接长锚杆技术在复杂困难巷道中的应用研究*
2016-09-13刘奉明
刘奉明
(1.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院,北京 100083;2.天地科技股份有限公司 开采设计事业部,北京 100013)
接长锚杆技术在复杂困难巷道中的应用研究*
刘奉明1,2
(1.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院,北京 100083;2.天地科技股份有限公司 开采设计事业部,北京 100013)
在煤矿巷道支护中,锚杆锚索支护是最常见的支护构件,然而由于锚索延伸率过低,通常在巷道围岩产生离层时破断失效,有的直接整根锚索脱落,导致巷道支护强度降低,极易发生冒顶事故,特别是在地质条件相对复杂的巷道更为突出。文中以接长锚杆代替锚索为研究内容,通过理论分析和现场实测等方法,从巷道冒顶机理的角度分析接长锚杆和锚索的各自优缺点,进而阐述接长锚杆的优越性能。结果表明:接长锚杆的力学性与锚索对比有很大优势,能够较好地与煤岩体形成统一的承载结构,其自身长度远大于理论计算的巷道冒顶高度,且允许围岩发生较大变形,有利于巷道围岩形成楔形拱,增加了围岩的自承能力;节约钻孔和安装时间,从而提高巷道的掘进速度,进而节约巷道支护成本。
接长锚杆;让压支护;矿压观测;经济效益
0 引 言
随着中国煤矿开采深度的不断增加,巷道支护工作变得尤为重要,俨然已经成制约煤矿高产高效生产的因素之一[1-3]。中国现有的支护水平已经有显著提高,但仍然无法有效地解决复杂困难巷道围岩大变形等问题,大面积片帮冒顶等灾害时有发生[4-7]。近年来国内许多学者针对煤矿大变形巷道支护问题进行了深入的研究,“让压支护”、“先让后抗”等支护技术成为非常有效的手段[8-9]。张志康,、王平等则通过在锚杆索托盘与螺母之间增加让压环,可防止锚杆索因承载力过大变形破断失效[10-11]。康红普等提出了高强度高延伸率新型锚索[12-13];何满潮等提出了恒阻大变形锚杆[14-16]。以上学者在巷道支护领域已经研究的比较深入具体了,但针对地质条件比较复杂的巷道,特别是受采动影响的巷道往往易发生顶板离层,导致锚杆锚索受力不均衡,锚索承担了过多的载荷,锚杆锚索联合支护形成了摆设,冒顶事故时常发生。文中以接长锚杆代替锚索为研究内容,通过理论分析和现场工业性试验揭示接长锚杆相对于普通锚索的优越性能。
1 煤矿巷道冒顶机理综述
图1 锚索失效形式分析Fig.1 Anchor failure form analysis
巷道冒顶机理:在高地应力和采动应力形成的综合应力场的作用下,巷道顶板产生塑性区并发生破坏,顶板边界多为拱形、梯形、椭圆形等类松散垮漏体,锚杆锚索失去对这种顶板类松散垮漏体的控制,导致破坏失效,从而引起顶板冒顶事故。如图1所示,锚杆锚索支护失效有以下几种形式:①普通锚索与围岩体锚固失效,导致锚索整体被拉出;②普通锚索延伸率过低,抗变形性能较差,在大变形巷道容易被拉断、剪断;③普通锚索尾部局部顶板应力过于集中,导致一部分煤岩体产生破坏,进而引发冒顶事故;④普通锚索支护失效导致联合支护失去意义。
2 接长锚杆支护机理
如图2所示,由于锚杆延伸率远高于锚索,允许顶板离层高达300~600 mm,可以与顶板围岩协调变形,避免了因锚索(允许顶板离层量小于100 mm)被各各击破引起的冒顶;接长锚杆可以直接锚固在顶板易垮漏体之外的稳定岩层上,避免锚杆因长度过短导致锚固失效;接长锚杆可在顶板类散体形成倒梯形锚固体,其楔形挤紧作用可以有效防止巷道顶板松散垮漏体的冒落;使用接长锚杆替代锚索更经济,掘进速度更快。
图2 接长锚杆形成的楔形锚固体Fig.2 Wedge anchor solid with long anchor
无纵肋螺纹钢式树脂锚杆锚尾螺母及托盘和普通锚杆一样,利用现有的设备很方便的进行安装。锚杆杆体的长度需要根据巷道的设计高度和锚杆的设计长度进行加工,利用锚杆钻机的扭力自然的把两段连接在一起,其连接部分拉拔力应大于极限抗拉力的89%,连接后其锚固力仍然维持较高水平。
无支护状态下巷道冒顶高度
(1)
式中m为安全系数; f为煤的普氏系数,一般取1.5~2.5.
