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巷道锚杆支护设计专题报告

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巷道锚杆支护设计专题报告

巷道锚杆支护

摘要

煤巷锚杆支护的技术已趋于成熟但是锚杆支护仍然存在较多问题。第一,锚杆支护工程隐蔽性强,监测技术不能完全满足煤矿的需要,安全可靠根本没有保证。第二,我国煤炭资源分布范围广,地质条件复杂多变,好多复杂地质条件下锚杆支护并未达到理想的支护效果。该设计是从锚杆支护的隐蔽性和我国复杂多变的地质条件等特点出发。围绕这些特点,从杆体材料,加工方法,支护设计理念、施工质量,检测设备,监测手段等方面入手进行试验研究,提高支护质量,实现高产高效。

关键词:巷道;锚杆支护;高强度锚杆;监测

1问题的提出

由于锚杆支护能够改变围岩的力学特性,能获得良好的支护效果,带来传统支护方式无法比拟的技术经济效益,在国内外已受到了普遍的重视并得到了快速的发展及广泛的应用。因此,探索正确的巷道支护理论、选择安全可靠的支护方法、确定经济合理的支护参数以及实用高效的施工工艺成了长期以来人们所致力解决的一个重大理论及技术课题,对于煤矿来说具有重大意义。锚杆支护是巷道支护的一次重大革命,它可以起到加固、悬吊、合成梁和挤压连接体等作用,在支护中使用锚杆可以改变岩体的受力状态,不仅增加了岩石本身的稳定程度,而且使被支护岩体由荷载变为承载体,提高了岩体承载能力。同时,大量工程实践表明,锚杆支护具有用料节省、巷道断面利用率高、支护及时、劳动强度小、经济效益高以及对巷道围岩变形的适应性好等诸多优。因而,井下巷道采用锚杆支护是一种行之有效的支护手段,成为世界主要产煤国家煤矿支护的主要形式,美国、澳大利亚的煤矿巷道普遍采用锚杆支护,其支护比例己接近100%,英法两国煤巷的锚杆支护比例也分别达到了50%和80%以上,而我国煤矿锚杆支护在煤巷中仅占20%左右,和世界先进水平相比存在较大差距。其主要原因是巷道事故率很高。巷道变形破坏、片帮冒顶等事故在地下工程中是最常见的。据不完全统计,煤矿事故中59%以上是巷道事故。究其原因,还是对巷道变形破坏规律认识不清、支护理论不完善,从而造成支护设计工程类比居多,缺乏科学的指导,巷道支护方式选择不合理,因而也就无法保证巷道在不同地质条件下稳定和安全使用。所以本文系统的介绍锚杆支护。

2煤矿巷道锚杆支护应用实例分析

2.1巷道锚杆支护理论的发展

随着巷道锚杆支护技术的快速发展,对锚杆支护理论的研究也取得较大进展。在大量理论分析、实验室试验、数值模拟及井下试验研究成果的基础上,进一深化了对锚杆支护作用本质的认识,指导和促进了煤巷锚杆支护技术的推广应用。

基于锚杆对煤岩体的作用,提出多种锚杆支护理论。除传统的悬吊、组合梁与加固拱外,还有围岩松动圈支护理论、围岩强度强化理论等。

归纳起来有3种模式:

(1)被动地悬吊破坏或潜在破坏范围的煤岩体;

(2)在锚固区内形成某种结构(梁、层、拱、壳等);

(3)改善锚固区围岩力学性能与应力状态,控制围岩变形与破坏。

通过不断深入的研究后发现,锚杆支护的本质作用以第3种模式为主。同时,借鉴国内其他行业岩土锚固理论与实践应用成果以及美国煤矿锚杆支护理论与实践发现,巷道开挖后立即支护,并施加足够高的安装力,即锚杆、锚索预应力,提高锚固体的刚度是非常重要的。

从巷道支护过程看,传统的深部及复杂困难巷道大多采用二次支护理论。但目前很多巷道二次或多次支护仍然不能有效控制围岩变形与破坏。怎样才能有效解决深部及复杂困难巷道支护难题?能否通过有效技术途径,实现~次支护,其技术关键是什么?为了回答这些问题,进行了大量的理论研究、

数值模拟及井下试验,提出了高预应力、强力支护理。其核心是强调锚杆、锚索预应力及其扩散对支护效果的决定性作用,采用高预应力、强力锚杆组合支护,通过合理的支护设计,实现一次支护。该支护理念的提出主要考虑以下两方面:

(1)首先一次支护是矿井实现高效、安全生产的要求。随着采煤工作面推进速度与产量的大幅度提高,要求服务于回采工作面的顺槽应在使用期限内保持稳定,基本不需要维修;对于大巷和硐室等永久工程,更需要保持长期稳定,不能经常维修。再则,很多巷道与硐室掘出后就要安装设备,给二次支护及后续的维修施工带来很大困难,而且存在不安全因素。

(2)更重要的是一次支护是锚杆支护本身的作用原理决定的。锚杆支护的基本原理与设置在巷道开挖表面的支护有本质的区别。由于煤岩体基本上属于不连续体,也不能用研究连续体的方法分析锚杆支护的作用。要充分发挥锚杆的支护作用,必须保证锚杆有足够的锚固力,而且锚杆的工作阻力能够有效地扩散到围岩

中。而围岩离层、滑动、裂隙张开及新裂纹的产生等不连续变形恰恰是影响锚固力,阻隔锚杆工作阻力扩散的主要因素。大量的井下工程实践表明,巷道围岩一旦揭露立即进行锚杆支护,并施加足够的预应力,能够控制围岩早期离层,支护效果最佳;而在已发生离层、破坏的围岩中进行锚杆、锚索支护,虽然有时支护体受力很大,但支护效果不明显。

2.2煤巷锚杆支护成套技术

煤巷锚杆支护成套技术是一个庞大的系统,包括巷道围岩地质力学测试、锚杆支护设计、支护材料、施工机具与工艺、支护工程质量检测、矿压监测、特殊地质条件支护技术等诸多方面。

2.2.1巷道围岩地质力学测试技术

巷道围岩地质力学测试主要包括地应力、煤岩体强度与结构测量。

在地应力测量方面,煤矿井下主要采用应力解除法与水压致裂法。应力解除法主要采用国内研制的测量仪器,也有些矿区引进了澳大利亚等国家的仪器与技术,进行原岩应力与次生应力测量。对于水压致裂法,除从地面钻孔测量外,煤炭科学研究总院开采设计研究分院开发研制了专门用于煤

矿井下的小孔径水压致裂地应力测量仪器,在全国20多个矿区进行了300余个测站的测量工作,获得大量宝贵的测量数据。在煤岩体强度测试方面,开发出钻孔触探法井下煤岩体强度原位测定装置,在井下钻孔中能够快速、准确地测量煤岩体的抗压强度。

在煤岩体结构观测方面,开发出矿用电子钻孔窥视仪,可快速、

清晰地观测煤岩体中的节理、层理、裂隙等结构面及离层。全面、可靠的地质力学参数为巷道布置和支护设计提供了必要的基础参数。

2.2.2锚杆支护设计方法

目前,煤矿巷道锚杆支护设计普遍采用动态信息设计法。设计不是一次完成的,而是一个动态过程;充分利用每个过程中提供的信息,实时进行

信息收集、信息分析与信息反馈。

进行锚杆支护设计时,锚杆与锚索支护各构件之间的相互匹配对发挥各构件及支护系统的整体支护效果具有十分重要的作用。锚杆托板、螺母应与

杆体的强度匹配,锚固剂的力学性能应与杆体匹配,组合构件及金属网的形式与力学参数应与杆体匹配。锚索与托板、组合构件及金属网之间的相互匹配与锚杆类似。高预应力、强力锚杆杆体应配套高强度拱形托板、高强度螺母及高效减摩垫片,组合构件应配套强度与刚度比较高、护表面积比较大的w型钢带,金属网最好采用强度与刚度高的钢筋网。对于高预应力、强力锚索,应使用高强度、拱形大托板,实现锚索预应力与工作阻力的有效扩散。否则,任何支护构件的破坏都会影响支护效果,甚至有可能导致整个支护系统的失效。此外,锚杆与锚索的形式、参数与力学性能应相互匹配,使锚杆与锚索共同发挥支护作用,避免各个

击破。

2.2.3锚杆支护材料

锚杆支护材料经历了低强度,高强度,到高预应力、强力支护的发展过程。普通Q235圆钢黏结式锚杆是我国煤矿曾经广泛使用的锚杆型式。目前,一些地质条件简单的矿区仍在使用。为了适应复杂困难巷道条件,开发出高强度螺纹钢锚杆支护系列材料(见表2-1)。

表2-l 锚杆杆体物理力学性能

通过杆体结构与形状优化,有利于提高锚固效果;通过开发锚杆专用钢材,达到高强度和超高强度级别。在预应力锚索支护方面,开发出煤矿专用的大直径、高吨位锚索。索体直径最大达22 mm,拉断载荷达600kN(28J。

2.2.4锚杆支护施工质量检测与矿压监测

在锚杆施工质量检测方面,开发出系列锚杆拉拔计,锚杆预紧力检测器具,及声波锚杆锚固质量检测仪。在巷道矿压监测方面,开发出各种测量表面位移、顶板离层、深部位移的仪器12引,及测量锚杆、锚索受力的系列仪器。近年来,还研制出先进的巷道矿压综合在线监测系统。井下采集数据,传输至井上,可实时进行矿压监测与数据分析。

2.2.5锚固与注浆联合加固技术

在松散破碎的煤岩体中开掘巷道,单独采用锚杆支护,锚固效果差,锚杆性能不能充分发挥。此外,对于破坏巷道维修或翻修,单独采用锚杆支护也很难取

得较好的支护效果。将锚固与注浆加固技术有机结合,是解决破碎围岩巷道支护的有效途径。

根据煤矿巷道的特点,开发出不同形式的注浆锚杆。对于极破碎煤岩体,还引进和研制出钻锚注加固技术,解决了难成孔的破碎煤岩体加固难题。在小孔径树脂锚索基础上,研制出树脂与注浆联合锚固锚索。通过控制注浆参数,达到注浆加固的目的。注浆材料除常用的水泥基材料外,还开发出不同类型的化学加固材料,如聚氨酯、脲醛树脂等,以适应不同的围岩条件。

2.3典型应用实例分析

煤巷锚杆支护技术已经广泛应用于煤矿井下各类巷道。从大巷、集中巷,到回采巷道;从薄及中厚煤层回采巷道,到综采放顶煤工作面煤顶巷道和全煤巷道;从近水平煤层、缓倾斜煤层巷道,到急倾斜煤层巷道;从顶板比较稳定的巷道,到复合、破碎项板巷道:从实体煤巷道,到沿空掘巷和沿空留巷;从小断面巷道到大断面开切眼与交岔点;从浅部巷道,到深部高地应力巷道,涵盖了我国煤矿的各种巷道类型。

2.3.1煤矿巷道类型与特点

煤矿巷道有很多类型。按用途划分,有为开采水平服务的大巷、主要石门、主要上下山,这类巷道是矿井的主要通道,服务年限长;为采区服务的巷道,采区集中巷、石门、上下山等,这类巷道是采区的主要通道,服务年限比较长;为回采工作面服务的巷道,包括顺槽、开切眼及回撤通道等,这类巷道服务年限较短,受回采工作面动压影响显著,而且多数巷道要求采前保持稳定,采后又能及时垮落。此外还有联络巷、各类硐室及交岔点。

