锚索梁联合支护（精选八篇）
锚索梁联合支护 篇1
关键词：锚索梁联合支护,切眼施工,顶板支护
前言
新集二矿是一个年产300万t, 以综合机械化设备生产为主的高产高效型现代化矿井。8#煤层是它的主采煤层之一, 1806工作面是布置在8#煤层一水平东翼的一个综采工作面, 1806工作面切眼施工时, 采用了锚杆金属网和锚索工字钢梁的联合支护, 改变了以往的木支架棚支护方式, 安全顺利地完成了工作面的安装。施工中降低了劳动强度, 也取得了可观的经济效益, 同时为二矿后来的工作面切眼刷扩提供了参考。
1、工程概况
1806工作面煤层平均厚度为3128m, 直接顶为9189m的砂质泥岩, 煤层倾角为1 2°左右, 切眼面为矩形, 巷道净宽为616m, 净高310m, 采用锚杆金属网和锚索工字钢梁的联合支护 (简称锚索梁联合支护) 。见图1。
2、施工工艺
1 8 0 6工作面切眼设计安装ZY4800P19P37液压支架、MG500采煤机及SZJ-764运输机, 该机组要求切眼安装高度不低于218m, 宽度不小于610m。切眼施工中先施工临时小切眼贯通, 净宽为316m, 净高为310m, 锚杆金属网支护。贯通后再刷扩成净宽为614m, 净高310m的大切眼来安装综采设备。原来切眼施工老方法是, 临时小切眼贯通后, 刷扩时采用锚杆金属网支护, 并架木支架棚和液压单体走向托棚来加强支护。1806工作面切眼刷扩后改变了以往的支护方式, 采用锚索梁联合支护。即刷扩时采用从上而下的施工顺序, 刷大部分为净宽为218m, 净高为310m, 锚杆金属网支护, 同时每往下刷够3m, 施工一排锚索梁加强对顶板的维护, 见图2所示:
3、锚索梁联合支护原理
锚杆支护原理:当锚杆伸入稳定岩层时, 它可以将破坏区岩层与稳定岩层相连, 阻止破坏岩层垮落, 同时锚杆提供径向和切向约束, 阻止破坏区岩层扩容、离层、滑动, 从而提高其承载能力。当锚杆不能伸入稳定岩层时, 它的主要作用是在破坏区内形成次生承载层 (挤压加固拱) , 阻止上部破坏岩层扩容, 离层, 同时使围岩深部岩层内的应力趋于平衡。
锚索支护:它具有承载能力大、初撑力大、让压和可缩性能好、顶板允许变形量的特点。与锚杆支护一起施工时主要是以悬吊作用为主, 将锚杆支护形成的次生承载层与围岩的坚固承载层相连, 阻止因次承载层失稳而引起的顶板垮落。
钢梁的主要作用是:通过锚索支护的特点来防止破碎顶板的脱落, 对锚杆金属网支护起托衬作用。
4、锚索梁联合支护参数的选择
锚杆为<18mm左旋无纵筋螺纹钢, 长1600mm, 每根锚杆配3卷Z2850型树脂药卷, 锚杆的间、排距为7 5 0 mm×7 5 0 m m, 锚杆垫板规格为1 2 0 m m×120mm×10mm。
金属网:网筋必须满足强度和刚度的要求, 具有一定的抗剪和抗弯能力;人力可使之随巷道的拱形弯曲, 经锚杆锚固后能紧贴巷壁。根据以往的使用经验, 采用<4 m m的钢筋方格网, 网孔为80mm×80mm, 规格为900mm×1000mm。
锚索:采用<15124mm、1×7标准型、高强度、低松驰、韧性好的预应力钢绞线, 强度级别1860MPa, 锚索长度为6 3 0 0 m m, 外露托板的长度不超过300mm, 排距为3000mm, 每孔用三卷K2360树脂锚固剂, 锚索托板为大小二块正方形钢板, 钢板厚为10mm, 其规格分别为3 0 0 m m×3 0 0 m m和1 5 0 mm×1 5 0 m m。
钢梁采用矿12#工字钢, 长315m。在距梁两头500mm和600mm处各打一个直径为20mm的孔, 以备穿锚索。
5、支护效果检验及效果分析
为了观测锚索梁联合支护围岩的活动情况, 考察锚索梁联合支护的效果, 1806工作面从刷扩开始到综采设备安装结束共65d, 通过设观测点对顶板、底板、两帮的观测, 发现位移变化如图3、图4所示。
从观测点可判断, 锚索梁联合支护方式有效地控制了巷道顶板早期的离层, 切眼顶板绝对下沉量最大为52mm, 两帮位移量最大为300mm, 为综采设备安装提供了足够的安全空间。
6、经济效益分析
(1) 采用锚索梁联合支护形式, 比原来老方案架木棚支护时的工期缩短了10d, 提高了切眼刷扩的施工速度, 另在综采设备安装时不需对木棚支护的拆除, 也缩短了安装工期和降低了安装时的劳动强度。
(2) 整个刷护过程中降低了劳动作业强度, 省去了搬运大量木棚支架和液压单体的工序, 也使运输环节得到了充分地缓解。
(3) 节约材料, 降低了成本。采用锚索梁联合支护形式和采用架木支架棚加走向单体托棚的联合支护对比, 每米节省2000元左右材料, 整个切眼材料上就节约20余万元, 而综合经济成本更是远远超过此数。
7、结语
(1) 采用锚索梁联合支护形式, 整体支护效果好, 有效地控制住了顶板, 不需要在安装综采设备安装过程中对巷道进行维护。另锚索梁的作用在现场得到了充分的证实, 在顶板破碎凸凹不平甚至顶板存在块浮石的情况下, 钢梁起到了托衬作用, 防止了破碎顶板的脱落。
(2) 采用锚索梁联合支护形式, 大大提高了切眼在安装设备时的有效使用空间, 非常方便于综采设备的安装。
锚网、锚索联合支护技术的应用 篇2
【摘 要】在地质条件复杂，周边是风氧化带和采空区的老矿井，通过对矿山压力分布及顶板情况进行论证，成功应用了锚网、锚索联合支护，提高了支护效率，保障了掘进巷道的安全生产。
【关键词】锚网、锚索；应用
0.引言
苍村煤业公司今年5月前，五采区掘进巷道采用木腿棚支护，由于煤层直接顶板为灰色砂质泥岩，厚8.43m；煤层底板以深灰色泥岩为主，厚2.75m左右，掘进工作面常常出现底鼓、顶板破碎、切断下沉及棚腿断裂现象，职工劳动强度大，生产效益低，矿井安全生产管理困难；现掘进的500工作面煤层顶板5m以上为棕黄色砂质泥岩，若采用木棚支护，不能按时完成计划进尺，也会给安全管理带来重重困难，因此我公司根据实际情况，结合顶底板赋存条件，选择了锚网索联合支护，现使用正常，支护效果良好，可推广应用。