煤层直接顶比较破碎并且厚度较大,锚索的延伸率很低,不能有效地支护顶板,所以设计了接长锚杆。接长锚杆由杆体、锚头和锚尾组成,在锚头和锚尾之间设置至少有一个连接部(如图3所示,3号即为连接部),通过所述连接部,将所述锚头和锚尾固定连接或者分离。
图3 接长锚杆连接部示意图Fig.3 Schematic diagram of long bolt connected
3 接长锚杆性能参数
如图4所示,根据拉拔试验得出,无纵肋螺纹钢式树脂锚杆系金属杆体,其屈服强度不小于335 MPa,抗拉强度大于490 MPa,杆体的延伸率不小于15%.
图4 锚杆锚索拉拔试验对比结果Fig.4 Comparison results of anchor and cable pullout test
图5 锚索脱落现场照片Fig.5 Picture of anchor cable pulled off
杆体直径为20 mm,锚固力不小于105 kN;尾部螺纹直径为22 mm,尾部螺纹的承载力不小于105 kN;连接头尺寸直径26.5 mm,连接头的长度为50 mm,连接螺栓长度60 mm,连接头的承载力不小于139 kN;托盘的承载力不小于105 kN,尾部螺纹的承载力不小于105 kN.接长锚杆力学参数见表1.现场实际拉拔试验结果显示,接长锚杆拉拔力最大在19 t,一般在17~19 t之间,可见接长锚杆的性能良好,完全可以满足煤矿巷道支护要求。
表1 接长锚杆力学参数
4 工程概况
赵固一矿11031回采巷道受本工作面回采影响,巷道变形十分严重,锚索多处被拉出导致失效,个别地点出现台阶下沉现象,下沉高度一般在300~400 mm左右,如果不及时挑顶,很有可能发生冒顶事故,对安全生产十分不利。图5,图6分别是巷道锚索脱落的现场照片和该矿工作面平面示意图。
11031工作面所采煤层属2-1煤,煤层直接顶以0.4~0.6 m泥岩为主,厚度一般为2.8~5.7 m,其岩石质量指标RQD砂岩41.4%~90.2%,一般岩石完整性较好;老顶以细粒砂岩为主,局部为局部为砂质泥岩,岩体较坚硬,岩石的抗压强度为16.5~79.3 MPa,其力学指标详见表2和表3.
图6 各个工作面间平面示意图Fig.6 Schematic diagram in each face
该巷道原始支护设计方案如图7所示,方案采用顶板6根φ20 mm×2 400 mm等强锚杆,排距900 m,间距800 mm;锚索的排距1 800 mm,间距1 600 mm,长度7.3 m.
表2 2-1煤直接顶岩性参数表
表3 2-1煤层老顶岩性参数表
图7 巷道原支护方式Fig.7 Original support method of roadway
5 支护方案对比
赵固一矿11031回采巷道的支护方案设计依据是:必须保持巷道顶板的完整性,保证回采巷道顶板在两帮支护体的相互作用下,与巷道煤岩体形成一个整体,临近工作面刚回采结束,上覆顶板岩层仍处于活动期。根据以上原则,在赵固一矿原有的支护方案的基础上,进行了支护参数的优化,提出接长锚杆支护方案,图8,图9分别是接长锚杆支护的2种方案,具体对比如下:
5.1方案Ⅰ
顶板:采用接长锚杆、高强锚杆,共6根锚杆;排距900 m,间距800 mm.
5.2方案Ⅱ
顶板:采用超长锚杆,共6根锚杆;排距900 m,间距800 mm.
