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锚网梁索技术在回采巷道支护中的应用

2020-06-08 来源:步旅网
摘 要

本文根据扎赉诺尔铁北矿新二采区左一片回采工作面为实据,以及煤层破坏机理和巷道维护特点分析,考虑到由于受到地质原因,巷道顶板跨度较大,地压较大,控制难度大。通过采用锚网梁索支护方式,有效的控制了巷道早期在掘进期间的变形,保证了巷道在支护方面的可靠性。

关键词:锚网梁索在回踩巷道中的应用

目录

摘 要 ................................................................... 1 一、前 言 ........................................................... 3 二、锚网梁索联合支护作用分析 ............................ 4 三、巷道顶板破坏机理 ............................................ 5 四、工程概况 ........................................................... 6 五、巷道支护设计 .................................................... 8 六、施工工艺流程及支护要求 .............................. 11 七、矿压检测及结果分析 ...................................... 12 八、效益估算 ......................................................... 13 九、结论 ................................................................. 14 参考文献 ................................................................. 15

一、前 言

近年来,锚杆支护技术在我国日益迅速发展,在各矿区都得到了普遍的推广和应用,也取得了一定效果,已成为提高巷道支护效果、实现快速掘进的关键。但由于目前国内综掘装备制造技术水平的提高,许多矿井都在不断的增加采煤的厚度,这就要求回采巷道断面和服务年限不断增长。单纯的锚杆支护方式已不能满足回踩巷道的要求。此外,在大断面、煤层巷道、顶板破碎、巷道交叉点等处,使用单一的锚杆支护也不能取得较好的支护效果,这就需要采取“锚杆、金属网、锚索”等联合支护技术。由于锚杆、金属网、锚索、钢筋梁等构件的组合,使被锚固的巷道顶板岩层形成关键“承载环”与“承载梁”结构,从而提高了围岩的整体性,其强度也明显增加,提高了围岩的稳定性。铁北煤矿通过改进传统的施工工艺,优化巷道施工各环节、合理工时利用、实现多工序交叉平行作业、完善设备配套,使回采巷道单进水平不断提高,也有效地控制了巷道围岩的早期离层和回采动压的剧烈影响。减缓了巷道的围岩变形,保障了巷道支护的可靠性,达到安全高效快速掘进的目的。

二、锚网梁索联合支护作用分析

(一)锚网梁索联合支护作用

煤巷围岩的变形较大,当支护不当,顶板容易产生冒落拱。当冒落拱高度大于锚杆锚固范围时,容易造成冒顶事故。所以,煤巷使用锚索支护的目的是防止因锚杆支护不可靠时,通过锚索的悬吊作用阻止顶板冒顶。因此,在煤巷中,锚索的主要作用是悬吊作用,而不是加固作用。然而发挥锚索的悬吊作用仅仅是人们使用锚网梁索联合支护的出发点或目的。并不是煤巷锚网梁索联合支护的实际效果。锚网梁索联合支护的作用不是锚杆支护作用与锚索悬吊作用的简单组合,其联合支护的作用机理和作用效果与围岩条件、支护方法、施工工艺及支护参数有关,必须根据不同情况进行分析。

锚索与单体锚杆的作用功能是一样的,既有加固围岩作用,也有悬吊下部松动岩石的作用。两者之间的差别在于锚索可以锚固在围岩深部的稳定岩层中,而锚杆因其长度较短,在围岩条件较差的情况下,锚杆不能锚固在稳定的岩石中,此时锚杆的悬吊作用很小,主要靠其加固作用和锚杆群的成拱作用控制围岩变形,提高围岩的承载能力。

(二)锚网梁索联合支护的加固原理

当锚杆和预应力锚索同时安装时,锚杆与锚索对围岩起到共同的加固作用。由于锚索的工程延伸量较小,围岩在该变形范围内产生的松动破坏区较小。所以,锚杆和锚索均以加固围岩的作用为主,共同提高锚岩支护体的承载能力,保持围岩稳定。

三、巷道顶板破坏机理

(一)巷道顶板破坏的一般过程

顶板受压变形→岩石局部屈服变形→节理弱面发生破坏→顶板较低层位发生弯曲变形(伴有局部岩块脱落)→岩层发生拉伸或局部剪切破坏→巷道顶板变形破坏。

(二)结构破坏机理

巷道开挖后,岩层抗水平应力的截面减少,在水平应力的作用下煤层沿水平层里面向巷道挤入,致使巷道帮顶受水平应力作用而破坏。

围岩中节理构造面的存在对围岩的承载能力及其稳定性影响很大,尤其是节理面与最大主应力方向斜交时,岩体最容易沿节理弱面破坏而失稳。

巷道开始施工后,围岩受力状态由三轴应力变为单轴应力状态,由于岩石单轴抗压强度低,致使围岩产生塑性破坏或沿节理弱面破坏,随着锚固岩体的变形、离层和弯曲,巷道中部的锚杆始终受力,若锚杆的长度、刚性越大,会使之受力越大,锚杆受力即可达到强度极限而破坏,则岩层发生破坏。

