煤巷支护参数

煤巷支护参数（精选八篇）

煤巷支护参数 篇1

1 3304轨道顺槽地质概况

试验巷道为某煤矿3304轨道顺槽西段,它位于-660mm水平,属于三采区,地面标高+50.28m~+50.77m,井下标高在-518.3m~-494.4m。3304轨道顺槽地面相对位置位于北宫村西南部,地面无建筑物。其井下位置及掘进对地面设施的影响:巷道位于三采轨道巷以西,掘进对地面无影响;南邻3303工作面采空区,北邻3305工作面(未开拓)。巷道施工方位角为:N71°15'W。3304轨道顺槽巷道长度约1048m。巷道自3303运顺联络巷西帮开门施工,巷道掘进位于3煤及其底板层位,3煤厚8.2m~9.2m,f=2~3;3煤底板之上3.1m~3.5m,含一层泥岩夹矸,厚0.2m~0.4m,f=3~4;3煤直接顶板为粉砂岩,厚3.65m~4.25m,f=4~5;3煤老顶为中细砂岩,厚14.21m~17.7m,f=5~6;3煤直接底板为粉砂岩或粉砂质泥岩,厚5.6m~7.35m,f=4~5;老底为细砂岩,厚3.88m~14.34m,f=5~7。

3304轨顺自3303运顺联络巷西帮开门掘进,巷道正常段设计为倒梯形断面(上宽5.0m、下宽4.8m),采用锚网带与锚索联合支护。3304工作面回采巷道布置采用小煤柱沿空掘巷的布置方式,小煤柱尺寸为3.6~4.0m。

2 支护参数优化设计

2.1 临时支护强度计算

巷道两帮松塌深度C为:

式中:KCX-巷道围岩挤压应力集中系数,按巷道断面形状与宽高比确定;矩形取2.8;

γ-巷道上部地层平均重力密度,k N/m3;

H-巷道距地表的深度,m;

Ky-表征采动影响程度的无因次参数;

B-固定(残余)压力影响系数,一般取1~1.2,也称采动影响系数;

fy-煤层硬度系数;

h-巷道高度方程,m;

φ-煤的内摩擦角,°。

式中巷道周边挤压应力集中系数KCK由梯形巷道形状取2.2;巷道上方至地表间地层的平均重力密度γ取24k N/m3;煤层硬度系数fy取2.7;煤的内摩擦角φ取32°;采动影响系数B取1.2;煤巷掘进高度h取3.8m;巷道距地表的深度H取510m。

顶板煤体的冒落拱高度b为:

式中:b-潜在的顶板冒落拱高度,m;

C-两帮煤体破坏深度,m;

a-巷道顶板有效跨度之半;

ky-顶板煤体类型系数,0.43;

fn-顶板煤体普氏系数,由岩性查表确定。

式中:两帮松塌破坏深度C从上式可知为0.64m;巷道顶板有效跨度之半a取2.4m;煤层倾角α取3°;直接顶煤岩类型系数Ky取0.43;顶板煤体的普氏系数fn取2.7。

临时支护所需要提供的支撑力F为:

式中γ顶煤为14k N/m3,a1为循环步距。

因此,临时支护所需要的支撑力不应小于126.8k N。

2.2 顶锚杆支护参数优化

3304运输顺槽正常段设计采用倒梯形断面掘进,下宽4800mm,上宽5000mm,高3800mm。在高密度的支护下,3304轨顺巷道围岩稳定,在保证巷道安全可靠的前提下,可以适当降低支护密度。

由3304顺槽的具体地质条件可知,3煤为层状煤,同时还含有夹矸,因此顶板可看作是层状。在大断面煤巷这种围岩条件下,锚杆加固的顶板可以产生组合梁效应,既在纵向将顶板中各岩层锁紧,又在横向产生约束,因此,采用组合梁方法是合适的。拟采用改进后的组合梁理论结合3304运输顺槽的支护情况对锚杆支护参数进行优化计算。

顶板锚杆的长度L为:

式中:L1-锚杆外露长度,根据现场情况取0.15m;

L2-锚杆有效长度,为1.68m;

L3-锚杆锚固长度,锚杆采用端头锚固,锚固长度取0.5m。

带入数据得到锚杆长度计算值为2.33m,取2.4m。为了在确保支护稳定的基础上降低支护成本,可以选择在矿上现有支护材料的基础上改变支护参数,提高经济效益。结合某矿现有材料,顶锚杆取Ф22mm×2400mm。

锚杆预紧力一般可设为锚杆杆体屈服强度的0.3倍~0.5倍。杆体强度为KMG500的Φ22mm左旋无纵筋树脂锚杆的屈服载荷为190k N,则锚杆预紧力为57k N~95k N,确定为60k N。

计算所得锚杆间排距为950mm,可见现有800mm的排距还有很大的优化空间。结合已回采运输顺槽围岩的支护情况,锚杆排距取900mm;考虑顶板为煤体,并留有一定的安全系数,顶板锚杆间距取750mm;两帮仍布置5根锚杆,锚杆间距取850mm。

通过传统组合梁理论计算所得顶板锚杆长度为2.25m,锚杆间排距为0.56m。将现在使用的支护参数与组合梁理论优化前后所得参数相对比可知传统的组合梁理论因未考虑锚杆间排距及锚杆锚索锚固力的作用,得到的是“高密度”的锚杆支护参数;而改进后的组合梁支护理论得到了“高强度低密度”的锚杆支护参数,优化后的支护参数在保证顶板支护安全的前提下,可以降低支护材料的使用量,减少支护时间,提高巷道的成巷速度。

2.3 帮锚杆优化设计

根据锚固体应具有“块”或“体”的形状特征和某煤矿3304巷道的具体情况,对于高度为H的巷道,锚杆有效长度L2即为锚固体厚度,两帮锚杆长度L可带入下式确定:

式中:L-锚杆长度,m;

L1-锚固长度,m;

L2-锚杆有效长度(即两帮可承载锚固体厚度),m;

L3-锚杆外露长度,m;

为留有一定的安全系数,因此帮锚杆长度L3取2m。

两帮锚杆最小锚固力为100k N,则帮部稳定所需锚固强度p为:

式中,两帮锚固体所承受的载荷集度q'为

为施工方便,帮锚杆排距与顶板相同,所以每排帮锚杆根数n=0.9n'H≈0.9×1.3×4=4.68,因此两帮每排安设5根锚杆。

2.4 锚索优化设计

将相应数据带入得:

根据“高强度低密度”的支护原则结合公式计算,将目前3304运输顺槽使用的锚索由直径17.8mm改为直径22mm,其单根设计承载力为454k N,则每排锚索的根数为399.2÷454=0.88根,因此顶板每排锚索根数确定为1根。

沿空帮顶板向下500mm按25°~35°仰角布置一根直径22mm的5m长锚索,在帮部中间位置垂直煤壁布置一根直径22mm的3.5m长锚索。

在实体煤帮一侧布置2根Ф 22m×8.5m的长锚索。实体煤帮上部锚索位于顶部锚杆下方50cm,按照15°~25°仰角布置,锚索安装应保证穿过顶板夹层;中部锚索位于实体煤帮第三根锚杆下方0.35m处,垂直煤壁方向布置。每隔两排锚杆布置一根锚索,即排距为1.6m。预紧力不得低于80k N,锚固力不低于200k N,以保证锚固效果。

3 优化后的支护参数

根据理论计算结合现场情况,初步确定3304轨道顺槽支护参数为:顶板每排打7根Ф22mm×2400mm锚杆,锚杆间排距750mm×900mm;巷道顶部中间偏右500mm位置布置一根Ф22mm×8500mm长锚索;两帮每排各布置5根锚杆,上部四根锚杆采用Φ20mm×2000mm锚杆,第五根锚杆采用Φ20mm×1000mm锚杆,帮锚杆间排距为850mm×900mm,沿空帮顶板向下500mm按25°~35°仰角布置一根Φ22mm×5000mm长锚索,在帮部中间位置垂直煤壁布置一根Φ22mm×3500mm长锚索,实体帮一侧布置2根Φ22m×8500mm长锚索,间距为1700mm。两帮及顶板的锚索的排拒为1800mm(即2倍的锚杆排拒)。

4 结论

在保证安全的前提下,将优化的组合梁理论等计算方法应用在某煤矿综放面大断面煤巷支护设计中,把理论计算结果结合已采3304工作面运输顺槽的支护情况,对3304运输顺槽的支护参数进行了优化,降低了成本,提高了掘进速度。

摘要：某煤矿3304综放面的轨道顺槽沿煤层底板掘进,其底板为坚硬的粉砂岩,因此主要考虑顶板及两帮支护设计。根据改进的组合梁理论,可计算和确定深井综放大断面煤巷的顶板锚杆支护参数;根据两帮极限平衡公式,计算两帮锚杆参数;按照悬吊作用优化锚索支护参数。

关键词：大断面,煤巷,支护参数,优化

参考文献

[1]严红,等.特大断面巷道软弱厚煤层顶板控制对策及安全评价[J].岩石力学与工程学报,2014,05:1014-1023.

