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南沟煤矿蹬空区首采工作面两巷支护参数选择

2021-12-14韩余成

山东煤炭科技 2021年11期
关键词:空区回风顺锚索

韩余成

(江苏省第一工业设计院股份有限公司,江苏 徐州 221006)

1 概况

南沟煤矿井田面积7.635 6 km2。采用斜井—平硐开拓方式[1],主采2#、5#煤层。2#煤层下距5#煤层平均46.48 m,2#煤层平均厚度为2.06 m,直接顶板为泥岩、粉砂岩及砂质泥岩,底板为泥岩、砂质泥岩或中粒砂岩。根据南沟煤矿生产矿井地质报告、巷道围岩地质力学测试报告及围岩物理力学试验得到该矿地应力、围岩结构、围岩强度测试结果[2-3]。通过力学试验,测定煤层顶板各岩层的力学参数,细砂岩单轴抗压强度为76.1 MPa、抗拉强度为10.2 MPa,泥岩单轴抗压强度为25.8 MPa、抗拉强度为2.49 MPa,粉砂岩单轴抗压强度为69.0 MPa、抗拉强度为4.92 MPa。

蹬空区2#煤首采工作面下方5#煤为采空区。工作面运输巷、回风巷净断面尺寸为5.0 m×3.2 m,面积16.00 m2。

2 巷道支护设计

2.1 巷道支护原则

(1)一次支护原则。两巷支护应尽量一次就能有效控制巷道变形,避免二次或多次支护。

(2)高预应力和预应力扩散原则。一是要采取有效措施给锚杆施加较大的预应力;二是通过托板、钢带等构件实现锚杆预应力的作用范围。

(3)“三高一低”原则。即强度、刚度、可靠性高与支护密度低。

(4)临界支护强度与刚度原则。锚杆支护系统的强度与刚度要大于临界值。

2.2 巷道支护形式和主要参数

2#首采面两巷沿2#煤层底板掘进,支护形式应采用锚杆、锚索联合支护方式。依据加固拱理论[4-5]和悬吊理论[6]进行设计计算。

2.2.1 巷道理论半径的确定

根据极限平衡拱理论确定巷道理论半径,从而进行锚杆参数的计算。

2.2.2 巷道当量半径

巷道当量半径根据式(1)进行计算。

式中:rs为巷道等效半径,m;S为实际巷道的断面面积,运输顺槽、回风顺槽断面积为5 m×3.2 m=16 m2;kx为巷道断面修正系数,对于矩形巷道取1.2。计算得运输顺槽、回风顺槽rs=2.71 m。

2.2.3 巷道等效半径

巷道等效半径根据式(2)进行计算。

式中:h为巷道高度,取3.2 m;b为巷道宽度,取5 m。计算得运输顺槽、回风顺槽ry=2.97 m。

2.2.4 巷道理论半径

r0=min(rs,ry),即运输顺槽、回风顺槽r0=2.71 m。

2.3 极限平衡区深入围岩深度的确定

(1)非采动影响时周边极限平衡区半径R计算公式为:

(2)进一步便可确定极限平衡区深入巷道围岩的深度:

顶板极限平衡区深入深度L顶=R-h/2=4.00-1.60=2.40 m;巷帮极限平衡区深入深度L帮=Rb/2=4.00-2.50=1.50 m。

2.4 锚杆参数的确定

2.4.1 锚杆长度的确定

锚杆长度计算经验公式:

式中:kwy为围岩影响系数,一般取0.9~1.2,围岩不稳定时,取大值;Bhd为巷道跨度,m。现分别对各个巷道的锚杆长度进行计算。

考虑两巷布置在蹬空区的情况,kwy取1.2,其中回风顺槽宽度5.0 m,代入式(4)求得锚杆长度为2.4 m。

2.4.2 锚杆间排距的确定

对于不稳定围岩,该矿支护经验是锚杆间排距为0.6~1.0 m,根据低支护密度的支护原则,确定锚杆间、排距范围为0.7~0.9 m。

考虑到设计巷道处于蹬空区实际情况,为了保证巷道的安全性,决定顶锚杆间距为0.75 m,排距为0.8 m,帮锚杆的间距为0.7 m,排距为0.8 m。

2.4.3 锚杆直径d的确定

锚杆直径可由下式计算得出:

