大断面巷道锚杆支护设计与围岩稳定性研究
- 格式:doc
- 大小:26.50 KB
- 文档页数:4
巷道锚杆支护研究的总结和展望[摘要]:本文主要介绍了我国煤矿巷道锚杆支护理论、支护设计、支护材料以及井下应用情况,并介绍了新型锚杆支护理论的探究方向。
[关键词]:锚杆支护研究方向中图分类号:a715 文献标识码:a 文章编号:1009-914x(2012)32- 0603-01引言:锚杆是一种安设在巷道围岩体内的杆状锚栓体系。
采用锚杆支护的煤矿井下巷道,是在巷道掘进后向围岩中钻锚,使其与道拱部岩体连接在一起,便在一定的范围内形成了一个连续的、具有一定承载能力的拱形压缩带,使巷道围岩由原来作用在支架上的载荷变成了承载结构,以支撑其自身的重量和顶板压力。
锚杆支护的大体程序就是现在围岩处钻制杆眼,在杆眼里放置树脂,然后将锚杆安置在锚杆孔内,对巷道围岩进行加固,以维护巷道的稳定性。
锚杆支护由于能主动的加固围岩,对大限度保持围岩的完整性、稳定性,稳定控制围岩变形、位移和裂隙的发展,充分发挥围岩自身的支撑作用,变被动支护为主动支护,有效的改善矿井的支护的状况,具有施工方便、效率高,有利于加快施工进度,且施工成本低、支护效果好,已经成为当今巷道支护改革的主要趋势。
1、巷道锚杆支护1.1 使用锚杆支护的作用使用锚杆支护,既可以发挥其加固拱的作用和悬吊作用,使复合顶板内的各个岩体与锚杆紧固成一个所谓的“组合梁”,从而提高顶板岩层的抗弯强度,减少各岩层层面滑移、离层、冒落的几率,从而保证巷道的稳定性。
使用锚杆支护成本低廉,不需维修。
与其他支护方法相比较,不但节约成本而且也减轻了操作人员的体力劳动,消除了其他支护方案操作带来的不安全隐患,改善了操作人员的劳动环境,杜绝了超时劳动和超体力劳动。
1.2 巷道锚杆支护现状以前的巷道支护大多采用木支护,采用水泥锚固剂、藤条锚杆、挂铁丝网,但支护效果都不好,而木支护巷道每半年都要重新支护一次,使用的投入增大,必须采用新型的支护方式。
如此锚杆支护应运而生,锚杆支护的结构形式主要有单一锚杆+水泥托板,锚杆+网+水泥托盘,锚杆+网+w型钢板钢带,锚杆+网+钢筋梁形式。
大断面掘进一次成巷的支护技术研究我国在一个相当长的时间内将以煤炭为主要能源,煤炭工业在国民经济中占据重要地位。
煤炭开采中既要寻求一种经济合理的开采方式,以便获得最大的经济效益,也要使我们生存居住的环境得到有效的保护。
巷道支护技术是煤炭开采中的一项关键技术,为了取得良好的经济效益和环境效果,煤矿巷道更多的布置在煤层中,现在的大型矿井中以上都是煤巷。
煤巷不仅大大提高了巷道掘进速度、减少了一大部分人力物力和资金、实现了矿井的高产高效,更是减少了煤矸石的排出,减轻了煤矿企业对地面的环境污染。
巷道围岩的稳定是围岩与支护体共同作用的结果,围岩本身就是支护结构或支护结构不可分割的重要组成部分。
当围岩有足够的支撑能力,围岩就处于自稳状态,无须支护也属于稳定结构。
只有围岩自稳能力不足时,才需要提供一定的支护,以补偿围岩自稳能力不足的部分,使之成为稳定的结构。
但由于煤巷围岩强度远小于岩巷,所以,煤巷的广泛采用增加了巷道的支护难度。
随着现代化矿井高产高效综合机械化开采技术的发展,煤矿的开采强度与规模大幅度增加,为满足矿井通风、运输及大型设备的安装等要求,巷道断面越来越大。
巷道断面的增大,给巷道维护带来了巨大的困难,严重影响了煤矿安全高效生产。
大断面巷道的支护技术己成为一个亟待解决的问题。
回采工作面设备的大型化、开采强度与产量的大幅度提高、为了保证正常生产的运输、通风及行人安全,这些都要求更大的巷道断面。
目前,一些大型矿井回采巷道宽度己达5m,开切眼跨度达到10m,断面面积达到15m2 以上,有的甚至更大。
面对大断面巷道采用何种支护方式才能有效地控制围岩变形,是人们研究的一个新课题之一。