地质情况及工作面设计：
1.地质情况
500工作面煤层赋存稳定，顶板以黑色泥岩为主，局部为砂质泥岩或粉砂岩，厚度12-14m，一般13m左右。直接顶下有一层伪顶为薄层粉砂岩或砂质泥岩，厚度最大0.2m，随掘随落，为破碎型顶板。老顶以块状灰白色中细粒石英砂岩为主，称七里镇砂岩，为本井田K2标志层，有时相变为粉、细砂岩互层或粉砂岩，厚0.9-21.87m，一般2-3m，层位较稳定，坚硬，不易垮落。底板为灰黑色泥岩及砂质泥岩为主的根土岩，该层遇水易膨胀，松软。水文地质划分为以裂隙为主，属简单型。
2.500掘进工作面设计
500工作面沿煤层倾斜布置，南至F3正断层，北为1400采空区，东到煤层风氧化带，其中原苍斜二号井之1401工作面在风氧带附近回采116m，西临原苍村二号斜井1402、1403工作面采空区和平峒1303、1305工作面采空区。500运输顺槽长650m，回风顺槽长630m，联络巷为40m。
3.工作面支护设计
3.1确定巷道支护形式
根据地质资料分析，煤层直接顶为中等稳定顶板，适合锚网支护。为了将锚杆加固的组合梁悬吊于坚硬岩层或压力平衡拱内，需用锚索做辅助支护。开拓巷道再采用喷浆封闭围岩，厚度不小于30mm。根据六采区巷道的支护经验，巷道选用矩形断面，锚网、锚索联合支护。
3.2支护参数设计
3.2.1采用类比法选择支护参数：
根据地质资料和邻近巷道的支护经验，支护锚杆选用Φ16×2000圆钢锚杆，间距，开拓巷道为650-750，回采巷道为700-800；排拒均为1000。帮锚选用Φ16×1000圆钢锚杆和Φ18×1000玻璃钢锚杆，间距为700-800，排拒为1000。锚索均选用Φ15.24×6000、1860级低松弛钢绞线，沿巷中部布置两排，间距1600，开拓巷道排距为2000-3000；回采巷运顺沿巷中部布置两排，间距3000，回顺沿巷中部三花布置，排距3000，间距1200。
锚杆锚固力不小于50KN，扭力矩不小于100N.m；帮锚杆锚固力不小于30KN，扭力矩不小于60N.m；锚索预紧力不小于120KN，锚固力不小于230KN。
3.2.2计算法校核支护参数：
（1）锚杆长度校核：
顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：L≥L1+L2+L
式中L——锚杆总长m。
L1——锚杆外露长取50 。
L2——有效长度（顶锚杆免压拱高b，帮锚杆煤帮破碎深度c）m。
L3——锚固端深度（顶锚杆取500，帮锚杆取300）。
普氏免压拱高：
b=[B/2+Htan（45o-ω帮/2）]/f顶
式中B、H巷道掘进宽和高（按最宽巷道效验）B=5500H=2400；
f顶——顶板岩石普氏系数取3煤取2
ω帮——两帮围岩的内摩擦角取45o
b=[5500/2+2400×tan（45o-45o/2）]/3=1250
C=2400×tan（45o-45o/2）]/2=497
依据上述计算顶锚杆长度L顶≥50+500+1250=1800
帮锚杆长度L帮≥50+300+497=847
所选锚杆长度满足要求。
（2）锚杆锚固力效验：
锚固力就是锚固剂与锚杆的粘剂力、锚固剂与锚孔的粘结力及锚杆的抗拉力的最小值确定的，再考虑一定的安全系数来计算。
顶锚杆锚固长度500，锚杆直径Φ16，锚固段岩锚孔直径40。
帮锚杆锚固长度300 锚杆直径Φ16，锚固段与煤锚孔直径40。
锚固力P=（P1，2）/K
锚固剂与锚杆的粘结力P1，2=Φ1，2×π ×L3×T1，2
式中 P1——锚固剂与锚杆的粘剂力KN，P2——锚固剂与锚孔的粘结力KN，
Φ1 ——锚杆直径Φ2——锚固段锚孔直径，L3——锚固段长顶锚杆为500帮锚杆为300，Τ1——锚固剂与锚杆的粘结强度N/2，取5，Τ2——锚固剂与锚孔的粘结强度N/2，煤孔取1.2，岩孔取1.8，K——安全系数取顶1.5-2帮取1-1.3
顶锚杆锚固力验算：
锚固剂与锚杆的粘结力
P1=16×π×500×5=125600N=125.6KN
锚固剂与锚孔的粘结力
P2=40×π×500×1.8=113040N=113KN
则P=（P1，2）/K=113/2=56.5KN大于50KN
帮锚杆锚固力验算：
锚固剂与锚杆的粘结力
P1=16×π×300×5=75360N=75KN
锚固剂与锚孔的粘结力
P2=40×π×300×1.2=45216N=45KN
则P=（P1，2）/K=45/1.3=35KN大于30KN
（3）锚杆抗拉力：
P3=π/4×Φ2×σT
P3——锚杆破断力KN，σT——锚杆抗拉强度N/2取375（金属锚杆），Φ——锚杆直径取16
则P3=π/4×162×375=75360N=75KN大于50KN满足要求。Φ18的玻璃钢锚杆，强度优于同等规格的金属锚杆，所以更能满足要求。
4.结论
锚索梁联合支护 篇3
沿空留巷有利于提高煤炭资源回收率, 减少巷道掘进量, 从根本上改善矿井采掘接替的紧张局面, 提高矿井开采效益。沿空留巷采用Y型通风方式, 改变了采空区风流方向和瓦斯运移规律, 同时利用倾向钻孔、埋管抽放, 从根本上解决了上隅角瓦斯积聚和超限的问题。因此, 沿空留巷Y型通风是传统采矿向现代采矿转变的标志之一, 实现了通风方式、采煤工作面设计和采掘接替理念上的一次飞跃。
沿空留巷的围岩变化比较复杂, 用传统的锚杆支护方式很难控制巷道的变形, 只有采用强化支护技术才可以最大程度地发挥围岩承载结构的作用, 有效的控制巷道的变形。锚索梁支护能够有效改变顶板应力状态, 改变围岩应力分布, 对沿空留巷围岩结构控制具有重要作用。本文结合淮南矿业集团潘二煤矿的具体工程实例对锚索梁支护技术在沿空留巷中的应用进行研究。
