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    堅(jiān)硬頂板沿空掘巷支護(hù)優(yōu)化技術(shù)研究

    2015-03-14 05:22:32薛旭輝
    山西焦煤科技 2015年12期

    薛旭輝

    (霍州煤電集團(tuán) 技術(shù)研究院,山西 霍州 031400)

    ·試驗(yàn)研究·

    堅(jiān)硬頂板沿空掘巷支護(hù)優(yōu)化技術(shù)研究

    薛旭輝

    (霍州煤電集團(tuán) 技術(shù)研究院,山西霍州031400)

    摘要為解決團(tuán)柏煤礦堅(jiān)硬頂板條件下沿空掘巷支護(hù)密度高、掘進(jìn)速度慢、回采期間需返修,影響礦井采掘銜接和企業(yè)效益的技術(shù)難題,通過對(duì)礦井掘進(jìn)和回采巷道采取現(xiàn)場(chǎng)調(diào)研、地質(zhì)力學(xué)測(cè)試、理論分析、數(shù)值模擬等方法,研究了堅(jiān)硬頂板沿空掘進(jìn)巷道圍巖應(yīng)力分布及變形破壞機(jī)理,提出了高預(yù)應(yīng)力錨網(wǎng)梁索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)。應(yīng)用效果表明:堅(jiān)硬頂板沿空掘進(jìn)巷道采用高預(yù)應(yīng)力錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)掘進(jìn)期間兩幫無回縮,回采期間兩幫最大移近量為85 mm,滿足了巷道掘進(jìn)、回采期間的正常使用,掘進(jìn)速度提高25%,支護(hù)材料費(fèi)用降低2.34%.高預(yù)應(yīng)力錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)提高了巷道支護(hù)結(jié)構(gòu)的整體性及巷道單進(jìn)水平,降低了支護(hù)材料成本,避免了堅(jiān)硬頂板鄰空掘巷回采期間的返修。

    關(guān)鍵詞堅(jiān)硬頂板;高預(yù)應(yīng)力;錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù);沿空掘巷

    1地質(zhì)概況

    霍州煤電集團(tuán)團(tuán)柏煤礦二采區(qū)10-2171巷沿10#煤層頂板掘進(jìn),煤層平均埋深為405 m,煤層厚度2.55 m,煤層平均傾角6°,為近水平煤層。煤層綜合柱狀圖見圖1.

    圖1 煤層綜合柱狀圖

    10-217工作面位于團(tuán)柏煤礦400 m水平二采區(qū)的左翼,北側(cè)為400 m水平二采區(qū)3條大巷,西側(cè)和南側(cè)為實(shí)體煤,東側(cè)為10-215工作面采空區(qū)。

    巷道布置見圖2.

    圖2 10-2171巷布置示意圖

    2原設(shè)計(jì)存在的問題

    10-2171巷設(shè)計(jì)矩形斷面,寬×高=4.4 m×2.7 m,采用錨網(wǎng)梁索支護(hù),頂錨桿選用d18 mm、長(zhǎng)度1 800 mm的高強(qiáng)錨桿,間排距800 mm×800 mm;頂板錨索采用d15.24 mm、長(zhǎng)度4 300 mm的7股低松弛鋼絞線,每排3根或2根,交替布置,排距為2.4 m,布置2根錨索時(shí)配套2 m長(zhǎng)槽鋼,頂板輔助鋼筋托梁和菱形鐵絲網(wǎng)護(hù)頂。設(shè)計(jì)錨桿預(yù)緊扭矩180 N·m,錨索預(yù)緊力為100 kN.巷道兩幫錨桿選用d16 m、長(zhǎng)度1 600 mm的圓鋼錨桿,間排距1 200 mm×800 mm,上部錨桿距頂板600 mm,輔助碟形墊片、木托板和塑料網(wǎng)護(hù)幫,無錨索。原支護(hù)設(shè)計(jì)見圖3.

