張金山,孟國勝,孫建嶺,王英旭,杜文秀
綜采工作面回采巷道錨桿支護(hù)設(shè)計(jì)
張金山,孟國勝,孫建嶺,王英旭,杜文秀
(內(nèi)蒙古科技大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院,內(nèi)蒙古 包頭 014010)
在綜采工作面回采巷道中,巷道受采動(dòng)影響較大,這決定了其巷道支護(hù)方法與其他巷道有所不同。錨桿支護(hù)技術(shù)是目前在綜采工作面回采巷道使用的主要支護(hù)技術(shù)之一。本研究以西曲礦28406綜采工作面為工程背景,運(yùn)用工程類比法對(duì)該工作面回采巷道進(jìn)行初步設(shè)計(jì);采用懸吊理論對(duì)錨桿支護(hù)參數(shù)進(jìn)行選擇和設(shè)計(jì),對(duì)初步設(shè)計(jì)進(jìn)行驗(yàn)證得出支護(hù)方案;介紹了錨桿支護(hù)施工生產(chǎn)及組織管理;并對(duì)支護(hù)效果進(jìn)行了分析,表明選取的支護(hù)參數(shù)能夠滿足安全生產(chǎn)的需要,并取得了良好效果。這對(duì)西曲礦巷道支護(hù)及類似工程條件巷道錨桿支護(hù)設(shè)計(jì)有較高的借鑒價(jià)值。
綜采工作面;回采巷道;錨桿支護(hù);工程類比;懸吊理論
綜采工作面回采巷道主要是指回風(fēng)巷和運(yùn)輸巷,巷道斷面的形狀多數(shù)為梯形和矩形[1]。西山煤電集團(tuán)公司西曲礦28406綜采工作面回采巷道基本都布置在煤層中,而煤巷的突出特點(diǎn)就是承受采動(dòng)支承壓力,圍巖破碎,變形量大[2]。對(duì)于受采動(dòng)影響的全煤巷道進(jìn)行錨桿支護(hù)設(shè)計(jì),首先要評(píng)估全煤巷道所受的采動(dòng)影響過程和破壞程度,準(zhǔn)確定位設(shè)計(jì)目標(biāo)和巷道使用要求。在設(shè)計(jì)之前,要深入的調(diào)查分析圍巖的采動(dòng)影響程度、松動(dòng)圈、礦壓顯現(xiàn)規(guī)律、地質(zhì)條件、力學(xué)性質(zhì)等因素,必要時(shí)測(cè)試原巖應(yīng)力的方向及大小,得到可靠的巷道支護(hù)設(shè)計(jì)基礎(chǔ)數(shù)據(jù)資料,以取得良好的設(shè)計(jì)效果。
目前,采動(dòng)煤巷采用錨桿支護(hù)技術(shù)是在綜采工作面回采巷道使用主要支護(hù)技術(shù)之一。煤巷錨桿支護(hù)設(shè)計(jì)方法有很多種,如工程類比設(shè)計(jì)方法、懸吊作用理論設(shè)計(jì)法、動(dòng)態(tài)信息設(shè)計(jì)法等。西曲礦28406綜采工作面兩巷錨桿支護(hù)設(shè)計(jì)采用“懸吊作用理論法”和“工程類比法”相結(jié)合的設(shè)計(jì)方法?!肮こ填惐确ā毙枰F(xiàn)場(chǎng)工程技術(shù)人員準(zhǔn)確判斷新開巷道圍巖穩(wěn)定狀況,按照現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐經(jīng)驗(yàn)查表即能確定基本支護(hù)方式和支護(hù)參數(shù)[3]。
全煤巷道工程地點(diǎn)為西曲礦北四盤區(qū)28406綜采工作面回風(fēng)巷及運(yùn)輸巷,28406綜采工作面位于北四盤區(qū)西南部,南鄰刷港村保護(hù)煤柱,東南部為已掘進(jìn)的28405綜采工作面,西北部為待掘進(jìn)的28407綜采工作面,東鄰待掘進(jìn)的北四8#煤專用回風(fēng)巷。工作面上覆23#煤及4#煤,因風(fēng)化現(xiàn)象嚴(yán)重而未開采。28405綜采工作面、28406綜采工作面同采8#煤層,工程條件基本相似。8#煤層厚度穩(wěn)定,煤厚3.70~4.25 m,平均3.90 m,煤層結(jié)構(gòu) 2.42(0.10)1.38,煤層整體傾向西南,傾角2°~5°,一般為4°。8#煤層結(jié)構(gòu)簡單,中下部普遍含有1層泥巖夾石,夾石厚度變化不大。8#煤層局部有1層0.35~0.80 m的泥巖偽頂,直接頂為3.85 m的石灰?guī)r,直接底板為0.57 m的炭質(zhì)泥巖,老底為2.08 m的中粒砂巖。煤層綜合柱狀圖見圖1。兩巷煤柱實(shí)際寬度20 m,老頂單向抗壓強(qiáng)度102 MPa,煤層(被巷道切割)抗壓強(qiáng)度18 MPa,頂板巖層抗壓強(qiáng)度102 MPa,全煤巷道上方覆蓋巖層平均容重25 kN/m3,巷道切割煤層的最大寬度(軌道巷4.5 m,皮帶巷5 m),被巷道切割的煤層厚度3.6 m,巷道埋深161 m,節(jié)理、層理為Ⅱ類巖層。
