不稳定巷道锚杆支护参数优化研究

作者简介:武玉梁(1972-),男,汉族,安徽来安人,山东科技大学在读研究生,研究方向为矿压与岩层控制。

文章编号:1003-5923(2004)04-0070-03

不稳定巷道锚杆支护参数优化研究

武玉梁,邹德蕴

(山东科技大学资环学院,山东泰安271019)

摘　要:针对在岩巷中应用锚喷支护时存在的不论巷道类型均采用一种支护结构和参数的实际情况,基于工程测试以及不稳定巷道破坏机理和锚喷支护设计理论,计算围岩松动的范围,提出了确定锚杆长度、间排距、

锚固力及喷层厚度等主要锚喷参数的确定方法,为相关支护设计提供理论依据。

关键词:不稳定巷道;锚杆;工程测试;支护参数中图分类号:T D353.6　　　文献标识码:A

　　巷道支护方法对掘进速度、支护材料消耗、支

护成本和采面的端头支护等有着直接影响,随着机械化水平的不断提高,采准巷道的断面不断加大,需要改善和简化巷道与端头支护工艺。实践证明:锚喷支护在岩巷中表征着良好的力学特征,实现了悬吊组合梁和楔固机理,有效地加固顶板岩层,保持了巷道顶板的完整性,使顶板处于良好的受力状态,有效地控制了顶板的自由变形。但是,由于客观因素的影响,我国大多数矿井还不能根据不同类别的巷道及时选用相应的支护参数与工艺。兖矿集团鲍店煤矿在实际施工中,不同类型的巷道均采用快硬水泥药卷的端锚锚杆,规格Φ14×1600mm ,间排距700×800mm ,其实际强度为30～50kN ,只相当于Φ12mm 的圆钢强度,这种参数虽然是在工程实践中总结出来的,但也应随着岩性及地质条件的变化和分类进行调整,显然用同一组支护参数存在不足。因此,有必要进一步研究合理的支护参数,正确指导设计和施工,确保巷道稳定性和合理的施工成本。1　工程概况

鲍店煤矿五采区胶带大巷担负着五采区的煤炭、材料、设备的运输,与一采区胶带大巷相接。五采胶带大巷在施工过程中层位进入了太原组的泥岩中,其中w552～w504、w501～w511为粉砂质泥岩,局部为粉砂岩,自w517前40m 至五采第一轨道上山为泥岩。该层位的泥岩特性为:呈灰黑色,节理发育,层理不清,性脆致密,呈块状,具鲕粒结构,

稳定性差,吸水易变软和膨胀。巷道围岩岩性较差,且受到淋水的作用,从而岩体局部较软,承载能力较低,对巷道的后期稳定造成了极大影响,属于稳定性较差或不稳定巷道。在这种情况下,如采用刚性金属支架支护,成本高,施工难度大,且承载能力不足以抵抗回采引起动压的互动作用。应考虑采用主动支护方式,选用合理的锚喷联合支护结构和参数,充分调动围岩本身作为支护结构的组成部分,共同承受动压作用。2　支护机理

一条巷道的支护参数是否合理,不仅与确定参数的理论依据有关,同时还与巷道的稳定性有关。工程测试作为“新奥法”的核心内容,是确定巷道支护形式、参数、时间的一个重要依据。

锚杆支护系统的理论基础可参照“围岩松动圈巷道支护理论”,该理论在处理采动巷道支护时有两个设计思想:①未受采动影响时,以最小松动圈

L PO 为依据进行支护设计,支护体在受采动影响维

护正常,用液压或摩擦支柱超前维护;②以采动影响期间的最大松动圈L Pd 为依据,所设计的支护体在采动支承压力作用期间也能正常维护。

根据影响岩巷稳定性的主要因素:岩性或岩层层位构造应力,围绕裂隙发育程度和动压等客观因素,对岩石巷道围岩松动深度范围进行实测和支护现状分析,采用“BA —Ⅱ型围岩松动圈测试仪”进行松动圈测试,从测试结果看,原岩整体性好,波速