按照是否受到采动影响可将巷道划分为:静压巷道与动压巷道;按照巷道层位划分为:岩石巷道、半煤岩巷道煤层巷道;按照护巷煤柱宽度可划分为:实体煤巷道、煤柱护巷、沿空掘巷、沿空留巷及采空区内留巷;按照巷道断面形状划分为:矩形类巷道、梯形类巷道、拱形类巷道及圆形类巷道:按照巷道断面大小划分为:小断面巷道(<8 m2)、中等断面巷道(8~12 m2)、大断面巷道(12~20 m2)及特大断面巷道(≥20 m2)。煤矿沉积岩复合型煤岩体有以下特点:煤岩体强度低;地质构造复杂,层理节理发育,极易离层垮落;深部矿井地应力高,冲击地压突出。煤矿巷道的使用特征表现为:采准巷道(占煤矿总巷道进尺的80%以上)一般沿煤层顶板或底板掘进,断面多是矩形类断面,存在夹角与直角,巷道应力分布差。主要原因是为了在煤层中掘进,提高掘进速度,避免掘进时出现大量岩石,更重要的是有利于采煤工作面的快速推进。相反,如果采用拱形断面,虽然能够改善巷道受力状态,但巷道施工工艺复杂,成巷速度低,有时还需要破坏顶板,出现矸石。对于回采巷道,拱形断面给回采工作面端头支护造成很大困难,阻碍采煤工作面的正常推进。此外,采准巷道一般都受到采煤工作面的动压影响:为了提高煤炭资源回收率,采用小煤柱或无煤柱护巷。回采巷道要求采前保持稳定,采后又能及时垮落。

特殊的地质与生产条件带来一系列复杂困难巷道:松软破碎围岩巷道、深部高地应力巷道、大断面巷道、受强烈动压影响巷道及沿空巷道等。下面介绍典型的应用实例。

2.3.2千米深井高地应力岩石大巷支护技术

新汶矿区是我国煤矿典型的千米深井矿区,为了解决高地应力巷道支护难题,在锚杆、锚索支护技术方面进行了大量的研究与试验。但是,当巷道埋深超过千米以后,以往采用的二次支护技术不能有效控制巷道围岩强烈变形。为此,开展了高预应力、强力支护技术研究。

(1)巷道围岩地质与生产条件

华丰矿一l 100 m水平西运输大巷是矿井永久岩石大巷,服务年限20 a。巷道埋深为1 220 m。该巷道穿层掘进,揭露岩性为煤7~9之间的煤岩层,穿过岩石大部分为粉砂岩、中砂岩。煤岩层走向为300。~3 1 0。,煤岩层倾角为30。~33。。采用水压致裂法进行了原岩应力测量。最大水平主应力为42.2MPa,方向为N3。E;最小水平主应力为22.8 MPa,垂直主应力为30.5 MPa。所测区域地应力很高,而且水平应力占明显优势。巷道断面呈直墙半圆拱形,宽度3.7 m,墙高2.0 m。掘进断面积为12.8 m2。

(2)锚喷支护设计

经过数值模拟分析,确定运输大巷支护形式为:高预应力、树脂加长锚固强力锚杆支护,并喷射混凝土。

锚杆杆体为犯5 him左旋无纵筋锚杆专用螺纹钢筋长度2.4 m,极限拉断力400 kN,屈服力为294 kN,延伸率18%。预紧力设计为80 kN。树脂加长锚固。采用W型钢护板与钢筋网护顶、护帮。顶板与两帮锚杆间排距均为800 mm,每排13根锚杆;底板锚杆每排3根,间距l 000 mm,排距800mmo 喷射混凝土:巷道开挖后,立即喷射30 mm厚的混凝土,起到临时支护作用,同时将巷道局部超挖部分填平。待锚杆施工完成后,滞后掘进工作面

50 m进行底板锚杆施工,并进行二次喷射混凝土施工,喷厚120 mm。

(3)井下监测数据分析

井下进行了巷道表面位移、项板离层及锚杆受力观测。

在巷道开挖11 d、掘进22 m后,围岩变形达到最大值,之后趋于稳定。在开挖阶段,顶板下沉量为17 mm,平均下沉速度为1.55 mm/d,最大下沉速度为5.0 ram/d;两帮移近量为20 mm,平均移近速度为1.82 mm/d,最大移近速度为8 mm/d。

在相对稳定阶段,顶底板平均移近量为351mm,平均移近速度为1.09 mmYd,最大移近速度为3.0 mm/d;顶板下沉量为55.6 mm,下沉速度为0.16mm/d,最大下沉速度为1.0 mm/d:两帮平均移近量为1 12 mm,移近速度为0.32 mm /d,最大下沉速度为1.0 mm/d;底臌量为295.4 mm,底臌速度为0.91mm /d。顶底移近量中主要以底臌为主。

顶板浅部离层量为33 mm,深部离层量为9mm,总离层量为42 mm。浅部离

层占总离层量的78%,巷道围岩主要在浅部(2 m范围内)产生了离层。在掘进期间,帮锚杆受力为105~125 kN,顶板锚杆受力为100 kN左右。巷道在掘进与稳定期间位移量不大,而且趋于稳定。高预应力、强力锚杆支护有效控制了深部高应力岩石大巷变形与破坏,满足了巷道支护的要求。

为了对不同支护参数的支护效果进行比较,将锚杆直径变为22 mlTl,其他参数不变,在井下进行了试验。监测数据表明:顶板离层增加了33%,顶底板与两帮移近量明显增大,而且掘进影响结束后一直不能稳定。由此可见,直径22 mm的锚杆不能有效控制围岩变形。通过井下监测、数据分析与反馈,不仅了解了支护参数对支护效果的影响,还验证了本文提供的支护设计的合理性。这个过程充分显示了动态信息设计法的优越性。在以下的应用实例中,都采用了这种设计方法。

2.3.3软岩巷道支护技术

平庄矿区红庙煤矿是我国典型的软岩矿井。煤层及顶底板岩层胶结差,表现出煤岩体强度低、松散破碎、易风化、易崩解、遇水膨胀等特性,致使矿井采准巷道支护困难,大部分巷道在服务期内不得不多次翻修,严重影响回采工作的正常推进,不仅支护费用高,而且带来很大的安全威胁。红庙煤矿为解决软岩巷道支护难题,进行了许多有益的探索工作,试验了多种支护形式,虽然取得一定效果,但没有彻底解决这一问题。为此,平庄煤业集团公司、红庙煤矿与煤炭科学研究总院开采设计研究分院合作在五区5—28一片顺槽进行了研究和试验,以解决松软破碎围岩巷道支护难题。

(1)试验巷道地质与生产条件

红庙煤矿五区5—28一片工作面开采5—2“煤层,该煤层上覆5一l“煤层已回采。两煤层间距很小,本工作面范围内5—2“煤层顶板距5—14煤层底板最近仅6m,最大也只有9m左右。5—2“煤层平均厚度为5.99 m,含数层夹矸。煤层倾角为15。~16。。煤层单轴抗压强度仅为4.8 MPa,层理、节理发育。顶板砂质泥岩强度为15--一25 MPa;直接底也为砂质泥岩,单轴抗压强度为23.5 MPa,具有膨胀性。

在180石门采用水压致裂法进行过地应力测量。最大水平主应力为14.62MPa,方向为N72。E,最小水平主应力为7.35 MPa,垂直主应力为9.68 MPa。

在五区5—28一片工作面运输巷与回风巷都进行了试验,以回风巷为例进行介绍。回风巷掘进断面呈直墙半圆拱形,宽3.8 m,墙高1.2 m,掘进断面积为10.2 m2。巷道埋深350--一400 m。

(2)巷道支护设计

采用数值模拟进行多方案比较,结合已有的经验确定巷道采用树脂全长预应力锚固组合支护。

锚杆为直径癣φmm左旋无纵筋螺纹钢,长度2.4 m,树脂全长锚固,端部采用快速固化锚固剂,后部采用慢速固化锚固剂。采用W型钢护板与钢筋网(顶

板)、菱形金属网(帮)护表。锚杆全部垂直巷道表面打设。锚杆排距900 mm,顶板每排7根,间距850 mm;每排每帮2根锚杆,问距600 mm。锚杆预紧力矩为400N.m。

φ22 mm锚索,lxl9的钢绞线,长度为4.3 m,树脂端部锚固。每1.8m 打3根锚索,锚索间距为1.28 m。锚索预紧力为200"--250 kN。

(3)井下监测数据分析在掘进期间,软岩回采巷道表面位移曲线如图2-1所示。表面位移在距掘进工作面53 m以后趋于稳定。两帮移近量为79 mm,其中上帮移近量为46mm,下帮移近量为33 mm。顶底移近量为281 mm,其中顶板下沉量为43 mm,底臌量238 mm,底臌量占巷道顶底移近量的84.7%。底臌量大的原因主要是底板没有进行支护。项板浅部离层为14 mm,深部离层为23 mm,总离层值为37 mm。

图2-1 软岩回采巷道表面位移曲线

锚杆在安装并施加预应力后的一段时间内,受力均有变小的趋势。随着巷道掘进工作面推进,在距工作面19 m以后,锚杆受力逐渐增大,在距工作面1 19m 后受力逐步稳定。在锚杆安装直至受力稳定的过程中,全长预应力锚固锚杆受力变化幅度较小,部分锚杆受力变化幅度在8~9 kN,多数锚杆受力变化幅度在5 kN 以内。

锚索安装并张拉后,受力变化也不大。在距掘进工作面21 m以后,锚索受力基本保持稳定。

整个掘进期间巷道变形量小,围岩保持了较好的完整性,锚杆与锚索受力变化不大。软岩回采巷道井下支护状况如图2-2所示。

图2-2软岩回采巷道井下支护状况

在采煤工作面回采期间,对巷道表面位移测站进行了重新设定,对锚索受力进行了详细观测。巷道在距采煤工作面40~50 m范围内开始受到明显的采动影响,位移量明显增加,特别是30 m以后影响强烈。在距采煤工作面3 m的位置,两帮移近量达到256 ram;顶板下沉量达到1 10 mm。锚索在距回采工作面100 m 处开始缓慢增长,在距工作面56 m增长速度明显增加,并逐步达到最大值。到与采煤工作面平行位置,锚索受力均达到200 kN以

上。

总体来看,巷道围岩完整、稳定,总变形量不大,完全能够满足安全生产的需要。

2.3.4强烈动压影响巷道支护技术

潞安漳村矿由于生产需要,出现一种掘进与采煤工作面对穿的强烈动压影响巷道。目前一般的巷道支护方式无法满足这种对穿巷道支护的要求。为此,开展了对穿巷道全断面高预应力强力锚索支护试验。

(1)试验巷道地质与生产条件

试验巷道为2203工作面瓦排巷,与正在回采的2202工作面之间的距离为23 m,而且中间还要掘进~条回风巷。瓦排巷埋深325~396 m。煤层单轴抗压强度为8 MPa,直接顶为厚度3.62 m的泥岩。邻近的2202工作面正在回采,2203工作面的瓦排巷大部分要在2202工作面未回采前掘进,而且先掘进瓦排巷,后掘进回风巷,瓦排巷要经受回风巷掘进、2202及2203工作面回采影响。(2)巷道支护设计

根据理论分析与数值模拟研究成果,确定瓦排巷采用高预应力、全长预应力锚固、短强力锚索,并全断面垂直岩面布置的支护方式。

锚索支护参数为:索体为lxl9的必2 mm钢绞线,长度4.3 m。树脂端部

锚固后施加预应力,然后其余部分采用水泥浆全长锚固。锚索托板为300mmx300 mmx 16 mm高强度可调心托板,采用钢筋网护帮、护顶。锚索排距1 200mm,顶板每排5根锚索,间距900 mm,每帮每排3根锚索,间距l 200 mm,全部垂直岩面安设。设计锚索预紧力200"-'250 kN。全断面锚索支护布置如图2-3所示