[2]王海东,张永吉.软岩巷道的支护机理及应用[J].辽宁工程技术大学学报,2005,24(4):25-28.

[3]谢文兵,等.采矿工程问题数值模拟研究与分析[M].徐州:中国矿业大学出版社,2005.

[4]康红普,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.

煤巷锚杆支护的探讨 篇2

关键词：煤巷锚杆支护认识局限探讨

0引言

庞庄煤矿张小楼井年产煤12Mt，自80年代初开始使用锚杆支护技术以来，7、9煤层为主采煤层，煤层赋存稳定，结构简单，煤厚平均为2.5m，倾角00～280，平均150，煤层普氏系数f=3左右。已先后在岩巷、煤巷中使用，支护材料从快硬水泥锚杆逐步过渡到树脂锚杆，使用范围从浅部的50m到深部的-1025m水平；煤巷锚杆支护的巷道占100％，支护技术得到全面的发展和推广应用，从实体、沿空、大断面巷道，孤岛工作面条件的巷道及特殊地段的岩巷。从推广锚杆支护的条件来看，我们坚持先易后難、由点到面的原则。先在实体煤巷进行试验，然后在大断面切眼、皮带机道、回风道孤岛条件进行锚杆支护，最后发展到把锚杆、锚索联合支护技术应用在煤仓下口悬吊梁锁口上，副暗斜井绞车房大断面岩巷铜室支护上，我们进行高强锚杆、锚索支护，来提高岩巷的支护等级，总回风巷、岩巷交叉点支护上，也进行高强锚杆、锚索支护，增加护顶强度，并取得成功。并在综采大断面切眼、综采面拆除及在无煤柱开采的沿空掘巷中使用该项技术。为了适应深井地质条件变化下安全开采，对深部复合顶板煤巷锚杆支护参数进行了理论计算，并在实践中进行应用，取得了一些成功经验。在设计、施工工艺、巷道监测管理等方面也都有长足的进步和发展。但如何进一步提高锚杆支护质量，确保支护的安全性和可靠性，提高锚杆支护设计的科学性和实用性，进一步降低支护成本，是当前煤巷锚杆支护工作的重要内容，也是每一位工程技术人员的重要职责。

1支护与围岩结构的钢度匹配问题

巷道几乎在开挖的同时及出现围岩的开裂、离层、或松动，普通锚杆未施加预应力，不能阻止这些初起的破坏。只有当围岩的开裂位移达到相当的程度以后，锚杆才起作用，这是围岩以几乎丧失抗拉和抗剪的能力，加固体的抗拉和抗剪主要依靠锚杆来实现。也就是说，锚杆和围岩不同步承载，先使围岩受力破坏，达到一定程度后锚杆开始承载。这就产生，支护结构与围岩的钢度匹配问题。而组合支护中，容易造成锚索初张力较大，围岩初期变形主要集中在锚索上，锚杆、锚索不能有机组合，二者起不到相互加强的作用。通常条件不明显，支护的成功容易掩盖问题的实质，但在高地压、高地应力区域，问题较突出，锚索往往在支护初期发生断裂，导致二者“各个击破”锚索钢绞线延伸率仅为3.5％，抗变形能力差，与锚杆承载不同步。按目前的技术水平，高性能预应力锚杆预应力不超过60～80kN，锚索预应力不超过100～120kN，才能达到同步承载。另外、高强锚杆材质至关重要，严把质量关，不合格锚杆坚决不能使用。

2施工机械化水平较低锚杆机具功率小单进低

目前，我矿煤巷掘进全部采用炮掘，爆破参数选择和炮眼布置不合理，经常造成巷道超挖，顶板破坏严重，直接影响锚杆施工质量，尤其帮锚杆质量难以保证。另一方面，锚杆施工机具扭矩较小，不能预加锚杆足够的初锚力。因此，煤巷锚杆掘进应大力推广机掘、光面爆破和大功率机具，减少煤、岩破坏，保证巷道成型，提高锚杆质量，加快掘进速度。

3锚杆支护设计都采用类比选择的方法，多凭经验，缺乏科学

锚杆支护设计多凭经验，缺乏科学依据。一方面支护参数过于保守，支护成本偏高，另一方面支护强度不够，容易造成安全隐患，甚至个别矿出现冒顶事故。因此，巫待进一步完善锚杆支护设计理论，提高锚杆支护设计的科学性和实用性。

4思想制约生搬硬套对锚杆支护的认识受局限

在贯彻集团公司下发的《煤巷锚杆支护技术规范》上，个别单位思想不解放，生搬硬套，对锚杆支护理论认识受局限，不能进行科学合理的选择支护材料和支护强度。如在集团公司下发的《煤巷锚杆支护设计规范》中规定，中等稳定巷道帮、顶锚杆的锚固力不小于100kN，250N·m≤扭矩≤300N·m，在施工中，他们监测检查就仅仅以锚固力、扭矩、来选材衡量锚杆的支护强度，其实我个人认为，这种规定仅仅是一个最基本的要求，不能作为选材和衡量锚杆的支护强度的标准。尽管煤锚支护目前存在以上问题，但是我们在施工中采取了一定的对策，仍取得了成功的经验。

4.1认真贯彻集团公司下发的《煤巷锚杆支护技术规范>，设计过程应严格遵循巷道围岩分类一初步设计一施工监测一信息反馈一优化设计的程序，充分考虑巷道围岩的可锚性，加强对围岩的分析，强调锚固力和初锚力的重要意义。

4.2煤巷锚杆支护设计要贯彻“动态设计”的思想，不能生搬硬套已有设计。同一矿井、同一煤层、同一巷道的不同区域、不同地段，要根据具体地质条件的不同，选择不同的支形式和参数。

4.3加强对围岩的分析，强调锚固力和初锚力的重要意义。每个巷道设计前，地质部们必须提供工作面详细的地质资料，包括伪顶、直接顶、老顶、直接底板的岩性。施工中，加强对围岩柱状、锚固力和初锚力以及围岩变形量的监测检查，建立健全监测检查制度，技术员负责收集整理巷道监测资料，每天一次，单位负责填写小班班检、区队日检、矿抽检制度表并当天报送技术科矿压组，矿压组对当天围岩柱状、锚固力和初锚力的报表数据进行及时分析、处理和反馈，存在的问题责令施工单位限期整改，重大问题必须停头整改，并追究责任人责任。区队技术员每天负责收集整理巷道监测资料，对支护条件改变的同时进行科学合理的完善变更设计。

4.4煤巷锚杆支护施工应严格执行“三径匹配”的原则，坚持使用高强预应力锚杆。顶板预应力结构能否形成是判断支护形式合理性的标准，预应力结构的厚度和承载力是控制巷道变形的关键，没有预应力的锚杆形不成对围岩的主动支护结构。

煤巷支护参数 篇3

1顶板稳定性影响因素的确定及其取值方法

1.1岩层特征影响

顶板岩层稳定性如何, 是否存在一个作为锚杆支护悬吊而进行承载的稳定层, 这与岩层的强度和厚度有直接的密切关系。

以中细砂岩为例, 顶板岩层分层厚度对顶板稳定性有如下影响:图1为不同分层厚度顶板岩层的稳定跨距 (安全系数取2) , 可以看出, 当分层厚度越大时, 稳定跨距越大。