圖1 煤層綜合柱狀圖
錨桿支護(hù)參數(shù)主要有錨桿強(qiáng)度、間排距、直徑、長度等。錨桿支護(hù)設(shè)計(jì)首先要對(duì)工程地質(zhì)進(jìn)行調(diào)查,分析圍巖沉積變化、強(qiáng)度和結(jié)構(gòu),弄清對(duì)巖體完整性及強(qiáng)度因構(gòu)造形態(tài)的變化情況。在設(shè)計(jì)初,根據(jù)同類條件的工程實(shí)踐、調(diào)查的試驗(yàn)資料構(gòu)造及采動(dòng)情況等,用工程類比法進(jìn)行初步設(shè)計(jì)。運(yùn)用錨桿支護(hù)理論對(duì)設(shè)計(jì)參數(shù)進(jìn)行理論計(jì)算驗(yàn)證分析,修正初步支護(hù)設(shè)計(jì)。在施工過程中,由工程反饋信息對(duì)支護(hù)設(shè)計(jì)作出修改。同時(shí)做到初步設(shè)計(jì)與巷道施工的一致性,檢查施工質(zhì)量是否滿足質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)和設(shè)計(jì)要求。對(duì)礦壓觀測(cè)數(shù)據(jù)進(jìn)行全面分析,總結(jié)巷道圍巖變化和頂板離層量,結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)調(diào)查排除施工質(zhì)量影響因素,評(píng)價(jià)巷道支護(hù)設(shè)計(jì)的合理性及適應(yīng)性,并對(duì)存在問題進(jìn)行再分析及再修改,最終使得支護(hù)設(shè)計(jì)適應(yīng)系統(tǒng)及安全生產(chǎn)的需要[4]。
28405綜采工作面、28406綜采工作面同采8#煤層,工程條件基本相似,可用工程類比法進(jìn)行初步設(shè)計(jì)。28406綜采工作面巷道支護(hù)參數(shù)初步設(shè)計(jì)可沿用28405綜采工作面支護(hù)參數(shù)。支護(hù)參數(shù)初步設(shè)計(jì)如下:頂錨桿選20Mn螺紋等強(qiáng)度錨桿,Ibo=1.8 m,d=20 mm,頂板采用5根矩形布置,間排距為1.1 m ×1.0 m;運(yùn)輸巷兩幫采用 d20 mm ×1 800 mm無縱肋螺紋鋼錨桿,回風(fēng)巷煤柱幫采用d20 mm×1 800 mm無縱肋螺紋鋼錨桿,回采幫采用d18 mm×1 600 mm玻璃鋼錨桿,第一排距頂板0.5 m,間排距為1.0 m ×1.0 m;W 型鋼帶選用 BHW -250 -2.50排距為1.0 m;幫網(wǎng)采用2.3 m ×4.0 m 鐵絲網(wǎng),排距為 1.0 m。
巷道開掘后,頂?shù)装迮c兩幫都不同程度地出現(xiàn)不等范圍的破壞區(qū),錨桿支護(hù)的意義在于保持破壞區(qū)范圍內(nèi)巖層完整及穩(wěn)定。錨桿支護(hù)理論設(shè)計(jì)根據(jù)懸吊原則,當(dāng)頂板一定范圍內(nèi)有穩(wěn)定巖層時(shí),將破壞區(qū)載荷吊于穩(wěn)定巖層上;在頂板一定范圍內(nèi)不存在穩(wěn)定巖層時(shí),將破壞區(qū)載荷懸吊于巷道兩幫上部的巖層上;如果破壞區(qū)巖層重力大于錨桿在兩幫上部巖層中的錨固力時(shí),則應(yīng)采用錨桿聯(lián)合支護(hù)。理論設(shè)計(jì)主要是確定破壞區(qū)的范圍值、載荷值和錨桿支護(hù)的主要參數(shù)[5]。
2.2.1 工作面兩巷破壞區(qū)的范圍值、載荷值確定
2.2.1.1 回風(fēng)巷破壞區(qū)的范圍值、載荷值確定
1)巷道兩幫破壞深度C的確定:
式中:
Kσ—全煤巷道應(yīng)力集中系數(shù),Kσ=KsKa;
Ks—應(yīng)力集中系數(shù)(與巷道斷面形狀相關(guān)),查表1可得K=2.3;