    10-2171巷原支護(hù)設(shè)計(jì)存在的問題:

    1) 錨桿托板存在明顯弊端。

    錨桿配套d130 mm×8 mm碟形托板,經(jīng)實(shí)驗(yàn)室檢測(cè),該托板存在明顯的弊端,詳細(xì)數(shù)據(jù)見圖4.主要表現(xiàn)在以下方面:a) 托板承載能力較低,與使用錨桿桿體強(qiáng)度不相匹配。b) 托板結(jié)構(gòu)存在設(shè)計(jì)缺陷,無法與調(diào)心球墊相配套。c) 無減摩墊片,扭矩轉(zhuǎn)換率低。d) 托板的拱形高度設(shè)計(jì)偏低,與錨桿桿體的協(xié)調(diào)變形不一致。

    圖3 10-2171巷原支護(hù)設(shè)計(jì)圖

    圖4 錨桿托板實(shí)物及加載試驗(yàn)圖

    2) 錨索支護(hù)構(gòu)件不匹配。

    錨索配套槽鋼使用,通過現(xiàn)場(chǎng)觀察和試驗(yàn),主要表現(xiàn)為:a) 槽鋼強(qiáng)度低、腰厚薄,承載力低,在巷道表面不平整和圍巖壓力大時(shí),錨索鎖具容易戳穿槽鋼腰部。b) 難以保證施工的錨索恰好放入槽鋼的預(yù)留孔內(nèi),容易造成錨索尾部彎剪破壞?,F(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)發(fā)現(xiàn),錨索桿體的實(shí)際受力為錨索張拉力的1/3,進(jìn)一步確認(rèn)現(xiàn)場(chǎng)錨索不是單純的受拉。

    3) 強(qiáng)頂弱幫的支護(hù)理念與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際存在差異[1].

    10-2171巷頂板存在9 m厚堅(jiān)硬灰?guī)r老頂,能夠形成“簡(jiǎn)支梁”承載結(jié)構(gòu),因此,巷道開挖后對(duì)頂板的影響較小。通過數(shù)值模擬分析,巷道開挖后應(yīng)力重新分布,水平和垂直應(yīng)力集中分布于巷道的兩幫和底板,且煤質(zhì)較軟,承載力低,導(dǎo)致幫部回縮、煤體破碎和底鼓現(xiàn)象。因此,應(yīng)注重巷道兩幫和底板的支護(hù)。

    4) 頂板存在角度錨桿[2].

    角度錨桿的缺點(diǎn):a) 霍州煤電干河礦、回坡底礦、團(tuán)柏礦掘進(jìn)工作面錨桿扭矩轉(zhuǎn)換實(shí)驗(yàn)結(jié)果表明,相同預(yù)緊扭矩下角度錨桿會(huì)降低錨桿預(yù)緊扭矩轉(zhuǎn)換效率,見圖5.b) 林健等通過數(shù)值模擬及其他各礦務(wù)局錨桿破斷現(xiàn)象研究,得出角度錨桿有使圍巖中壓應(yīng)力區(qū)相互分離,大大減弱支護(hù)效果,角錨桿受力偏小,甚至受壓,使錨桿尾部螺紋受力狀態(tài)惡化,增加尾部螺紋破斷機(jī)率的缺點(diǎn)。不同角度錨桿扭矩轉(zhuǎn)換實(shí)驗(yàn)結(jié)果見圖5.

    圖5 不同角度錨桿扭矩轉(zhuǎn)換實(shí)驗(yàn)結(jié)果圖

    5) 錨桿錨索預(yù)應(yīng)力偏低[3].

    2-1021巷原設(shè)計(jì)錨桿預(yù)緊扭矩為180 N·m,錨索預(yù)緊力為100 kN.通過實(shí)驗(yàn)直徑為22 mm的BHRB335錨桿的屈服載荷為130 kN,直徑為21.6 mm的錨索索體破斷載荷為520 kN.井下現(xiàn)場(chǎng)錨桿預(yù)緊力轉(zhuǎn)換實(shí)驗(yàn)結(jié)果表明,預(yù)緊扭矩180 N·m時(shí)所產(chǎn)生的預(yù)緊力均低于30 kN.康紅普在錨桿錨索預(yù)緊力初始值的選擇中提出,錨桿預(yù)緊力為桿體屈服強(qiáng)度的30%~50%,錨索預(yù)緊力初始值應(yīng)達(dá)到索體破斷載荷的40%~70%.因此,原設(shè)計(jì)錨桿錨索預(yù)應(yīng)力偏低,影響了錨桿支護(hù)作用的發(fā)揮。