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2004.№4　矿山压力与顶板管理

表1　围岩松动圈测试一览表

松动圈/m

原岩波速

/103m・s-1

松动圈

/m

原岩波速

/103m・s-1

1.3 4.7 1.1 3.398

1.6 3.90.6 4.5

0.6 5.50.8 5.2

0.8 4.1 1.6孔深不足

3　支护参数选择与确定原则

锚杆支护系统的设计取决于岩体抗压强度、材料特性、引发应力的大小和分布,以及巷道的允许变形程度和服务年限,巷道尺寸和形状等条件。同时,支护设计要以“新奥法”的施工思想为指导,根据施工地质条件不同,选择不同的支护参数。

锚杆支护系统设计和支护参数的确定,主要是指锚杆类型、间排距、长度、直径、锚固力。只有合理确定锚杆支护参数,才能获得锚杆支护在经济上和技术上的最佳效果。针对五采胶带大巷工程地质实际情况,此巷道的支护参数设计可采用理式计算结合工程类比法来确定。

3.1　断面形状

采用离散元数值分析法,对巷道矿压显现特征进行数值模拟分析得出的结论:在巷道顶部基本形成一个近似半园形的卸载松动区,根据锚杆支护能使塑性破坏后松动的煤体形成具有一定承载能力,且在一定范围内适应围岩变形的平衡拱这一原理,巷道断面选用直墙半园拱形断面为最好。根据设备布置要求,确定锚网支护条件下巷道断面为直墙半园拱形,掘进宽4.3m,高3.65m,净断面为15.69m2,顶板两角呈圆弧过渡形式。

3.2　锚杆长度

锚杆安设在顶板中,被锚固的岩层不厚,在它上面有老顶时,则锚杆的长度只要使其锚固部分固定在老顶内≥200～300mm即可。

按单体锚杆悬吊理论计算锚杆长度,计算公式如下:

L=L2+m+L1

式中　L2———锚杆顶部进入老顶的长度,mm;

m———锚固岩层厚度,mm;

L1———锚杆露出孔外长度,mm。

①L2长度

根据杆体设计抗拉强度等于锚固端部的粘结力,计算公式如下:

由

πd2σ拉

4

=πdL2τ粘　　　　

推导出　L2=

dσ拉

4τ粘

式中　d———锚杆直径,mm;

σ拉———杆体材料设计抗拉强度,MPa;

σ粘———锚杆与砂桨的粘结强度,螺纹钢时

取5.0MPa。

②锚固岩层厚度m

按冒落拱高度的k倍计算,公式如下:

m=kb

式中　k———安全系数,取1.3～1.5;

b———自然冒落拱高,b=B/2F,cm;

B———巷道掘进宽度,cm;

F———岩石坚固性系数。

③锚杆露出孔外长度L1

L1=托板厚+螺帽厚+螺帽外露出长度

　　巷道全部在岩体中掘进,支护重点应放在顶部,即顶部锚杆锚固长0.7m,两帮0.25m,这样顶锚杆长2.2m,两帮为1.8m。

3.3　锚杆间排距

一般情况下,锚杆支护布置呈正方形,即锚杆间距等于锚杆排距。根据锚杆悬吊作用理论,公式如下:

a=0.887d

σ拉

kmγ

式中　γ———岩石密度,2.5kg/cm2;

k———安全系数,取2;

a———锚杆间距,mm;

m———锚固层厚,取1.1m;

d———锚杆直径,mm;

σ拉———杆体材料设计抗拉强度,取38×103

kg/cm2。

得:a=b=1179mm

　　考虑到这类巷道围岩岩体强度低,且要受到动压作用,因此适当加大组合拱厚度,降低应力集中值,可减少锚杆间排距。

3.4　锚杆直径

各种锚杆的锚固力须与杆体本身的抗拉强度相适应,即锚杆的实际锚固力要大于或等于杆体抗拉极限,这样才能充分发挥锚杆材料的作用。因此,锚杆体的直径可按杆体的抗拉力等于锚杆实际

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矿山压力与顶板管理　2004.№4　的锚固力的原则确定。计算公式如下:

P拉=π

4

d2σ

由P拉=Q固

得:d=1.13

Q固σ拉

式中　P拉———锚杆杆体材料的抗拉力,kN;