1 锚索梁支护控制机理
锚索梁支护结构是采用型钢和普通锚索组成组合结构的巷道顶板特殊支护形式。常用的托梁主要是型钢等[1]。在锚索的压应力作用下, 托梁与锚索的支护范围内的岩层产生压缩, 使其形成一个整体, 使巷道顶板形成“刚性”顶板, 提供了一个承载自稳结构, 从而增强围岩的整体稳定性及其力学性能。锚索梁支护结构是在顶板锚索支护基础上发展起来的一种特殊的顶板支护形式, 改善了普通锚索的支护效果[2,3]。
2 巷道地质条件概况
试验巷道为12125上顺槽, 位于-400 m水平, 地面标高+20 m, 工作面标高-358~-410 m, 东以原14125采空区为界, 西至西四采区上山和F212-1断层, 南以风井保护煤柱为界, 北以设计标高为准。上覆的12126工作面已经回采完毕。5-2煤:灰黑色, 粉末状, 灰分含量较多, 半暗型, 属极不稳定煤层, 在西四采区范围内煤层较厚, 西三采区范围内煤层较薄, 局部缺失。煤层结构复杂, 厚度0~2.0 m, 平均1.5 m, 煤层倾角5°~10°, 平均7°。煤层顶底板岩性特征及厚度如表1所示。
3 12125上顺槽沿空留巷支护形式、参数的选定
3.1 巷道掘进时期的支护方案和参数
12125上顺槽设计断面为矩形断面:净宽×中高=4.4 m×2.4 m, 巷道顶板采用5根高强预拉力锚杆加M4型钢带、菱形金属网联合支护, 锚杆规格为φ20 mm, L=2 200 mm, 锚杆间排距为1 000 mm×1 000 mm。巷道两帮采用4根高强预拉力锚杆加π型钢带、菱形金属网联合支护, 锚杆规格为φ18 mm, L=1 800 mm, 锚杆间排距为700 mm×1 000 mm。锚索规格为φ15.24 mm, L=5 300 mm, 每两排锚杆布置一套高预应力锚索, 排距为2.0 m;部分地段由于顶板破碎不完整, 每两排锚杆布置两套高预应力钢绞线锚索, 排距为2.0m。单体锚索配400 mm×400 mm大托盘 (加300 mm长工字钢垫板) ;钢绞线规格为φ17.8 mm, L=5 300 mm, 眼孔深度5.0 m, 每孔采用一节K2550快速树脂药卷和三节Z2550中速树脂药卷加长锚固, 预紧力80~100 k N, 锚固力不低于200 k N。
3.2 巷道加固方案与支护参数
(1) 顶板锚索梁加固。在原有锚索支护的基础上, 补打锚索梁, 保证顶板锚索布置达到“2-1-2”形式 (“2”为锚索梁, “1”为单体锚索) 。补打双锚索采用锚索梁布置, 锚索下铺设2.2 m 16#轻型槽钢, 眼孔间距1.8 m, 眼孔距离巷道中心各0.9 m;钢绞线规格为φ17.8 mm, L=5 300 mm, 眼孔深度5.0 m, 每孔采用一节K2550快速树脂药卷和三节Z2550中速树脂药卷加长锚固, 预紧力80~100 k N, 锚固力不低于200 k N。支护参数图如图1所示。
(2) 保留煤帮锚索梁加固。在保留煤帮距离顶板0.6 m (第1与第2根锚杆之间) 高处布置一套沿巷道走向锚索梁, 每套锚索梁压3排钢带, 2.2 m轻型槽钢眼孔间距为1.8 m。钢绞线规格为φ17.8mm, L=5 300 mm, 钢绞线需向上带25°角度, 使其尾部锚固在顶板稳定岩层中;眼孔深度5.0 m, 每孔采用三节Z2550中速树脂药卷加长锚固, 以保证锚固效果。锚索预紧力80~100 k N, 锚固力不低于200 k N。
(3) 保留煤帮锚带加固。在原位巷道保留煤帮, 距离底板0.6 m (第3与第4根锚杆之间) 施工一排沿巷道走向锚杆。钢带采用2.2 m长M4型钢带, 眼孔间距为1 000 mm, 锚杆规格为φ20-M22-2 200 mm, 加长锚固方式, 每根锚杆采用两节Z2350型中速树脂药卷加长锚固。锚杆预紧力不小于50 k N, 锚固力不低于80 k N, 如图2所示。
4 矿压观测结果分析
采用十字断面布点法对巷道表面位移进行观测, 可以判断围岩的运动是否超过其安全最大允许值, 是否影响巷道的正常使用。具体包括顶板下沉量及下沉速度、底鼓量及底鼓速度、实体煤侧巷帮移近量及移近速度、充填墙体的移近量及移近速度;通过对巷道回采全过程围岩移近的观测, 得出巷道变形全过程速度、变形曲线。以工作面为原点, 工作面后方距离工作面的距离为负值, 前方的距离为正值。巷道顶、底板变形速度、变形量曲线如图3所示。从图3可以看出, 随着工作面的推进, 巷道顶板的下沉速度呈起伏状。在工作面后方35 m处, 下沉速度达到最大, 最大下沉速度达到18 mm/d, 然后随着工作面的继续推进, 下沉速度开始逐渐下降, 在工作面后方95 m以外, 顶板下沉速度基本稳定, 达到0.5 mm/d, 表明顶板运动趋于稳定, 此时巷道顶板总的变形量为99 mm。巷道底鼓也很剧烈, 留巷底鼓速度随着工作面的推进一直呈现出波浪式的跳跃性增长, 在工作面后方31m处巷道的底鼓速度第一次达到了一个峰值, 速度在47 mm/d, 随着工作面的继续向前推进, 随后底鼓速度有所减缓, 但是由于顶板的二次垮落, 底鼓在工作面后方55 m再次达到峰值, 其后底鼓速度开始逐渐降低, 在距离工作面后方120 m, 底鼓速度只有2 mm/d, 底板运动趋于缓和, 此时巷道底板的总变形量为661 mm。从巷道顶底板变形曲线可以得知, 锚索梁支护较好的控制了巷道顶板的变形, 维护了巷道顶板的稳定性, 保证了留巷的成功。同时由于强烈的滞后采动压力影响, 巷道底鼓比较剧烈。
巷道非回采帮部变形速度、变形量曲线如图4所示。从图4可以看出, 巷道非回采帮部的变形速度也是随着工作面的推进呈起伏状, 在工作面后方50 m处, 变形速度达到最大值34 mm/d。随着工作面的继续推进, 帮部变形速度逐渐降低, 在工作面后方95 m处, 变形速度达到1 mm/d, 帮部运动基本趋于稳定, 帮部变形总量达到193 mm。巷道非回采帮采用锚索梁支护, 充分调动深部围岩的自身承载能力, 有效维护帮部围岩的稳定性, 有力的控制了非回采帮的变形。