    3改造方案分析[4]

    為解決團(tuán)柏煤礦堅(jiān)硬頂板條件下沿空掘巷支護(hù)密度高、掘進(jìn)速度慢、回采期間需返修,影響礦井采掘銜接和企業(yè)效益的技術(shù)難題,在綜合考慮該礦10#煤層地質(zhì)條件、鄰近巷道采動(dòng)應(yīng)力和采區(qū)地應(yīng)力大小及方向等穩(wěn)定性影響因素基礎(chǔ)上,依據(jù)理論分析、數(shù)值模擬和工程類比法研究了堅(jiān)硬頂板沿空掘進(jìn)巷道圍巖應(yīng)力分布及變形破壞機(jī)理,圍繞原有支護(hù)存在的主要問題,通過改進(jìn)巷道支護(hù)材料、施工機(jī)具及施工質(zhì)量檢查標(biāo)準(zhǔn),提出了高預(yù)應(yīng)力錨網(wǎng)梁索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)。

    4支護(hù)改造方案設(shè)計(jì)[5-7]

    10-2171巷設(shè)計(jì)斷面矩形,寬×高=4.4 m×2.7 m,采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)方式。頂板布置5根屈服強(qiáng)度為335 MPa、直徑20 mm、長(zhǎng)度2 000 mm的左旋無縱肋螺紋鋼錨桿,選用1支規(guī)格為CK2340,1支規(guī)格為Z2360樹脂錨固劑加長(zhǎng)錨固,配套規(guī)格為150 mm×150 mm×6 mm承載力≥170 kN的拱形高強(qiáng)度托板,調(diào)心球墊和減摩墊圈及d12 mm焊接鋼筋托梁,托梁寬度為80 mm.錨桿間排距1 000 mm×1 000 mm,垂直頂板安裝,要求初始預(yù)緊扭矩不低于300 N·m.錨索采用直徑17.8 mm,7股高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線,長(zhǎng)度4 300 mm,采用1支CK2340和2支Z2360樹脂錨固劑,間排距1 600 mm×2 000 mm,錨索安裝在2排錨桿間頂板中部。用300 mm×300 mm×12 mm拱形高強(qiáng)錨索托板,配調(diào)心球墊,錨索張拉預(yù)緊力:200 kN.兩幫布置3根屈服強(qiáng)度為335 MPa、直徑18 mm、長(zhǎng)度1 800 mm的左旋無縱肋螺紋鋼錨桿,配套規(guī)格為150 mm×150 mm×6 mm承載力≥170 kN的拱形高強(qiáng)度托板,采用法蘭螺母和調(diào)心球墊、減摩墊圈及d12 mm焊接鋼筋托梁,錨桿間排距為1 000 mm×1 000 mm,新設(shè)計(jì)示意圖見圖6.

    圖6 10-2171巷新支護(hù)設(shè)計(jì)示意圖

    5應(yīng)用效果分析

    1) 錨桿受力監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)分析[8].

    10-2171巷為沿空掘進(jìn)巷道,在巷道550 m和1 500 m分別布置2組錨桿受力監(jiān)測(cè)測(cè)站,受力監(jiān)測(cè)曲線見圖7和圖8.通過監(jiān)測(cè)曲線可知,錨桿和錨索受力隨時(shí)間的推移無明顯變化,頂幫錨桿受力穩(wěn)定在40 kN,幫部錨桿受力穩(wěn)定在60 kN,頂板錨索受力穩(wěn)定在40 kN.頂板錨桿、錨索受力明顯小于幫部受力,在類似巷道條件下,可減小頂板錨桿、錨索桿體直徑,降低巷道支護(hù)成本。