当岩层厚度一定时, 岩体强度不同, 稳定跨距也随之变化, 如图2所示。可以看出, 顶板岩层强度越大, 顶板岩层的稳定跨距越大, 岩层的稳定程度越高。

因此, 顶板岩层完整厚度和岩体强度, 是影响顶板稳定的重要因素。

1.2岩层强度影响

存在结构面是岩体区别于岩石的最重要特征之一, 且因结构面的存在, 使岩体的强度显著低于岩块强度, 并且具有非连续性特征。所以岩体强度与实验室测定岩石强度是不同的, 顶板稳定性预测过程中必须考虑岩石与岩体的强度差异性。根据大量的工程实践, 岩石试件的强度是岩体强度的2～2.5倍, 所以, 取岩体强度为岩石强度的0.65倍。

1.3岩层完整性影响

在煤系地层形成过程中, 沉积条件千变万化, 其完整性对回采巷道顶板稳定性的影响程度也是不同的。

对于泥岩、页岩等强度较低的岩层来说, 完整性较差, 所以在顶板预测过程中, 强度较低的岩层最大计算厚度不超过2m, 且岩层完整性影响系数为:

式中, H—岩层厚度;h—岩层有效厚度。

对于砂岩类岩石, 自身完整性较好, 完整性程度对煤层顶板的稳定性影响小, 则按实际岩层厚度计算。

1.4煤层采动影响

通过实测数据发现在巷道掘进后至工作面回采期间, 受采动影响巷道和未受采动影响巷道的变形量差别很大, 说明回采对巷道顶板稳定性影响非常明显。

研究表明, 当回采工作面推进时, 在离工作面一定范围内巷道的顶板压力显现程度与巷道直接顶厚度有关, 侧压显现程度与工作面采高有明显的关系, 也就是说, 回采工作面推进时, 在回采巷道中引起的采动压力跟巷道直接顶厚度与采高的比值有关, 因此, 巷道直接顶厚度与采高的比值可用来代替回采期间回采巷道受采动影响程度。 在受一次采动时采动影响集中系数一般为2.5, 在直接顶的厚度为采高的4倍时, 采动影响集中系数最小, 所以在受一次采动影响时的影响系数为:

f采$=2.5-0.25\times \frac{\text{直}\text{接}\text{顶}}{\text{采}\text{高}}$ (2)

在受二次采动时采动影响集中系数一般为3.5, 在直接顶的厚度为采高的4倍时, 采动影响集中系数最小, 所以在受二次采动影响时的影响系数为:

f采$=3.5-0.25\times \frac{\text{直}\text{接}\text{顶}}{\text{采}\text{高}}$ (3)

1.5巷道埋深

锦界煤矿所采煤层属于浅埋深, 各煤层最大埋深在300m, 其中当前所开采的3-1煤层埋深70～120m。神东矿区典型巷道两帮变形与巷道埋深的关系如图3所示。

分析结果表明, 在埋藏深度小于150m时, 巷道变形量较小, 为9～16mm;埋藏深度为200～350m时, 变形量明显增加, 达到250～900mm。巷道埋深是影响巷道变形的主要因素之一。

在巷道顶板岩体强度一定时, 巷道埋深超过100m时, 巷道顶底板移近量迅速增加, 说明矿井在目前开采深度条件下, 100m埋深是巷道顶板维护难易程度的一个关键界限, 超过这一深度, 在其他条件都相同的情况下, 随开采深度的增加, 巷道顶板维护难度显著增加;当巷道埋深小于150m时, 在其他条件均相同的条件下, 随开采深度增加, 巷道顶底板移近量增加并不明显。埋深影响系数为:

f埋$=\sqrt{\frac{\text{埋}\text{深}}{50}}(4)$

1.6地应力的影响

地应力可以概要定义为存在于岩体中的自然应力, 呈三维状态有规律分布而构成地应力场。地应力具有双重属性, 一方面是岩体赋存的环境条件, 另一方面又是岩体的无形组成成分, 左右着岩体的力学特性。岩体的形成包括建造及改造两个过程, 也伴随着地应力的形成与积累和改造与释放两个不断变化的过程, 从而形成地应力场。

地应力是地质环境和地壳稳定性评价、地质工程设计和施工的重要基础之一, 也是影响地质工程的重要环境因素之一。在采矿过程中, 由于地应力的影响, 巷道变形与破坏严重, 经过多次修复, 但大变形仍在继续。所以说地应力也是影响岩体稳定性的一个重要因素。而在一个矿区地应力的分布基本上是一致的, 所以地应力对巷道稳定性的影响系数为:

F地应力=40×实测地应力/埋深 (5)

将公式 (1) ～ (5) 整合得实际的岩层跨度:[1]

(6)

2顶板稳定性分类指标和原则

2.1顶板稳定性分类原则

(1) 在顶板稳定性分类计算过程中, 岩层的岩性、厚度和岩层结构以提供的柱状图为依据;

(2) 在分类计算过程中, 煤层巷道若是沿顶、底板掘进, 巷道高度等于煤层厚度;如果煤层厚度大于巷道设计高度时, 顶煤厚度按煤层厚度减去开采厚度计算;

(3) 煤层开采的设计高度, 如果钻孔揭示的煤层厚度大于煤层的设计采高时, 在煤层稳定性预测过程中, 采高按实际开采高度进行计算;如果钻孔揭示的煤层厚度小于煤层的设计采高时, 在分类计算过程中, 采高按煤层厚度进行计算;

(4) 巷道在掘进过程中, 如果遇到断层、冲刷带等地质构造, 或在工作面切眼位置, 煤层顶板稳定类型应降低1～2个级别, 如果顶板类型为Ⅳ类顶板时, 应采取特殊的支护方式。

2.2 顶板稳定性分类

本次顶板稳定性分类是根据煤巷锚杆支护冒顶事故原因的调研统计分析、顶板稳定性影响因素研究以及锚杆支护设计和现场实践为基础进行的[2]。

顶板稳定分类指标以稳定岩层及稳定岩层距巷道顶板的距离为指标, 稳定跨距按简支梁公式计算。

Ⅰ类:稳定, 距巷道顶板2.0m范围内有稳定岩层, 且安全系数 (计算出的跨距与实际宽度的比值) 大于2;

Ⅱ类:中等稳定, 有两种情况:a.距巷道顶板2.0～4.0m范围内有稳定岩层, 且安全系数大于2; b.距巷道顶板2.0m范围内有稳定岩层, 且安全系数为1.5～2;

Ⅲ类:不稳定, 有两种情况:a.距巷道顶板4.0～6.0m范围内有稳定岩层, 且安全系数大于2;b. 距巷道顶板2.0～4.0m范围内有稳定岩层, 且安全系数为1.5～2;

Ⅳ类:极不稳定, 距巷道顶板6.0m范围内没有稳定岩层。

3 支护设计原则

3.1 Ⅰ类顶板属于稳定顶板, 即自稳岩层在锚杆长度范围内并且岩层的极限跨距大于巷道的宽度, 由于巷道的开挖破坏原岩应力, 使巷道表面破坏, 锚杆作用是把表面破碎的岩石通过锚杆悬吊在稳定岩层内。采用一般的A3圆钢锚杆, 锚固形式为端锚。

3.2 Ⅱ类的顶板条件属于基本稳定, 自稳岩层虽然不在锚杆长度范围内, 但是离巷道表面近且自身极限跨距大于巷道宽度, 对上面的岩层起到一定承载作用, 在这样的条件下只要能让稳定岩层以下的岩层保持稳定即可。该条件下锚杆通过施加预应力后, 在杆体两端将形成圆锥形分布的压应力, 如果沿巷道周边布置的锚杆间距足够小, 各个锚杆的压应力维体相互交错, 这样使巷道周围的岩层形成一 种连续的锚固串群体[3], 生产块体梁, 保持稳定。