5 结论
(1) 锚索梁支护改变了锚索外端头对围岩的集中作用力为分布力, 从而改善了围岩的应力状态, 通过托梁等构件, 把压力传给更宽的支护结构表面, 提高围岩的整体性、内在抗力和强度, 有效控制巷道围岩的变形, 保持了巷道的稳定。
(2) 巷道顶板的下沉速度在工作面后方35 m处达到最大18 mm/d, 随后下沉速度开始逐渐下降, 在工作面后方95 m以外, 顶板下沉速度基本稳定。巷道底鼓在工作面后方60 m处达到最大47 mm/d, 在工作面后方120 m底板运动趋于缓和。
(3) 巷道非回采帮部的变形速度在工作面后方50 m处, 变形速度达到最大值34 mm/d。随着工作面的继续推进, 帮部变形速度逐渐降低, 在工作面后方95 m处, 帮部运动基本趋于稳定, 帮部变形总量达到193 mm。
(4) 矿压观测表明, 在潘二矿12125上顺槽沿空留巷中顶板、帮部采用锚索梁支护形式是合理的, 锚索梁支护有效的控制顶板和帮部的变形, 使巷道围岩保持了较好的完整性和稳定性。
(5) 锚索梁支护技术在现场得到成功应用, 为该类沿空留巷巷道支护技术提供了参考和借鉴。
摘要：沿空留巷可以真正实现无煤柱开采, 最大程度提高煤炭资源的采出率, 缓解采掘接替紧张的局面。巷道支护方式、支护参数的选择是巷道成功留设的关键。对锚索梁支护机理的研究表明, 锚索梁支护可以改善围岩应力集中状态, 提高围岩承载结构的整体性, 有效控制巷道的变形。在潘二煤矿12125上顺槽沿空留巷中采用锚索梁支护方式, 矿压观测表明巷道支护状况良好, 维护了巷道围岩的稳定性。
关键词：锚索梁支护,沿空留巷,围岩承载结构,矿压观测
参考文献
[1]陈炎光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994:331-332.
[2]陈兴和.深井断层破碎带煤巷锚网梁索支护的研究[J].煤炭科技, 2007, (1) :14-15.
锚索梁联合支护 篇4
D9煤层厚度为1.8-3.5米, 结构复杂含夹矸, 煤层倾角为30°-45°, 直接顶厚度为0.8-1.0米, 岩性为粉砂岩夹煤线, 老顶为细砂岩, 大于2米, 直接底为粉砂岩, 老底为细砂岩。
为了加快矿井的掘进速度, 改变采掘接替紧张的局面, 山南煤矿在2012年8月引进EBZ200型综掘机设备, 在南翼三采区3901顺槽应用, 因综掘机使用要求的需要, 巷道断面要进行更改, 巷道断面为宽4米, 高3.5米的半圆供断面。由于巷道断面变大, 且巷道断面形状也由梯形改为半圆拱, 给支护方式的选择带来了难题, 以往的锚网支护及铁支架支护方式都很难满足本巷道的支护要求, 所以我矿大胆尝试了锚网加锚索联合支护的形式对巷道进行支护。
1 提出问题
1.1 为了配合综掘机的使用, 巷道断面要扩大, 工人上铁支架的担山难度加大, 而且为了配合大断面, 铁支架的重量也相应加大, 使得工人的劳动强度大大增加, 且巷道成本高。
1.2 巷道采用锚网支护, 支护强度不能满足巷道的支护强度要求。
1.3 巷道掘进是沿煤层顶板掘进, 而煤层顶板倾角较大, 造成巷道断面为梯形断面时, 采用架铁支架支护时, 铁支无法紧贴顶板支护, 铁支架担山和顶板之间会有空间, 每架完几架棚子后, 要用木垛将铁支架上方的空间结实。这样现场的工作环节就增加, 每班用在架铁支架上的时间将大大增加, 影响了每班的进尺效率。
1.4 由于我矿D9煤层层位复杂, 在掘进过程中遇到顶地板起伏, 综掘机钻头割不动顶底板岩, 就需要采用局部放炮来清除硬岩石, 才能满足铁支架的支护条件, 以至于这样就破坏的顶底板岩层的完整性, 使得铁支架支护所受压力更大, 而且放炮的冲击力, 使得容易崩倒棚子。
鉴于巷道支护采用锚网支护和铁支架支护存在上述问题, 山南煤矿针对顶板巷支护情况, 在3901顺槽综掘机头采用了锚网梁加锚索联合支护技术进行支护。
2 支护要素
2.1 断面参数
3901顺槽巷道断面为半圆拱形, 高3.5米, 宽4米, 在掘进施工与巷道支护过程中, 要破部分伪顶。
2.2 支护形式
掘进头使用锚杆、锚网、锚索、梯子梁进行联合支护。
2.3 支护参数
2.3.1 根据工作面岩性, 选用直径18mm的强螺纹钢锚杆, 锚杆实际长度取2.2米, 锚杆间排距取700mm×700mm。
2.3.2 选用金属锚网。金属锚网规格为4.5×1.0米, 网孔尺寸为40mm×40mm, 金属网搭接长度为100mm, 逐扣搭接并做到金属网片压实压紧。
2.3.3 锚索选用直径17.8, 长度8000mm的锚索, 锚索孔深度7700mm, 外露长度为200-300mm, 采用树脂药卷端头锚固。锚索排距为不大于7004mm。托板规格及尺寸, 托板采用1.2米长槽钢, 每根槽钢上使用2根锚索, 间距800mm。
3 支护施工
山南煤矿在3901顺槽巷道掘进、支护、成型施工过程中, 严格按照施工工艺流程、施工方法、施工要求进行施工, 切实做到安全第一、质量优先、快速施工。
3.1 施工工艺流程
(1) 循环进度1米, 巷道成型后, 进行锚网支护, 锚网工艺:先打锚杆眼, 上锚杆、挂网、上梯子梁、上托板。
(2) 巷道每进尺6米, 对巷道进行锚索支护, 锚索工艺:先打锚索眼, 上锚索, 上槽钢托板、上锁头。
3.2 施工方法
锚杆施工, 锚杆眼位置准确, 锚杆眼打好后, 应将眼内的岩碴、积水用压风清理干净。打眼应按由外向内先顶后帮的顺序依次进行。锚杆安装挂好网, 上好托盘, 拧上螺帽拧紧, 用气动套筒工具给锚杆加一定的预紧力, 使托盘紧压、压正钢筋梁并贴紧岩面。