接长锚杆具有以下优越性能
1)力学结构性能优越。接长锚杆长度较大能够很好的和围岩形成统一的支护承载结构,使锚杆和围岩充分发挥其自承作用,改善围岩自身条件,在结构上提高巷道的安全性;
图8 接长锚杆支护方案ⅠFig.8 Support programⅠof long bolt
图9 接长锚杆支护方案ⅡFig.9 Support program Ⅱof long bolt
2)安全性好。①根据自然平衡拱理论和巷道所处的地质条件,在非构造区域计算出巷道冒高3 m左右,接长锚杆长设计长度为5 m,远大于计算巷道冒顶的高度;②接长锚杆可塑性较好,在拉拔试验中接长锚杆可以达到0.6 m的伸长量,因此使用接长锚杆可以允许煤岩体产生较大的塑性区;③超长锚杆支护方案中,巷道肩部的锚杆设计成有一定角度,这样的设计可以使围岩形成楔形拱,增加了围岩的自承能力,使锚杆围岩形成统一的支护体。
3)经济性对比。
原方案:(49.4×6)/0.9+(177×3+360)/1.8=825元/m;
新方案:(49.4×3+120×3)/0.9=565元/m;
节约:825-565=260元/m.
4)效率性对比。
①打孔长度降低
原方案(2.4×6)/0.9+(7.3×3)/1.8=28.2 m/m;
新方案(2.4×3)/0.9+(5×3)/0.9=24.7 m/m.
接长锚杆设计打孔长度比原支护方案每米减少3.5 m.
②安装时间降低
打孔长度每米减少3.5 m,降低了打孔时间,同时锚索安装时需要使用拉拔计进行张拉才能保证锚索的初锚力,接长锚杆不需要这一工序,从而节省了安装时间。所以,使用接长锚杆加快了巷道的施工速度。
6 接长锚杆安装程序和注意事项
6.1安装程序
1)准备工作:检查锚杆在运输的过程中是否完整;关键部分是否变形生锈,如果有问题需要及时处理和解决。根据钻孔的直径,选择与之相配套的锚杆锚索、托盘、锚固剂等支护材料;
2)按设计的要求打钻孔时,需要多打80 mm,以方便锚杆、锚索的安装;
3)及时清理孔内的煤尘和残渣,确保钻孔内的清洁和完整性;
4)接长锚杆安装与普通锚杆类似,都是锚杆一端顶住锚固剂,送入钻孔底部,锚杆另一端连接另一根锚杆,待锚杆连接一定长度后架上钻,启动锚杆钻机,边旋转边使用一定推力送锚固剂进入孔低,不断搅拌致使锚固剂充分反映混合在一起;
5)停止搅拌后,不要马上卸掉钻机,以免未达到锚固剂固化锚杆掉落,需要等待一段时间固化基本结束后拧紧托盘和螺母。
6.2注意事项
1)根据设计要求正确选择与杆体相匹配的树脂锚固剂,锚固剂的直径与钻孔直径及杆体直径要相匹配;
2)使用前,检查锚杆是否受损伤,锚固段是否沾有油污,螺纹段是否生锈,是否影响锚固力;
3)严禁在搅拌过程中停止或停止后再次进行二次搅拌;
4)杆体位置、深度、角度和树脂锚固剂应符合设计要求,不得随意改动,如遇到顶板破碎,裂隙发育等情况,在征求设计人员同意情况下,可适当调整锚眼位置,增加锚杆数目,但不得增大间距和排距。钻顶部边锚眼时,钻机支在巷道正中,保证锚眼位置。接长锚杆安装施工图如图10所示。
7 矿压观测试验
11031工作面每天进尺4.8 m,所以在11031轨道顺槽距离工作面50 m处布置一个全断面测点,进行深基点位移观测,观测回采期间10 d内深基点位移计的变化情况,从中检验接长锚杆支护系统支护效果,具体测点如图11所示。
图10 接长锚杆安装施工图Fig.10 Installation construction plan of long bolt
图11 观测站位置平面示意图Fig.11 Location sketch of observation station
7.1两帮监测结果
如图12所示,随着11031工作面的向前推进,在监测范围内的10 d里,距11031工作面50 m处负帮围岩移近量逐渐增加。具体来说,前5 d内,围岩总体移近量不是很大,在0~6 m范围内仅仅移动了50 mm左右。当监测范围内的第6 d开始(此时的工作面推进至25 m左右),围岩变形量呈现显著上升的趋势,斜率比较大,说明此时恰好达到了工作面前方支承压力分布的高峰,之后围岩仍随着工作面的推进,围岩移动量仍在增加,但增幅略有减缓。
图12 距11031工作面50 m处负帮深基点位移曲线图Fig.12 Deep basis point displacement curve of negative slope of 50 m from 11031 working face
图13 距11031工作面50 m处正帮深基点位移曲线图Fig.13 Deep basis point displacement curve of positive slope of 50 m from 11031 working face
如图13所示,随着11031工作面的向前推进,在监测范围内的10 d里,距11031工作面50 m处正帮帮围岩移近量逐渐增加。具体来说,在前7 d里,围岩变形量基本呈现缓慢升高的趋势,第8 d开始,围岩变形量大幅度的攀升,1 d内围岩变形量达120 mm,可见此时已经达到工作面前方支承压力的高峰,之后围岩变形仍有增加,但增幅有所减缓。
7.2顶底监测结果
图14 距11031工作面50 m处底板深基点位移曲线图Fig.14 Deep basis point displacement curve of floor of 50 m from 11031 working face
