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基于自然平衡拱的巷道锚杆支护技术的应用与研究

时间:2024-05-20

秦香果 孙晓东

(1.山西煤炭管理干部学院 煤矿安全工程系,山西 太原030006;2.山西长沁煤焦有限公司 安全培训中心,山西 长治046512)

0 引言

某矿于1958年建井,1960年12月投产,经过两次改扩建后,矿井生产能力已由建井初期的90万t/a提升到300万t/a,并于1996年由原煤炭工业部正式命名为全国首批六个现代化大型矿井之一,为国家提供了大量的优质无烟煤,有力地支援了社会主义现代化建设。

近两年,由于井田内3#煤层已近枯竭,9#煤层也进行了大部开采,所剩资源有限。为了充分发挥矿井现有生产设施的最大潜力和充分利用资源,现需要将一些当初未采的部分3#煤层煤柱进行回收。该3#煤层煤柱工作面四周均有已掘巷道和已采空的工作面,采用以往的架棚支护技术巷道变形严重,给安全工作带来了很大困难,并且回采时巷修工作量大,增加了员工劳动强度,远远满足不了生产需要。据此,根据现场地质及生产条件,结合理论分析计算及专家经验,为该矿3#煤层提出了有效的锚杆支护方案,解决被采空区包围的煤柱工作面巷道支护难题,为矿井充分回收资源创造良好条件。

现以3#煤层某煤柱工作面为例,以自然平衡理论为依托,以锚、带、网联合支护技术为保障,研究该矿3#煤层中锚杆支护技术的应用。

1 某煤柱工作面概况

1.1 某煤柱工作面井上下位置关系

井上:上寺河以北,二仙掌以南,老毛沟以东,石城沟以西。地面标高为:850~905m。

井下:原11301煤柱以南,西一进风巷以北(已掘),北二进风巷以西(已掘),矿界以东。工作面标高为:671~710m。

1.2 煤层顶底板情况

老顶:细粒砂岩,厚度5.0m,灰色,中厚层状,石英为主,含云母片。直接顶:泥岩,厚度2.6m,灰黑色,致密,平坦状断口,含植物化石。伪顶:炭质泥岩,厚度0~0.4m,黑色,不稳定,随采掘脱落。直接底:细沙质泥岩,厚度2.3m,深灰色,含植物化石,具层理。老底:砂质泥岩,厚度5.6m,深灰色,致密,平坦状断口,含植物化石[1]。

1.3 工作面设计长度

该工作面走向长207.325米,倾斜长度53.730米。

1.4 水文地质及构造情况

该工作面地质条件比较简单,涌水主要来自上覆岩层裂隙水及邻近工作面采空区积水,预计该面掘进时,正常涌水量5~15m3/h左右,最大涌水量25m3/h左右;回采时,正常涌水量15~25m3/h左右,最大涌水量45m3/h左右;位于背斜一翼,总体呈单斜构造,煤层倾角4°~16°,平均10°左右。

1.5 煤层

该面所处位置煤层特别松软,平均煤厚为5.6m,煤层倾角平均为10°左右,黑灰色,厚层状,含炭质和黄铁矿,产丰富的植物化石。

2 锚杆支护强度设计

由于3#煤层煤体松软,节理发育差,采用普通锚杆支护理论很难达到理想效果,依据现场条件和设计人员的分析研究,决定采用自然平衡拱原理作为锚杆支护设计的数学模型,通过巷道围岩层间的关系来确定巷道支护的锚杆参数。平衡拱理论认为,煤矿巷道在开掘以后,煤层中围岩层与层间的相互支撑连接关系被破坏,因此巷道围岩就向自由空间移动从而形成自然平衡拱[2],如图1所示。

图1 自然平衡拱理论模型图

2.1 巷道整体压力计算[3]

2.1.1 煤帮破碎深度C

式中h—巷道高度,取3.1m;θ—似摩擦角,θ=tg-1f;

f—煤的普氏硬度系数,取1.25。

计算得煤帮破碎深度C=1.1

2.1.2 自然平衡拱高度b

计算得自然平衡拱的高度b=2.68

2.1.3 巷道顶板压力Qd

式中γ—顶板岩(煤)层容重,取25kN/m3

计算得巷道的顶板压力Qd=32.27kN/m

2.1.4 巷道侧帮压力Qc

2.2 锚杆支护参数确定

2.2.1 顶板支护用锚杆的长度L

式中L1—锚杆外露部分的长度,取0.50m;

L2—锚杆的有效长度,m;

L3—锚杆锚固段的长度,一般端锚时取0.30m~0.40m;

按锚杆处于最危险状态时的工况进行计算,也就是巷道的围岩出现了松动的破碎带(破碎带的高度为1.48m),此时就要求锚杆的有效长度L2应该比破碎带的高度b大。

综合考虑各类因素,最终确定顶板锚杆的长度L为2.4m。

2.2.2 顶锚杆的间、排距S

根据每根锚杆的锚固力确定巷道锚杆支护的间、排距:

式中K—锚杆安全系数,一般取K=1.5;

Q—锚杆锚固力,kN。

计算得顶锚杆的间、排距S=0.95m,综合考虑取S=1.0m。

2.2.3 帮锚杆长度LB

式中 LT—托盘厚度,取LT=0.02m;

β—锚杆与水平线的夹角;