锚索施工, 锚索眼的眼位误差±100mm, 方向 (钻孔轴线与设计轴线偏差角) 误差不得大于3°。锚索安装搅拌时间为10-12秒, 锚索在孔内养护时间不少于1小时, 再放入托盘和锁具, 用液压泵配合张拉千斤顶涨紧钢绞线, 保证钢绞线外露200-300mm。
3.3 支护施工要求
锚杆、锚索的施工安装要求孔径、杆 (索) 直径及锚固剂直径三者要相匹配。锚杆外露长度为50-100mm。
严格按照作业规程及规定操作, 施工工区安排人员跟班监督落实。确保锚杆、锚索支护质量, 重点控制好锚杆、锚索的搅拌时间和养护时间。
4 结束语
4.1 该巷道使用锚网锚索支护后, 能够满足综掘机在安装过程中的起吊安装。
4.2 大断面采用了锚网锚索联合支护后, 能够满足巷道的支护要求, 巷道成型好, 后期巷道来压后, 巷道变形小。
4.3 应用了锚网加锚索联合支护技术, 则明显的改善了围岩的受力状态, 通过联合支护使用围岩形成稳定的承载圈, 有效的控制了围岩变形, 实现主动承载, 保持了顶板的完整性和围岩的稳定性, 实现了主动承载, 保持了顶板的稳定性和围岩的稳定性, 有效提高支护的安全可靠性, 同时减少了现场返工的次数及后期维护的困难程度。这样既降低了成本也实现了安全生产。
摘要：文章主要就锚网锚索联合支护技术在山南煤矿的应用进行详细论述。
锚索梁联合支护 篇5
马头门巷道位于井筒与大巷的交接部位,是矿井的咽喉部位。马头门巷道设计断面大、服务年限长,使马头门巷道在矿山井巷工程中占据了十分重要的地位。另外,马头门同时关联到井筒附近多个硐室,如箕斗装载峒室、煤仓、管子道、等候室、水泵房、水仓、变电所等,使马头门围岩的力学状态十分复杂,支护十分困难。尤其是相邻峒室的施工将对马头门围岩产生扰动,将直接影响到马头门的支护。近年来,由于种种原因导致深井马头门支护失效的工程事故常有发生,比如淮北矿业集团涡北矿风井、国投新集刘庄矿西部井马头门、山东唐口矿马头门等等。马头门的破坏给矿山井巷工程的工期和经济带来了严重的影响,因此,应该对马头门工程实施信息化施工技术,监测马头门围岩位移和支架受力及变形特性,及时采取对策,确保马头门工程的安全、经济,对矿井建设具有重要的理论和现实意义。
1工程概况
钱营孜煤矿主井马头门底板位于-649.6 7 m处,巷道净宽5.0 m,净高4.8 5 m,全长20m。原设计为钢筋混凝土支护,由于马头门上部40m处的装载硐室后期施工的扰动,可能对马头门的稳定性造成影响,而且一旦马头门混凝土碹发生破坏则维修相当困难,因此在借鉴国内已经在同类工程中取得的成功经验的基础上,在原设计支护方式的基础上,优化支护方式,即采用锚网_锚索联合支护。支护效果及巷道变形情况将为后续岩石巷道支护方案的选择与参数优化提供重要的决策依据。
主井马头门位于层厚为4.50m的泥岩中,巷道顶板为粉砂岩,底部岩性为泥岩,粉砂岩中裂隙比较发育。
2支护方案
借鉴国内相似条件下的马头门支护的成功经验,对于该主井马头门采用锚网-锚索联合支护技术来保证马头门巷道围岩的稳定,支护参数通过数值模拟计算来选定。本次模拟中,对于岩石的本构模型采用了Hoek-Brown本构模型。
计算模型取宽60m、高60m,纵向16.8m的一段巷道进行分析,能够满足8个开挖段的施工长度要求,又具有代表性。巷道开挖断面尺寸为:宽5.0m,竖墙高:2.35m,拱顶圆弧半径2.5m。计算模型的位移边界条件是:在模型底边施加竖向位移约束,在模型左右竖向边界面施加水平位移约束,在模型的前后竖向边界面施加前后的水平位移约束。
开挖完每一段巷道岩体后,围岩的应力释放,围岩产生变形,之后马上进行锚网喷施工。混凝土喷层厚120mm,锚杆间排距700mm,锚杆长度2.5m。锚杆、锚索采用cable单元模拟,混凝土喷层采用shell单元模拟,并选择三种支护方案来进行比较。方案1.锚杆间排距为700mm,锚杆长度为2.5m时;方案2:锚杆间排距为800mm,锚杆长度为2.5m时;方案3:锚杆间排距为800mm,锚杆长度为2.2m时。
为了分析巷道变形破坏规律方便,只选择马头门开挖支护后的垂直应力与塑性区进行分析,方案1、2、3的结果分别如图1~图3所示。
从图1(a)中可以看出,最大应力发生在巷道肩角外侧围岩内,如上图中深蓝色区域所示,最大垂直应力为22.4 MPa,此处为重点补强部位,采用了3 m长的锚杆,约束围岩变形。巷道两底角部位处应力也较大应加强支护,底板上出现拉应力但较小。拱顶部位及底板大部分由于开挖卸压应力值较小。从图1(b)中可以看出,塑性区内主要为剪切应力,红色部分为曾经受剪的部位,绿色部分为过去受剪现在仍然受剪的范围,是主要的塑性区,主要分布在竖墙至巷道壁内1.8m左右范围内,以及巷道底板以下16m左右范围内。而由图2和图3所知,方案2与方案3施工后,其垂直应力并没有多少改变,而方案2、方案3的塑性区范围相比方案1来说依次增大。
由以上三种方案进行比较,当锚杆长度超过一定值(2m)之后锚杆的长短对于巷道围岩应力及位移的影响较小,锚杆的间排距对于巷道围岩应力及位移的影响较大。由数值模拟分析比较,锚杆间排距取为800mm只是巷道位移比起700mm时稍有增长,但变形在允许的范围内,可考虑采用800mm的间排距。
3支护效果评析
3.1监测元件的埋设
南北马头门均施工3m后,开始埋设位移计、钢筋计、压力盒、埋设位置选择6个部位,分别选在马头门与井筒交接的正东正西侧,南马头门西侧距井筒2m处,南马头门东侧距井筒1m处,北马头门东侧2m处,北马头门西侧距井筒1m处,2个接线盒分别设在南马头门西侧距井筒1.5m处、北马头门西侧距井筒1m处。
仪器埋设位置及元件编号如图所示。随后在南马头门的施工过程中,在距井筒中心部位6m和9m处分别针对锚、网、喷支护结构中的肩窝、拱中和拱顶三个特殊部位锚杆的受力变化特性,建立了2个锚杆拉力监测断面,如图4所示。