如图14所示,随着11031工作面的向前推进,在监测范围内的10 d里,距11031工作面50 m处底板围岩移近量逐渐增加。具体来说,在前2 d里,底板基本毫无变形,但从第3 d开始,底板变形量呈现间断性的增长,第6 d后,底板变形量增幅开始迅速攀升,底鼓比较明显,最大底鼓量可达200 mm左右。
图15 距11031工作面50 m处顶板深基点位移曲线图Fig.15 Deep basis point displacement curve of roof of 50 m from 11031 working face
如图15所示,随着11031工作面的向前推进,在监测范围内的10 d里,距11031工作面50 m处顶板变形量逐渐增加。具体来说,前5 d里,顶板移近量阶段性递增,增幅不是很大,第6 d开始,顶板下沉量呈现升高的态势,且斜率比较大,在0~8 m范围内,顶板在监测范围内的10 d内,下沉了180 mm左右,应该加强支护。
8 结 论
1)接长锚杆力学结构性能优越,能够很好的和围岩形成统一的支护承载结构。其安全性较好,接长锚杆长度远大于计算巷道冒顶高度,允许围岩发生较大变形;有利于巷道围岩形成楔形拱,增加了围岩的自承能力;
2)与长锚索相比,虽然接长锚杆的抗拉强度较低,但是其较高的延伸率让其可以承受巷道围岩的较大变形,且不易发生锚索破断失效,支护强度及其稳定性满足巷道生产要求;
3)以接长锚杆为主的回采巷道支护不仅节省打孔和安装时间,提高巷道的施工速度,而且每米巷道大约节约260元,改善了赵固一矿原有的支护成本过高、支护效果不强等问题,对于安全生产和经济效益方面都有较大影响;
4)接长锚杆支护效果比较显著,巷道顶板及两帮的总位移量在允许的范围之内,且能达到稳定状态,但其适用范围比较有限,仅仅在围岩变形量大于长锚索延伸量时方可适用,对于其他类型的巷道支护效果有待于进一步研究。
References
[1]钱鸣高,石平五,许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2010.
QIAN Ming-gao,SHI Ping-wu,XU Jia-lin.Mining pressure and rock control[M].Xuzhou:China University of Mining and Technology Press,2010.
[2]侯朝炯.巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2013.
HOU Chao-jiong.Ground control of roadways[M].Xuzhou:China University of Mining and Technology Press,2013.
[3]何满潮,谢和平,彭苏萍,等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报,2005,24(16):2 803-2 813.
HE Man-chao,XIE He-ping,PENG Su-ping,et al.Study on rock mechanics in deep mining engineering[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005,24(16):2 803-2 813.
[4]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.
CHEN Yan-guang,LU Shi-liang.Strata control around coal mine roadways in China[M].Xuzhou:China University of Mining and Technology Press,1994.
[5]马念杰,侯朝炯.采准巷道矿压理论及应用[M].徐州:中国矿业大学出版社,1995.
MA Nian-jie,HOU Chao-jiong.The underground pressure of sectional roadways and its control[M].Xuzhou:China University of Mining and Technology Press,1995.
[6]何满潮,陈新,梁国平,等.深部软岩工程大变形力学分析系统[J].岩石力学与工程学报,2007,26(5):934-943.
HE Man-chao,CHEN Xin,LIANG Guo-ping,et al.Software system for large deformation mechanical analysis of soft rock engineering at great depth[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2007,26(5):934-943.
[7]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.
WANG Jin-hua.New development of rock bolting technology for coal roadway in China[J].Journal of China Coal Society,2007,32(2):113-118.
[8]柏建彪,王襄禹,姚喆.高应力软岩巷道耦合支护研究[J].中国矿业大学学报,2007,36(4):421-425.