图2-3全断面锚索支护布置图

(3)井下监测数据分析

在巷道掘进及经历强烈动压影响前后,进行了矿压监测。全断面锚索支护巷道表面位移曲线如图2-4所示。

图2-4 全断面锚索支护巷道表面位移曲线

两帮最大移近量为280 mm;顶底板移近量最大为210 mm。顶板离层仪显示,顶板基本无离层现象。巷道掘进初期变形不大,掘进影响阶段约10 d时间。巷道在2202工作面后方矿压显现强烈,两帮移近量增幅较大。全断面锚索支护状况如图2-5所示。

图2-5全断面锚索支护状况

总的来说,巷道位移较小,两帮移近量与原支护相比降低90%,而且主要是整体位移,顶板几乎无离层。巷道围岩完整、稳定,没有出现明显的破

坏,支护效果良好。

全断面锚索支护巷道锚索受力曲线如图2-6所示。锚索施加较高的预应力后,锚索受力受掘进及临近2202 T作面回采后的影响不大(只有1根锚索初期受力增加明显),锚索受力变化不大,基本趋于稳定。这说明高预应力、强力锚索有效控制了锚固区内围岩离层、滑动、裂隙张开及新裂纹的产生等扩容变形,保证了锚固区的强度和完整性。锚固区围岩的位移差很小,产生的只是少量的整体位移。反过来,锚固区围岩几乎不发生离层、完整性好及整体位移又保证了锚索锚固力不降低,锚索受力变化不大。否则,如果锚索预应力低、强度小,不能有效控制围岩初期的离层、滑动等扩容变形,将会使锚索安装后受力急剧增加,但增加的支护阻力由于受离层、滑动等不连续面的阻隔,不能有效扩散到围岩中,对围岩的继续离层、破坏控制作用不大,导致锚索成为受力的主体,到一定程度,锚索就会破坏,失去支护能力。因此,锚索预应力有一临界值,支护系统存在临界刚度,达到临界值后,围岩才能保持长期稳定。本次试验中,锚索预应力设计为200~250 kN是比较合理的。

图2-6全断面锚索支护巷道锚索受力曲线

2.3.5大断面矩形巷道支护技术

矩形巷道在煤矿中应用非常普遍。根据采煤的需要,回采巷道一般为矩形断面。此外,煤层集中巷、大巷,为了降低掘进费用,不破坏顶板岩层,很多采用矩形断面。其中,采煤工作面开切眼,用于安装采煤设备。随着采煤设备的大型化,要求开切眼的断面越来越大,是煤矿典型的大断面矩形巷道。

(1)巷道地质与生产条件

晋城赵庄矿采用厚煤层一次采全高的方法进行开采。煤层平均厚度为4.85 m,松软破碎,有些区域抗压强度仅为8 MPa左右。直接顶以泥岩和砂质泥岩为主,平均厚度为5.85 m,抗压强度为26.4~35.2 MPa,节理裂隙发育,并含有软弱夹层。

地应力测量结果为:最大水平主应力为13.98MPa,方向为N29.3。w;最小水平主应力为7.51MPa:垂直主应力为12.38 MPa。所测区域水平应力占优势。

由于工作面产量大,采煤设备功率大、尺寸大,要求的开切眼断面大。正常开切眼断面呈矩形,掘进宽度为8.5 m,高度为4.5 m,掘进断面积为38.25 m2。工作面两端的超宽部分,宽度达到10 m,掘进断面积达45 m2,属于松软煤层、超高煤帮、特大断面巷道。一方面,如此大的巷道宽度显著增加了巷道支护难度;另一方面,如此大的巷道高度,无法采用单体支柱等加强支护,要求锚杆支护必须能有效控制顶板变形与破坏,确保顶板的稳定,而不能依赖其他任何柱式或棚式支护17J。

(2)锚杆支护设计

通过理论分析与数值模拟计算,确定开切眼采用高预应力、强力锚杆与锚索组合支护系统。

顶板支护:锚杆为BHRB600型、毖2 mm的左旋无纵筋螺纹钢强力锚杆,长度2.8 m,杆体拉断力不小于300 kN,树脂加长锚固。采用W型钢带与金

属网护项。钢带厚度4 mm,宽度280 mm。锚杆排距1 000 mm,每排9根锚杆,间距1 000 mm。锚索为犯2 mm,lxl9的钢绞线,长度9.3 rn,树脂加长锚固;锚索托板为300 mmx300 ram×16 mm高强度可调心托板。每排布置4根锚索,排距2 m。顶板锚杆预紧力矩500N·m,锚索预紧力300kN。巷帮支护分采空区侧帮与内侧帮。

采空区侧帮:锚杆为但2 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,长度2.4 m,树脂加长锚固。采用钢筋托梁与金属网护帮。钢筋托梁采用014 film的钢筋焊接而成,宽度80 mm。锚杆排距1 000 m,每排5根,间距950 mm。锚索直径017.8 mm,长度5.3 m,加长锚固。锚索每帮每排2根,排距为2m。

内侧帮:开切眼掘进采用二次成巷,一次掘进位置靠近尾巷,掘进宽度为4.5 m。由于采用二次成巷,在一次掘进和二次掘进的内侧帮,需采用可切割玻璃钢锚杆。锚杆为020 mm的玻璃钢锚杆,长度2.4 m,树脂加长锚固。采用塑料网护表。锚杆排距1 000mm,每排布置6根锚杆,间距750mm。

特大断面开切眼锚杆支护布置如图2-7所示。

图2-7 特大断面开切眼锚杆支护布置图

(3)支护效果分析

开切眼在掘导硐时,由于各种原因,没有施加较大的预紧力。经检测,预紧力矩仅为160 N·m左右,施工长度约60 m。导硐掘进期间顶板下沉量就超过60

mm,明显看出W型钢带弯曲。在靠工作面侧帮上每排打有5根玻璃钢锚杆,共60根,统计有39根断裂,帮部变形大。

按照设计的锚杆预紧力施工后,开切眼支护状况发生了本质的改变。项板基本没有发生离层与变形,W型钢带绷得笔直,顶板完整、稳定,基本没有出现破坏现象。同时,两帮变形量很小,玻璃钢锚杆也没发生断裂现象。

开切眼的支护实践表明:在低预应力状态下,即使采用强度再高的锚杆,其控制顶板变形的作用都比较差,锚杆支护能力不能充分发挥;高预应力、强力锚杆支护不仅能有效控制顶板变形与离层,而且能使顶板受力向更深、更远的围岩中传递,降低煤帮的压力,非常有利于煤帮的维护。

2.3.6小煤柱沿空掘巷支护技术

沿空掘巷是沿采空区边缘掘进的巷道。根据是否留煤柱分为:不留煤柱的完全沿空掘巷和留小煤柱的沿空掘巷。目前,小煤柱沿空掘巷得到广泛应用,不仅显著减小了煤柱宽度,提高了煤炭资源回收率,而且小煤柱起到挡矸、防漏风的作用,解决了完全沿空掘巷需要设置巷旁支护的问题。

沿空掘巷小煤柱变形的基本特点是:煤柱垂直变形较小,主要表现为水平变形强烈。如果巷道支护不合理,会导致回采期间两帮移近过大,无法满足安全生产的要求。

淮南矿区煤层赋存条件复杂多样,多数是由多层松散岩层和煤线组成的复合顶板。这类顶板结构复杂,软弱夹层和层理、节理发育,区域构造应力作用明显。掘进后顶板自稳时间短、破坏范围大,极易发生离层冒落。煤层松散破碎,容易发生片帮,两帮移近量大,巷道底臌严重。为了解决小煤柱沿空掘巷支护难题,开展了高预应力、强力锚杆与锚索支护技术研究与试验。

(1)巷道地质与生产条件

潘三煤矿1271(3)T作面开采13一l煤层,巷道埋深为760 m。煤层平均厚度为3.6 m,平均倾角为5。,单轴抗压强度为15 MPa。煤层之上是1.7 m厚的泥质砂岩,单轴抗压强度为32.5 MPa;泥质砂岩之上是泥岩,厚度为2.4 m,单轴抗压强度为29.1MPa;泥岩之上是砂岩,厚度为3.5 m,单轴抗压强度为52.8MPa。

原岩应力测量结果为:最大水平主应力为16.24MPa,方向为N84.7E,最小水平主应力为8.52M-Pa,垂直主应力为18.38 MPa。

试验巷道为小煤柱沿空掘巷。巷道一侧为采空区,煤柱宽度为5 m。设计断面为倒梯形,中高3.2 m,宽5.0 m,沿13—1煤层项板掘进。

(2)锚杆支护设计

根据现场条件和数值模拟,确定出支护初始设计。小煤柱沿空掘巷锚杆支护布置如图2-8所示。

图2-8 小煤柱沿空掘巷锚杆支护布置图

顶板支护:W型钢带组合锚杆支护,配合锚索补强。锚杆为BHRB500左旋无纵筋螺纹钢,直径犯2 mm,长度2.4 m,全长预应力锚固。W型钢带宽280 mm,厚4 mm,长度为4.8 m,钢筋网护顶。锚杆排距1 000 mm,间距900 mm。锚索直径犯2mm,长度7.0 m,树脂加长锚固,三花布置,排距1000 mm。

两帮支护:支护形式同顶板,区别在于小煤柱侧锚杆间距为800 mm,另一侧锚杆间距900 mm。

(3)支护效果

锚杆支护实施于井下后,进行了矿压监测。小煤柱沿空掘巷表面位移曲线如图2-9所示。顶板下沉量为70 mm,两帮移近量为225 mm,其中小煤柱侧位移量达到130 mm,底臌量达到3 10 mm。而原支护巷道两帮移近量达到500 mm以上,底臌量达到1 100 mm。比原支护底臌量减少72%,两帮移近量减少55%。高预应力、强力锚杆与锚索支护有效控制了巷道的强烈变形,满足了生产要求。

图2-9 小煤柱沿空掘巷表面位移曲线

2.3.7深部沿空留巷支护技术

沿空留巷有很多优点:实现无煤柱开采,提高煤炭资源回收率;留巷不仅可作为专用回风巷,而且还可作为下一个采煤工作面及邻近煤层的瓦斯抽放巷道,显著减少掘进工程量;更重要的是留巷可使回采工作面实现Y型通风,解决高瓦斯矿井通风与瓦斯问题。但是,沿空留巷支护难度很大,不仅要经受采煤工作面超前支承压力影响,而且在留巷期间,巷道一帮不复存在,顶板将会产生剧烈的沉降。为使留巷成功,必须保证顶板在下沉的过程中保持完整与稳定。为了解决这个支护难题,在淮南谢一煤矿进行了高预应力、高韧性、强力支护技术研究与试验。

(1)巷道地质与生产条件

谢一煤矿5121810工作面位于5l采区,开采10号层煤。煤层倾角22。,平均厚度1.4 m,单轴抗压强度8.2 MPa。煤层之上依次为泥质砂岩,厚度0.8 m,抗压强度37.3 MPa;细砂岩,厚度0.8 m,抗压强度97.1 MPa;泥质砂岩,厚度2.0 m,抗压强度51.1 MPa。

采用水压致裂法在该工作面附近进行原岩应力测量:最大水平主应力16.9 MPa,方向N46.2。W,最小水平主应力8.93 MPa,垂直主应力20.08 MPa。

回风巷需要沿空留巷,巷道埋深为700 m左右,断面为倒梯形,宽度5.0 m,中高2。8 m。由于埋深较大,采用传统的支护方式巷道掘出后变形量就较大。如果进行沿空留巷,围岩变形会更加严重,甚至出现大面积冒落。

(2)巷道支护设计

采用理论分析、数值模拟方法,结合已有的经验,确定回风巷采用树脂加长锚固强力锚杆、锚索组合支护,沿空留巷锚杆支护布置如图2-10所示。

图2-10 沿空留巷锚杆支护布置图

顶板锚杆杆体为直径22 mm的左旋无纵筋螺纹钢筋,钢号为BHRB500。锚杆长度2.4 m,树脂加长锚固。采用W型钢带与金属网护顶。锚杆排距l 000 mm,每排6根锚杆,间距900 ITtm。锚杆预伽枷姗姗如瑚∞如抛∞如m啪∞如如∞如。。万方数据道锚杆支护应用实例分析·659·紧力矩为500 N·m。锚索材料为犯2 mm、lxl9结构预应力钢绞线,长度6.3 m。每2.0 m安装2根锚索。锚索预紧力为300 kN。