3.3 Ⅲ类的顶板条件属于不稳定, 自身极限跨距大于巷道宽度的岩层离巷道表面已经超过了锚杆长度, 对上面的岩层起到一定承载作用, 在这样的条件下只要能让稳定岩层以下的岩层保持稳定即可。该条件下锚杆通过施加预应力后, 在杆体两端将形成圆锥形分布的压应力, 如果沿巷道周边布置的锚杆间距足够小, 各个锚杆的压应力维体相互交错, 但是由于锚杆的数量还是比较少, 锚杆端部所能影响的范围比较窄, 为了增加巷道表面作用面积, 采用钢带、网片和锚杆联合支护的方式, 构成一个整体支护结构, 增强了整体支护能力, 大大减小了巷道围岩的变形, 改善巷道的支护条件。

3.4 Ⅳ类顶板条件极不稳定, 在离巷道顶板6m范围内没有自身跨距能大于巷道的稳定岩层, 所以在该情况下必须考虑稳定岩层下面的岩层的稳定, 指导思想是下面破碎的岩层形成块体梁并利用长锚索把块体梁悬吊在稳定的岩层中。采用锚杆、锚索联合支护方式, 并真正做到协调支护, 提高支护效果, 增强支护巷道的安全性。

4 优化后的支护参数

4.1 Ⅰ类稳定顶板时巷道支护参数设计

顶板采用锚杆支护, 锚杆采用φ16×2100mm的A3圆钢锚杆, 间排距为1200×1000mm, 每排布置4根锚杆 (巷道宽度5.4m, 下同) , 锚固形式为端锚。树脂型号CK 2350, 数量一卷。

4.2 Ⅱ类中等稳定顶板时巷道支护参数设计

顶板采用锚杆+锚索支护, 锚杆采用φ16×2100mm的A3圆钢锚杆, 间排距为1100×1000mm, 每排布置5根锚杆, 锚固形式为端锚, 树脂型号CK 2350, 数量一卷;锚索型号φ15.24×6500mm, 间排距3000×3000mm, 树脂型号CK 2350、K2350、Z2350各一卷。

4.3 顶板为Ⅲ类不稳定顶板时巷道支护参数设计

顶板采用锚杆+锚索+钢带+钢筋网联合支护, 锚杆采用φ16×2100mm的A3圆钢锚杆, 间排距为1000×1000mm, 每排布置5根锚杆, 用W钢带串联, 锚固形式为端锚, 树脂型号CK 2350, 数量一卷;锚索型号φ15.24×6500mm, 间排距1500×3000mm, 树脂型号CK 2350、K2350、Z2350各一卷;压W钢带, 顶网采用ϕ6.5mm钢筋网, 规格为1200×5200mm。

4.4 Ⅳ类极不稳定顶板时巷道支护参数设计

顶板采用锚杆+锚索+钢带+钢筋网联合支护, 锚杆采用φ20×2200mm的螺纹钢锚杆, 间排距为900×900mm, 每排布置5根锚杆, 用W钢带串联, 锚固形式为端锚, 树脂型号CK 2350, 数量一卷;锚索型号φ17.8×8000mm, 间排距2000×2000mm, 树脂型号CK 2350、K2350、Z2350各一卷;压W钢带, 顶网采用ϕ6.5mm钢筋网, 规格为1200×5200mm。

4.5 注意事项

(1) 对Ⅰ、Ⅱ类顶板, 当顶板稳定层下有一层破碎层时, 加上钢带与钢筋网, 并在巷道交叉口处增加锚索进行联合支护。

(2) 综合考虑锚固效果, 采用螺纹钢锚杆支护时, 根据三径匹配原则考虑到对树脂药卷的搅拌效果, 建议采用直径20mm螺纹钢, 并加强施工质量。

(3) 行人侧不论顶煤多厚、顶板稳定程度均挂网。

5 应用实践

31402回顺、31401运顺顶板8m范围内以粉砂岩、细粒砂岩为主, 粉砂岩厚度1.3～2.35m, 细粒砂岩厚度3.85～6.4m, 稳定性好, 属于硬型顶板, 稳定性分类为I类, 采用锚杆+钢筋钢带支护顶板, 锚索补强, 锚杆采用A3圆钢锚杆杆直径16mm, 4根/排, 排距1m, 锚索1根/排, 排距3m。巷道在掘进至112联巷后, 采用此方式支护的顶板出现裂缝、下沉、锚杆以及锚索孔塌孔药卷上不去、淋水等问题, 对该区域地质资料以及重新钻探取芯进行分析后认为:①该区为薄基岩区, 基岩厚度21m (含风化基岩) , 松散层厚度105m;②顶板结构变为砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩, 且含碳屑、煤线, 导致强度及完整性降低;③稳定岩层在距巷道顶2～4m处;④顶板7m范围内砂岩含水。据此对顶板稳定性重新分类, 划分为Ⅳ类极不稳定顶板, 支护方式改为φ20×2100mm螺纹钢锚杆 (半长锚固) +钢筋网片+φ17.8×6500mm钢绞线锚索支护, 锚杆5根/排, 排距1m, 锚索3根/排, 排距2m。调整支护方式后顶板得到有效控制, 再未出现下沉、裂缝, 取得了良好效果。

摘要：针对煤矿煤巷锚杆支护中存在的典型问题——地质条件复杂多变、支护设计对地质条件变化的适应性不足和应变不及时、支护参数设计不合理出现富裕及不足等, 通过对顶板稳定性进行分类, 分为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ四类顶板, 再对每一类顶板分别设计支护参数, 可有效解决以上问题。在锦界煤矿的应用实践表明该方法效果明显。

关键词：顶板稳定性,分类指标,锚杆支护,支护优化

参考文献

[1]刘洪涛, 等.基于顶板结构分类的锚杆参数动态设计方法[J].中国煤炭, 2010 (5) :58～61.

[2]贾明魁.锚杆支护煤巷冒顶成因分类新方法[J].煤炭学报, 2005 (5) :568～570.

[3]刘洪涛, 等.煤巷顶板锚固新结构及工程应用[M].北京:煤炭工业出版社, 2011.

煤巷锚杆支护的探讨 篇4

庞庄煤矿张小楼井年产煤12Mt, 自80年代初开始使用锚杆支护技术以来, 7、9煤层为主采煤层, 煤层赋存稳定, 结构简单, 煤厚平均为2.5m, 倾角00~280, 平均150, 煤层普氏系数f=3左右。已先后在岩巷、煤巷中使用, 支护材料从快硬水泥锚杆逐步过渡到树脂锚杆, 使用范围从浅部的-50m到深部的-1025m水平;煤巷锚杆支护的巷道占100%, 支护技术得到全面的发展和推广应用, 从实体、沿空、大断面巷道, 孤岛工作面条件的巷道及特殊地段的岩巷。从推广锚杆支护的条件来看, 我们坚持先易后难、由点到面的原则。先在实体煤巷进行试验, 然后在大断面切眼、皮带机道、回风道孤岛条件进行锚杆支护, 最后发展到把锚杆、锚索联合支护技术应用在煤仓下口悬吊梁锁口上, 副暗斜井绞车房大断面岩巷铜室支护上, 我们进行高强锚杆、锚索支护, 来提高岩巷的支护等级, 总回风巷、岩巷交叉点支护上, 也进行高强锚杆、锚索支护, 增加护顶强度, 并取得成功。并在综采大断面切眼、综采面拆除及在无煤柱开采的沿空掘巷中使用该项技术。为了适应深井地质条件变化下安全开采, 对深部复合顶板煤巷锚杆支护参数进行了理论计算, 并在实践中进行应用, 取得了一些成功经验。在设计、施工工艺、巷道监测管理等方面也都有长足的进步和发展。但如何进一步提高锚杆支护质量, 确保支护的安全性和可靠性, 提高锚杆支护设计的科学性和实用性, 进一步降低支护成本, 是当前煤巷锚杆支护工作的重要内容, 也是每一位工程技术人员的重要职责。