Ka—受臨近工作面采空區(qū)影響系數(shù),根據(jù)下式確定:
式中:
X—煤柱實(shí)寬,取X=20 m;
σram—老頂?shù)膯蜗蚩箟簭?qiáng)度,取102 MPa;
h—采高,3.9 m;
hi—直接頂厚度,3.85 m;
σcc—回風(fēng)巷切割煤層抗壓強(qiáng)度,18 MPa;
γ—回風(fēng)巷上方巖層的平均容重,25 kN/m3;
H—回風(fēng)巷埋深,161 m;
α—煤層傾角,4°;
chi—回風(fēng)巷切割煤層厚度,3.6 m;
l—回風(fēng)巷切割煤層最大順槽寬度4.5 m;
μ—煤層波松比,查表2可得,取0.45;
φ—煤層內(nèi)摩擦角(°),可由下式確定:
可得:φ =60°。
通過計(jì)算,可得:Ka=1.21,所以 Kσ=KsKa=1.21 ×2.3=2.78,代入數(shù)據(jù),得 C=0.021 m。
表1 應(yīng)力集中系數(shù)對(duì)應(yīng)表
表2 煤層的波松比μ對(duì)應(yīng)表
2)巷道頂板破壞高度b的確定:
頂板為均質(zhì)巖層,b由下式確定:
式中:
C—巷道兩幫破壞深度m;
Key—回風(fēng)巷頂板巖層完整性系數(shù),由下式確定:
當(dāng) D1D2≥100,σcry≥100 MPa 時(shí),key=1;式中:
D1—節(jié)理間距,查表3可得D1=3 m;
D2—分層厚度,查表3可得D2=2 m;
σcry—頂板巖層抗壓強(qiáng)度,取102 MPa;
代入數(shù)據(jù),得:b=0.237 m。
表3 節(jié)理、層理發(fā)育程度分級(jí)
3)頂板載荷集度Or的確定:
頂板載荷集度:
式中:
Or—頂板載荷集度,kN/m;
代入數(shù)據(jù),得:Or=35.06 kN/m。
4)巷幫載荷Qs的確定:
式中:
Qs—巷幫載荷集度,kN/m;
γc—煤層平均容重,kN/m3,取 1.34;
代入數(shù)據(jù),得:Qs=0.825 kN/m。
2.2.1.2 運(yùn)輸巷破壞區(qū)的范圍值、載荷值確定
確定方法同回風(fēng)巷,將 X=20 m,a=2.5 m,l=5 m代入到上述確定兩幫破壞深度C、頂板破壞高度b公式中得,C=0.115 m;b=0.253 m。經(jīng)計(jì)算,巷幫載荷集度 QS=0.742 kN/m;頂板載荷集度 Or=32.36 kN/m。
2.2.2 8406綜采工作面兩巷錨桿支護(hù)參數(shù)確定
2.2.2.1 頂錨桿支參數(shù)確定
當(dāng)b<0.2 m時(shí),頂板無需支護(hù)。當(dāng)0.2 m<b≤1.6 m時(shí),按如下方法確定支護(hù)參數(shù):
1)錨桿長度:
式中:
Δ—錨桿錨固段長度與外露長度之和,按標(biāo)準(zhǔn)Δ =0.4 ~0.5 m,取 0.5 m。代入計(jì)算可得:lbr1=0.256+0.5=0.756 m;lbr2=0.253+0.5=0.756 m。所以正副兩巷頂錨桿長度取1.8 m滿足要求。
2)錨桿桿體直徑:
式中:
d—錨桿桿體直徑,mm;
Q—錨桿錨固力,kN;設(shè)計(jì)錨固力為105 kN;
σt—桿體材料抗拉強(qiáng)度,MPa,螺紋鋼材料為20Mn鋼,其抗拉強(qiáng)度為490 MPa;
代入公式求得:d≥16.45 mm。所以,取錨桿直徑20 mm符合要求。
3)錨桿排距:
式中:
Dr—錨桿排距,m;
Pr—錨桿拉拔力,105 kN;
K—錨桿安全系數(shù),K=2~3,取 K=3。
錨桿排距:Dr=2.73 m;
4)每排錨桿個(gè)數(shù):
代入數(shù)據(jù)可得:
將Nl取整,得:N=3根,然后計(jì)算Dr值:
如果 Dr>1.2,則取 Dr=1.2,若 Dr<1.2,則從排距系列中選取與之最靠近的數(shù)值,因此取Dr=1.2。由于用工程類比法初步設(shè)計(jì)中錨桿間、排距為1.1 m×1.0 m,通過26405工作面礦壓觀測(cè)和工程支護(hù)效果調(diào)查表明,支護(hù)效果良好。為了便于現(xiàn)場(chǎng)施工及組織管理,沿用初步設(shè)計(jì)。另外,為保證頂板支護(hù),在實(shí)際施工中根據(jù)“寧強(qiáng)勿弱”原則,兩巷頂錨桿采用“矩形”形布置,錨桿間、排距為1.1 m ×1.0 m。所以錨桿間、排距為 1.1 m ×1.0 m。