四、工程概况

该面主采煤厚12-8.6m,局部夹泥岩夹矸,水平层里,全区发育。煤层以块状为主,透气性差。该面煤层总体呈单斜状,倾角4°-7°,里部煤层变薄。

详见表4-1、表4-2、表4-3. 表4-1 工作面位置及井上下关系表 水平、采区 地面标高 地面的相对位置建无 筑物、小井及其他 井下相对位置对掘无 进巷道的影响 邻近采掘情况对掘已掘新一采区左二片对新二采区左一片工作面无影响 进巷道的影响 表4-2 煤层特征情况表

指标 煤层厚度(最大~最小/平均)/m 煤层倾角(最大~最小/平均)/(°) 煤层硬度f 煤层层理(发育程度) 煤层节理(发育程度) 参数 12-8.6 4-7 3.5 水平层理、全区发育 裂隙发育 备注 新二采区 544.97 工程名称 井下标高 左一片掘进规程 254.97 自然发火期/d 绝对瓦斯涌出量/(m³/min) 相对瓦斯涌出量/(m³/t) 煤尘爆炸指数/% 地温/℃ 表4-3 煤层顶底板情况表

顶底板名称 顶板 基本定 砂岩 直接底 底板 基本底 粉砂岩 炭泥岩 延时类别 细砂岩或粉60 2.679 0.5778 51.2 18 硬度 2.5 1.8 2.5 厚度 29 1.5 2 本矿井属于瓦斯矿井,新二采区左一片地质预报瓦斯含量为2.1ml/g,平均2ml/g,同时参考新一采区首采面掘进时的绝对瓦斯涌出量为2.68m³/min,预计新二采区左一片掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为2.68m³/min左右。

五、巷道支护设计

(一)左旋等强螺纹钢树脂锚杆的选用

概述:我矿掘进队将要施工新二采区左一片工作面,其中包括左一片上巷、下巷、副巷、开切眼等,地面标高为544.78,工作面走向长度为2020m,倾斜长度200m,煤层赋存情况简单,厚12m~8.5m,里部区逐渐变薄,煤层倾角为4°~7°,煤质硬度为f=3.5,容量为1.25t/m³,顶板为细砂岩或粉砂岩,底板为泥质砂岩。

煤巷沿煤层底板掘进,掘进巷道在煤层中,巷道顶板为五花三层,粘结力弱、暴露易发生离层,施工的新一采左二片、新二采右六片我们均使用的为左旋等强螺纹钢树脂锚杆,长2.1m,直径为0.18m,支护效果好,考虑到左部工作面里部煤层较薄,为了控制将来综采工作面安装回采时的巷道变形量,我们设计在施工新二采区左一片工作面时巷道全部使用左旋等强螺纹钢树脂锚杆支护。

(二)使用左旋等强螺纹钢树脂锚杆的设计参数 1、锚杆的参数的计算 (1)锚杆长度的计算: 按悬吊作用计算锚杆的总长度 L=L₁+KB₁+L₃

公式中:L₁为锚杆外露长度 设计值取0.1m

K为安全系数 取2 B₁为自然平衡拱高 取0.7m

L₃为锚杆锚入稳定层的深度,按设计值取0.5m

得L=0.1-1.4-0.5=2.0m 取2.1m (2)锚杆直径的计算

按杆体的抗拉强度等于锚杆设计锚固力的原则确定 P拉=Q固=0.25πd2A拉

公式中:Q固为锚杆设计锚固力 设计值为60KN

A拉为锚杆设计抗拉强度 设计值为240MP d=0.0178m 取d=18mm

(3)锚杆间排距的确定

锚杆间距要保证其约束强度尽可能均匀分布,考虑围岩的稳定情况及完整性,据现场实践经验,锚杆间距应不大于锚杆长度的一半。

锚杆间距a锚杆排距:由于我矿主要支护形式一般采用锚网梁支护,金属规格为1.05m×2m,根据现场实际需要同时为了方便施工,锚杆排距取1.05m。

(4)悬吊理论校核锚索间距:

根据地质钻孔柱状分析,为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落,用直径15.24mm,长度5300mm的钢绞线,通过下式计算锚索间距。

L=nF₂/[BHy-(2F₁sinʘ)/L1]