1 支护与围岩结构的钢度匹配问题

巷道几乎在开挖的同时及出现围岩的开裂、离层、或松动, 普通锚杆未施加预应力, 不能阻止这些初起的破坏。只有当围岩的开裂位移达到相当的程度以后, 锚杆才起作用, 这是围岩以几乎丧失抗拉和抗剪的能力, 加固体的抗拉和抗剪主要依靠锚杆来实现。也就是说, 锚杆和围岩不同步承载, 先使围岩受力破坏, 达到一定程度后锚杆开始承载。这就产生, 支护结构与围岩的钢度匹配问题。而组合支护中, 容易造成锚索初张力较大, 围岩初期变形主要集中在锚索上, 锚杆、锚索不能有机组合, 二者起不到相互加强的作用。通常条件不明显, 支护的成功容易掩盖问题的实质, 但在高地压、高地应力区域, 问题较突出, 锚索往往在支护初期发生断裂, 导致二者“各个击破”锚索钢绞线延伸率仅为3.5%, 抗变形能力差, 与锚杆承载不同步。按目前的技术水平, 高性能预应力锚杆预应力不超过60~80k N, 锚索预应力不超过100~120k N, 才能达到同步承载。另外、高强锚杆材质至关重要, 严把质量关, 不合格锚杆坚决不能使用。

2 施工机械化水平较低锚杆机具功率小单进低

目前, 我矿煤巷掘进全部采用炮掘, 爆破参数选择和炮眼布置不合理, 经常造成巷道超挖, 顶板破坏严重, 直接影响锚杆施工质量, 尤其帮锚杆质量难以保证。另一方面, 锚杆施工机具扭矩较小, 不能预加锚杆足够的初锚力。因此, 煤巷锚杆掘进应大力推广机掘、光面爆破和大功率机具, 减少煤、岩破坏, 保证巷道成型, 提高锚杆质量, 加快掘进速度。

3 锚杆支护设计都采用类比选择的方法, 多凭经验, 缺乏科学

锚杆支护设计多凭经验, 缺乏科学依据。一方面支护参数过于保守, 支护成本偏高, 另一方面支护强度不够, 容易造成安全隐患, 甚至个别矿出现冒顶事故。因此, 巫待进一步完善锚杆支护设计理论, 提高锚杆支护设计的科学性和实用性。

4 思想制约生搬硬套对锚杆支护的认识受局限

在贯彻集团公司下发的《煤巷锚杆支护技术规范》上, 个别单位思想不解放, 生搬硬套, 对锚杆支护理论认识受局限, 不能进行科学合理的选择支护材料和支护强度。如在集团公司下发的《煤巷锚杆支护设计规范》中规定, 中等稳定巷道帮、顶锚杆的锚固力不小于100k N, 250N·m≤扭矩≤300N·m, 在施工中, 他们监测检查就仅仅以锚固力、, 扭矩、来选材衡量锚杆的支护强度, 其实我个人认为, 这种规定仅仅是一个最基本的要求, 不能作为选材和衡量锚杆的支护强度的标准。尽管煤锚支护目前存在以上问题, 但是我们在施工中采取了一定的对策, 仍取得了成功的经验。

4.1 认真贯彻集团公司下发的《煤巷锚杆支护技术规范》, 设计

过程应严格遵循巷道围岩分类一初步设计一施工监测一信息反馈一优化设计的程序, 充分考虑巷道围岩的可锚性, 加强对围岩的分析, 强调锚固力和初锚力的重要意义。

4.2 煤巷锚杆支护设计要贯彻“动态设计”的思想, 不能生搬硬套已有设计。

同一矿井、同一煤层、同一巷道的不同区域、不同地段, 要根据具体地质条件的不同, 选择不同的支形式和参数。

4.3 加强对围岩的分析, 强调锚固力和初锚力的重要意义。

每个巷道设计前, 地质部们必须提供工作面详细的地质资料, 包括伪顶、直接顶、老顶、直接底板的岩性。施工中, 加强对围岩柱状、锚固力和初锚力以及围岩变形量的监测检查, 建立健全监测检查制度, 技术员负责收集整理巷道监测资料, 每天一次, 单位负责填写小班班检、区队日检、矿抽检制度表并当天报送技术科矿压组, 矿压组对当天围岩柱状、锚固力和初锚力的报表数据进行及时分析、处理和反馈, 存在的问题责令施工单位限期整改, 重大问题必须停头整改, 并追究责任人责任。区队技术员每天负责收集整理巷道监测资料, 对支护条件改变的同时进行科学合理的完善变更设计。

4.4 煤巷锚杆支护施工应严格执行“三径匹配”的原则, 坚持使用高强预应力锚杆。

顶板预应力结构能否形成是判断支护形式合理性的标准, 预应力结构的厚度和承载力是控制巷道变形的关键, 没有预应力的锚杆形不成对围岩的主动支护结构。

4.5 尽可能保证围岩、锚杆、钢带、锚索同步承载, 共同形成承载体, 减少单个受力, 以防各个击破。

摘要：该文从支护与围岩结构的钢度匹配问题;施工机械化水平较低锚杆机具功率小单进低;锚杆支护设计都采用类比选择的方法, 多凭经验, 缺乏科学;思想制约生搬硬套对锚杆支护的认识受局限四个方面阐释了煤巷锚杆支护, 具有一定借鉴意义。

论煤巷锚网支护 篇5

035023区大部分巷道布置在原始煤层中, 巷道支护采用了锚网支护, 经过几个月的使用, 支护效果很好, 支护强度达到要求, 能够满足安全生产的需要, 从而解决了钢铁支护在使用、回撤、运输等方面的问题, 减轻工人的劳动强度, 降低了成本, 提高了巷道的利用率, 达到了预期的目的, 取得了煤巷锚网的成功。

2 锚网支护在残采煤层中的使用

随着煤炭资源的逐渐减少, 旧采迹、冒落带增多, 这就给锚网支护带来了一定的难度, 在经过压实后再生顶板坚固的旧采迹、冒落区进行锚网支护, 困难很多。施工过程中采用锚网支护与U型钢棚支护联合使用, 即先进行锚网支护, 支护一段距离在后路备3-5mU型钢棚, 棚距可相应加大, 经过联合支护的巷道比直接支护的巷道服务时间长100天以上, 能够满足采区从准备到开采结束的时间需要。经过长时间的使用, 取得了成功, 这说明锚网支护不仅仅能在原始煤层中使用, 也可以应用在残采煤层。

在035023区掘进过程中, 大部分巷道进行了锚网支护, 部分旧采迹中也进行了锚网支护, 施工中锚杆间、排距均为500㎜×500㎜, 对于松软区段, 地质构造变化带, 支护条件复杂区域, 采取了加密锚杆间、排距的措施, 保证了安全生产。对于顶板, 我们使用了5根2.4m长螺纹钢锚杆, 加强对顶板的管理, 起到了加固拱和增强筋作用, 由底板0.5m起开始打锚杆, 采用1.8m长锚杆护两帮, 金属网使用网孔500㎜×500㎜的菱形网, 网边对接, 网扣100mm扣辫式链法联接一扣压一扣, 结实、美观, 在铁制托盘上加了一个木制托板, 螺丝紧固, 当顶板来压时起到了缓冲作用, 使铁制托盘不直接受力, 延长了铁制托盘的变形时间。

3 煤巷锚网施工工艺

(1) 打眼前和光爆后, 严格执行敲帮问顶制度, 及时将浮块清理掉, 并用单体与托木配套使用打好临时支护, 严禁空顶下作业。

(2) 锚杆眼垂直巷道轮廓线或垂直煤层。

(3) 依据现场实际控制好锚杆眼深度, 确保锚杆托盘紧贴煤壁, 防止锚杆失效。

(4) 锚杆眼打完后, 将眼中煤粉清净后安装锚杆。

(5) 锚杆安装要与挂网同时进行, 金属网沿煤壁铺平、拉紧, 网边对接用12号双股铁线拧紧, 然后按规定时间使用机械或力矩钣手拧紧锚杆托盘的螺丝, 锚杆螺丝外露螺母10㎜～15㎜。

