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大埋深、高应力回采巷道支护技术

2014-11-28任依朴RENYipu刘要毫LIUYaohao李强LIQiang

价值工程 2014年26期
关键词:岩层锚索锚杆

任依朴REN Yi-pu;刘要毫LIU Yao-hao;李强LI Qiang

(中平能化集团八矿,平顶山 467000)

(China Pingmei Shenma Energy Chemical Group No.8 Mine,Pingdingshan 467000,China)

0 引言

随着经济的不断发展,我国对能源的需求量不断增大,目前煤炭作为一种主要能源,为了满足社会需求,需要加大开采力煤炭的力度。目前,南非在采矿深度方面居世界首位,开采矿山的深度都在1500m 左右,最大深度超过4000m,根据设计要求最大深度将达5100m。在我国,矿区的开采通常情况下也经历着由浅到深过程,矿井开采深度逐年增加,平顶山矿区正在开采中的矿井,超过800m 的现在有4 处。

在开采煤矿的过程中,随着开采深度的不增加,将会伴随着严重的冲击地压、瓦斯等灾害的发生。并且,随着矿井开采向着纵深方向延伸,进而使得巷道断面不断增大,原岩应力与构造应力在一定程度上逐渐增强。对于具备硬岩变形破坏特征的工程岩体来说,随着开采深度的增加,进一步化为高应力软岩,使得岩体表现出高地压现象。随着矿井开采深度逐渐增加,巷道地质条件逐渐复杂,无论是围岩应力分布,还是矿压都会出现异常现象,在巷道掘进过程中,导致围岩急剧变形,同时在应力分布趋于稳定后依然保持流变,引发两帮移近和底鼓现象。

1 巷道概况

对于八矿己15-14140 机巷工作面来说,该工作面位于己四下延采区西翼最下部,东起采区上山,西至十二矿北山风井己组保护煤柱边界,南邻正在回采的己15-14120 采面,北部尚未开发。支护断面为斜梯形断面(4.6m×3.0m),设计长度为1383m 现已施工110m。该工作面埋深在800m 左右,工作面瓦斯压力1.8MPa,瓦斯含量22.0m3/t,按照高突危险工作面进行装备和管理。根据钻孔资料,同时对揭露己15 煤层进行分析,该工作面的煤层厚度3.4~3.85m,平均3.6m,在构造区域存在变薄的情况。煤层倾角17~28°,平均为22°,同时呈现出西缓东陡的态势。根据现有揭露资料分析,预计巷道在施工至里程200m-300m 区段煤层顶板倾角将有所变大(巷道起坡)。预计在正常掘进过程中不会遇到大的地质构造影响掘进。采面水文地质条件简单,煤层顶板中粗粒砂岩含水层裂隙发育,赋水程度中等。预计该面正常涌水量2~3m3/h,最大5m3/h。

2 主动与被动联合支护技术

根据巷道顶底板岩层的不同属性,依据已施工巷道的地压规律分析入手,使支护体系和施工工艺过程与围岩变形的活动状态彼此相互适用,进而对围岩变形进行控制,确保巷道的稳定性。巷道开挖围岩暴露后,立即进行第一次支护,采用锚杆索梁挂网的方式对帮顶进行直接封闭,尽可能减少围岩强度损失,防止出现有害的松散状态,待施工过一段时间后再套棚支护。

2.1 锚网索梁联合主动支护技术 对围岩进行主动加固这是锚杆支护的主要作用。安装完毕锚杆后,即可为围岩提供相应的支护阻力,随着围岩的变形,其支护阻力不断增加。

荷载体在围岩自承能力锚杆支护锚固系统的作用下,将会转变为承载体,在锚杆的作用下,向围岩提供轴向和横向的支护阻力,在这种情况下,托盘、梯子梁、金属网、锚固剂等将会共同作用,从而改善巷道的维护状况,减少巷道变形量;通过锚索调动深部稳定岩体的自称能力,形成支护系统的统一体。

2.1.1 锚杆选项计算

①按悬吊理论计算

1)锚杆长度L:

式中:

L1、L2、L3分别代表锚杆外露长度、软弱岩层厚度(该厚度根据柱状图确定,单位mm)、锚杆伸入稳定岩层深度(该厚度通常超过300mm)。

2)锚固力N:根据锚杆杆体的屈服载荷对锚固力N 进行计算:

式中:

σ屈、d 分别代表杆体材料的屈服极限(单位MPa)、杆体直径。

3)锚杆间排距:D≤1/2L=0.5×1.85=0.925

锚杆排距L0=Nn/2kraL2=8×105×103/2×3×24×103×1.8×1.5=2.16m

式中:

N、k、r、a 分别代表每排锚杆根数、安全系数(取2-3)、上覆岩层平均容重(取24kN/m3)、1/2 巷道掘进宽度(单位m)。

②根据组合梁原理计算

1)锚杆长度

L:L=L1+L2+L3=0.05+1.583+0.5=2.13m

式中:

L1、L3、L2分代表锚杆外露长度、锚固端长度、组合梁自撑厚度,其单位m。

K1、P、ψ 分别代表与施工方法有关的安全系数(掘进机掘进2-3、爆破法掘进3-5、巷道受动压影响5-6)、组合梁自重均布载荷(单位MPa)、与组合梁层数有关的系数。

组合层数:1 2 3 ≥4

ψ 值:1.0 0.75 0.7 0.65

B、σ1、σx分别代表巷道跨度(单位m)、最上一层岩层抗拉计算强度(通常情况下为试验强度的0.3-0.4 倍,单位MPa,实验强度为46kg/cm2)、原岩水平应力(σx=λrzMPa,其中:λ 为侧压力系数,一般为0.25-0.4,=0.4×24×805=0.007728MPa,z—巷道埋深m)。

2)锚杆间距:以上所选锚杆长度,还需验算组合梁各层间不发生相对滑动,并保证最下面一层岩层的稳定性。

式中:

m1、K、P、r1分别代表最下面一层岩层的厚度(单位m)、安全系数(取8-10)、本层自重均布荷载(P=r1m1,单位MPa)、最下面一层岩层的容重(单位kN/m3)。

③锚杆的锚固长度按下式计算:

式中:L——树脂卷长度,mm;L0——锚固长度,mm;R——钻孔半径,26mm;R1——树脂卷半径,17.5mm;R2——锚杆半径,10mm。

2.1.2 锚索选型计算

①锚固长度La

La≥fst/πfcsd1=(1870/3.14×10MPa)×17.8mm=1060mm

式中:d1、fst、fcs分别代表锚索钢绞线之径(单位mm)、钢绞线抗拉强度(单位MPa)、锚索与锚固剂的设计粘接强度(通常按10MPa 计算)。

②锚索间排距

L/S≥2 即S≤L/2=6000/2=3000mm

式中:L、S 分别代表锚索孔深度、锚索间距。

③锚索锚固力P

P1≥P≥P1/K 或P2/K P≥P1/K=400/2=200kN

式中:P、P1、P2、K 分别代表设计锚索锚固力200kN、锚固段锚固剂与孔壁的粘结力(单位kN)、锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力400kN、安全系数(取2)。

2.1.3 支护参数选取

综以上计算分析,根据工程类比法进一步确定控制技术方案。采用锚网梁索对顶板进行支护,采用Φ20×2200mm 左旋高强预应力锚杆,Φ4mm 冷拨丝金属网,网格规格为40mm×40mm,采用Φ20×2000 等强锚杆对两帮进行处理。

2.2 36u 拱缩型棚子被动支护

巷道开挖采用锚网索梁主动支护后,围岩原有应力达到新的平衡状态,在短时间内巷道帮顶是稳定的,但随着时间的推移及帮顶后期来压仍会出现一系列的问题(顶板下沉、底板鼓起、两帮位移等)。此时再采用36u 拱缩棚的支撑力及围岩自身的支撑力来抗衡围岩压力,以达到新的应力平衡状态,在强度和刚度方面,为巷道围岩提供最终的支护,确保巷道的稳定性和安全性。

3 支护效果分析

为了有效减小回采巷道变形量和减缓变形速率,通常情况下,采用锚网索+钢筋梯梁+锚索+36u 拱缩棚联合的方式进行支护,经连续观测,巷道两帮移近量均小于300mm,显著降低巷道底鼓量,工作面正常回采得到有效保证。

4 经济效益分析

根据目前材料价格,在支护方面,该支护方式与原金属拱形棚子进行对比:在确保进度相同的前提下,与原有支护方式相比,材料投入平均多投入118.5 元/m,但是,对于该支护方式来说,实现了一次支护,总资金节约118.74万元。在一定程度上减少了巷道后期维护量、以及人员的投入,同时降低了工人的劳动强度。

5 结论

八矿己15-14140 机巷工作面拥有全国深部巷道开采的共性问题,通过对支护形式、支护材料的改进,使大埋深巷道的支护强度得到增加,效果较为显著。但大埋深巷道地质条件极为复杂,仍有很多棘手问题等待解决。

[1]钱鸣高,石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.

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[5]钱鸣高,石平武.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.

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