3.2监测数据分析
由于布置的测点较多,选择南码头门西侧位置处测站结果进行分析,钢筋计、压力盒、位移计的变化规律如图5所示。
由图5可知,钢筋计数据变化知,巷道周边主要存在剪力作用,导致钢筋计数据减小,又因为水平压力的影响,导致钢筋计数据变大。竖直放置的钢筋计数据减小,是因受到上部压力的压缩作用。由位移计变化数据知,巷道周边受到减涨作用,读数变化100uε左右,属于正常变化范围。
4结论
本文根据马头门的工程地质概况,选用FLAC3D对巷道支护方案进行了模拟分析,根据模拟结果选择支护参数,并进行了现场测试,锚网梁支护方案较好的控制了巷道围岩的大变形,保持了巷道围岩的稳定性。
(1)巷道侧帮较稳定,应力和位移都在允许变化范围内,但马头门拱顶处压力很大,在锚索加强支护下,巷道基本趋于稳定状态。经过一年多的观察,主井马头门巷道围岩变形量很小,锚杆-锚索联合支护较好地达到支护效果。
(2)通过计算,主井马头门共节省C50混凝土材料91.5m3,φ16的螺纹钢159kg,φ18的螺纹钢331.5kg,节约材料投资约4万元。
(3)整个马头门工程施工工期缩短了20天。
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锚索梁联合支护 篇6
锚网、锚索 (小孔径预应力树脂锚索) 组合支护技术近年来在煤矿中得到广泛地应用。由于该技术结合了锚网支护技术优点, 同时利用小孔径预应力树脂锚索将浅部不稳定岩层锚固在深部稳定的岩层中充分调动了巷道深部围岩石强度, 从而达到了对破碎围岩稳定控制的目的。
鸡西矿业集团正阳煤矿是全国使用较早的矿井之一, 在综采面回撤与安装方面积累了丰富的经验, 利用锚网支护这一技术回撤了一采区36B、27层及一采深部2#层等综采工作面, 虽一年没有动, 但由于顶板长期受压, 顶板破坏程度较大, 只使用锚网支护已解决不了多方面的问题, 故采用锚网锚索联合支护就解决了回撤中降架就漏顶, 漏顶就埋架, 埋架就出货, 出货又冒顶的恶性循环, 这一技术利用实现了综采工作面的快速撤。
2 2#层仰采一面概况及回撤条件
工作面伪顶为页岩厚度为0.1m, 直接顶为砂页岩厚度为5.35m, 老顶为砂岩厚度为13.36m, 底板为砂页岩厚度为1.6m。直接顶为复合顶板、层理、节理都比较发育、加之停面时间较长、顶板比较破碎。
工作面采煤方法为倾斜长壁后退式, 工作面长80m, 倾斜长160 m, 采高3.4 m, 倾角11度, 使用ZY-35液压支架52组。西二3#层由于事故的突发性造成工作面顶板破碎、离层而且没有切出回撤断面、按正常回撤要求在停采前要切出支架梁端列煤壁1.8 m宽的支架抽架的回撤空间, 没有空间支架是无法抽出的。
3 支护方法
3 B层顶板属于中等稳定的二级三类顶板, 经实测围岩松动范围为1.5 m以内, 根据锚杆悬吊理论计算锚杆长度为L=L1+L2+L3=50+1500+500=2050m, 取锚杆长度为2.1m。
式中:L:锚杆长度
L1:锚杆外露长度一般取50mm
L2:不稳定围岩厚度、松动圈取1400mm
L3:锚杆伸入较稳定岩层长度取500mm
锚杆间排距的确定:根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定即锚杆的锚固力应等于锚杆悬吊的岩石重量通常辅网间排距等距布置, 则锚杆的间排距为
取0.9m。
式中:a:锚杆间距m
b:锚杆排距m
Q:锚固力取70KN
K:安全系数取2
R:岩石体积力取25Kn/m3
锚杆直径的确定:选用钢筋锚杆, 根据杆体承载力与锚固力等强度原则, 锚杆直径按下式计算:
取:18mm
式中:D:锚杆直径mm
ρ:岩石密度取25Kn/m3
h:被悬吊岩层的厚度取1.5m
δ:锚杆屈服强度取240MPa
顶板支护:根据计算回撤断面采用锚网支护, 其锚杆间排距均为0.9×0.9m, 锚网间压茬0.1m, 为增加支护强度撤架后有一个悬臂梁的支撑时间, 在距支架梁端0.6m处打一排锚索间距为4.0m, 即每二片锚网打一根锚索深为6m。
4 支护效果对比
西二3#层工作面在开始回撤断面采用摘前梁回撤一架二梁二柱木支护顶板的管理方法, 由于木支护是靠支架支撑造成一降架就冒支护就失效, 失效就冒顶, 冒顶就得出货, 有时撤出一架就得出100多吨货, 并伴随着出货时铺道撤架时翻道, 反复进行。人员出货时小心翼翼, 危险程度较大, 安全不可靠, 用摘前梁的方法1-7号支护架的回撤就用了二个月的时间。经改用锚网锚索联合支护后回撤一台支护只需要一个小班时间, 一天就能撤出四架, 回撤速度有了明显的提高, 全工作面共打锚网34片, 锚索17个打锚网锚索共用了7天时间, 这样仅需一个月的时间就能回撤完全部工作面即高效又快速、又安全。
锚网锚索支护后回撤的工作面在支架抽出后顶板仍有一个缓慢下沉的阶段, 支架至冒落处至少也有5-6m不垮落的空间, 给综采支架回撤创造了良好的工作条件。
5 经济效益对比
5.1 材料费对比
5.1.1
原始支护形式, 每架采用两梁两柱进行支护, 回撤时还需重复支护, 回撤完后所需坑木约500根, 规格3.5长, 直径160mm, 500根为35m3, 每立方米坑木280元, 坑木费用为9800元。
5.1.2
该面是回撤8架后采用锚网, 锚索支护的, 共打锚网34片, 每网为6根锚杆, 锚索为17根, 其费用:
锚网锚杆每片324元, 共计11016元;
锚索组件每件95元, 95×17=1615元;
钎头用80个, 每个31元, 80×31=2480元;
组合钎杆套, 每套535元, 535×2=1070元;
总费用:11016元+1615+2480+1070=16181元。
5.1.3 锚网、锚索支护比坑木支护多用材料费:
16181-9800=6381元