(6) 煤巷锚网施工, 后路必须班班有专人检查顶板压力、锚固力等情况, 如发现失效锚杆, 必须重新补打锚杆。

4 锚网支护管理

对于残煤复采煤层, 施工中地质构造多, 部分煤层帮顶松软, 这时可相应地将锚杆间距、排距缩小或改变支护方式, 更换支护等方法, 在后路的帮顶, 锚杆顶板下沉、离层, 大量锚杆失效时, 要立即撤出人员至安全地点, 并由外向里进行修复处理, 待处理安全后方可正常施工。

锚网支护作为一种主动支护形式, 具有增强筋作用、抗变形能力增强。采用锚网支护的巷道, 对锚杆的锚固力必须做拉拔试验, 单根顶板锚杆的锚固力不低于70kN, 单根两帮锚杆锚固力不得低于40kN, 锚杆杆体极限抗拉强度不小于40MPa, 锚杆所承受的煤层重量要小于或等于锚固力或杆体拉断力两者其中最小值即:

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锚网巷道每隔30～40m建立一个观测站, 设置顶板离层监测仪, 观测对象为顶板离层、顶板下沉量、两帮移近量、锚固力等项。顶板离层监测仪的使用说明, 达到绿线时正常, 达到黄线时加强观测, 达到白线时加密锚杆间、排距并做好备棚准备工作, 达到红线时必须进行架棚支护。并做好监测记录台帐, 数据记录要准确及时。

5 锚网支护优点

施工中感到煤巷锚网支护具备很多优点:

(1) 煤巷锚网支护最终断面的形成在残采复采煤层中以手掘、风镐为主, 可防止片帮冒顶发生, 保证了巷道成形好, 减少爆破对煤壁的震动破坏, 减少裂隙等都能起到较好的作用。

(2) 锚网支护巷道的利用率可达95%以上, 而架棚巷道的利用率只有80-85%。

(3) 现使用的树脂锚药仅用40秒就可以凝固, 操作方便, 可在短时间内加固帮顶。

(4) 锚网比U型钢棚轻便、施工简单, 有利于机械化施工和一次成巷, 可加快施工速度, 降低工人劳动强度。提高经济效益, 节省钢材和木材, 降低成本约30%左右。

(5) 锚网支护巷道达到了半圆拱形支护的要求, 因此变形小比架棚巷道维修量少, 维护费用低。

(6) 锚网巷道减小通风阻力, 解决了空帮空顶、闷顶现象。避免了瓦斯积存和冒烟、发火因素。

摘要：随着煤炭科学技术的发展进步, 巷道支护的进一步改进, 由原来的木棚支护, 到钢铁支护, 发展到锚网支护, 近几年煤巷锚网支护这一新技术在西安煤业公司广泛推广, 并取得了良好的效果。

煤巷围岩变形控制及支护研究 篇6

由于焦煤集团方庄一矿四级轨道前期受采动影响, 矿压显现突出, 造成巷道支架部分柱腿扭曲损坏, 顶梁折损, 上拱, 巷宽收缩, 水沟、台阶被挤毁, 不同程度地出现了位移、变形、开裂、片帮、底臌等破坏现象, 严重影响行人通车, 危及安全和施工进度, 虽经多次返修维护, 但仍然难以保持稳定。为了寻求合理的支护方式, 通过矿压观测分析, 对巷道围岩卸压控制及数值模拟计算对比, 并结合现场试验, 对该巷道提出合理化支护建议, 以有效控制巷道断面变形和支架稳定。

1 巷道两帮的破坏形式及锚杆锚索支护

1.1 巷道两帮破坏形式

由于四级轨道为煤巷, 两帮侧压较大, 巷宽收缩变形严重, 在矿山压力作用下尚未彻底破坏, 且与层理垂直的裂隙又较发育的煤体, 被揭露后将失去横向约束, 其应力状态也将处于双向应力状态。此时, 煤壁受支承压力的影响会发生压裂式破坏, 产生劈裂式片帮。支承压力和裂隙的分布、煤体强度等都可能影响片帮深度。

1.2 破碎两帮锚固结构支护原理

根据裂隙体及破碎体的岩性特征, 破碎两帮锚杆支护宜采用挤压加固和整体锚固相结合的方式。即通过锚、网作用使两帮中形成具有一定承载能力的挤压加固墙。若将两帮顶、底角的锚杆倾斜布置, 使顶、帮锚固体及底板形成整体承载结构, 还可减小两帮位移, 增强锚固体对深部岩体的约束作用。

1.3 锚杆锚索联合支护机理分析

在深部大变形巷道中, 巷道围岩的变形破坏过程对锚杆的工作性能产生的影响最大。锚杆 (索) 提供的锚固力通过黏结剂作用在围岩上, 从而限制围岩的移动变形。锚固方式的不同必然会影响荷载在锚杆中的传递机理, 所以既不能离开围岩和围岩变形去分析研究锚固力和锚杆支护问题, 也不能离开锚固力去分析研究围岩变形问题。因此, 对锚杆与围岩相互作用关系进行深入研究, 必须符合这一规律。

1.4 锚杆锚索支护方案的确定

巷道顶、帮的控制应遵循不同的支护原则:顶板控制应遵循使围岩处于弹塑性稳定状态的支护原则, 两帮控制应遵循使围岩处于松动性稳定状态的支护原则。巷道顶、帮的锚杆支护应依据不同锚杆的支护原理:顶板锚杆支护应依据组合梁理论和悬吊理论进行;两帮锚杆支护宜采用挤压加固和整体锚固以及喷射混凝土相结合的方式进行。从现场观测到巷道顶板和两帮煤体的浅部出现了拉应力, 根据无拉应力准则判定, 该区域最有可能的破坏方式是弯曲拉伸破坏。巷道角部的剪应力比较大, 巷道角部围岩最有可能的破坏方式是剪切破坏, 可能会导致顶板剪切冒落。因此, 顶角部锚杆宜采用倾斜布置。

支护方案为:锚杆、金属网、钢筋梁与锚索补强联合支护。

2 U钢棚支护效果数值模拟

2.1 模拟的目的

依据焦作集团方庄一矿煤巷地质条件, 模拟在不同的形式下巷道围岩的位移、应力分布及围岩塑性区大小等情况, 最终选择出最佳的支护方式及其合理的支护参数。

2.2 模型构建

模拟的对象是在相同的地质条件下不同支护形式支护的巷道。巷道位于煤层中, 用泥岩、砂质泥岩、中砂岩做顶板, 砂质泥岩、中砂岩、粉砂岩和硅质泥岩等做底板。另外, 为便于计算, 数值模拟中的模拟对象宜选用最厚的岩层, 同时把厚度较小但岩性相近的岩层划为同一层。每种支护形式按煤层中间进行布置计算。

2.3 数值模拟结果及计算分析

从图1可以看到, 煤层中间布置时, 最大底臌量250mm, 顶板下沉量最大值178mm。这是因为煤层强度小于顶底板岩石的强度, 布置在煤层中的巷道, 顶底板性质均匀, 位移量相差最小, 由于强度较低, 位移均达到了160mm以上, 说明在此地质条件下, 巷道位置对围岩变形量影响较大, 围岩变形量最小;巷道围岩位移大于50mm的范围在顶板上方随巷道的不同而发生明显的变化, 巷道在煤层中布置时50mm等值线距巷道顶板为7m, 距巷帮的距离为10m左右, 距巷道底板为3.2m, 说明巷道顶板越坚硬, 顶板上方深部围岩出现大形的范围的越小, 而对巷帮和底板深部围岩的位移影响不大, 主要是因为巷道坚硬顶板的残余强度较大, 岩体虽然破碎, 但是自承能力较强, 因此顶板深部围岩变形量较小

从图2看出, 在外扎腿U型棚支护后, 有效控制了巷道附近及深部围岩的位移量, 表面最大位移在底板控制在90mm, 顶板50mm左右, 距底板以下超过6m的围岩整体下移, 位移量小于15mm, 顶板深部围岩上方高10m、宽7m的范围内位移量约为50mm~70mm, 超过此范围位移量小于15mm, 表明巷道围岩的受力状态因支护结构而发生改变, 围岩强度大大提高。

