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    沖擊地壓煤層巷道錨網(wǎng)索支護技術(shù)研究

    2017-11-06 01:59:19程國志
    河南科技 2017年17期
    關(guān)鍵詞:托板錨索受力

    程國志

    沖擊地壓煤層巷道錨網(wǎng)索支護技術(shù)研究

    程國志

    (重慶天弘礦業(yè)有限公司鹽井一礦,重慶 400000)

    針對沖擊礦壓煤層巷道支護難、易變性等問題,以某煤礦21220回采巷道為例,采用頂板預(yù)應(yīng)力全長錨固強力錨桿錨索組合支護系統(tǒng)和36U型三心拱棚聯(lián)合支護方式,對巷道進行支護,并進行現(xiàn)場礦壓觀測,得出:回采巷道兩幫最大變形量約450mm,底鼓量400mm,頂板最大下沉量100mm;支護方案顯著降低了巷道變形量,提高了巷道安全性,減少了錨桿、錨索、錨固劑、架棚的數(shù)量,極大地降低了工人的勞動強度,提高了掘進速度,該技術(shù)有較好的推廣應(yīng)用前景。

    沖擊地壓煤層;回采巷道;錨網(wǎng)索支護;巷道變形量;支護參數(shù)

    近幾年,錨網(wǎng)索支護技術(shù)在煤礦中已經(jīng)得到廣泛應(yīng)用,成為控制圍巖變形的主要手段?,F(xiàn)有的錨桿支護設(shè)計方法很多,如基于以往經(jīng)驗和圍巖分類的經(jīng)驗設(shè)計法,基于某種假說和解析計算的理論設(shè)計法[1]。

    國內(nèi)外學(xué)者對沖擊地壓煤層巷道錨網(wǎng)索支護技術(shù)進行了大量研究,朱玉新等[2]對三軟煤層沿空巷道高強預(yù)應(yīng)力錨帶網(wǎng)支護技術(shù)進行了研究,研究了高強預(yù)應(yīng)力錨桿支護;潘一山等[3]對吸能耦合支護模型在沖擊地壓巷道中的應(yīng)用進行了研究。

    本文采用頂板預(yù)應(yīng)力全長錨固強力錨桿錨索組合支護系統(tǒng)和36U型三心拱棚聯(lián)合支護方式,對巷道進行支護,這樣可以降低材料投入,節(jié)約成本,保證安全生產(chǎn)。

    1 工程概況

    某煤礦21220回采巷道位于21采區(qū),屬于強沖擊區(qū)域,主采2-3煤層,埋深平均800m,平均煤厚7.9m,傾角9°~15°,地應(yīng)力水平高。地應(yīng)力測試結(jié)果顯示,21220回采巷道附近最大水平主應(yīng)力25.25MPa,垂直應(yīng)力19.08MPa,最小水平主應(yīng)力13.46MPa,原巖應(yīng)力場為高應(yīng)力值場,構(gòu)造應(yīng)力占優(yōu)勢。

    2 錨桿支護初始設(shè)計

    對試驗巷道圍巖強度、圍巖結(jié)構(gòu)、地應(yīng)力及錨固性能測試的調(diào)查,進行地質(zhì)力學(xué)和圍巖分類,根據(jù)圍巖參數(shù)和已有實測數(shù)據(jù)確定出比較合理的設(shè)計參數(shù),確定21220回采巷道采用頂板預(yù)應(yīng)力全長錨固強力錨桿錨索組合支護系統(tǒng)和36U型三心拱棚聯(lián)合支護方式。

    2.1 頂板支護參數(shù)

    錨桿采用22號左旋無縱筋螺紋鋼筋,鋼號為CRM600號,桿體直徑22mm,長度2.4m,沖擊吸收功不低于120J,桿尾螺紋為M24。錨桿排距900mm,間距900mm,全部垂直拱頂布置,拱頂每排布置10根錨桿。錨固方式采用樹脂全長錨固,采用4支低黏度樹脂錨固劑,其中1支規(guī)格為MSK2630,另外3支規(guī)格為MSM2660,鉆頭直徑為30mm,鉆孔直徑30mm。錨桿錨固力為160kN,預(yù)緊力為400N·m。