国内外相关专家在研究巷道支护方面,也取得了丰硕的成果。
奥地利Rabcewicz L.V提出新奥地利隧道施工法理论,NATM法强调应当利用充分围岩的自承能力,讲求适时支护和二次支护,注重形成中空筒状支承环结构,认识到对隧道底板维护的重要性,同时该法主张基于现场监测围岩的受力变形状况的反馈设计思想。
大倾角断面巷道掘进锚杆支护实践发布时间:2021-06-17T05:55:01.334Z 来源:《防护工程》2021年5期作者:赵景峰[导读] 随着连续开采,近年来矿区地质条件越来越复杂,煤层倾角大,工作面连接非常紧密。
只有不断改进大倾角断面巷道掘进,才能缓解采矿的紧密衔接,保证全矿生产任务的顺利完成。
赵景峰鸡西市新发煤矿黑龙江 158100摘要:随着连续开采,近年来矿区地质条件越来越复杂,煤层倾角大,工作面连接非常紧密。
只有不断改进大倾角断面巷道掘进,才能缓解采矿的紧密衔接,保证全矿生产任务的顺利完成。
关键词:大倾角断面巷道;锚杆支护设计;施工工艺;介绍了如何改进支护设计方法,优化施工工艺,采取针对性措施,有效控制顶板,防止片帮的发生,从而达到巷道支护的预期效果。
1 大倾角巷道上山掘进的支护设计1.1 巷道临时支护。
上山过程中,每次爆破后,挖出荒芜地段后,将前探梁移至首根迎头铺设的钢带上,采用前探梁支撑空顶。
在双前探梁支撑钢带+金属网临时支护下,观察方向线,固定眼位,及时锚杆,做好巷道永久支护工作。
临时支撑材料:两根2m长的槽钢前探梁,需要每根钢带预先加金属网。
1.2 巷道永久支护。
(1)屋面支撑形式:钢筋锚固+金属网+W钢带+锚索钢筋支撑。
顶板螺栓采用22mm× L2400mm等强力右旋螺纹钢螺栓。
每个眼有三个CK2330树脂装药或一个CK2330和一个K2350树脂装药,顶栓拧紧力矩不小于1000mm,搭接采用两片长2.3m的四眼W型钢带,托盘为高强度预应力托盘,顶网为5000mm×1000mm 12#铅丝制成的菱形网。
顶板螺栓板间距为800mm,以防地质变化、高压等。
,可以适当减小板间距。
一般情况下,中间顶栓应与顶板垂直,轴向偏差≤5°,每排两侧顶栓应与巷道侧面倾斜20 ~ 30°。
顶板两侧锚杆距巷帮200毫米以上,要及时补齐单个顶板锚杆。
除锚网支护外,顶板采用锚索加固。
大断面两条巷道间围岩稳定性影响因素分析董向龙杨志君(国家能源投资集团神东煤炭集团石均台煤矿,陕西榆林719000)摘要:巷道围岩变形类型主要由围岩应力状态和岩体极限强度决定。
然而,道路交叉点的变形有其自身特点。
第—条巷道在交叉点开挖后,产生了第一次围岩应力重分布,巷道变形主要受原岩应力和岩体极限强度的影响。
在第二条巷道掘进过程中,围岩应力发生了第二次分配,对于大断面巷道,顶底板出露面积大,围岩承载力降低。
由于巷道两侧的承载力叠加,应力集中系数和塑性区逬一步增大。
在高应力集中的作用下,宽度较小的岩柱容易发生断裂破坏和变形,使两条巷道连接成一条,形成较大的断面,造成严重的冒顶事故。
关键词:大断面;围岩稳定性;稳定性;影响因素中图分类号:F406.3;TD325文献标志码:B文章编号:1008-0155(2019)07-0132-021大断面围岩及支护岩柱强度在同样的围岩应力作用下,围岩强度越高,巷道越稳定。
泥质岩强度较低,巷道周边塑性区范围较大,而砂岩岩性良好,围岩强度较高,巷道周边塑性带范围大幅度缩小,顶板和底板相对稳定。
研究表明,巷道围岩变形和塑性区发育范围主要取决于围岩强度大小。
采用传统的钻孔爆破方法时,在围岩中形成了微观和宏观的裂隙。
随着工作面前移,原始裂隙逐渐扩大。
因此,在交叉点附近形成的强断裂带深度大于巷道,交叉点巷道围岩强度受爆破作用的影响较大。
围岩性质是影响巷道稳定性的重要因素。
