山回风巷掘进30 m后,顶板离层趋于稳定。浅部、深部最终离层值分别为4.4,3.0mm,总离层值为7.4 mm,表明113 k N预紧力锚杆匹配300 k N预紧力锚索的组合支护对约束顶板离层具有明显效果。

(2)表面位移。试验巷道表面位移监测结果(图10)显示,西下山回风巷掘进50 m后,表面位移趋于稳定,顶底板移近量最终为62 mm,两帮收缩量最终为57 mm,表明强力锚杆锚索支护系统很好地控制住了围岩变形,巷道顶底板和两帮能长期保持稳定。

(3)锚杆锚索受力。从锚杆锚索受力监测结果(图11、图12)可以看出,在施加400 N·m初始预紧扭矩及300 k N初始预紧力后,锚杆锚索的实际预紧力均有不同程度的损失,但受力基本稳定,没有出现大的波动,二者最大受力值分别为123,261 k N,低于杆体破断载荷,说明锚杆锚索支护设计合理,能够及时抑制顶板离层和破碎现象的产生。

5 结论

(1)预应力及其扩散是锚杆锚索发挥主动支护作用的关键因素,根据巷道条件确定二者预应力的合理匹配,并使预应力实现有效扩散是支护设计的关键。

(2)强力锚杆锚索组合支护巷道的作用机理是杆体、索体强度大,能施加较高预应力,在顶板围岩中形成连续有效的压应力区,消除围岩开挖卸载造成的拉应力集中。随着预紧力的增加,顶板压应力区的量值和范围不断扩大,但当锚杆预紧力超到140 k N或锚索预紧力超过350 k N后,再提高预紧力对压应力量值和范围的增加效果不明显。

(3)预紧力的施加在顶板表面形成压应力区的同时,也使得锚杆锚索的端部出现大小不等的拉应力区,且预紧力越大,拉应力的数值和范围越大。锚杆端部的拉应力区可以通过增加锚索的预紧力来进行平衡,当锚索预紧力达到300 k N时,锚杆端部的拉应力区范围几乎消除。

(4)根据数值模拟结果并依据强力一次支护理论,综合考虑支护效果和施工的难度及进度,建议进行强力锚杆锚索组合支护时,85~140 k N锚杆预紧力匹配250~350 k N锚索预紧力比较合理。漳村煤矿西下山回风巷的试验结果验证了这点。

摘要:为了解决强力锚杆锚索联合支护时各自施加预紧力存在的匹配性问题,采用FLAC3D数值模拟软件,对山西潞安环能股份公司漳村煤矿西下山回风巷在不同锚杆(锚索)预紧力下的围岩应力场分布规律进行了模拟分析。结果表明:预应力及其扩散是锚杆锚索发挥主动支护作用的关键因素;预紧力的施加在顶板表面形成压应力区的同时,也使得锚杆锚索的端部出现大小不等的拉应力区;当强力锚杆预紧力不低于85 k N且强力锚索预紧力不低于250 k N时,二者组合支护在顶板所形成的压应力区的连续性才具有支护作用,但是当锚杆预紧力大于140 k N或锚索预紧力大于350k N后,再增加预紧力对压应力区的扩展效果不明显。根据数值模拟结果并综合考虑支护效果和施工工艺,建议进行强力锚杆锚索组合支护时,85~140 k N锚杆预紧力匹配250~350 k N锚索预紧力比较合理。

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