BAI Jian-biao,WANG Xiang-yu,YAO Zhe.Study of coupling support in soft rock roadway under high stress[J].Journal of China University of Mining & Technology,2007,36(4):421-425.
[9]赵庆彪,侯朝炯,马念杰.煤巷锚杆-锚索支护互补原理及其设计方法[J].中国矿业大学学报,2005,34(4):490-493.
ZHAO Qing-biao,HOU Chao-jiong,MA Nian-jie.Supplementary principle and design method of bolt and cable anchor supporting technique[J].Journal of China University of Mining & Technology,2005,34(4):490-493.
[10]张志康,王连国,单仁亮,等.深部动压巷道高阻让压支护技术研究[J].采矿与安全工程学报,2012,29(1):33-37.
ZHANG Zhi-kang,WANG Lian-guo,SHAN Ren-liang,et al.Support technology of high resistant and yielding property for deep roadway under dynamic pressure[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2012,29(1):33-37.
[11]王平,姜福兴,王存文,等.大变形锚杆索协调防冲支护的理论研究[J].采矿与安全工程学报,2012,29(2):191-196.
WANG Ping,JIANG Fu-xing,WANG Cun-wen,et al.The study on coordination for avoiding impact using bolt and anchor cable with large deformation[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2012,29(2):191-196.
[12]康红普,王金华,林健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用[J].煤炭学报,2007,32(12):1 233-1 238.
KANG Hong-pu,WANG Jin-hua,LIN Jian.High pretensioned stress and intensive bolting system and its application in deep roadway[J].Jounal of China Coal Society,2007,32(12):1 233-1 238.
[13]康红普,林健,杨景贺,等.松软破碎井筒综合加固技术研究与实践[J].采矿与安全工程学报,2010,27(4):447-452.
KANG Hong-pu,LIN Jian,YANG Jing-he,et al.Study and practice on combined technology for reinforcing soft and fractured shaft[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2010,27(4):447-452.
[14]何满潮,苏永华,孙晓明,等.锚杆支护煤巷稳定性可靠度分析[J].岩石力学与工程学报,2002,21(12):1 810-1 814.
HE Man-chao,SU Yong-hua,SUN Xiao-ming,et al.Reliability analysis of stability of coal roadway supported by rock-bolt[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2002,21(12):1 810-1 814.
[15]张国锋,于世波,李国峰,等.巨厚煤层三软回采巷道恒阻让压互补支护研究[J].岩石力学与工程学报,2011,30(8):1 619-1 626.
ZHANG Guo-feng,YU Shi-bo,LI Guo-feng,et al.Research on complementary supporting system of constant resistance with load release for three-soft mining roadways in extremely thick coal seam[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2011,30(8):1 619-1 626.
[16]杨峰,王连国,贺安民,等.复合顶板的破坏机理与锚杆支护技术[J].采矿与安全工程学报,2008,25(3):286-289.
YANG Feng,WANG Lian-guo,HE An-min,et al.Failure mechanism and bolting support technique of complex roof[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2008,25(3):286-289.
Application of the long bolt technology in the complex difficult tunnel
LIU Feng-ming1,2
(1.FacultyofResourceandSafetyEngineering,ChinaUniversityofMining&Technology(Beijing),Beijing100083,China;2.CoalMiningDepartment,TiandiScience&TechnologyCo.,Ltd.,Beijing100013,China)
Cable extension rate is so low that separation broken can be found in the tunnel surrounding rock.Especially in the complex and difficult tunnel,the situation is much more prominent.In this paper,the content is long bolt replaced cable and the advantages of the long bolt are described by theoretical analysis and field test.It can be assumed that support scheme with lengthening bolt compared original plan is more superiority in the technical and economic areas.Experimental research shows that:lengthening bolt which has superior performance mechanical structure can form a unified supporting bearing structure with surrounding rock;the length of lengthening bolt is much more than the surrounding rock roof height.It not only can allow great deformation of roadway surrounding rock but also be conducive to the formation of wedge-shaped arch,which increase the stability of surrounding rock;it also can save drilling and installation time while improving the roadway construction speed.
lengthening bolt;allowable pressure support;pressure observation;economic benefit
10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2016.0404
1672-9315(2016)04-0470-08
2016-01-12责任编辑:刘洁
北京市科委重大科技成果转化落地培育项目(Z141100003514011);天地科技创新基金(KJ-2014-TDKC-06)
刘奉明(1987-),男,黑龙江佳木斯人,博士研究生,E-mail:617348059@qq.com
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