在布置巷道时,除考虑岩石强度外,还应考虑其结构的不均匀性。
另外,由于巷道周围强度不均匀,导致支架受力不均。
然后,支架的一些组件首先是变形破坏,无法充分利用支架的整体强度。
在巷道中,软岩地层强烈变形引起的局部集中荷载引起的支护破坏是正常现象。
因此,在布置巷道时,应避免巷道为非均质煤岩体。
2巷道交叉形状及尺寸断面形状对围岩稳定性有重要影响。
巷道围岩的应力大小和分布与断面形状直接相关。
岩石属于脆性材料,其拉伸强度远低于抗压强度。
桁架锚索支护技术在大断面巷道支护中应用郝宏伟(山西煤炭运销集团簸箕掌煤业有限责任公司,山西大同037000)摘要:针对13031切巷大断面在采用原支护方式情况下出现巷道顶板下沉量和巷道两帮位移量增大,巷道变形较为严重等问题,结合复合桁架结构锚索支护技术原理,并采用FLAC3D进行数值模拟,确定采用桁架锚索的长度及桁架搭接长度等合理技术参数,按照参数对巷道支护方案进行优化设计并在现场实施,根据现场观测及实施效果表明,采用复合桁架锚索技术支护后,巷道顶板下沉量为87mm,巷道两帮位移量为46mm,巷道围岩变形量未超过规定要求,达到了控制巷道顶板的要求。
关键词:桁架锚索;数值模拟;围岩变形;大断面切眼中图分类号:TD353文献标识码:A文章编号:1009-0797(2021)01-0014-04Application of Truss anchor cable support technology in Large section roadway supportHAO Hongwei(Bojizhang Coal Industry Co.LTD,Shanxi Coal Transportation and Marketing Group,Datong037000,China)Abstract:13031cut lane big cross section under the condition of using the original support way of roadway roof subsidence and two sides roadway displacement increases,deformation of roadway are more serious problems,such as,combined with the principle of composite truss structure anchor rope support technology,and FLAC3D numerical simulation was adopted to confirm length of the truss and truss reasonable technical parameters,such as lap length according to the parameters for optimization design of the roadway support scheme and implementation at the scene,according to the field observation and effect shows that the composite truss anchor cable technique support after the roadway roof subsidence was87mm,two displacement of roadway was46mm,The deformation of surrounding rock of roadway does not exceed the specified requirements and meets the requirements of controlling roadway roof.Key words:Truss anchor cable;numerical simulation;Deformation of surrounding rock;Large cross section1工程概况山西煤炭运销集团新村煤业13031工作面主采3#煤层,平均煤层厚度3.8m,平均煤层倾角8°。