5.2 租赁费对比
采用锚网、锚索支护, 提前两个月回撤完, ZY-3.5型支架每台用租赁费为3574元。可节省租赁费52架×3574架/元×2月=371696元。
5.3 工资费对比
采用锚网、锚索联合支护, 可提前两个月回撤完 (包括打锚网、锚索) 每月工资费12万元, 可节省工资费24万元。
采用锚网、锚索联合支护, 回撤该综采工作面可节省费用为240000+371696-5301=605315元。
从以上论述及经济分析, 锚网、锚索联合支护, 支复合型破碎型顶板支护效果是十分有效的, 即创造经济价值, 又保证了安全。
摘要：锚网、索组合支护技术, 可以经济合理, 有效地解决综采面, 回撤时顶板支护问题, 复合顶板、破碎顶板的综采回撤已不是难题。
锚索梁联合支护 篇7
在我国,巷道锚网索支护技术发展迅速,应用范围涉及矿山、地铁、隧道、深基坑等各个领域,并取得了不少成果。然而,我国采矿地质条件复杂,巷道围岩稳定性影响因素较多,对于厚冲积层薄基岩煤巷而言,由于地压比较大,巷道掘进期间顶板破碎,围岩变形量大,稳定性差,支护比较困难,尤其是跨度大的交岔点,支护相当困难。在巷道交岔口破坏后,顶板离层量大,顶板网兜多,后期巷道维护费用高,工人劳动强度大,安全系数相对较低,严重制约着安全生产。为确保巷道安全使用及减少巷道维修费用,采用合理的方式对薄基岩巷道交岔点进行支护是亟需解决的问题[1,2,3,4]。
1 巷道交岔点围岩变形破坏分析
赵固一矿位于河南省辉县市境内,隶属于焦煤集团,矿井设计生产能力2.4 Mt/a。井田主要含煤地层为石炭系太原组和二叠系山西组,现主采山西组下部的二1煤层,其平均厚为5.29 m。二1煤层零星分布的伪顶厚0.3~0.5 m,随采随落;直接顶厚3~6 m,主要以砂质泥岩、泥岩为主,部分有砂岩;基本顶厚8~12 m,主要以中粗粒砂岩为主,局部相变为砂质泥岩;底板以泥岩、砂质泥岩为主,总体完整性较好,但部分泥岩底板有泥化现象。
巷道开掘前,未经采动的岩体处于原岩应力状态,岩体的原始铅直应力与上覆岩体所受的重力相等。根据理论研究,在第1条巷道掘进后,巷道围岩应力重新分布,在巷道围岩内出现应力集中,水平应力向巷道顶底板岩层转移,垂直应力向两帮煤体转移;由于巷道顶板以泥岩为主,易风化侵蚀,在水平应力作用下,顶板下位岩层变形量大,易破碎。在交岔口处,第2条巷道掘进时,巷道围岩应力二次重新分布,造成围岩内支承压力相互叠加,进一步增大了巷道顶板岩层所承受的水平应力。由于第1条巷道的支护作用,巷道顶板下位岩层整体下沉量增大,在巷道顶板上位岩层中离层量增大,并形成新的松动离层破坏区,若巷道部分支护失效或加强支护不及时,巷道顶板存在冒落的潜在危险。
2 巷道交岔点支护方案设计
2.1 巷道交岔点支护方案确定
由于赵固一矿开拓布置原因,巷道交岔点维护量较大,在对原有巷道交岔点支护方式进行总结分析的基础上,需选择出合适的巷道交岔点支护方案。
(1)方案1。采用点锚索进行加强支护,每间隔一排锚杆布置一排锚索,呈“5—4—5”布置方式,锚索规格为ф21.6 mm×8 300 mm,每排5根的锚索中间锚索垂直顶板打设,两侧靠近腮窝处2根锚索斜向外扎15°。此方案施工量较大,影响施工进度。此方案在其他交岔点应用时,出现局部网片开裂现象,锚索托盘变形,顶板出现网兜,巷道交岔点处顶板下沉量较大,后期维护量大。
(2)方案2。采用锚索槽钢梁+点锚索进行支护,每间隔一排锚杆布置一排锚索,呈“4—3—4”布置方式,锚索规格为ф21.6 mm×8 300 mm,每排4根的锚索挂一根槽钢梁,其中间锚索垂直顶板打设,两侧靠近腮窝处2根锚索斜向外扎15°。此方案受槽钢梁强度影响,在施工后期出现槽钢梁变形、断裂、锚索托盘被拉进顶板中等现象,且顶板下沉量较大,网片开裂严重,后期巷道交岔点维护量较大。
(3)方案3。采用锚索U钢梁支护,每间隔一排锚杆布置一排锚索U钢梁,“一梁四索”,槽钢梁采用36U型钢加工,锚索规格为ф21.6 mm×8 300mm。此方案在一定程度上增加了支护强度,并提高了锚网索支护的整体性。
综合分析确定采用方案3。为研究该方案的支护效果,取11231胶带巷与轨道大巷交岔点为研究对象。
2.2 巷道交岔点支护设计
11231胶带巷为先掘巷道,在与轨道大巷交岔口处巷道断面为矩形,宽5 400 mm、高3 500 mm。
巷道掘进时,顶板采用锚网梯支护,锚杆采用无纵筋左螺旋钢高强锚杆,规格为ф20 mm×2 400mm,每排布置7根锚杆,间排距800 mm×900 mm,两侧靠近巷道肩窝处锚杆斜向外扎30°,铺ф6.0mm钢筋冷拔焊接网。除锚网梯支护外,顶板还采用点锚索进行加强支护,每间隔一排锚杆布置一排锚索,呈“4—3—4”布置方式,锚索规格为ф21.6mm×8 300 mm,每排4根的锚索中间锚索垂直顶板打设,两侧靠近腮窝处两根锚索斜向外扎15°,间排距1 500 mm×900 mm;每排3根的锚索垂直顶板打设,间排距1 800 mm×900 mm。
帮部采用3根短锚索和1根底角锚杆加钢筋梯支护,帮部两侧靠近腮窝处锚索斜向上扎15°,底角锚杆斜向下扎30°。锚索规格为ф17.8 mm×4 300mm,锚杆规格为ф20 mm×2 400 mm,锚索、锚杆间排距均为1 000 mm×900 mm。
东翼轨道大巷为后掘巷道,在巷道交岔口处采用锚索U钢梁联合加强支护,每间隔一排锚杆布置一组锚索U钢梁,“一梁四索”,中间2根锚索垂直顶板打设,两侧靠近巷道肩窝处锚索斜向外扎15°,锚索规格ф21.6 mm×8 300 mm,间排距1 500 mm×900 mm;槽钢梁采用36U型钢加工,长4 900 mm。在交岔口处共布置8组锚索U钢梁,其中中间4组均匀布置于交岔口处,其余4组布置于交岔口四周,距离原巷帮100 mm,布置方式应以全封闭交岔口为准。巷道交岔口处支护布置如图1所示。