巷帮锚杆规格与顶板锚杆相同。采用W型钢带与金属网护帮。锚杆间、排距均为l 000 mm,上帮4根锚杆,下帮2根锚杆。

(3)支护效果分析

在巷道掘进与留巷期间都进行了矿压监测。从巷道掘进到稳定期间,两帮移近量为149 nlm,其中上帮移近量85 ram,下帮移近量64 mm;顶底板移近量为41 mm,其中顶板下沉量11 mm,底臌量30mm。巷道在距掘进工作面0~20 m范围内位移明显,30~50 m后基本达到稳定。顶板离层值为(距工作面l~121 m):浅部离层5 mm,深部离层3mm,总离层8 mm。巷道总变形量不大,顶板离层很小,支护状况良好(见图2-11)。

图2-11 沿空留巷支护状况

锚杆受力在距工作面0--一35 m范围内变化较大,50 m以后,受力逐步稳定。预应力较高的锚杆受力变化不大,而且很快就稳定。预应力小的锚杆受力增长幅度较大,而且趋于稳定的时间较长。锚索从安装到掘进稳定期间,受力变化较小。在距工作面50 m后达到稳定,受力基本不再变化。该实例再次说明,高预应力锚杆、锚索不仅能有效控制围岩离层,而且本身的受力变化不大。

在采煤工作面开采与留巷期间,在回风巷距采煤工作面不同位置进行了表面位移观测。

1号测站设在采煤工作面前方10 m处,监测距采煤工作面前方10 m到后方49 m期间巷道表面位移,监测结果如图14所示。测站距采煤工作面前方10 m 到2 m期间,两帮移近量为29 ITlm:距采煤工作面后方3 m到49 m期间,两帮移近量为25 mm(采煤工作面后方一侧煤帮已不存在,充填体上的测点重新设置),上帮移近量为16 mm,下帮(充填体)移近9 mm。在整个观测过程中,巷道顶底移近量为140 mm,其中顶板下沉量为51 ranl,底臌量为89 mm。说明在采煤工作面附近及巷旁充填体构筑期间,围岩与充填体变形较大。

2号测站设置在采煤工作面后方40 m处。距采煤工作面位置由40 m到87 m 过程中,两帮移近量为18 mm,上帮移近量为19 mm,下帮(充填体)向采空区移动1 mm:顶底移近量为23 IILrfl,项板下沉量为12 mm。

3号测站设置在采煤工作面后方140 m处。在距采煤工作面位置由140-~187 m过程中,两帮移近量为7 mm,上帮位移量为9 mm,下帮(充填体)向采空区移动2 mm;顶底移近量6 mm,顶板下沉量为3 mm,说明巷道围岩变形已经基本稳定。

总之,在掘进与留巷期间,巷道围岩变形不大,围岩与充填体稳定,高预应力、强力锚杆与锚索支护配合合理的巷旁充填满足了安全生产的要求。

3煤巷锚杆支护设计方法与软件

设计是锚杆支护成套技术中的一项核心内容,如果支护形式和参数选择不合理就会造成两个极端其一是支护强度太高浪费材料其二是支护强度不够出现冒顶事故。

3.1动态信息设计法

锚杆支护动态信息设计法,比较适合煤矿巷道的特点,已经得到普遍认可。动态信息法具有两大特点,动态性与信息性:其一,设计不是一次完成

的,而是一个动态过程;其二,设计充分利用每个过程中提供的信息。该设计方法包括五部分,即试验点调查和地质力学评估;初始设计;井下监测信息反馈和修正设计;日常监测。

实践证明,锚杆支护初始设计采用数值计算是可行的。目前应用效果比较好的数值计算程序为有限差分软件FLAC和离散单元法软件UDEC。数值

计算设计包括以下步骤:

(1)确定巷道断面形状与尺寸:根据设备尺寸、通风要求和巷道围岩变形预留量,设计合理的巷道断面形状与尺寸。

(2)建立数值模型:根据巷道条件,确定模拟范围、边界条件,模拟围岩和支护构件的力学模型。

(3)确定模拟方案:一般包括无支护,不同锚杆支护密度、直径、长度、预紧力,及有无锚索等支护方案

(4)模拟结果分析分析:锚杆密度、直径、长度和预紧力等参数对支护效果的影响,确定最优的支护方案。

3.2适合工程技术人员使用的设计,软件

采用数值计算软件进行锚杆支护初始设计可以考虑众多影响巷道围岩变形、破坏和锚杆支护作用的因素,在多方案比较的基础上,选出最优方案。

这种设计方法的科学性和合理性很高,但是,这种设计方法需要有深厚的数学和力学基础、娴熟地操作计算机的能力,以及丰富的锚杆支护设计经验。这些条件对于现场工程技术人员来说很难达到。

为了使锚杆支护初始设计既简单、方便,适合工程技术人员使用,又具有较高的科学性,和合理性在大量示范巷道数值计算设计的基础上,进行提炼与简化,编制适合现场工程技术人员使用的设计软件是一条可行的途径。下面以潞安矿区煤巷锚杆支护设计软件为例作一简单介绍。

3.2.1设计软件的组成

潞安矿区煤巷锚杆支护设计软件由以下4个部分组成:

(1)数据库系统:包含设计巷道地应力、围岩强度、围岩结构、巷道使用特征等各个参数。

(2)咨询系统:包含与煤巷锚杆支护有关的地质力学测试、支护理论、设计方法、支护材料、施工机具和矿压监测仪器等内容,供工程技术人员学习煤巷锚杆支护技术基本知识所用。

(3)设计系统:根据巷道参数进行锚杆支护设计,得出支护形式、参数,所需要的支护材料等。

(4)绘图系统:根据设计系统提供的锚杆支护设计,绘制巷道支护断面图、俯视图和侧视图。

3.2.2系统功能

潞安矿区煤巷锚杆支护设计软件系统提供的主要功能包括:查看各煤矿地质力学参数的图表和图形数据资料;提供煤巷锚杆支护技术咨询;设计巷道支护参数;打印输出巷道支护材料消耗清单和巷道支护三视图。

为完成上述功能,首先要在数据库中录入待设计巷道的所有地质力学参数。打印输出巷道支护三视图由AutoCAD完成其余功能及系统集成均由支护设计软件来完成。

LABOLT已经在潞安矿区得到广泛应用,显著提高了支护设计的合理性和速度,大大减轻了工程技术人员的设计工作量。

巷道锚杆支护参数设计

巷道锚杆支护参数设计 一、锚杆支护理论研究 (一)锚杆支护综述 1、锚杆支护技术的发展 锚杆支护作为一种有效的、技术经济优越的采准巷道支护方式,自美国1912年在aberschlesin(阿伯施莱辛)的Friedens(弗里登斯)煤矿首次使用锚杆支护顶板至今已有90多年的历史。 1945~1950年,机械式锚杆研究与应用; 1950~1960年,采矿业广泛采用机械式锚杆,并开始对锚杆支护进行系统研究; 1960~1970年,树脂锚杆推出并在矿山得到了应用; 1970~1980年,发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并得到了应用,同时研究新的设计方法,长锚索产生; 1980~1990年,混合锚头锚杆、组合锚杆、特种锚杆等得到了应用,树脂锚固材料得到改进。 美国、澳大利亚、加拿大等国由于煤层埋藏条件好,加之锚杆支护技术不断发展和日益成熟,因而锚杆支护使用很普遍,在煤矿巷道的支护中的比重几乎达到了100%。 澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完整的体系,处于国际领先水平。澳大利亚的煤矿巷道几乎全部采用W型钢带树脂全长锚固组合锚杆支护技术,尽管其巷道断面比较大,但支护效果非常好。对于复合顶板、破碎顶板及其巷道交叉点、大跨度硐室等难维护的地方,采用锚索注浆进行补强加固,控制了围岩的强烈变形。美国一直采用锚杆支护巷道,锚杆消耗量很大。锚杆种类也较多,有胀壳式、

树脂式、复合锚杆等。组合件有钢带。具体应用时,根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。 锚杆支护发展最快的是英国。在1987年以前,英国煤矿巷道支护90%以上采用金属支架,而且主要是矿用工字钢拱型刚性支架。由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高,因而亏损严重。为了摆脱煤炭行业的这种困境,在巷道支护方面积极发展锚杆支护,到1987年,英国从澳大利亚引进了成套的锚杆支护技术,从而扭转了过去的被动局面,煤巷锚杆支护得到迅速发展,经过近10年实验的基础上,又进行了改进和提高,到1994年在巷道支护中所占的比重己达到80%以上。锚杆支护技术的广泛采用给英国煤矿带来巨大的活力和经济效益。 德国是U型钢支架使用最早、技术上最为成熟的国家,自1932年发明U型钢支架以来,U型钢支架发展迅速,支护比重很快达到了90%以上,从井底车场一直到采煤工作面两巷均采用U型钢可缩性支架。但是自20世纪80年代以来,随着矿井开采深度日益增加,维护日益困难。面临这种困境,德国采用不断增加金属支架的型钢质量,逐步减小棚距的做法,这不仅使巷道支护费用增高,而且施工、运输更加困难和复杂。即便如此,巷道维护困难的状况仍然难以改观,于是寻求成本低,运输和施工简单方便、控制围岩变形效果好的锚杆支护变得尤为重要。到20世纪80年代初期,锚杆支护在鲁尔矿区实验成功后获得推广,现己应用到千米的深井巷道中,取得了许多成功的经验。 法国煤巷锚杆支护的发展也很迅速,到1986年其比重己达50%。在采区巷道支护中同时发展金属支架、锚杆支护、混凝土支架。 俄罗斯锚杆支护的发展也引人瞩目。他们研制了多种类型的锚杆,在俄罗斯第一大矿区——库兹巴斯矿区锚杆支护巷道所占比重己达50%。 我国在煤矿岩巷中使用锚杆支护也已有近50余年的历史。从1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护,20世纪60年代锚杆支护开始进入采区,但由于煤层巷道围岩松软,受采动影响后围岩变形量很大,对支护技术要求很高,加之锚杆支护理论、设计方法,锚杆材料、施工机具、检测手段等还不够完善,因而发展缓慢。“八五”期间,原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关,在“九五”期间,原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个项目之一,

煤矿巷道锚杆支护技术规范

煤矿巷道锚杆支护技术规范 1 范围 本标准规定了煤矿巷道锚杆支护技术的术语和定义、技术要求、锚杆支护施工质量检测及锚杆支护监测。 本标准适用于煤矿岩巷、煤巷及半煤岩巷的锚杆支护。 2 规范性引用文件 下列文件对于本文件的应用是必不可少的。凡是注日期的引用文件,仅所注日期的版本适用于本文件。凡是不注日期的引用文件,其最新版本(包括所有的修改单)适用于本文件。 GB 175-2007 硅酸盐水泥、普通硅酸盐水泥 GB/T 228.1-2010 金属材料拉伸试验第1部分:室温试验方法 GB/T 23561.1-2009 煤和岩石物理力学性质测定方法第1部分:采样一般规定 GB 50086 岩土锚固与喷射混凝土支护工程技术规范 GB/T 50266-2013 工程岩体试验方法标准 MT 146.1-2011 树脂锚杆第1部分:锚固剂 MT 146.2-2011 树脂锚杆第2部分:金属杆体及其附件 MT 285 缝管锚杆 MT/T 861 W型钢带 MT/T 1061-2008 树脂锚杆玻璃纤维增强塑料杆体及其附件 3 术语和定义 GB/T 228.1-2010、MT 146.1-2011、MT 285界定的以及下列术语和定义适用于本文件。 3.1 巷道 roadway 为煤矿提升、运输、通风、排水、行人、动力供应等而掘进的通道。 3.2 煤巷 coal roadway 断面中煤层面积占4/5或4/5以上的巷道。 3.3 岩巷 rock roadway 断面中岩石面积占4/5或4/5以上的巷道。 3.4