2.2.2.2 巷幫錨桿支護(hù)參數(shù)的設(shè)計(jì)
當(dāng)巷幫破壞寬度 C(0.021 m、0.115 m) <0.3 m時(shí),巷幫不需支護(hù)。但由于8#號(hào)煤賦存較厚(平均3.9 m),巷道較高,受裂隙或構(gòu)造的影響,會(huì)有局部片幫現(xiàn)象,在實(shí)際施工中,為防止局部滾幫,加打3排幫錨桿,運(yùn)料巷兩幫采用d20 mm×1 800 mm無縱肋螺紋鋼錨桿,副巷煤柱幫采用d20 mm×1 800 mm無縱肋螺紋鋼錨桿,回采幫采用d18 mm×1 600 mm玻璃鋼錨桿,第一排距頂板0.5 m,間排距為 1.0 m×1.0 m。
通過上述工程類比初步設(shè)計(jì)、懸吊理論計(jì)算分析并結(jié)合實(shí)際施工情況可得出28406綜采工作面兩巷頂錨桿選20Mn螺紋等強(qiáng)度錨桿Ibo=1.8 m、d=20 mm、頂板采用五根矩形布置、間排距為1.1 m×1.0 m;運(yùn)輸巷兩幫采用d20 mm×1 800 mm無縱肋螺紋鋼錨桿,回風(fēng)巷煤柱幫采用d20 mm×1 800 mm無縱肋螺紋鋼錨桿,回采幫采用d18 mm×1 600 mm玻璃鋼錨桿、第一排距頂板0.5 m、間排距為1.0 m ×1.0 m;W 型鋼帶選用 BHW -250 -2.50,排距為1.0 m;幫網(wǎng)采用2.3 m ×4.0 m 鐵絲網(wǎng),排距為1.0 m。兩巷支護(hù)設(shè)計(jì)圖見圖2。
錨桿施工。采用鉆爆法落煤,YTP—26型氣腿式鑿巖機(jī)與FT170型氣腿配套打頂錨桿;兩幫打設(shè)錨桿使用 MQS-50型風(fēng)煤鉆配合 d26 mm的1 600 mm、1 800 mm長的空心軟巖細(xì)鉆桿。每循環(huán)支護(hù)施工工藝為:鉆爆法落煤→鋪設(shè)金屬網(wǎng)→打眼→裝樹脂藥卷→安裝頂錨桿→停30 s左右擰緊螺母。
在施工過程中要注意:1)嚴(yán)格控制裝藥量,做到光面爆破,打頂眼,放振動(dòng)炮,再用手鎬、風(fēng)鎬刷到設(shè)計(jì)尺寸,盡量減少由放炮引起的兩幫和頂板的破壞。2)藥卷采用MSCK2360、MSK2380兩種,安裝藥卷先快速后中速,順序不能顛倒,注入順序?yàn)橄茸⑷?卷MSCK2360樹脂藥卷,再注入1卷MSK2380樹脂藥卷攪拌30 s和等待300 s固化,時(shí)間要充分。3)錨桿必須頂透力矩螺母,外露長度以露出托片不超50 mm。4)托板與幫面應(yīng)完全密貼,幫托板與巖面不準(zhǔn)出現(xiàn)點(diǎn)、線接觸,打1個(gè)錨桿眼注1根錨桿。
參照28405綜采工作面巷道工程及西曲礦錨桿施工組織經(jīng)驗(yàn),該工作面錨桿施工作業(yè)為“四六”制,根據(jù)施工工藝,編定為隨掘隨錨,每循環(huán)一排錨桿施工,錨索滯后迎頭不大于4.2 m,與錨桿平行作業(yè),巷道使用專業(yè)化施工,專人施工頂錨桿及幫錨桿,錨索專人補(bǔ)打,每小班有隊(duì)管理干部跟班作業(yè),統(tǒng)一指揮。
通過28406綜采工作面的開采實(shí)踐可以發(fā)現(xiàn),在巷道兩幫無明顯的移近量,巷道成形后變形量較小,兩幫最大位移不超過400 mm,頂?shù)装宀怀^300 mm能有效地控制圍巖和巷道的變形,在工作面0~20 m范圍內(nèi),頂板移近量大,變化明顯,沒有造成下沉垮落現(xiàn)象,說明支護(hù)效果好,能保證安全生產(chǎn)。
通過對(duì)工作面28406綜采工作面兩巷15個(gè)礦壓觀測(cè)斷面的數(shù)據(jù)分析可知:頂板最大下沉量范圍在8~36 mm,,兩幫最大位移不超過400 mm,巷道兩幫相對(duì)移近量范圍在12~60 mm,頂?shù)装遄畲笪灰撇怀^300 mm,圍巖變形穩(wěn)定時(shí)間范圍在4~12 d。錨桿錨固范圍內(nèi)圍巖穩(wěn)定時(shí)間在3~5 d,同時(shí)錨桿錨固力增加范圍在5~15 kN。由觀測(cè)數(shù)據(jù)表明,支護(hù)設(shè)計(jì)參數(shù)是合理的,支護(hù)方案可行。