    圖7 10-2171巷第一測(cè)站錨桿受力觀測(cè)曲線圖

    圖8 10-2171巷第二測(cè)站錨桿受力觀測(cè)曲線圖

    2) 經(jīng)濟(jì)效益分析。

    統(tǒng)計(jì)試驗(yàn)巷道掘進(jìn)速度和支護(hù)成本,分析試驗(yàn)巷道技術(shù)經(jīng)濟(jì)效益。原巷道平均進(jìn)尺為269 m/月,新支護(hù)設(shè)計(jì)通過提高單根錨桿受力,放大錨桿間排距,平均進(jìn)尺為336 m/月,平均進(jìn)尺提高25%.新設(shè)計(jì)支護(hù)材料成本降低2.34%,設(shè)計(jì)巷道總長(zhǎng)1 800 m,綜合計(jì)算進(jìn)尺提高和材料節(jié)約費(fèi)用,10-2171巷累計(jì)創(chuàng)造效益46.8萬元。

    6結(jié)論

    1) 團(tuán)柏煤礦10-2171巷原支護(hù)設(shè)計(jì)存在支護(hù)構(gòu)件不匹配,頂板存在角度錨桿,錨桿錨索預(yù)應(yīng)力偏低,強(qiáng)頂弱幫的支護(hù)理念與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際存在差異等問題,影響巷道掘進(jìn)單進(jìn)水平且回采期間需返修巷道。

    2) 新支護(hù)設(shè)計(jì)通過使支護(hù)材料構(gòu)件間合理匹配,提高單根錨桿錨索支護(hù)強(qiáng)度,降低了錨桿錨索支護(hù)密度。通過錨桿受力監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)顯示,頂板錨桿、錨索受力明顯小于幫部受力,在類似巷道條件下可考慮減小頂板錨桿、錨索桿體直徑,以降低巷道支護(hù)成本。

    3) 高預(yù)應(yīng)力錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)技術(shù),提高了掘進(jìn)期間的單進(jìn)水平及鄰空動(dòng)壓巷道結(jié)構(gòu)的整體性,巷道掘進(jìn)期間無變形,回采期間的最大變形量為85 mm,滿足掘進(jìn)、回采期間的正常使用。

    參考文獻(xiàn)

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    [7]張劍,劉愛卿.巷道群應(yīng)力場(chǎng)分布特征的數(shù)值模擬研究[J].煤炭工程,2014,46(12):81-83.

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    Supporting Optimization Technology Research on Hard

    Roof Roadway Driving along Goaf

    XUE Xuhui

    AbstractIn order to solve the technical problems of high supporting density, low driving speed, high repair rate during stoping, affecting mining connection and the enterprise benefits under the conditions of hard roof along gob-side entry driving in Tuanbai coal mine, through adopting the methods of site investigation, geological mechanics test, theoretical analysis and numerical simulation studies the stress distribution of surrounding rock and the failure mechanism of deformation in the hard roof along gob-side entry driving roadway, proposes high prestressed bolting mesh beam and cable combined supporting technology. Application effect shows using the combined supporting technology, there is no two-sided displacement during the roadway driving, while the period of stoping, the two-sided maximum displacement value is 85 mm, which meet the normal use during driving and mining, driving speed increased by 25%, reduce the cost of supporting materials 2.34%. The high prestressed bolting mesh beam and cable combined supporting technology improves the integrity of the roadway support structure and digging efficiency, reduces the cost of supporting material and avoids the repair in the hard roof adjacent goaf driving roadway during mining.

    Key wordsHard roof; High prestress; Bolt mesh cable combined support; Roadway driving along goaf

    中圖分類號(hào):TD353

    文獻(xiàn)標(biāo)識(shí)碼:B

    文章編號(hào):1672-0652(2015)12-0030-04

    作者簡(jiǎn)介:薛旭輝(1985—),男,山西芮城人,2009年畢業(yè)于山西大同大學(xué),工程師,主要從事煤礦巷道支護(hù)技術(shù)方面的研究工作(E-mail)516897129@qq.com

    收稿日期:2015-10-24

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