式中:d为锚杆直径,mm;L为锚杆长度,m。

由上式计算可得,d=2.4/110=21.8 mm,取值22 mm,杆体为左旋无纵筋螺纹钢筋。

2.4.4 锚杆锚固长度及锚固剂选择

锚杆设计锚固力不小于锚杆屈服力的标准值,对于左旋无纵筋螺纹锚杆,其屈服力的标准值根据式(6)进行计算:

式中:Q杆为锚杆锚固力,N;R杆为锚杆半径,mm;σs为锚杆杆体屈服强度,MPa,本设计中为335 MPa。代入相关参数可得两巷锚杆屈服力标准值为127 kN,即设计锚固力不小于127 kN。

锚固长度由式(7)进行计算:

式中:Pm为设计锚固力,kN;R孔为锚杆孔半径,取15 mm;τ为树脂锚固剂与钻孔壁间的粘结强度,取τ=2.2 MPa,巷道处于蹬空区故粘结强度应取弱化后的值为原强度的60%;R药为树脂锚固剂半径,11.5 mm。代入相关参数可得运输顺槽、回风顺槽锚固长度=1021 mm。由式(8)可计算运输顺槽、回风顺槽所需树脂锚固剂长度L药=803 mm。

由于蹬空区围岩较为破碎,因此选用加长锚固方式,加长锚固方式一般锚固剂选取一支速度相对较快配合一支速度相对较慢的锚固剂使用。设计选用锚固剂规格为一支MSCK2335 和一支MSZ2360,锚固长度经计算为1208 mm。

2.5 锚索参数的确定

2.5.1 锚索的锚固力

锚索的锚固力不应小于锚索承载力的60%,本次选用锚索整根钢绞线的最大力不小于607 kN。锚索设计锚固力不小于364 kN。

2.5.2 锚索的锚固长度

经过研究分析,确定两巷支护采用“锚网索+钢带+长短锚索”控制原理与技术。根据式(7),由于锚索与围岩粘结强度低于锚杆与围岩粘结强度,因此粘结强度取τ=2.0 MPa。由于巷道处于蹬空区粘结强度弱化为原来的60%,长锚索(直径21.8 mm)孔直径30 mm,短锚索(直径21.8 mm)孔直径30 mm,计算所需锚索锚固长度不小于3.218 m。根据式(8)计算锚索锚固剂长度不小于2.58 m,因此长锚索选择2 支MSZ2360 与2 支MSCK2335组合,锚固剂长度为2.50 m。经计算该组合下锚固长度为3.11 m。

2.5.3 锚索的长度

锚索长度可参考下式设计:

式中:L为锚索的总长度,m;La为锚索在较稳定岩层的锚固长度,取2.05 m;Lb为需悬吊的不稳定岩层厚度,短锚索厚度取2.09 m,长锚索取4.94 m;Lc为托板及锚具的厚度,0.15 m;Ld为外露张拉长度,0.3 m。

计算可得:短锚索为4.59 m,长锚索为 7.44 m。因此短锚索长度选择5.3 m,长锚索长度选择8.3 m。

2.5.4 锚索的间排距

加固拱厚度以及锚杆长度与锚杆间排距有以下近似关系:

式中:m为加固拱厚度,取值0.5 m;α为锚杆的控制角,岩层的硬度越大,则控制角也越大, 2#煤顶板较硬,控制角取值89°;α杆1为锚杆的间距,本设计取值0.75 m。求得L杆2=0.513 m。

锚索间距应根据锚杆间距确定,每隔2~3 排锚杆应布置1 根锚索。锚索的排距按式(11)计算。

式中:α索1、α索2为锚索间距、排距,m;K1为安全系数,一般取2~5,巷道位于蹬空区,取值5;h为顶板岩层锚索支护范围,h=L杆2+L杆3=1.721 m;γ为顶板岩层的平均重力密度,14.2 kN/m3;L杆2为锚杆的有效长度,0.513 m;L杆3为锚杆的锚固长度,取1.208 m。

依次带入相关参数得长锚索α索2不大于3.0 m,短锚索α索2不大于2.0 m,因巷道处于蹬空区,故需将锚索密度增加,锚索间距为2.0 m,排距为0.8 m。

3 结语

蹬空区布置的首采工作面两巷支护方式和支护参数的选择是在矿方已有支护设计的基础上,结合井下实际揭露情况、测点数据和地质力学条件,采用理论分析并结合该矿实际情况进行设计。根据以上选择参数进行支护,能较好地提高巷道稳定性,解决蹬空区开采的首要难题。

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