巷道围岩塑性区大小是影响其稳定性的重要因素。塑性区是巷道在巷道开挖后, 围岩运移及应力重新分布的最终也是最直接的结果。无支护时, 塑性区范围顶底板大于两帮;顶板的受拉单元范围以此增大, 与距巷道顶板相距约1m。安装支护结构后能够有效控制巷道塑性区扩张, 且巷道顶板基本没有受拉单元, 这表明安装的支护结构大大提高了围岩强度, 同时避免了巷道表面及深部围岩向开挖空间的运移。

外扎腿U型棚支护时, 巷道位于煤层中间, 底板位移在95mm左右, 顶板位移值42mm, 巷道支护效果最好。同时支护巷道顶板及深部围岩的受力均匀, 应力集中系数较小, 在同等条件下, 这种支护方式塑性区范围最小。

3 结论

通过对煤巷锚固理论研究和矿压观测实验分析, 以及对U钢巷道无支护形式和外扎腿U钢支护数值模拟计算得出以下结论:

(1) 根据煤巷两帮破坏形式和锚杆锚索支护机理分析, 确定了煤巷锚杆锚索支护方案及支护参数, 采用锚杆、金属网、钢筋梁与锚索补强联合支护行之有效, 对两帮收缩严重区域松帮卸压, 同时采用确定的锚网支护方案, 对围岩变形控制起到了良好作用。

(2) 通过U钢支架对煤巷数值模拟, 采用外扎腿U钢支护能有效控制围岩变形, 数值计算结果表明, 该支护形式合理。

(3) 对于焦煤方庄一矿四级轨道严重变形巷道, 围岩破碎, 单纯的U钢支护和锚网支护已不能满足支护强度, 宜采用上述较合理的锚杆锚索联合支护+U型钢支护, 并进行喷浆, 注浆加固。

参考文献

[1]黄伟洪, 路世豹等.锚杆锚索联合支护数值模拟及现场应用[J].青岛理工大学学报, 2009.

[2]林崇德.层状岩石顶板破坏机理数值模拟过程分析[J].岩石力学与工程学报, 1999.

[3]马晋元, 张召千等.全煤巷道锚网支护技术研究[J].太远理工大学学报, 2008.

[4]贾俊峰.煤巷片帮类型及锚固机理研究[J].太原理工大学学报, 2005.

[5]侯朝炯.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999.

煤巷综掘机载临时支护技术实践 篇7

赵固一矿采用综合机械化采煤, 生产能力和推进速度非常快, 提高掘进支护速度成为矿井高产高效、安全生产的关键技术之一, 煤巷综掘机载临时支护, 可实现机掘巷道临时支护机械化, 提高掘锚速度。综掘装备临时支护面积大, 在顶板条件允许下, 可实现一掘多锚, 减少锚杆机拖进拖出的辅助时间, 而且其支护速度快, 安全效能高, 从而加快掘锚速度, 达到快速安全施工的目的[1]。

1掘进支护概况

目前赵固一矿掘进巷道采用的支护形式为锚网索梁, 由于顶板多为中等稳定和不稳定岩层, 基岩薄, 直接顶较破碎, 易泥化, 支护形式操作步骤繁琐复杂 (即铺网、窜前探梁、上钢筋梯、打锚杆锚索、上槽钢梁等) 。该矿施工巷道多为大断面, 配套使用风动单体锚杆钻机4台, 钻进效能低, 钻进速度慢, 每个循环需将它由综掘机前后拖进拖出, 占用辅助时间长, 致使掘进平均月进尺均比较低。由于掘锚速度慢, 为避免空顶时间长引起顶板沉降离层和变形, 防止顶板活矸危石掉落伤人, 采用临时支护是必要的。该矿目前使用过的临时支护形式有窜管前探梁和支柱加横梁2种方式。前一种形式支护面积小, 并依托顶板原有支护之上, 若发生顶板离层式冒顶, 无法满足安全需求, 同时不能满足一掘多锚的要求;后一种形式则支护速度慢, 支护效果差, 导致空顶时间长, 顶板易发生沉降和变形, 而且工人劳动强度大。

2综掘机载临时支护装备研制的必要性

赵固一矿综合机械化掘进巷道临时支护采用窜管前探梁方式。该临时支护方式为被动支护, 存在护顶力小、支护面积小、安全效能低等问题;同时该支护方式工效低, 难以实现一掘多锚, 锚杆钻机拖出拖进的次数频繁, 严重制约掘进速度。该临时支护方式不可靠, 已导致多起人身伤亡事故的发生。研发的综掘机临时支护装置, 可替代目前使用的临时支护方式, 属主动支护方式, 支护面积大, 安全效能高;在施工锚杆支护时工人有安全保障, 可有效约束顶板沉降和变形, 减少冒顶事故发生[2];同时, 将大大缩短煤矿机掘巷道锚杆支护的辅助时间, 提高机掘巷道综合月进尺, 缓和目前煤矿普遍存在的采掘失调的矛盾。

3试验情况

项目试验地点为东一盘区11031工作面, 该面设计走向长度1 400 m, 施工断面净宽5.4 m, 净高3.5 m, 采用综合机械化方式掘进, 锚网索梁联合支护, 锚杆间排距为800 mm×900 mm, 锚索间排距为1.6 m×1.8 m。

(1) 设备主要技术参数。

①护顶面积 (2.0～3.5) m×4 m (长×宽) ;②初撑力≥10 kN;③支护高度2.3～4.2 m;④整机质量约960 kg。

(2) 主要研究内容。

①综合机械化掘进临时支护的安全高效性。包括如何提高支护强度、节省支护时间、提高临时支护的可靠性和对巷道的适应能力等;②窜管梁前探支护与机载前探支护区别。从支护原理、安装方法、使用方法、劳动组织、劳动效率方面进行分析, 找出机载前探梁的优点所在。

4技术比较

赵固一矿目前普遍使用的临时支护形式是窜管前探梁和支柱加横梁2种方式。前一种形式在矩形巷道中最大控顶距为1.1 m, 其支护面积小 (长0.9 m, 宽4.0 m) , 不能满足一掘多锚的要求, 承载力仅10 kN, 且支护速度慢, 支护效果差。第2种形式则支护速度慢, 导致空顶时间长, 顶板易发生沉降和变形, 而且工人劳动强度大。赵固一矿没有能满足机掘巷道实现一掘多锚且机械化程度较高的临时支护设备。而机械式临时支护 (图1) 成果属于国内外高端产品, 具有国际先进水平, 支护面积 (2.0～3.5) m×4 m (长×宽) , 承载力为100 kN, 最大控顶距为3.8 m, “一掘三支”, 提高了机掘巷道安全可靠性和掘进速度, 效益明显。

5机载临时支护特点

(1) 结构合理。

该护顶机采用机载式配装在掘进机的中上部, 选位合理, 配套简便, 对掘进机改制量很小, 不干扰掘进机的运动、截割、装载作业功能。

(2) 使用方便。

该护顶机工作时, 采用长滑道整体推进及主臂变幅伸长的两级推进机构, 使主臂将护顶梁托贴在空顶区顶板下及时支护;不工作时, 整体退至掘进机中部, 不影响截割作业及遮挡司机视线。

(3) 护顶效果好。

该护顶机以护为主, 以支为辅, 主臂采用方形套筒式伸缩结构, 伸缩距离大, 承载力大, 护顶梁的承载力大于2 kN, 满足临时支护的要求;护顶梁配置延伸油缸和斜撑油缸, 可使护顶范围达到3.5 m×4.0 m, 与先前相比, 护顶面积增大了几倍, 在其掩护下的锚杆机作业空间大, 在顶板条件允许下, 可实现一掘多锚。而收拢时体积小, 不干扰掘进作业。

(4) 适用性强。

护顶梁的上护板及侧护板采用铰接方式连接, 以满足矩形巷道断面的使用;护板采用铰接的方式, 并成对对油缸同一管路供油, 更能适应顶板不规则和巷道顶板变化的工况;内置变幅油缸, 前后端头铰接, 油缸横向不受力, 有效改善油缸的工作状况;该护顶机设有液压平行摆动机构, 在掘进机停放位置偏离巷道中心时, 可使护顶梁仍然对正巷道中心, 以便加宽掘进机一侧通道, 从而方便搬运锚杆支护机具。

6效果分析

原临时支护如按每班掘进3排、排距900 mm计算, 则每天可掘进8.1 m, 月进尺243 m。而采用机械式临时支护, 1人操作即可, 且操作简单。与窜管式临时支护相比减少工资支出643.68元, 更换后按“一掘三支”方式, 每班可掘进9排, 每天可掘进24.3 m, 月进尺达729 m。由此可见, 该支护方式支护效果明显, 并从根本上解决了采掘失调的矛盾。

7结语

通过临时支护工艺的改革, 赵固一矿综掘一队在2011年3月创下煤巷掘进新纪录, 软岩大断面施工单月单进716 m, 大大提高了掘进速度。同时, 综合机械化临时支护工艺的改进和成功应用, 为赵固一矿实现煤巷综合机械化快速掘进积累了经验。

参考文献

[1]胡林.综掘工作面临时支护技术的研究与应用[J].煤炭科学技术, 2008 (6) :9-10.

