浅析煤矿不稳定巷道条件下锚杆支护参数的合理选择

时间:2022-04-26 03:31:10

浅析煤矿不稳定巷道条件下锚杆支护参数的合理选择

摘 要:巷道支护稳定性影响因素、支护机理及支护参数选择与确定原则等。

关键词:不稳定巷道;支护参数;合理选择

中图分类号:TD353文献标识码: A 文章编号:

在煤矿井下巷道的支护过程中,其方法对掘进速度、支护材料消耗、支护成本和采面的端头支护等都有直接的影响。随着采掘机械化水平的不断提高,采准巷道断面的不断加大,更需要改善和简化巷道与端头的支护工艺。在实践中,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,有效控制了顶板的自由变形。现实中,往往由于多种客观因素的影响,大多数的矿井都不能根据不同类别的巷道特征,及时选用相应的支护参数与工艺,以致于影响巷道的服务周期、安全性和经济性。因此,在巷道的支护过程中,很有必要进一步研究合理的支护参数,以正确指导巷道的合理设计与施工,保障巷道的稳定性和合理的施工成本。

一、巷道地质概况

在我们单位及周围矿井中,不少支护巷道都处在泥岩层中或边缘处。这些层位的泥岩特性为: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。它对巷道的后期稳定性造成了极大的影响, 属于稳定性较差或不稳定巷道。这种条件下,如采用刚性金属支架支护,其成本高,施工难度也大,且承载能力不足以抵抗回采引起动压的互动作用,所以应考虑采用主动支护方式,并选用合理的锚喷联合支护结构和参数,以充分调动围岩本身作为支护结构的组成部分,共同来承受动压的作用,实现稳定支护。

二、支护基本机理

巷道支护参数的合理性,与确定参数的理论依据有关,同时还与巷道的稳定性有关。通过工程测试可知,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。对于锚杆支护系统,其理论基础可参照“围岩松动圈巷道支护理论”进行。因为该理论在处理采动巷道支护时有两个设计思想:一是未受采动影响时,以最小松动圈LPO为依据进行支护设计,支护体在受采动影响维护正常,可用液压或摩擦支柱超前维护;二是以采动影响期间的最大松动圈LPd为依据,所设计的支护体在采动支承压力作用期间也能实现正常维护。

影响岩巷稳定性的主要因素有:岩性或岩层层位构造应力、围绕裂隙发育程度和动压等。根据其理论,对岩石巷道围岩松动深度范围进行实测和支护现状分析,并可采用“BA-Ⅱ型围岩松动圈测试仪”进行松动圈测试。通过对某巷道的实测,其原岩整体性好,波速较高(均大于3.5×103m/s)。经受采动压力影响后的围岩,其松动圈内的岩体裂隙发育显著,整体性明显较差,波速较低,松动圈大部分达到1.0m甚至1.6m以上,且有因孔深不足而未测出其实际松动范围,可能会更大。所以,这种巷道被划分为不稳定巷道。

三、支护参数选择与确定原则

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,都决定于锚杆支护系统的合理设计问题。对此,支护设计要以“新奥法”的施工思想为指导,并根据施工地质条件不同,来选择不同的支护参数。简而言之,锚杆支护系统设计和支护参数的确定,主要也就是指锚杆类型、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技术和经济上的最佳效果。针对谈到的此例地质情况,在巷道支护参数具体设计时,可采用理论公式计算结合工程类比法来确定之。

1)断面形状确定。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时为最好。这样再根据设备布置、生产能力和通风要求,确定锚网支护条件下巷道断面具体尺寸。

2)锚杆长度。锚杆安设在顶板中,被锚固的岩层不厚,上面并有老顶时,锚杆的长度只要使其锚固部分固定在老顶内即可,也就说L≥200~300mm。按单体锚杆悬吊理论,计算锚杆长度如下:L=L2+m+L1,式中L2为锚杆顶部进入老顶的长度(mm);m为锚固岩层厚度(mm);L1为锚杆露出孔外长度(mm)。

①L2长度:根据杆体设计抗拉强度等于锚固端部的粘结力这一等量关系(πd2σ拉/4=πdL2τ粘),推导出L2=dσ拉/4τ粘。此式中:d为锚杆直径(mm);σ拉为锚杆杆体材料设计抗拉强度(MPa);σ粘为锚杆与砂桨的粘结强度(螺纹钢时,取σ粘=5.0MPa)。

②锚固岩层厚度(m):按冒落拱高度的k倍计算,其公式为:m =kb,式中k 为安全系数(取1.3~1.5);b为自然冒落拱高(b=B/2F,cm);B为巷道掘进宽度(cm);F为岩石坚固性系数。

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时,支护的重点应放在顶部,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)锚杆间排距。在一般情况下,锚杆支护的布置一般呈正方形,即锚杆间距等于锚杆排距。根据锚杆悬吊作用理论,公式为:a =0.887d(σ粘/ kmγ)½,式中:γ为岩石密度(2.5kg/cm2);k为安全系数(取2);a为锚杆间距(mm);m为锚固层厚(取1.1m);d为锚杆直径(mm);σ拉为杆体材料设计抗拉强度(取 38×103kg/cm2)。根据上例参数,计算得:a=b=1179mm。考虑到此类巷道围岩岩体强度低,且要受到动压作用,所以适当加大组合拱厚度,降低应力集中值,这样可减少锚杆间排距。

4)锚杆直径。对各种锚杆的锚固力,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,如此才能充分发挥锚杆材料的作用。所以,锚杆体的直径可按杆体的抗拉力等于锚杆实际的锚固力的原则确定。计算公式为:P拉=(π/4)d2σ,由P拉=Q固,可得d=1.13(Q固/σ拉)½,式中P拉为锚杆杆体材料的抗拉力(kN);σ拉为锚杆杆体材料的设计抗拉强度;Q固为锚杆的锚固力;d 为锚杆的直径。

在本例计算中,d=14.2mm。由于这类巷道变形较大,很多锚杆锚固力低,并易失效,可将其锚固力提高到60kN,此时d=d+2=16.2mm,可取d=16mm。

5)锚杆类型。为了节约材质,并增强锚杆丝头强度,可用滚丝方式加工的等强度锚杆,并与之匹配采用Φ16mm的加厚螺母来进行外端托盘加固。

四、结论

由于不稳定巷道经掘进后的应力重新分布,其压力稳定、采动影响等不同阶段,必须经矿压观测,依此判断巷道稳定性,确保巷道各变形量满足设计。主要为以下几点:①巷道围岩表面位移观测。②顶板离层观测。③锚杆受力状况观测。④松动圈测试。

经合理的支护参数技术研究,分析不稳定巷道的破坏机理和确定松动范围为依据,可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,可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,两帮及顶底移近量不超过一定值。在动压作用下,也能保证巷道的局部稳定,其两帮及顶底移近量也不超标。

参考文献:

[1]岳翰,等.井巷锚杆及锚喷支护技术[M].太原:山西出版社,1982.

[2]董方庭,等.巷道围岩松动圈支护理论[J].煤炭学报,1994,19(1):21-32.

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