半煤岩巷 coal-rock roadway 断面中岩石面积(含夹石层)大于1/5到小于4/5的巷道。 3.5 锚杆 rock bolt 安装在围岩中,对围岩实施锚固的杆件系统。一般由杆体、托盘、螺母、垫圈、锚固剂或锚固构件组成。 3.6 预应力锚杆 pretensioned rock bolt 在安装过程中施加一定预拉力的锚杆。 3.7 无预应力锚杆 non-pretensioned rock bolt 在安装过程中不施加预拉力的锚杆。 3.8 树脂锚杆 resin anchored bolt 采用树脂锚固剂锚固的锚杆。 注:改写MT 146.1-2011,定义3.1。 3.9 注浆锚杆 grouting bolt 杆体为中空式,兼做注浆管,对围岩进行注浆加固的锚杆。 3.10 钻锚注锚杆 self-drilling bolt 杆体为中空式,自带钻头,集钻孔、锚固、注浆于一体的锚杆。 3.11 玻璃纤维增强塑料锚杆 glass fibre reinforced plastic bolt 杆体主体部分由玻璃纤维和树脂复合而成的锚杆。 3.12 缝管锚杆 s plit set bolt 经特殊加工成纵向开缝的钢管及其附件。 [MT 285—1992,术语 3.1] 3.13 锚索 cable bolt 安装在围岩中,对围岩实施锚固的索体系统。一般由钢绞线、托盘、锚具及锚固剂组成。 3.14 锚杆支护 rock bolting

锚杆(锚索)支护设计公式

锚杆(锚索)支护设计技术参数 一、锚索设计承载力 钢绞线直径为φ15.24mm 时230kN ,钢绞线直径为φ17.8mm 时320kN ,钢绞线直径为φ21.6mm 时454kN 。 二、锚索设计破断力 钢绞线直径为φ15.24mm 时260kN ,钢绞线直径为φ17.8mm 时355kN ,钢绞线直径为φ21.6mm 时504kN 。 三、锚杆(锚索)支护参数校核 1、顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固帮体作用,达到支护效果的条件,应满足:L ≥L 1+L 2+L 3 式中L ——锚杆总长度,m ; L 1——锚杆外露长度(包括钢带、托板、螺母厚度),m ; L 2——有效长度(顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b ,帮锚杆取帮破碎深度c ),m; L 3——锚入岩(煤)层内深度,m 。 其中围岩松动圈冒落高度 b=顶 f H B ??? ? ? -+?245tan 2ω 式中B 、H ——巷道掘进荒宽、荒高; 顶f ——顶板岩石普氏系数; ω——两帮围岩的似内摩擦角,ω=()顶f arctan 。 ? ?? ? ? -?=245tan ωH c 2、校核顶锚杆间、排距:应满足 γ 2kL G a < 式中a ——锚杆间、排距,m ;

G ——锚杆设计锚固力,kN/根; k ——安全系数,一般取2;(松散系数) L 2——有效长度(顶锚杆取b ); γ——岩体容重 3、加强锚索长度校核,应满足d c b a L L L L L +++= 式中L ——锚索总长度,m ; a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m ; c a a f f d K L 41? ≥ 其中: K ——安全系数; 1d ——锚索直径; a f ——锚索抗拉强度,N/㎜2; c f ——锚索与锚固剂的粘合强度,N/㎜2;(10)? b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度,m ; c L ——托板及锚具的厚度,m ; d L ——外露张拉长度,m ; 4、悬吊理论校核锚索排距: L ≤nF 2/[BH γ-(2F 1sin θ)/L 1] 式中 L---锚索排距,m ; B---巷道最大冒落宽度, m ; H---巷道最大帽落高度, m ;(最大取锚杆长度) γ---岩体容重,kN/m 3(包括顶煤+直接顶) L 1---锚杆排距, m, F 1---锚杆锚固力, kN;70

锚杆支护及其分类

行业资料:________ 锚杆支护及其分类 单位:______________________ 部门:______________________ 日期:______年_____月_____日 第1 页共8 页

锚杆支护及其分类 锚杆支护实质上是把锚杆安装在巷道的围岩中,使层状的、软质的岩体以不同的形态得到加固,形成完整的支护结构,提供一定的支护抗力,共同阻抗其外部围岩的位移和变形。 (1)木锚杆。我国使用的木锚杆有两种,即普通木锚杆和压缩木锚杆。 (2)钢筋或钢丝绳砂浆锚杆。以水泥砂桨作为锚杆与围岩的粘结剂。 (3)倒楔式金属锚杆。这种锚杆曾经是使用最为广泛的锚杆形式之一。由于它加工简单,安装方便,具有一定的锚固力,因此这种锚杆在一定范围内至今还在使用。 (4)管缝式锚杆。是一种全长摩擦锚固式锚杆。这种锚杆具有安装简单、锚固可靠、初锚力大、长时锚固力随围岩移动而增长等特点。 (5)树脂锚杆。用树脂作为锚杆的粘结剂,成本较高。 (6)快硬膨胀水泥锚杆。采用普通硅酸盐水泥或矿渣硅酸盐水泥加入外加剂而成,具有速凝、早强、减水、膨胀等特点。 (7)双快水泥锚杆。是由成品早强水泥和双快水泥按一定比例混合而成的。具有快硬快凝、早强的特点。 锚杆支护安全技术操作规程 第1条本规程适用于各类煤矿在掘进工作面从事锚杆支护作业的 人员。 第 2 页共 8 页

第2条锚杆支护基本支护形式是指巷道单体锚杆支护、锚网支护、锚网带(梁)支护。其他支护形式参照基本支护形式执行。 上岗条件 第3条锚杆支护工必须经过专门培训、考试合格后,方可上岗。 第4条锚杆支护工必须掌握作业规程中规定的巷道断面、支护形式和支护技术参数和质量标准等;熟练使用作业工具,并能进行检查和保养。 安全规定 第5条在支护前和支护过程中要敲帮问顶,及时摘除危岩悬矸。 1.应由两名有经验的人员担任这项工作,一人敲帮问顶,一人观察顶板和退路。敲帮问顶人员应站在安全地点,观察人应站在找顶人的侧后面,并保证退路畅通。 2.敲帮问顶应从有完好支护的地点开始,由外向里,先顶部后两帮依次进行,敲帮问顶范围内严禁其他人员进入。 3.用长把工具敲帮问顶时,应防止煤矸顺杆而下伤人。 4.顶帮遇到大块断裂煤矸或煤矸离层时。应首先设置临时支护,保证安全后,再顺着裂隙、层理敲帮问顶,不得强挖硬刨。 第6条严禁空顶作业,临时支护要紧跟工作面,其支护形式、规格、数量、使用方法必需在作业规程中规定。放炮前最大空顶距不大于锚杆排距,放炮后最大空顶距不大于锚杆排距+循环进度。 第7条煤巷两帮打锚杆前用手镐刷至硬煤,并保持煤帮平整。 第8条严禁使用不符合规定的支护材料: 1.不符合作业规程规定的锚杆和配套材料及严重锈蚀、变形、弯曲、径缩的锚杆杆体。 第 3 页共 8 页

巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计(孙巧龙)

巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计 孙巧龙 (淮北朔里矿业有限责任公司,安徽淮北235052) 【摘要】本文浅析煤矿巷道锚杆支护高应力巷道影响锚杆支护的因素、煤巷锚杆支护的关键问题和煤巷锚杆支护的合理设计。 【关键词】锚杆支护;合理设计;选择;巷道 1引言 在煤矿巷道的锚杆支护中,由于其对破碎岩体的加固效果好,又优于U型钢被动支护,加上劳动强度低、经济效益显著的特点,因而在煤矿中得到了广泛的应用。煤矿软岩地层分布十分广泛,75%以上的采准巷道还要经受采动的频繁影响,所以在设计服务年限内的大部分巷道围岩变形量都比较大,严重的冒落无法再利用。因此,煤矿巷道锚杆支护技术研究的重点应是有效控制高应力、软岩和采动等大变形量围岩特性,以保障煤矿在安全、经济的良好环境下持续生产。 2高应力巷道影响锚杆支护的因素 2.1巷道断面 巷道锚杆支护过程中,对于深部高应力的地点,在进行断面选择时,必须根据顶底板岩性和巷道服务年限原则考虑选择。①对服务年限较长的开拓、准备巷道,应尽量选用承压效果好的圆弧拱断面。②对回采、顶板完整性较好的巷道,可采用梯形断面;复合顶板或破碎顶板的巷道,应采用承压性效果较好的斜切圆拱形断面。 就斜切圆拱形断面来说,斜切圆弧拱高一般应为巷道宽度的2/5—1/4,上肩窝部高度达到煤层顶板,下帮墙高根据设计要求进行设计。拱高控制可在掘进过程中通过控制中部高度实现。根据众多的实验证明,其断面承压效果要比梯形断面好。但是,岩石掘进工作量大是其缺点,并在一定程度上会影响掘进速度。 2.2锚杆性能 在锚杆的种类选择上,主要考虑锚杆的材质、粗度、延伸性、让压性能和预紧力等参数特性比较选择,其次是考虑锚固剂的选择。随着各种锚杆的不断出

巷道锚杆支护管理规定

新光集团有限公司新司发[2007]56号文 巷道锚杆支护管理规定 第一章总则 第1条为提高锚杆支护巷道的施工质量,保证支护效果,实现安全施工,特依据《煤矿安全规程》、上级有关规定、矿区近年锚杆支护实践制定本规定。 第2条各单位必须建立完善锚杆支护管理责任制,建立健全锚杆支护巷道质量保证体系。明确从班组、区队到矿井的各级管理责任,并落实到人,实现全方位、全过程的安全管理。 第3条各单位必须加强对锚杆支护的过程控制及各环节的管理。地测、技术、物管、区队等单位要分工负责、协调配合,切实做好地质资料提供、支护设计、施工机具和材料的供应、质量控制、监测监控、后路级护、支护效果分析、缺陷改正等工作。 第4条各单位必须对管理人员、技术人员及操作工人进行锚杆支护的技术培训。 第5条各单位要依靠技术进步,结合生产实际,积极推广应用新技术、新装备、新材料、新工艺,不断提高锚杆支护水平。 第6条各单位必须严格贯彻执行本规定。本规定未涉及的内容,按上级及集团公司有关规定执行。 第二章锚杆支护设计 第7条锚杆支护设计前,首先要做好地质力学评估工作。内容包括:现场地质条件调查,巷道围岩力学性质测定,围岩应力测定及短锚杆拨拉试验等。以判断其可锚性及支护难易程度,为围岩分类提供一份全面的地质力学资料。并对类似地质条件已掘巷道的支护状况进行分析,有关地质资料、图纸齐全。 第8条煤锚支护设计过程应遵循巷道围岩分类→初步设计→监测分析→优化设计的程序。做到围岩分类准确、设计科学合理。 第9条要贯彻“动态设计”的思想,不能生搬硬套已有设计。根据具体地质条件的不同,同一矿井、同一煤层、同一巷道的不同区域、不同地段,可选择不同的支护形式和参数。 第10条锚杆初步设计基本原则: 1、巷道应尽量采用矩形断面,在满足通风、运输、行人的前提下,巷道