由隨機(jī)進(jìn)行的錨桿錨固力無損拉拔檢測(cè)結(jié)果可以看出,每根錨桿的實(shí)際錨固力達(dá)到130 kN以上,說明錨桿支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)合理。巷道有效支護(hù)面積大大增加,巷道內(nèi)很少有漏頂竄矸等不合理冒落現(xiàn)象。巷道的維修工作量小,支護(hù)效果好,安全隱患少。
針對(duì)西曲礦28406綜采工作面實(shí)際工程情況,通過工程類比初步設(shè)計(jì)、懸吊理論計(jì)算分析并結(jié)合實(shí)際施工情況可得出28406綜采工作面回采巷道支護(hù)參數(shù)及方案,論述了該工程的施工生產(chǎn)及組織管理,分析了支護(hù)效果,總結(jié)出一套適合28406綜采工作面回采巷道支護(hù)設(shè)計(jì)及施工方法,在實(shí)際生產(chǎn)中取得了較好的效果。這對(duì)西曲礦及類似工程條件巷道錨桿支護(hù)設(shè)計(jì)有較高的借鑒價(jià)值。
[1] 何滿潮,袁和生.中國煤礦錨桿支護(hù)理論與實(shí)踐[M].北京:科學(xué)出版社,2004:180.
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The Bolt Support Design in Mining Roadway of Fully Mechanized Coal Mining Face
Zhang Jin -shan,Meng Guo-sheng,Sun Jian -ling,Wang Ying-xu,Du Wen -xiu
In the extraction roadway of fully mechanized working face,the roadway by mining influence is bigger,this decided its method of support and other roadway is different.Bolt support technology is currently one of the main supporting technology in the mining roadway of fully mechanized working face.The research takes 28406 fully mechanized coal mining face in Xiqu coal mine as engineering background,and by engineering analogy method to the extraction roadway of the working face preliminary design.By using the theory of suspension select and design the bolt support parameters,verifies the preliminary design,obtains the support scheme.Introduces the construction production and organization management of the bolt support,and analyzes the supporting effect,the results show that the selected supporting parameters can meet the need of production safety,achieves good results.It has higher reference value for the roadway bolting support design in Xiqu coal mine and similar engineering conditions.
Fully mechanized coal mining face;Mining roadway;Bolt support;Engineering analogy;Suspension theory
TD353+.6
A
1672-0652(2011)11-0004-05
2011-11-29
張金山(1959—),男,河南焦作人,1982年畢業(yè)于焦作礦業(yè)學(xué)院,教授,主要從事采礦工程的教學(xué)及研究工作(E -mail)mengguosheng1987@126.com