    錨索采用直徑22mm,1×19股高強度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線,長度6 300mm,鉆頭直徑30mm,鉆孔直徑30mm,每兩排錨桿打設(shè)5根錨索,錨索間距為2700mm和1 800mm,排距為1 800mm,全部垂直拱頂布置。采用1支MSK2335和兩支MSZ2360樹脂錨固劑錨固,錨固長度1 970mm。錨索預(yù)緊力為245kN。

    2.2 巷幫支護參數(shù)

    錨桿采用22號左旋無縱筋螺紋鋼筋,鋼號為CRM600號,長度2.4m,桿尾螺紋為M24,錨桿排距900mm,每排每幫2根錨桿,間距900mm,底角錨桿水平打設(shè),其他錨桿垂直煤幫安設(shè)。樹脂加長錨固,采用兩支低黏度樹脂錨固劑,一支規(guī)格為MSK2630,另一支規(guī)格為MSM2660,鉆頭直徑為30mm,錨固長度1 463mm。錨桿錨固力為160kN,預(yù)緊力為300N·m。

    錨索采用直徑22mm,1×19股高強度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線,長度4 300mm,鉆孔直徑30mm,每幫每兩排錨桿打設(shè)1根錨索,距離底板垂直距離500mm布置,排距1 800mm,兩幫錨索水平打設(shè)。采用1支MSK2335和兩支MSZ2360樹脂錨固劑錨固,錨固長度1 970mm。錨索預(yù)緊力為210kN,巷道支護布置示意如圖1所示。

    圖1 巷道支護布置示意

    2.3 U型棚支護參數(shù)

    在錨桿錨索支護基礎(chǔ)上增加36U型棚支護,排距為1 800mm。

    2.4 錨桿、錨索配件參數(shù)

    錨桿配件采用高強錨桿螺母M24,配合高強托板調(diào)心球墊和尼龍墊圈,托板采用拱型高強度托板,高度不低于50mm,托板尺寸不小于250mm×250mm×12mm,承載能力不低于297kN。

    錨索托板采用300mm×300mm×14mm高強度可調(diào)心托板及配套鎖具,高度不低于60mm,承載能力不低于550kN。

    2.5 網(wǎng)片規(guī)格及參數(shù)

    巷道鋪設(shè)雙層經(jīng)緯網(wǎng),經(jīng)緯網(wǎng)材料為10號鐵絲,網(wǎng)孔規(guī)格40mm×40mm,網(wǎng)片規(guī)格4000mm×1000mm,兩網(wǎng)片之間搭接100mm,采用16號鉛絲聯(lián)接,雙絲雙扣梳辮法孔孔相連,并不得小于3扣。

    3 礦壓監(jiān)測及結(jié)果分析

    3.1 礦壓監(jiān)測方法

    3.1.1 綜合監(jiān)測。綜合監(jiān)測內(nèi)容見表1。共設(shè)置兩個綜合礦壓測站。開始試驗后,掘進工作面向前掘進100m安裝第1個測站,掘進300m安裝第2個測站。每個測站包括兩個巷道表面位移監(jiān)測斷面,1個頂板離層監(jiān)測斷面,1個錨桿受力監(jiān)測斷面,1個錨索受力測站和1個巷道圍巖深部多點位移測站。

    表1 巷道綜合監(jiān)測內(nèi)容

    3.1.2 日常監(jiān)測。日常監(jiān)測包括3部分內(nèi)容,錨桿錨固力抽檢,頂板離層觀測和錨桿預(yù)緊力矩檢測。錨桿、錨索測力計布置斷面如圖2所示。