大断面巷道锚杆支护设计与围岩稳定性研究
【摘要】针对利民煤矿Ⅱ011603工作面5.6m×4.0m大断面运输顺槽的实际生产地质条件,基于围岩力学性质、断面尺寸和采动影响等因素,提出四种可选方案,应用FLAC3D数值模拟计算四种方案,根据模拟效果初步确定支护方案,最后通过现场实测判断围岩的稳定性,验证设计方案的合理性和可靠性。
【关键词】大断面巷道锚杆支护围岩稳定性
随着高产高效综采工作面机械化程度的提高,工作面的开采强度与产量大幅度增加,为满足通风、运输、大型设备的安装等要求,必须开掘大断面巷道。
随之而来的是巷道支护难度的加大和对支护技术的挑战。
大量的研究和实践表明,煤矿巷道在开挖以后,会在巷道围岩形成应力集中,当巷道跨度增加以后,应力集中程度会急剧增加,从而使控制巷道稳定的难度增加,尤其是复杂地质条件巷道更易于发生跨冒事故,从而影响煤矿的安全生产[1-6]。
本文结合利民煤矿Ⅱ011603工作面运输顺槽的实际生产地质条件,基于地质力学条件和数值模拟初步提出锚杆支护方案,通过现在实测顶底板、两帮移近量和顶板离层量验证支护方案的合理性。
1 生产地质条件
试验巷道是神华乌海能源公司利民煤矿Ⅱ011603工作面大断面运输顺槽,布置在16#煤层中,沿顶板掘进。
16#煤层厚度3.34-8.67m,平均7.2m,煤层倾角3-12°,平均6°。
16#煤层结构复杂,含夹矸1~8层,一般3~4层,夹矸岩性为灰黑色泥岩、炭质泥岩。
顶板岩性灰黑色泥岩、砂质泥岩为主,局部为粉砂岩、细粒砂岩;底板岩性以细粒砂岩为主,局部为砂质泥岩。
16#煤层破坏载荷24KN,抗压强度12.5MPa,直接顶岩性砂质泥岩,破坏载荷38KN,抗压强度20MPa,、老顶岩性为细粒砂岩(破坏载荷92KN,抗压强度50MPa)和砂质泥岩(破坏载荷26KN,抗压强度14MPa)。
煤层顶底板岩石的力学强度中等,以半坚硬岩石为主,稳固性中等。
试验巷道断面为矩形,宽5.6m,高4.0m,断面面积为22.4m2。
2 基于地质力学条件和三维数值计算的锚杆支护设计
2.1 基于地质力学条件确定锚杆支护方案
根据16#煤层生产地质条件和Ⅱ011603工作面运输顺槽围岩力学性质、断面尺寸和采动影响等因素,初步确定四个支护方案见表1。
2.2 基于三维数值模拟计算确定支护方案
三维计算模型的长、宽、高分别设置为120米、100米和100米。
模型共划分89960个六面体单元,生成网格节点95530个。
数值计算模型的网格划分情况见图1。
对表1中四个方案从巷道开挖并达到稳定期后,围岩变形规律进行模拟对比,其结果如下:
方案一:巷道顶板中部的下沉量最大,最大下沉量能达到70mm,往顶板深部下沉量逐渐减小,巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少,巷道两帮的最大位移量18mm;而在两巷道底板中部均发生底鼓,位移量为26mm;水平位移均集中在两巷的上帮,往围岩深部水平位移逐渐减少,到上帮围岩深部5m处水平位移只有5.5mm。
方案二:巷道顶板中部的下沉量最大,最大下沉量能达到55mm,往顶板深部下沉量逐渐减小,巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少,巷道两帮的最大位移量13mm;而在两巷道底板中部均发生底鼓,位移量为20mm;水平位移均集中在两巷的上帮,往围岩深部水平位移逐渐减少,到上帮围岩深部3.5m处水平位移只有4mm。