σ拉———锚杆杆体材料的设计抗拉强度;

Q固———锚杆的锚固力;

d———锚杆的直径。

d=1.13×60×102

38=

14.2mm

　　由于这类巷道变形较大,很多锚杆锚固力低,易失效,可将其锚固力提高到60kN,则d=d+2= 16.2mm,取d=16mm。

3.5　锚杆类型

为节约材质,增强锚杆丝头强度,采用滚丝方式加工的等强度锚杆,与之匹配采用Φ16mm的加厚螺母进行外端托盘加固

4　结束语

不稳定巷道经掘进后的应力重新分布,压力稳定及采动影响等不同阶段,须经矿压观测,来判断巷道的稳定性,确保巷道各变形量满足设计要求。

(1)巷道围岩表面位移观测:采用十字布点法对巷道顶底和两帮相对移近量进行观测,布点间隔不大于30m,一周内每天测一次,一周后每三天测一次。

(2)顶板离层观测:通过顶板深浅基点顶板下沉情况验证锚杆支护参数,特别是顶部锚杆支护参数的合理性。采用顶板离层仪进行观测,每50m 设一测点,每个测点设深基点和浅基点各一,浅基点测深1.8m或2.2m处的离层情况,深基点测深5m以上处的离层情况,观测间隔不超过5d。

(3)锚杆受力状况观测:采用测力锚杆测锚杆受力状况,采用锚杆测力计测锚杆托盘受力状况,每个断面布置四个测点,间隔不大于30m。

(4)松动圈测试:紧跟迎头进行,测控要求距开挖后不超过24h,每个断面布置四个测孔,断面间隔不大于30m。

通过合理支护参数技术研究,以分析不稳定巷道的破坏机理和确定松动范围为依据,对不稳定巷道采用以锚喷支护方式为主设计支护体系,设计不稳定巷道的合理支护结构,在锚喷支护的基础上,采用内注浆锚杆进行注浆加固,保证施工后静压下的稳定,不需返修,两帮及顶底移近量分别不超过50mm和100mm,在动压作用下,保证巷道的局部稳定,两帮及顶底移近量分别不超过200mm和300mm。

参考文献:

[1]　侯朝炯,郭励生,勾攀峰.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业

大学出版社,1999.

[2]　岳翰,贾悦谦,严志才.井巷锚杆及锚喷支护技术[M].太原:

山西出版社,1982.

[3]　董方庭,宋宏伟,郭志宏.巷道围岩松动圈支护理论[J].煤

炭学报,1994,19(1):21-32.

[4]　汪明武,王鹤龄.锚固质量的无损检测技术[J].岩石力学与

工程学报,2002,21(1):126-129.

　　(上接第页)

5　建议与对策

(1)通过不断学习,加深对锚杆支护理论的认识和理解,全面提高职工的技术业务素质。

(2)总结经验,建立健全煤锚巷道质量安全保障体系。

①加强技术管理,搞好煤锚支护设计。支护设计必须建立在对顶板及煤层条件有清晰认识和判断的前提下,并严格遵循围岩、煤层条件分类—初始支护设计—安全监控与分析—修正完善设计的程序,不断在实践中检验,最终实现科学、合理、可靠的支护设计。

②规范施工程序,加强支护效果检测。锚杆支护是一项复杂的系统工程,其最终的质量状况涉及到的因素很多,但其中最关键的环节是小班质量控制。要研究科学合理的施工工艺,尤其是采用炮掘面,必须严格实行控制爆破,帮顶预留合适的人工刷大部分,减少放炮对围岩的破坏。要加强对锚杆施工质量的控制、严格验收检查,牢固树立起“以预防为主”的思想。在以后的煤锚巷道施工中,应配备相对固定的责任心强的锚杆操作工,规范操作程序,严格施工质量,并能及时发现问题,及时反馈,尽快采取相应的处理措施,消除事故隐患。

加强日常的矿压和支护检测,进一步健全煤锚巷道质量安全监测体系。小班施工的锚杆其初锚力必须做到根根监测,根根合格,煤锚巷道安设的检测仪表,在保证产品质量和正确的安装程序的前提下,必须严格执行正常的检测制度。

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