复合顶板回采煤巷支护技术研究 篇8

许厂煤矿随着矿井不断向深部延伸, 巷道埋深不断增加, 巷道顶板多以易变性的厚层复合顶板形式存在, 回采煤巷在掘进的过程中, 厚层复合顶板、围岩性质软弱、应力集中突出等情况屡次出现, 其中在430西翼里段、430采区南翼、530深部区域, 直接顶、老顶为粉砂岩与中砂互层, 岩石单轴抗压强度较小, 普氏硬度系数3~7, 且易风化, 在掘进、回采过程中, 矿压显现较明显, 巷道维护困难、返修率高。在高应力复合顶板条件下, 沿煤巷道在掘进期间, 由于煤层较软弱, 顶板应力集中显现, 易离层, 巷道围岩的变形量均较大, 在此情况下, 从提高围岩力学参数控制围岩变形量的角度出发, 宜采用抗剪强度大、延伸率高的高预应力锚杆、锚索、铁丝网等组成的联合支护技术。因此, 针对4312皮带顺槽厚层复合顶板沿空掘巷掘进过程中, 开展了高应力复合顶板煤巷锚网索支护技术研究。

2 复合顶板控制机理

2.1 锚杆的作用机理

尽管锚杆在不同地质条件下作用机理有所不同, 但都是在巷道周边围岩内部对围岩加固, 形成围岩承载体, 有利于围岩的稳定。巷道掘出后, 围岩在应力作用下存在破碎区、塑性区和弹性区。锚杆支护的实质是锚杆与锚固区域的岩体共同作用形成统一的承载结构, 进而提高锚固体的弹性模量、内摩擦角和内聚力等力学参数, 同时也强化了围岩强度, 特别是峰值强度和残余强度。巷道围岩锚固体强度提高后, 可减少巷道周围破碎区、塑性区的范围和巷道的表面变形, 从而有利于保持巷道围岩的稳定。

2.2 锚索的作用机理

预应力锚索与普通锚杆相比长度较长, 能锚入较稳定的深部岩层中, 因此, 锚索的主要作用是将顶板下部不稳定岩层悬吊在上部稳定岩层中, 增强软弱岩层的稳定性。另外, 预应力锚索可施加预应力, 能对岩体形成挤压加固作用, 实现主动支护。锚索有较好的抗拉强度和延展性, 使锚索支护的岩体在巷道顶板中部形成结构稳定的承载体, 锚索的锚固点处在松动圈以外, 增加了承载体的稳定性, 锚索的高延展性高强度与由于锚索布置在2排锚杆之间而增加的支护密度共同提高了承载体的塑性强度和抗弯曲破断能力[1]。

2.3 金属网的作用机理

金属网强度和刚度都比较大, 能够有效减少锚杆之间非锚岩层变形, 托住巷道周围已破碎的岩石。由于碎石的传递力的媒介作用和岩石的碎胀作用仍能使巷道深部的围岩处于三向应力状态, 这就大大提高了岩体强度, 有利于形成围岩压力拱, 发挥围岩的自承能力[2]。另外金属网能够使松软破碎围岩由破碎结构转化为镶嵌结构, 巷道围岩轮廓形成能承受较大压力的压力拱, 防止围岩破裂范围扩大及岩块冒落。具有柔性的金属网还能够适应围岩的变形, 减小巷壁处的岩石压力, 起“卸载”作用。

3 复合顶板回采煤巷支护技术

3.1 支护方式确定

许厂煤矿4312皮带顺槽沿煤层顶板掘进, 煤层顶板具有成层性, 顶板破坏从离层开始, 继而造成顶板移近, 所以煤巷顶板锚杆支护的主要作用是抑制顶板离层, 再次是将已经离层的顶板围岩悬吊在其上方较稳定的岩层上, 预应力锚索是将锚索埋入岩层深部进行预加应力的一种支护技术, 可以传递主体结构的支护应力至深部稳定岩层的主动支护方式。另外, 由于预应力锚索具有一定的柔性, 因此, 可以在有限的巷道空间内深入至较深的钻孔内进行锚固, 这是其它支护形式无法比拟的。因此, 许厂煤矿根据开采技术条件和现场实际围岩条件确定了锚网索联合支护。

3.2 锚网索联合支护参数设计

顶部采用规格为φ20×2 400 mm高强左旋无纵筋螺纹锚杆, 锚杆间排距为1 000 mm×800 mm, 每排2根, 配加规格为长×宽×厚=4 400 mm×100 mm×10 mm的T型钢带, 顶板金属网每排使用一张由10#铁丝编制的规格为4 800 mm×1 000 mm菱形铁丝网, 顶板每排均打锚索。每排钢带的钢绞线均打设在一、三、五孔内。其中, 第一、五孔内钢绞线分别向两帮倾斜布置, 与顶板垂直方向夹角15°, 第三孔内钢绞线垂直顶板打设。钢绞线使用φ17.8 mm低松弛预应力左旋钢绞线, 长度不小于8 000 mm。

两帮采用φ18×2 400 mm的20Mn Si螺纹钢锚杆支护, 每帮布置5条;锚杆间排距700 mm×800 mm;配备2 600 mm×1 800 mm的菱形铁丝网, 两帮上部采用2 300 mm×80 mm的异型钢带, 每条钢带布置4个孔, 下部用800 mm×80 mm异型钢带与上部帮钢带穿孔压接使用。

4312皮带顺槽锚杆、锚索、铁丝网的组合支护结构如图1、2所示。

3.3 矿压监测与数据分析

为掌握巷道采用锚网索联合支护后的围岩活动规律和支护效果, 并为今后进一步改进和优化锚杆支护参数提供依据, 观测了巷道在掘进期间的围岩表面位移和顶板离层情况。巷道开始掘进后, 巷道两帮、顶底板移近均较快;在巷道揭露15 d左右, 巷道围岩变形速度逐渐减缓, 表明巷道围岩变形已渐趋于稳定。顶底板移近量约160 mm, 其中顶板下沉量130 mm, 顶底板变形以顶板下沉为主;两帮移近量约164 mm, 复合顶板回采煤巷围岩控制取得了很好的效果。巷道围岩暴露后, 顶板离层随时间缓慢增加, 但很快趋于稳定, 主要以浅部离层为主, 深部基本无离层, 且总的顶板离层值控制在10 mm以内;由此可见, 复合顶板回采煤巷采用的锚索网联合支护很好地控制了巷道围岩变形, 保证了巷道的安全, 可靠性较高。

4 结论

根据许厂煤矿4312皮带顺槽复合顶板的破坏方式和变形机理, 采用锚索网的联合支护方式;许厂煤矿4312皮带顺槽掘进过程中, 巷道顶底板移近量在160 mm以内, 两帮移近量最大164 mm, 总的顶板离层值控制在10 mm以内, 锚索网联合支护有效地控制了巷道变形, 具有良好的技术和经济效果。

参考文献

[1]刘俊, 刘延明.复合顶板条件下回采巷道围岩控制技术研究[J].煤炭技术, 2011, 30 (6) :108-109.