式中 L---锚索排距,m F₁---锚杆锚固力,70KN

B---巷道最大冒落宽度。

ʘ---角锚杆与巷道顶板的夹角75°

Y---岩体容重。23KN/m³ n---锚索排数,取1 L1---锚杆排距,1.05m

通过上述计算,新二采区左一片上、副巷锚索间距1.5m,开切眼锚索间距0.75m。

六、施工工艺流程及支护要求

(一)施工工艺流程

掘进机割煤→割煤完毕后,退机并执行“敲帮问顶”制度→铺设顶板钢筋网→打顶眼→上药卷→安装锚杆。

(二)支护要求

锚杆:选用左旋等强螺纹钢树脂锚杆,长度为2.1m、间排距为0.6-0.8m(间)--1.05m(排)、每根锚杆配2支zk350型树脂药卷、锚固力不得低于8t(经检测不合格需重新补打)。

锚杆角:锚杆与巷道顶板的夹角不得低于75°、孔深控制在1.9m—2.0m范围内,外露长度在1cm—4cm、达到三径匹配。

钢筋网采用2m(长)×1.05m(宽)、网目0.1m×0.1m、采用16号铁线双线连接,间距0.3m(顶板如破碎可调整为0.1m)。

锚索长度5.3m,φ=16mm的钢绞线,每根锚索配2支zk350型树脂药卷、锚固力不得低于12t(经检测不合格需重新补打)。

钻眼完毕后,帮顶锚孔需将煤灰清理干净,检查钻眼深度,有不符合要求的需重新钻眼。

七、矿压检测及结果分析

(一)顶板及两帮位移量

新二采左一片上巷在掘进期间和回采期间巷道表面变形量观测结果如下:

掘进期间:巷道顶板累计位移量平均为50mm,两帮累计移近量平均为35mm,巷道顶板和两帮围岩最大变形速度分别为4.5mm/d和3.0mm/d。巷道围岩变形经过约10-15d逐渐趋向稳定,平均为12d,此后巷道围岩变形基本趋于稳定状态。由此也说明锚网梁索支护在掘进期间的矿压显现不明显。

回采期间:巷道由于受到超前采动支撑压力影响,巷道围岩变形较掘进期间明显剧烈。回采期间巷道顶板累计移近量为400mm,两帮累计移近量为270mm,在此期间巷道顶板及两帮最大变形速度分别达到22mm/d和15.5mm/d。巷道受到工作面超前支撑压力影响范围为40-60m,剧烈影响范围为15-25m。

(二)结果分析

观测结果表明:回采期间巷道变形量和变形速度比掘进期间大,这主要受到采动影响所致。不过位移量相对于其他支护方式有明显降低,在可接受范围之内。

八、效益估算

(一)技术效益

采用的锚杆+钢筋梁+钢筋网+锚索补强支护形式,控制了回采巷道围岩的强烈变形显著提高了支护效果,保证了安全生产,改善了井下作业环境,为矿井高产高效创造了良好条件。

(二)经济效益

巷道应用高强度锚杆、金属网、钢筋网以及锚索的组合支护与传统的架棚支护相比具有以下经济效益:直接节约了巷道的支护材料,降低了支护费用。由于巷道变形量较小,在后期也减少了巷道的维护费用。

(三)社会效益

现在的支护方式,减轻了掘进工人的劳动强度和材料运输的工程量。巷道断面利用率得到很大程度的提高。加快了成巷速度,大幅降低了巷道的返修工作量。增强了巷道围岩的稳定性,确保了矿井安全生产。提高了矿井煤炭资源回收率,延长了矿井寿命。

九、结论

巷道从掘进到回采期间,巷道未发生冒顶、片帮事故,巷道顶板没有出现离层、破碎、下垂及网兜现象,顶板锚杆和锚索基本上无损坏,巷道围岩稳定。回采期间,巷道安全、畅通,完全可以满足生产使用需求。

通过对巷道的矿压观测,初步掌握了锚网梁索主动联合支护的巷道矿压显现规律,矿压观测结果表明,该巷道围岩变形主要发生在回采期间,但发生位移量不大,在可接受范围之内,实验表明,采用锚网梁索的联合支护形式是合理的,所选用的技术参数是安全的。实验表明,锚网梁索联合支护形式及其主要技术参数可在类似的地质条件的巷道中推广应用。

参考文献

[1].张海阁,《安徽科技》,安徽科技,2004年07期

[2].杨平、韩相洪,《矿山压力与顶板管理》,中国矿业大学编辑部,2000年01期

[3].岳峰,2011年

《西安科技大学》西安科技大学期刊中心,

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