方案三:巷道开挖并达到掘进稳定期后,巷道顶板中部的下沉量最大,最大下沉量为20mm,往顶板深部下沉量逐渐减小,巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少,巷道两帮的最大位移量10mm;而在两巷道底板中部均发生底鼓,位移量为15mm;水平位移均集中在两巷的上帮,往围岩深部水平位移逐渐减少,到上帮围岩深部3m处水平位移只有2.5mm。
方案四:巷道开挖并达到掘进稳定期后,巷道顶板中部的下沉量最大,最大下沉量为14mm,往顶板深部下沉量逐渐减小,巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少,巷道两帮的最大位移量8mm;而在两巷道底板中部均发生底鼓,位移量为12mm;水平位移均集中在两巷的上帮,往围岩深部水平位移逐渐减少,到上帮围岩深部2m处水平位移只有2mm。
对比以上的模拟结果可以看出:方案一和方案二巷道垂直和水平位移量较大,不能满足巷道支护的要求,故不予采纳。
虽然方案四巷道垂直和水平位移量比方案三小,但二者相差不大,综合考虑巷道掘进速度和经济因素,决定选择方案三。
图2为试验巷道锚杆支护断面示意图。
3 围岩稳定性的实测研究
为了观测巷道在掘巷期间围岩活动规律,考察锚杆支护巷道围岩变形的控制效果,研究支护参数的合理性,在正在掘进的试验巷道中设置相应的测站,对顶底板和两帮移近量和顶板离量进行观测。
3.1 顶底板和两帮移近量监测结果
巷道施工期间,在770-800m范围内布置测点,对顶底板和两帮累计移近量进行了观测。
巷道掘进期间顶底板最大移近量为 5.4mm,两帮移近量的最大为5.6mm。
由此可知,支护参数选择合理,支护效果良好,采用该支护方案能很好控制围岩变形,为巷道掘进提供了安全保障。
表2为顶底板移近量,表3为两帮移近量。
3.2 顶板离层量的监测结果
利用顶板离层仪对Ⅱ011603工作面运输巷道顶板离层动情况进行了动态监测。
每个测孔布置两个测点。
其中深基点略高于锚索锚固端点,浅基点略高于锚杆锚固点。
由监测结果可知,锚杆锚固范围内没有发生离层现象,表明设计参数和支护质量满足要求。
表4为顶板离层量部分监测数据。
4 结语
(1)基于地质力学条件和数值模拟对利民煤矿Ⅱ011603工作面运输顺槽进行锚杆支护设计,最终确定其支护方案为:顶板锚杆间排距为1000mm×1000mm,使用Φ20mm×2400mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆;顶板锚索间排距为2400mm×4000mm,使用Φ17.8mm×5200mm的钢绞线;帮锚杆间排距为1000mm×1000mm,使用Φ20mm×2000mm玻璃钢锚杆。
(2)通过现场对顶底板和两帮移近量,以及顶板离层量监测表明,利民煤矿Ⅱ011603工作面运输顺槽围岩是稳定的,所设计的锚杆支护方案是合理可靠的。
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.
[2]钱鸣高,石平五.矿山压力与岩层控制[M].北京:中国矿业大学出版社,2003.
[3]武华太.高预应力强力锚杆支护技术在大断面巷道中的应用[J].煤矿开采,2004,15(4):68-70.
[4]许帮贵.大断面巷道综掘一次成巷锚杆支护试验研究[J].采矿与安全工程学报,2006,23(3):370-373.
[5]李焕斌.大断面巷道一次成巷技术的应用[J].煤炭工程,2009.(5):33-34.
[6]朱焕然等.大断面巷道快速掘进与锚杆支护技术[J].煤矿支护,2007.(3):21-22.。