巷道锚杆支护计算公式

根据1552工作面围岩柱状资料分析,15#煤层顶板直接顶为粘土岩,厚度1.0-1.5m ,施工时,极易垮落,掘进施工时以14#煤层做顶沿15#煤层底板掘进,采取锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于老顶坚硬岩层中,需用高强度锚索做辅助支护。根据邻近1551运、回两巷掘进巷道的支护经验,确定1552回风巷、1552回风巷皮带机头硐室,采用锚杆—钢筋网—钢带--锚索联合支护。 二、支护参数设计 ㈠采用类比法合理选择支护参数:根据15#煤层邻近巷道的支护经验,1552回风巷巷道顶锚杆选用φ16mm ×1800mm 的圆钢锚杆,间距1000mm,排距900mm ;选用1x7丝φ15.24mm ,锚固力不小于230kN 冷拔钢筋,长度4.2m 的锚索加强支护。 ㈡采用计算法校核支护参数 1、锚杆长度计算 L = KH+L 1+L 2 式中:L ——锚杆长度,m H ——冒落拱高度,m K----安全系数,取2 L 1——锚杆锚入稳定岩层深度,取0.5m L 2——锚杆在巷道中的外露长度,取0.05m 其中: H=B/2f=3.4/(2×4)=0.43m 式中:B ——巷道宽度 f ——岩石坚固性系数,取4 L = 2H+L1+L2=2×0.43+0.5+0.05=1.41m 施工时取L=1.8m 2、锚杆间距、排距a 、b a=b= KHr Q 式中:a 、b ——锚杆间、排距m Q ——锚杆设计锚固力,50kN/根; H ——冒落拱高度,取0.58m ; K ——安全系数,取2; r ——被悬吊粘土岩的重力密度,26.44kN/m 3 a=b= 44 .2643.0250 ??=1.48m

巷道锚杆支护安全技术措施(正式)

编订:__________________ 单位:__________________ 时间:__________________ 巷道锚杆支护安全技术措 施(正式) Deploy The Objectives, Requirements And Methods To Make The Personnel In The Organization Operate According To The Established Standards And Reach The Expected Level. Word格式 / 完整 / 可编辑

文件编号:KG-AO-3226-87 巷道锚杆支护安全技术措施(正式) 使用备注:本文档可用在日常工作场景,通过对目的、要求、方式、方法、进度等进行具体、周密的部署,从而使得组织内人员按照既定标准、规范的要求进行操作,使日常工作或活动达到预期的水平。下载后就可自由编辑。 根据我矿工作安排,决定对C8运输顺槽掘进巷道、C8回风顺槽掘进巷道和采区回风巷道进行锚杆喷浆支护。特制定本安全技术措施。 一、锚杆机操作 1、检修锚杆机时必须退至安全地点。 2、按规定数量、型号、周期注油换油;按规定进行油脂过滤;定期清洗液压系统过滤器;严禁用普通棉纱擦试液压元件。 3、打锚杆时,严禁将手放在钻臂防护板与顶板之间,严禁用钻杆或其他物品硬顶锚杆。 4、液压泵工作期间,两钻臂及工作范围内严禁有人;严禁在钻箱和钻臂上爬站。 5、两站摆动时既不能碰撞两帮,也不能靠的太近,

以免钻架相互碰撞。 6、锚杆机工作过程中遇到紧急情况时,必须立即停机。 7、施工中如遇顶板出现淋水或淋水加大、围岩层(节)理发育、突发性片帮掉碴、巷道不易成形、钻孔速度异常、放煤炮顶底板及两帮移近量增加显著等到情况,应立即停止作业,向有关领导及管理部门汇报,并采取加强支护措施,必要时应立即撤出人员。 二、锚杆安装 1、卸下钻杆,安装带托盘及快速预紧力螺母的锚杆,操纵钻机给进阀杆,将锚杆升起使锚杆端头距钻孔口约一卷树脂固剂的长度。 2、按作业规程规定的规格、数量、顺序将锚固剂首尾相接装入钻孔。 3、操纵钻机给进阀杆推动锚杆,使锚杆端头顶住最后一卷锚固剂尾部,将锚固剂缓慢送入孔底。 4、旋转锚杆将其推到孔底位置,达到规定的搅拌

锚杆支护参数计算

1 地质条件 岱庄煤矿综掘煤巷位于313采区中部,沿3上煤层顶板掘进,巷道底板标高在-203~-208m ,地表松散层厚度平均36m ;煤层厚度为3~3.83m ,平均3.4m ;煤层直接顶为砂质泥岩,厚度在0.60~.95m 之间,平均0.8m ;老顶为细砂岩,厚度15m 左右;底板为粉砂岩,厚度在1.158~.58m ,平均为4.9m 。 煤巷两侧及底板为煤体,粘聚力0.45MPa 、内摩擦角26°、容重1.33kg /m 3、单向抗压强度6.35MPa ;煤巷顶板为砂质泥岩,粘聚力2MPa 、内摩擦角28°、容重 2.76kg/m 3单向抗压强度20MPa ;原岩应力6.48MPa ;围岩稳定性系数为1.7,巷道围岩为Ⅳ类,属较稳定围岩。 2 锚杆及托盘材料 目前顶板锚杆采用Φ16mm 螺纹钢,设计强度240MPa ,托盘为铸钢托盘;两侧采用压缩木锚杆,设计强度17.6MPa 。 3 锚杆支护参数计算 3.1锚杆长度计算 21l l l += (1) 式中:1l 为锚杆外露长度,一般为0.1m ;2l 为被锚固围岩的厚度, 2/2h R l p -= (2) Ccon rH rH R R p +=sin 0 (3) 式中:p R 巷道围岩塑性区半径;o R 为矩形断面的等效圆掘进半径(见图1),其值为 2.18m ;h 为巷道宽度或高度,两者之间取小值,即h =2.6m 。 将上述巷道围岩参数代入式(3)得: ①巷道顶板岩层: m con R p 53.228228sin 48.648.618.2=?+?= ②卷道侧壁(煤体): m con R p 08.32645.026sin 48.648.618.2=?+?= 由式(2),得锚杆锚固区围岩厚度: 煤巷顶板岩层:m l 23.12=

煤矿锚杆支护技术规范标准设计

煤矿锚杆支护技术规范(新) ICS 73.100.10 D 97 备案号:26921—2010 MT 2009-12-11发布 2010-07-01实施 中华人民共和国煤炭行业标准 MT/T 1104—2009 煤巷锚杆支护技术规范 Technical specifications for bolt supporting in coal roadway 国家安全生产监督管理总局发布 前言 本标准的附录A为资料性附录。 本标准由中国煤炭工业协会科技发展部提出。 本标准由煤炭行业煤矿专用设备标准化技术委员会归口。 本标准由中国煤炭工业协会煤矿支护专业委员会负责起草。煤炭科学研究总院南京研究所、煤炭科学研究总院开采设计研究分院、煤炭科学研究总院建井研究分院、中国矿业大学、兖州矿业集团公司、徐州矿务集团公司、鹤岗矿业集团公司、新汶矿业集团公司、山西焦煤西山煤电集团公司、江阴市矿山器材厂、石家庄中煤装备制造有限公司、深圳海川工程科技有限公司参加起草。 本标准主要起草人:袁和生、康红普、陈桂娥、权景伟、张农、王方荣、王富奇、何清江、周明、秦斌青、晨春翔、黄汉财、赵盘胜、何唯平。 煤巷锚杆支护技术规范 1 范围 本标准规定了煤巷锚杆支护技术的术语和定义、技术要求、煤巷锚杆支护监测及煤巷锚杆支护施工质量检测。 本标准适用于煤矿煤巷锚杆支护,也适用于半煤岩巷锚杆支护。 2 规范性引用文件 下列文件中的条款通过本标准的引用而成为本标准的条款。凡是注日期的引用文件,其随后所有的修改单(不包括勘误的内容)或修订版均不适用于本标准,然而,鼓励根据本标准达成协议的各方研究是否可使用这些文件的最新版本。凡是不注日期的引用文件,其最新版本适用于本标准。 GB/T 5224-2003 预应力混凝土用钢绞线 GB/T 14370-2000 预应力筋用锚具、夹具和连接器 GB 50086-2001 锚杆喷射混凝土支护技术规范 MT 146.1-2002 树脂锚杆锚固剂 MT 146.2-2002 树脂锚杆金属杆体及其附件 MT/T 942-2005 矿用锚索 MT 5009-1994 煤矿井巷工程质量检验评定标准

巷道支护技术

2.1 巷道围岩控制理论 1907年俄国学者普罗托吉雅可诺夫提出普氏冒落拱理论[1-2],该理论认为:巷道开掘后,已采空间上部岩层将逐步垮落,其上方会形成一个抛物线形的自然平衡拱,下方冒落拱的高度与岩层强度和巷道宽度有关。该理论适用于确定巷道围岩强度不高、开采深度不是很大的巷道支护反力。20世纪50年代以来,人们开始用弹塑性力学解决巷道支护问题,其中最著名的是Fenner [3]公式和Kastner 公式[4]。 Fenner 公式为: ()[]10cot sin 1cot -??? ??+-+-=???σ?N i R r C C P (1) 式中,i P —支护反力;C —围岩内聚力;?—内摩擦角;0σ—原岩应力;r —巷道半径;R —塑性圈半径;?N —塑性系数,κ??sin 1sin 1-+= N 。 Kastner 公式为: ()()?????sin 1sin 20sin 1cot cot -??? ??-?++-=R r C P C P i (2) 式中,i P —支护反力;C —围岩内聚力;?—内摩擦角;0P —初始应力;r —巷道半径;R —塑性圈半径。 国内外巷道顶板控制理论发展很快[3-4],我国在1956年开始使用锚杆支护,迄今为止,已有50多年的历史。锚杆支护机理研究随着锚杆支护实践的不断发展,国内外已经取得大量研究成果[5-10]。 (1)悬吊理论 1952年路易斯阿帕内科L(ouis.Apnake)等提出了悬吊理论,悬吊理论认为锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳固的岩层上,在预加张紧力的作用下,每根锚杆承担其周围一定范围内岩体的重量,锚杆的锚固力应大于其所悬吊的岩体的重力。 (2)组合梁理论

锚杆支护参数设计

煤巷锚杆支护参数设计方法 煤巷的突出特点就是承受采动支承压力,围岩破碎,变形量大。巷道锚杆支护设计,首先要对巷道所经受采动影响过程及影响程度进行准确的评估,对巷道使用要求和设计目标要予以准确定位。比如,是按采动影响时的支护难度设计支护,还是按照采动影响前的使用要求设计,不同的设计思想,结果大不相同。 目前,我国煤巷支护设计方法大致分为三类,即工程类比法、理论计算法及实例法。 1)工程类比法 工程类比法是当前应用较广的方法。它是根据已经支护的类似工程的经验,通过工程类比,直接提出支护参数。它与设计者的实践经验有很大关系。然而,要求每一个设计人员都具有丰富的实践经验是不切实际的。为了将特定岩体条件下的设计与个别的工程相应条件下的实践经验联系起来进行工程类比,做出比较合理的设计方案,正确的围岩分类是非常必要的。进行围岩分类后,就可根据不同类别的岩层,确定不同的支护形式和参数。 (1)巷道围岩分类方法 围岩分类方法的研究工作历史悠久,早在18世纪,在采矿及各地下工程已开始用分类的方法研究围岩的稳定性。随着采矿和人们对岩石物理力学性质认识的不断深入,国内外围岩分类研究得到了迅速发展,据不完全统计,有影响的围岩分类有五六十种之多。 a. 普氏岩石分级法 该法用岩石坚固性系数f(普氏系数)来对围岩分类,f值等于岩石的单向抗压强度除以10。坚固性系数是岩石间相对的坚固性在数量上的表现,它最重要的性质在于不论是何种抗力,以及这种抗力是如何引起的,而给予岩石相互之间进行比较的可能性。普氏岩石分级法来自实践,并且有抽象概括的程序可取,所提出的岩石坚固性系数值简单明确,到目前仍有一定的使用价值。 b. 煤矿锚喷支护围岩分类 为了适应巷道锚杆支护的需要,原煤炭工业部颁布的《煤炭井巷工程锚喷支护设计试行规范》制定了煤矿锚杆支护围岩分类,见表1。该分类综合考虑了岩石的单向抗压强度、岩体结构和结构面发育状况、岩体完整性系数、围岩稳定时间等多种因素,是一种典型的多指标分类方法。 c. 围岩松动圈分类 围岩松动圈是一个定量的综合指标,它是建立在对巷道围岩实测的基础上,几乎不作任何假设,用现场实测和模拟试验,研究围岩状态,找出围岩松动圈这一综合指标,用来作为围岩分类的依据。这一分类方法简单、直观性强、易于掌握,受到众多煤矿巷道设计与施工人员的欢迎。 经过大量的现场松动圈测试及其与巷道支护难易程度相关关系的调研之后,依据围岩松动圈的大小将围岩分成小松动圈,中松动圈、大松动圈三大类六小类,如表2所示。