L1—锚杆外露托盘的长度,取L1=0.08m;

L4—锚杆锚固稳定煤体的长度,取L4=0.2m。

计算得帮锚杆的长度LB=2.4m

2.2.4 每米巷道帮锚杆根数N

式中 K—锚杆安全系数,取1.5;

Kp—巷道围岩增载系数,取1.5;

TB—帮锚杆锚固力,按4kN计算;

计算得每米巷道帮锚杆的根数N=3.6,取N=4。

2.3 巷道锚杆支护设计

根据以上理论计算确定的参数,综合考虑该矿实际情况,在理论计算所得参数的基础上增加适当的锚索进行补强,最终确定3#煤层工作面顺槽锚杆支护的参数为(锚杆支护布置情况如图2所示):

顶锚杆选用强力锚杆,强力锚杆为左旋无纵筋的螺纹钢筋,材质是BHR500,锚杆的杆体直径为22mm,锚杆长2400mm,锚杆杆尾的螺纹规格为M24[4]。锚杆的锚固选用加长锚固,配合两支低粘度的树脂锚固剂,规格分别为MSK2335和MSZ2360,锚固长度为1300mm,锚杆孔的直径为28mm。钢带采用SB-14-80-4100-5的钢梁,上面套规格为200mm×200mm×10mm的高强度拱形托板,并配合使用球形垫圈和塑料减摩垫片,同时加挂规格为5000mm×1100mm的金属网护顶。锚杆的排距和间距均取1000mm。

顶板采用锚杆支护以后,还应增加适当的锚索进行补强。加强锚索选用单根钢绞线,钢绞线的直径为22mm,长度为8300mm。锚索的锚固方式也为加长锚固,与锚杆锚固所不同的是,锚索锚固采用三支低粘度的锚固剂,其中一支慢速的锚固剂规格为MSK2335,另外两支快速的锚固剂规格为MSZ2360。锚索呈矩形布置,纵向排距为2000mm,横向间距为1700mm,同时配套使用规格为300mm×300mm×16mm的高强度可调心托板及专用锁具,锚索安装过程中使用锚索涨力器以保证预紧力为250kN。

帮锚杆的材质、规格、锚固方式及锚固剂的选用均与顶锚杆相同,所不同的是以下参数:帮锚杆的钻孔直径为30mm,锚固长度为1208mm,同时使用规格为280mm×400mm×4mm的W钢带托盘,并配合规格为150mm×150mm×10mm的拱型高强度托盘加球形垫圈和塑料减摩垫片,两帮加挂规格为3000mm×1100mm的金属网护帮。帮锚杆的排距为1000mm,间距为800mm,呈矩形布置。

图2 3#煤层锚杆支护布置图

3 锚杆支护施工

3.1 巷道施工

采用EBH-120型掘进机掘进施工,并严格执行掘进作业规程,保证成形质量,未经允许任何人不得随意改动支护设计,施工过程中出现意外情况,立即向工程技术人员汇报,确保安全生产,保证支护质量。

3.2 锚杆安装操作要求

由于该矿首次在3#煤层使用锚杆支护,故制定了详细的安装要求。锚杆应紧跟掘进头及时支护,最大空顶距单排掘进不得超过1400mm,最小控顶距不得超过400mm。顶锚杆孔使用单体锚杆钻机完成,钻孔时,先用1200mm的短钻杆破岩,然后用2400mm的长钻杆打孔,锚杆的孔深要求为2290mm~2320mm。在钻孔的过程中应注意钻孔的角度,当钻到预定的孔深后应下缩单体锚杆钻机,然后清除煤粉和泥浆。两帮锚杆采用专用帮锚杆钻机,一次成孔,孔深要求2290mm~2320mm,最后使用风动力矩扳手拧紧,使拧紧力矩达到300N·m。

4 锚杆支护的技术效果

3#煤层煤巷采用锚杆护后,有效控制了巷道中围岩的离层和结构面的变形,显著改善了围岩的受力状况,保持了围岩的完整性与稳定性,巷道变形情况得到了有效控制。采用锚杆支护后,巷道的顶板基本没有下沉,两帮缩近量也控制在规定的50mm范围之内,满足了工作面的回采需要。

5 结论

5.1 该矿3#煤节理发育差,使用普通棚式支护无法满足开采要求,巷道掘成后,巷道变形严重,给开采带来很大困难

5.2 基于自然平衡拱理论的支护模型,优化了3#煤层的支护强度,合理的控制了顶板的下移量和两帮的缩进量,确保了巷道的安全

5.3 在3#煤层中采用锚杆支护,减少了巷修工作量,降低了成本提高了单进,减轻了工人劳动强度

[1]申胜利.古书院矿北三煤柱工作面巷道支护技术研究[J].煤,2011,20(6):21-73.

[2]康红普,王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社,2007.

[3]周彦云,乔继平,孙伟,党小民.北马坊煤矿煤巷锚杆支护[J].陕西煤炭,2003(2):17-36.

[4]秦海忠.碎胀煤层复用留巷支护技术[J].山西煤炭,2011,31(6):27-30.

[5]康红普,姜铁明,高富强.预应力在锚杆支护中的作用[J].煤炭学报,2007,32(7):673-678.

[6]王金华.我国煤巷锚杆支护技术的新发展[J].煤炭学报,2007,32(2):113-118.

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