3 巷道交岔点支护效果分析
为了观测支护效果,在巷道交岔口处分别布设5个顶底板位移观测点,其中1个观测点位于巷道交岔口中心,另外4个观测点分别靠近巷道口处。
(1)巷道交岔点顶底板移近量。顶底板移近量采用“十字”观测法测量,其测量结果如图2所示。从图2中可以看出,布置在先掘巷道中测点2、测点4的顶底板移近量较大,最大值为70 mm;而布置在后掘巷道中测点1、测点3的顶底板移近量最大值为52 mm;布置在交岔点的测点5的顶底板移近量最大值仅为48 mm。在巷道交岔点形成的前5 d,巷道围岩移动量较小,而形成10 d左右时围岩移动量加大,移动平均速率为4.5 mm/d。
(2)巷道交岔点两帮移近量观测结果如图3所示。从图3中可知,布置在后掘巷道中的测点1、测量3的两帮变形量最大值仅为38 mm,小于先掘巷道中的,与测点2、测点4相比,其最大差值为42mm,说明在巷道交岔点形成后,先掘巷道围岩的移动变形量较大,后掘巷道在巷道交岔口处使用锚索U钢梁联合支护取得了较好的支护效果。
4 结语
在巷道交岔口使用锚索U钢梁联合支护,有效控制了巷道围岩变形,保证了巷道交岔点稳定性,提高了安全系数。与该矿已掘巷道交岔点支护方式相比,减小了巷道交岔点后期的维护量,取得了较好的经济效益。
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锚索梁联合支护 篇8
经坊煤矿位于长治县城西,现隶属于山西煤炭进出口集团公司,矿始建于1980年,设计生产能力30万t/a,经几次技术改造后,于2010年综合核定生产能力为240万t/a。现采3#煤层,煤层结构简单,赋存稳定。
1 工作面地质概况
经坊煤矿3-701综采工作面埋深-325～-423m,工作面采用走向长壁综放全部垮落采煤方法,现回采3#煤层,工作面长度为196m,开切眼沿底板掘进,断面形状为矩形,跨度为7.5m,高度为2.8m,工作面煤层顶底板情况见表1。
2 锚杆锚索联合支护结构设计
2.1 锚杆、锚索联合支护
近年来,锚索支护技术在我国煤矿应用中发展得很快,应用范围也越来越广,目前已从岩巷扩展到煤巷。煤巷锚索支护一般都和巷道锚杆支护配套使用,只需要较小密度的锚索,就可达到较好的支护效果。锚杆支护对巷道顶板起加固作用,改善并保持巷道顶板的整体性,当其上有极软弱夹层时,打上几根锚索,就可以将锚固体悬吊于稳定坚硬的顶板上,避免其离层或出现巷道顶板整体下沉或垮落的现象。
根据3-701切眼地质状况和工程条件,综合考虑综采设备特点、巷道围岩状况和设备安装情况,3-701工作面切眼支护方案选用锚杆锚索联合支护方式。所选锚杆锚索参数见表2,顶锚杆每排10根,排间距800×800mm,每孔用树脂锚固剂K2335、Z2360各一支;帮锚杆每排4根,排间距800×800mm,每孔用树脂锚固剂Z2360一支;锚索每排4根,排间距1 600×2 100mm,每孔用树脂锚固剂K2335型两支、Z2360型三支,锚杆锚索布置见图1。
3 数值模拟
煤巷围岩的矿压显现规律及稳定性状态具有动态特征,即在不同地质条件和不同支护状态下,巷道围岩将表现出不同的矿压显现规律及稳定性特征。以经坊煤矿3-701开切眼为例,模拟研究经坊煤矿锚杆(索)支护的3-701开切眼围岩应力状态,分析锚固结构的力学性能,以进一步研究分析锚固开切眼围岩所发生的变形—破坏—失稳全过程的变化,并对合理确定经坊煤矿开切眼锚杆(索)支护参数进行可行性分析。
3.1 计算模型
根据我矿3-701综采工作面地质条件,模拟锚杆锚索支护结构。计算范围选择为50m(X方向)×35m(Y方向),巷道底部距范围下界8m。两侧固定X方向的位移,底部固定X和Y方向的位移,垂直应力按上覆岩层重量计算,水平应力取垂直应力的1.2倍。模型中煤层及其上部岩体的岩石力学基本参数结合实际数据并参考常用数据取值。为简化计算,将模型简化为平面应变来处理。计算所使用的煤、岩体力学参数见表3;锚索(杆)力学、几何参数根据支护参数设计见表4。计算选用摩尔库伦破坏准则。
3.2 模拟开挖过程和结果分析
模型开挖顺序严格按照现场生产中的开挖顺序。巷道数值分析模型开挖后的位移、主应力云图、围岩变形特征、屈服范围大小,如图2至图5所示。
图2为开切眼锚杆锚索联合支护时的巷道围岩位移分布情况;图3至图5为围岩应力分布图和巷帮塑性屈服分布图。由图看出,在锚杆锚索联合支护下,开切眼顶板的最大下沉量为40mm,为无支护的42.1%;两帮最大相对移近量为72.4mm,为无支护的55.8%。从图5也可看出煤壁屈服深度仅为0.81m。顶板在锚杆锚固范围内拉应力区域明显减少,在锚固范围内达到组合梁和组合拱效果。上述说明顶锚杆能够抑制其长度范围内岩体的松动,提高浅部围岩的承载能力。锚杆锚固之上的顶板各岩层应力和变形分布均匀,未出现明显离层,锚索锚固到稳定岩层之上,说明锚索起到了悬吊和减垮的作用。
4 结语
经数值模拟与现场实际应用情况来看,我矿所设计的锚杆与锚索网带联合支护参数是正确安全合理的,同时在3-701工作面切眼的成功应用,为今后我矿其他采区煤巷锚杆锚索联合支护积累了技术经验,提供了理论依据。
(1)通过FLAC软件进行结构模拟,给出了围岩应力、位移分布规律以及变形破坏过程,证明了支护设计的合理性和可靠性。
(2)锚杆锚索支护为主动及时支护,能有效地控制围岩变形,变荷载为承载体。在切眼施工过程中,尽管出现个别锚索拉断、底鼓、片帮等现象,但顶板未出现较大变化,工作面安装完成后,顶板依然完好。
摘要：文章以经坊煤矿3-701综采工作面开切眼施工为背景,通过数值模拟、结果分析和现场试验研究,验证了锚索(杆)支护设计参数的正确性、合理性和可靠性,同时提出较为完整的大跨度煤巷支护技术,为经坊煤矿支护开辟了新的途径,并取得了很好的经济和社会效益。