锚杆支护巷道管理制度示范文本

锚杆支护巷道管理制度示 范文本 In The Actual Work Production Management, In Order To Ensure The Smooth Progress Of The Process, And Consider The Relationship Between Each Link, The Specific Requirements Of Each Link To Achieve Risk Control And Planning 某某管理中心 XX年XX月

锚杆支护巷道管理制度示范文本 使用指引:此管理制度资料应用在实际工作生产管理中为了保障过程顺利推进,同时考虑各个环节之间的关系,每个环节实现的具体要求而进行的风险控制与规划,并将危害降低到最小,文档经过下载可进行自定义修改,请根据实际需求进行调整与使用。 开拓巷道普遍推广和应用了锚杆支护工艺,取得了良好 的支护效果,为了从技术上保证锚杆支护的可靠性和安全性, 加强巷道维护,使巷道支护达到标准化标准,特制定锚杆支护 巷道管理制度 1.锚杆巷道的测试结果,技术人员必须填写测试台 帐,及时汇报测试结果。 2.锚杆的锚固力及扭矩,施工队每天测试一次(20 根一组),每组测试不少于3根(顶部2根,帮1根)由 施工员监督,做好测试记录,每天将测试记录汇报生产技 术科一次。 3.锚杆测试标准为顶锚杆固力不少于70kN,帮锚杆 固力不少于50KN,岩石锚杆扭矩不小于(9#煤

10kg/m,,15#煤12kg/m)锚杆的外露长度自托板到螺母外不超过50mm。 4.现场锚杆实行标签管理。每排顶锚杆对锚固力和扭矩测试选1根贴标签,每排帮锚杆对锚固力和扭矩测试后选1根贴标签。贴标签工作由每班的带班长负责。 5.锚杆的测试结果由部门负责人每周汇总后报生产技术科一份,并由生产技术科和安全科每月对锚杆的锚固力,扭矩进行抽查,锚杆的锚固力,扭矩不得小于设计值的90%,否则该锚杆为不合格,合格率达不到100%时,各施工队组必须全部重新锚固。 请在此位置输入品牌名/标语/slogan Please Enter The Brand Name / Slogan / Slogan In This Position, Such As Foonsion

锚网巷道支护设计说明书

锚网巷道支护设计说明书 一、地质条件 根据地测科提供22508轨道巷地质说明书及钻孔情况分析,该巷道沿5#煤层掘进,煤厚为3.0-4.0m,煤层顶板多为k4细粒砂岩,局部地段发育厚度约为0.2m的黑色砂质泥岩;煤层底板多为粉砂岩或灰色泥岩,局部地段发育有薄层的石英砂岩。参考煤柱面掘进资料显示,在该段巷道可能遇见断层发育。 二、巷道断面 巷道采用锚网索支护、断面为矩形,设计规格:3.4m*3m(宽*高)巷道支护设计图(见附图1) 三、锚杆支护巷道支护设计 1、支护方式 ①临时支护 锚网索巷道临时支护采用带帽圆木点柱,点柱规格为直径不小于16cm、长3m的新鲜圆木、点柱不少于2根。 ②、永久支护 采用锚网索支护作为永久支护,支护材料为: 顶部:锚杆18mm*2200mm,Q500高强度螺纹钢锚杆,托盘150mm*150mm,厚度8mm 帮部:锚杆16mm*1800mm,Q335矿用螺纹钢锚杆,托盘150mm*150mm,厚度6mm 金属网:采用直径6mm钢筋焊接,网孔规格为70mm*70mm。

菱形铁丝网:采用10铁丝编制、网孔45mm*45mm 塑料网:采用pp180ms矿用塑料网网孔为30*30. 锚索直径17.8*6300mmswrh82b、强度级别1860兆帕钢绞线。托盘300*300*12mm 3、按悬吊理论计算锚杆参数: (1)、锚杆设计长度计算: L= L1+L2+L3 式中 L—锚杆长度2200mm L1—锚杆外露长度0.07m, L2—锚杆有效长度1.50(顶部锚杆取免压拱高b) L3—锚入岩层深度0.6m 根据满足顶板最下一层岩石外表抗拉强度条件确定组合梁厚度,即锚杆有效长度L2,则顶板稳定时应满足 L2≥ 式中:B—巷道开掘宽度,取3.4m ;σ1 ———顶板岩石抗拉强度; K1—顶板岩石坚固安全系数3~5 根据以上数据计算出该长度满足巷道支护设计要求。 (2)、锚杆间、排距计算: 式中:式中 SC ———锚杆间、排距; τ———杆体材料抗剪强度 ,MPa;

锚杆支护技术规范(正式版本)

锚杆支护技术规范(正式) 第一章总则 1为贯彻安全第一得生产方针,严格执行《煤矿安全规程》与煤炭工业技术政策,确保正确地进行锚杆支护设计与施工质量,促进煤巷锚杆支护技术得健康发 展,特制定本规范。 2 锚杆支护巷道施工必须进行设计.锚杆支护设计要注重现场调查研究,吸取国内外锚 杆支护设计、施工与监测方面得先进经验,积极采用新技术、新工艺、新材 料,做到技术先进、经济合理、安全可靠。 新采区采用锚杆支护时,要进行基础数据收集并进行锚杆支护实验工作,锚杆支护设计要组织有关单位会审,并报集团公司备案. 3 对在煤巷应用锚杆支护得有关人员(管理人员、工程技术人员及操作人员),都必须 进行技术培训。 4 在应用锚杆支护得巷道中,必须有矿压及安全监测设计。在施工中必须按设计设置 矿压及安全监测装置,并有专人负责监测. 第二章巷道围岩得稳定性分类 5采用煤巷锚杆支护技术,必须对巷道围岩稳定性进行分类,为指导锚杆支护设计、施工与管理提供依据。 6巷道分类按原煤炭部颁发得《缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案》执行。 7煤层围岩分类指标以缓倾斜、倾斜薄煤层及中厚煤层回采巷道分类指标为基本分类指标。其它条件下得煤巷(如煤层上山)稳定性分类指标,可根据具体情 况对分类指标进行相应替代,详见表1与表2。 缓倾斜、倾斜薄及中厚煤层回采巷道分类指标

第三章锚杆支护设计 8 锚杆支护设计应贯彻地质力学评估-初始设计-监测与信息反馈—修改设计等四个步 骤。 锚杆支护设计参考以地应力为基础得煤巷锚杆支护设计方法,结合锚杆支护实践,可根据直接顶稳定情况,按悬吊理论、自然平衡拱理论、组合梁理论或锚杆楔固理 论进行设计计算;亦可采用工程类比法进行设计。无论采用哪种设计方法,都 必须对支护状况进行监测,包括锚杆受力、巷道围岩表面与深部位移及弱化 范围、顶板离层等内容。根据监测信息反馈结果对设计进行验证或修改。 第9条为进行科学得锚杆支护设计,必须具备表3所要求得原始资料。巷道施工后,根据实际揭露得围岩及地质构造等情况,对有关数据进行校核,为修改与完善锚 杆支护设计提供依据。

锚杆支护理论计算方法

锚杆支护参数的确定 一、锚杆长度 L≥L1+L2+L3------------------------- ① =0.1+1.5+0.3=1.9m 式中: L——锚杆总长度,m; L1 ——锚杆外露长度(包括钢带+托板+螺母厚度),取0.1m; L2 ——锚杆有效长度或软弱岩层厚度,m; L3——锚入岩(煤)层内深度(锚固长度),按经验L3≥300mm。 (一)锚杆外露长度L1 L1=(0.1~0.15)m,[钢带+托板+螺母厚度+(0.02~0.03)] (二)锚入岩(煤)层内深度(锚固长度)L3 1.经验取值法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86-85“第三节锚杆支护设计”中、第3.3.3条第四款规定: 第3.3.3条端头锚固型锚杆的设计应遵守下列规定: 一、杆体材料宜用20锰硅钢筋或3号钢钢筋; 二、杆体直径按表3.3.3选用; 三、树脂锚固剂的固化时间不应大于10分钟,快硬水泥的终凝时间不应大于12分钟;

四、树脂锚杆锚头的锚固长度宜为200~250毫米,快硬水泥卷锚杆锚头的锚固长度 宜为300~400毫米; 五、托板可用3号钢,厚度不宜小于6毫米,尺寸不宜小于150×150毫米; 六、锚头的设计锚固力不应低于50千牛顿; 七、服务年限大于5年的工程,应在杆体与孔壁间注满水泥砂浆。 一般取300mm ~400mm 2. 理论估算法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86-85“第三节 锚杆支护设计”中规定: 第3.3.11条 局部锚杆或锚索应锚入稳定岩体。水泥砂浆锚杆或预应力锚索的水泥砂浆胶结式内锚头锚入稳定岩体的长度,应同时满足下列公式: 公式(3.3.11-1)、(3.3.11-2)见图形所示。 cs st f f d k l 412≥ (3.3.11-1) cr st a f d f d k l 2214≥ (3.3.11-2) 式中la ——锚杆杆体或锚索体锚入稳定岩体的长度(cm ); d1——锚杆钢筋直径走私或锚索体直径(cm ); d2——锚杆孔直径(cm );

锚杆支护设计

组煤 层 号 煤层厚度(m)层间距(m)稳 定 性 煤层 倾角 (平均) 可采 情况 夹矸 层数 煤层 结构 顶板 岩性 底板 岩性最大-最小 平均 最大-最小 平均 太原组 11 1.40-3.87 2.8110.05-31.50 17.01 稳 定 4 全区 可采 0-3 简单至 复杂 砂质 泥岩 泥岩 13 2.45-12.90 11.01 稳 定 4 全区 可采 0-10 简单至 极复杂 砂质 泥岩 泥岩 岩石力学性质试验成果表表6-1 名称岩性 抗压强度 (MPa) 抗拉强度(MPa)抗剪强度(MPa 11号顶板泥岩 12.0-15.4 13.8 0.31-0.59 0.43 1.02-1.73 1.34 11号底板砂岩 7.9-10.8 9.5 0.34-0.52 0.40 0.62-1.19 0.84 13号顶板细砂岩30.7 1.7 13号底板泥岩35.3 1.6 煤质分析: 1. 煤尘爆炸指数=V挥/100-A-W=38.37/100-4.19-9.35=38.37/86.46=44.37% 2. 煤尘爆炸指数=V挥/V挥+C=38.37/38.37+46.67=38.37/85.04=45.11%