    圖2 錨桿和錨索測力計布置

    3.2 礦壓監(jiān)測結(jié)果分析

    ①21220回采巷道試驗巷道段淺部離層值35mm,深部離層值15mm,離層值較小,頂板巖層比較穩(wěn)定,這也說明了全長錨固高預(yù)應(yīng)力高強度錨桿支護體系很好地控制了巷道頂板巖層的穩(wěn)定。

    ②從圖3錨桿受力曲線圖可以看出,由于錨桿初期施加預(yù)緊力較大,后期增長不大,隨著煤炮的發(fā)生,偶爾出現(xiàn)波動,整體呈現(xiàn)逐漸平穩(wěn)的趨勢,錨桿最大受力180kN。

    ③從圖4錨索受力曲線圖可以看出,錨索初期預(yù)緊力均在140~170kN之間,隨著掘進進行,受力逐漸增加,當(dāng)發(fā)生煤炮后,錨索發(fā)生了較小波動,與錨桿相比,波動較小,后期穩(wěn)定后,其受力為160~450kN。

    ④巷道的變形隨著開挖時間逐漸增大,在距離掘進工作面60m范圍內(nèi),增加的幅度比較大,兩幫平均增幅為20mm/d,頂板下沉量平均增幅3mm/d,隨著逐漸遠離掘進工作面其變形趨于穩(wěn)定。頂板最大下沉量為100mm,兩幫最大移近量為450mm,底鼓量最大400mm,巷道掘進初期圍巖整體變形逐漸已經(jīng)保持穩(wěn)定,高預(yù)應(yīng)力強力錨桿支護技術(shù)控制了巷道頂板以及兩幫的變形。

    圖3 錨桿受力曲線

    圖4 錨索受力曲線

    4 結(jié)論

    ①某煤礦21220回采巷道兩幫最大變形量約450mm,底鼓量400mm,頂板最大下沉量100mm;支護方案顯著降低了巷道變形量,提高了巷道安全性。

    ②由于放大了錨桿、錨索和架棚的間排距,巷道掘進速度有了很大的提高。相同進尺條件下,大大減少了錨桿、錨索、錨固劑、架棚的數(shù)量,極大地降低了工人的勞動強度。

    ③合理的參數(shù)設(shè)計,不但加快了掘進速度,同時也減少了材料投入,節(jié)約了成本,保證了安全生產(chǎn),具有顯著的經(jīng)濟效益和社會效益。

    [1]張國輝.急傾斜特厚煤層綜放工作面巷道支護技術(shù)研究[M].北京:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2013.

    [2]朱玉新,丁幫祥.三軟煤層沿空巷道高強預(yù)應(yīng)力錨帶網(wǎng)支護技術(shù)[J].采礦與安全工程學(xué)報,2002(4):23-24.

    [3]潘一山,呂祥鋒,李忠華.吸能耦合支護模型在沖擊地壓巷道中應(yīng)用研究[J].采礦與安全工程學(xué)報,2011(1):6-10.

    Study on Bolt-mesh-anchor Support Technology for Roadway in Rock Burst

    Cheng Guozhi
    (Yanjing No.1 Coal Mine,Chongqing Tianhong Mining Co.,Ltd.,Chongqing 400000)

    In order to solve the problem of difficult and easy to change the roadway in the impulse coal seam,the coal seam 21220 mining roadway is taken as an example.The roof prestressed full-length anchored anchor bolt and cable combination support system and the 36U type three-,the roadway support,and the observation of the ground pressure,ground pressure observation,mining roadway two gangs maximum deformation of about 450mm,the bottom of the drum 400mm,the maximum roof subsidence 100mm.The supporting scheme significantly reduces the roadway deformation,improve the roadway safety,reduce the number of bolt and anchor,anchor agent,shelf,greatly reduces the labor intensity of workers,improve the tunneling speed,this technology has a good application prospect.

    impact coal seam;mining roadway;anchor cable support;roadway deformation;support parameters

    TD353

    A

    103-5168(2017)09-0075-03

    2017-08-03

    程國志(1970-),男,大專,工程師,研究方向:煤礦機電管理。

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