1102回风巷支护设计 一、巷道概况 本矿南回风大巷巷道设计长度411m,巷道沿煤层底板掘进,掘进净宽度4740mm,掘进净高度3420mm。本巷道在钻孔ZK1区域(相距80m)。煤层顶底板情况及煤层特征情况分别见表3、表4。 表3 煤层顶底板情况表 名称岩石名称厚度(m) 特征 老顶砂岩,8.9 灰色,中细稳定,石英长石,紧密 直接顶泥岩 4.6 层理较发育、块状、性脆、易冒落 直接底粗纱岩8.3 灰白色、石英、胶结疏散、含砾 表4 煤层特征情况表 项目单位指标备注 煤层平均厚度m 2.75 煤层倾角°3~5 煤层硬度 f 2~3 较稳定 自燃发火期月3--6 绝对瓦斯涌出量 m3/min 1.41 煤尘爆炸指标% 45.11 二、巷道支护设计 1、支护方式及支护理论的选择 该巷道沿煤层底板掘进,直接顶为泥岩,层理较发育,易冒落,平均总厚度4.6m,老顶为坚硬的中细砂岩、泥砂岩,较稳定。采用锚杆、锚索联合支护方式,选用悬吊理论进行设计。 锚杆的作用,是将巷道易冒落的煤、岩直接悬吊在上面稳定的直接顶上,使岩层锚固紧密,防止松散。锚索锚固在深部围岩的老顶里,调动深部围岩的强度,对锚杆锚固

巷道锚杆支护安全技术措施

巷道锚杆支护安全技术措 施 Revised by Hanlin on 10 January 2021

巷道锚杆支护安全技术措施根据我矿工作安排,决定对C8运输顺槽掘进巷道、C8回风顺槽掘进巷道和采区回风巷道进行锚杆喷浆支护。特制定本安全技术措施。 一、锚杆机操作 1、检修锚杆机时必须退至安全地点。 2、按规定数量、型号、周期注油换油;按规定进行油脂过滤;定期清洗液压系统过滤器;严禁用普通棉纱擦试液压元件。 3、打锚杆时,严禁将手放在钻臂防护板与顶板之间,严禁用钻杆或其他物品硬顶锚杆。 4、液压泵工作期间,两钻臂及工作范围内严禁有人;严禁在钻箱和钻臂上爬站。 5、两站摆动时既不能碰撞两帮,也不能靠的太近,以免钻架相互碰撞。

6、锚杆机工作过程中遇到紧急情况时,必须立即停机。 7、施工中如遇顶板出现淋水或淋水加大、围岩层(节)理发育、突发性片帮掉碴、巷道不易成形、钻孔速度异常、放煤炮顶底板及两帮移近量增加显着等到情况,应立即停止作业,向有关领导及管理部门汇报,并采取加强支护措施,必要时应立即撤出人员。 二、锚杆安装 1、卸下钻杆,安装带托盘及快速预紧力螺母的锚杆,操纵钻机给进阀杆,将锚杆升起使锚杆端头距钻孔口约一卷树脂固剂的长度。 2、按作业规程规定的规格、数量、顺序将锚固剂首尾相接装入钻孔。 3、操纵钻机给进阀杆推动锚杆,使锚杆端头顶住最后一卷锚固剂尾部,将锚固剂缓慢送入孔底。 4、旋转锚杆将其推到孔底位置,达到规定的搅拌时间后停止转动。

5、达到规定的等待时间后,操纵给进阀杆,上紧锚杆螺母达到规定的预紧力后,缩回钻臂。 三、喷射混凝土的准备和收尾 1、检查井巷工程的掘进规格质量,并使其符合设计要求。 2、巷道两帮基底的存矸必须清理干净,并达到设计深度。 3、初喷前首先“敲帮问项”,撬掉活矸;初喷和复喷前,必须用风和水冲刷岩帮,当围岩不宜遇水时,可单独以压风吹净岩壁浮尘。 4、复喷前在拱顶、拱肩、拱基线等处每隔10m打点拉线,并在拱基线上挂垂线,严格拉线复喷,以保证喷层厚度和平整度。 5、对影响喷浆的障碍物必须清除,如不能拆除必须加以保护。 6、高度大于3m的巷道或硐室工程,要搭设工作平台或使用机械手喷射;喷射时,喷头距岩面不得超过1m。

煤矿井下巷道锚杆支护技术分析

煤矿井下巷道锚杆支护技术分析 发表时间:2019-06-25T14:50:55.663Z 来源:《基层建设》2019年第7期作者:赵仪强李航张海[导读] 摘要:随着我国经济的不断发展,能源需求越来越旺盛,对于煤炭的需求也是不断增加,由此,则带动着对于煤矿相关技术的大发展,而煤矿井下巷道锚杆支护技术就是其中较为重要的一项技术。内蒙古科技大学内蒙古自治区包头 014000摘要:随着我国经济的不断发展,能源需求越来越旺盛,对于煤炭的需求也是不断增加,由此,则带动着对于煤矿相关技术的大发展,而煤矿井下巷道锚杆支护技术就是其中较为重要的一项技术。本文从煤矿井下巷道锚杆支护的理论入手,简要描述煤矿井下巷道锚杆支护理论,为煤矿安全生产提供理论支持。 关键词:煤矿井下巷道;锚杆支护对于我国各地的煤矿而言,其主要是采取的井工开采,大多数而言的生产环境较为复杂。在我国的特厚煤层煤炭资源开采工作中,工作人员通常都会在煤层底板部位掘进一条巷道,以促进特厚煤层煤炭资源的顺利开采,而这些巷道的围岩则可能因为其松软破碎的岩质,而导致离层问题的出现,从而对煤炭资源的生产造成了极大的阻碍。此外,随着煤矿开采强度不断增加,开采技术出现巨大进步,巷道布置发展方向出现转变为:岩巷向煤巷发展、巷道拱形断面向矩形断面发展、岩石顶板煤巷向煤层顶板巷道和全煤巷道发展、巷道从小断面向大断面发展、巷道埋深从浅部向深部发展、单巷布置向多巷发展、简单地质条件巷道向复杂地质条件发展等。 一、锚杆支护理论对于传统的锚杆支护,其理论上有诸如组合梁、悬吊、加固拱等,它们在实际的生产生活中都发挥着巨大的作用,但是,其也有着不小的局限性。在井下实测、数值计算等基础上,针对复杂困难巷道条件,提出高预应力、强力支护理论,要点是:巷道围岩变形主要包括两部分:一是结构面离层、滑动、裂隙张开及新裂纹产生等扩容变形,属于不连续变形;二是围岩的弹性变形、峰值强度之前的塑性变形、锚固区整体变形,属于连续变形。由于结构面的强度一般比较低,因此开巷以后,不连续变形先于连续变形。合理的巷道支护型式是大幅度提高支护系统的初期支护刚度与强度,有效控制围岩不连续变形,保持围岩的完整性,同时支护系统应具有足够的延伸率,允许巷道围岩有较大的连续变形,使高应力得以释放。与传统的“先柔后刚、先让后抗”的支护理念相比,深部及复杂困难巷道支护应该是“先刚后柔、先抗后让”,最大限度地保持围岩完整性,尽量减少围岩强度的降低。对于预应力锚杆支护,它发挥的主要功效在于控制锚固区围岩滑动、离层、产生新裂纹、裂隙张开等,从而达到让围岩受压的状态,更好的抑制围岩弯曲变形、拉伸与剪切破坏,让围岩成为承载主体。锚固区内形成刚度较大的预应力承载结构,阻止锚固区外岩层产生离层,同时改善围岩深部的应力分布状态。锚杆预应力及其扩散对支护效果起着决定性作用。根据巷道条件确定合理的预应力,并使预应力实现有效扩散是支护设计的关键。单根锚杆预应力的作用范围是很有限的,必须通过托板、钢带和金属网等构件将锚杆预应力扩散到离锚杆更远的围岩中。特别是对于巷道表面,即使施加很小的支护力,也会明显抑制围岩的变形与破坏,保持顶板的完整。锚杆托板、钢带与金属网等护表构件在预应力支护系统中发挥极其重要的作用。对于预应力锚杆支护系统而言,其也是有着临界支护刚度,纵然锚固区不会有明显的离层和拉应力区所需支护提供刚度。如果支护刚度在临界支护刚度以下,则围岩将会长期在变形与不稳定的形态下;相反,支护系统刚度如果达到或超过临界支护刚度,围岩变形得到有效抑制,巷道处于长期稳定状态。支护刚度的关键影响因素是锚杆预应力,因此,存在锚杆临界预应力值。当锚杆预应力达到一定数值后,可以有效控制围岩变形与离层,而且锚杆受力变化不大。锚杆支护对巷道围岩石的弹性变形、峰值强度之前的塑性变形、锚固区整体变形等连续变形控制作用不明显,要求支护系统应具有足够的延伸率,使围岩的连续变形得以释放。对于深部及复杂困难巷道,应采用高预应力、强力锚杆组合支护,应尽量一次支护就能有效控制围岩变形与破坏,避免二次支护和巷道维修。 二、锚杆支护设计方法 1、动态信息设计法我们依照煤矿巷道自身的特点,参考国外的先进技术,提出锚杆支护动态信息设计。此种方法有两大特点:设计是动态过程而非一次完成;设计充分用好每个信息,实时做好信息的收集、分析与反馈。此种设计可以分为五部分:巷道围岩地质力学评估、初始设计、井下监测、信息反馈与修正设计。我们围绕着岩地质力学评估包括围岩结构、围岩强度、地应力、井下环境评价及锚固性能测试等内容,为初始设计提供可靠的基础参数;初始设计以数值计算方法为主,结合已有经验和实测数据确定出比较合理的初始设计,目前应用效果比较好的数值计算程序为有限差分软件FLAC和离散单元法软件UDEC;将初始设计实施于井下,进行详细的围岩位移和锚杆受力监测;根据监测结果判断初始设计的合理性,必要时修正初始设计。正常施工后应进行日常监测,保证巷道安全。 2、描杆支护形式和参数选择原则对于不少井下巷道,其生产条件和地质条件都较为复杂,为此,为了能够更为有效地发挥锚杆支护功效,我们需要遵循以下原则:一次支护。对于锚杆支护,其需要尽可能的在第一次支护时就可以有效的控制住围岩的变形,以免出现二次(多次)支护或者是巷道维修。同时,其还能够更好地实现矿井高效、安全生产。而对于回采巷道,加快推进采煤工作面,服务于回采顺槽需要在使用期内稳定;对于大巷和俐室等永久工程,更需要保持长期稳定,不能经常维修。另一方面,这是锚杆支护本身的作用原理决定的。巷道围岩一旦揭露立即进行锚杆支护效果最佳,而在已发生离层、破坏的围岩中安装锚杆,支护效果会受到显著影响;高预应力和预应力扩散原则。预应力是锚杆支护中的关键因素,是区别锚杆支护是被动支护还是主动支护的参数,只有高预应力的锚杆支护才是真正的主动支护,才能充分发挥锚杆支护的作用。一方面,要采取有效措施给锚杆施加较大的预应力;另一方面,通过托板、钢带等构件实现锚杆预应力的扩散,扩大预应力的作用范围,提高锚固体的整体刚度与完整性;“三高一低”原则。即高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度原则。在提高锚杆强度、刚度,保证支护系统可靠性的条件下,降低支护密度,减少单位面积上锚杆数量,提高掘进速度;临界支护强度与刚度原则。锚杆支护系统存在临界支护强度与刚度,如果支护强度与刚度低于临界值,巷道将长期处于不稳定状态,围岩变形与破坏得不到有效控制。因此,设计锚杆支护系统的强度与刚度应大于临界值;相互匹配原则。锚杆各构件,包括托板、螺母、钢带等的参数与力学性能应相互匹配,锚杆与锚索的参数与力学性能应相互匹配,以最大限度地发挥锚杆支护的整体支护作用;可操作性原则。提供的锚杆支护设计应具有可操作性,有利于井下施工管理和掘进速度的提高;在保证巷道支护效果和安全程度,技术上可行、施工上可操作的条件下,做到经济合理,有利于降低巷道支护综合成本。 三、结论

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