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復合頂板條件下巷道支護方式研究與應用

2016-12-06 07:36:21魏謙陳鵬李江龍
工程建設與設計 2016年10期
關鍵詞:錨桿圍巖

魏謙,陳鵬,李江龍

(棗莊礦業(集團)有限責任公司,山西沁源046599)

復合頂板條件下巷道支護方式研究與應用

魏謙,陳鵬,李江龍

(棗莊礦業(集團)有限責任公司,山西沁源046599)

山西汾西太岳煤業股份有限公司位于山西省沁源縣西部,沁水煤田的西部邊緣地段。通過理論計算分析、周圍礦井調查、現場觀測和地質鉆孔分析等手段對沁水煤田的西部邊緣地段煤層巷道頂板變形破壞機理進行了探討,提出相應的支護方式,通過現場實驗,取得了良好的圍巖控制效果。

復合頂板條;巷道支護;研究與應用;

【DOI】10.13616/j.cnki.gcjsysj.2016.08.028

1 引言

近期由于礦井巷道受采動、地質條件、開采深度的增加、井下采掘活動增多等因素影響,尤其2204膠帶順槽、2110回風順槽、2101回風順槽掘進期間礦壓顯現明顯,頂板出現離層、整體下沉、幫部變形量超過500mm等情況,多數地段不得不采用點柱和工字鋼棚二次支護,同時也出現棚腿、梁變形;局部出現錨索、錨桿拉斷、錨索盤變形等情況,嚴重制約我礦正常采掘生產。

2 巷道錨桿支護參數的確定

2.1 現場數據測量

2204 工作面為我礦二采區南翼首采工作面,目前該工作面只掘進膠帶順槽,該巷道相鄰處均為未開采區域。2204膠帶順槽頂板為復合巖層頂板,該巷道掘進至600m位置時,巷道200~400m范圍內頂板下沉及幫部位移特別嚴重,嚴重制約了正迎頭的正常掘進。

針對以上問題,為了切實掌握該段巷道頂板離層范圍,特安排專人對該區域200m范圍內巷道頂板增加頂板離層儀,確保每20m一組。根據頂板離層儀固定深度不同,安裝3種同種型號頂板離層儀(以最深固定距離區分:6m、8m、10m),按順序安裝。同時安排專人每7天觀測一次,并建立記錄臺賬。

通過現場觀測、數據分析對比發現,該區域巷道頂板80%以上頂板離層儀顯示巷道頂板以上3~6m之間出現離層,離層范圍100~200mm;10%的頂板離層儀顯示巷道頂板3m以下出現離層,離層范圍大于200mm;5%的頂板離層儀顯示巷道頂板6m以上局部出現離層現象,離層范圍不大于100mm。

2.2 巷道荷載計算

2.2.1 按自然平衡拱理論計算

1)兩幫煤體受擠壓深度C

式中,K為自然平衡拱角應力集中系數,與巷道斷面形狀有關,矩形斷面,取2.8;r為上覆巖層平均容重,取24kN/m3;H為巷道埋深,m;B為固定支撐力壓力系數,按實體煤取1;fc為煤層普氏系數;Kc為煤體完整性系數,0.9~1.0;a為煤層傾角,8°;h為巷道掘進高度,2.8m;φ為煤體內摩擦角,經計算,C=6.77m。

2)潛在冒落高度b

式中,a為頂板有效跨度之半,m;Ky為直接頂煤巖類型性系數。當巖石f=3~4時,取0.45;f=4~6時,取0.6;f=6~9時,取0.75;fr為直接頂普氏系數,經計算,b=4.88m。

3)兩煤幫側壓值Qs

式中,n為采動影響系數,取2~5;r煤為煤體容重,kN/m3,經計算,Qs=231.3kN/m。

4)作用在頂板的壓力Qd為:

式中,γ為上覆巖層的重力密度,kN/m3;a為巷道半跨度,m;b為頂板最大破壞深度,m;B為采動影響系數,經計算,Qd=984kN/m。

2.2.2 支護強度核定

根據巷道實踐、理論分析及太岳煤礦初步支護設計資料,確定巷道每排布置5根頂錨桿,每1.6m布置10根;每幫每排布置4根幫錨桿,1.6m每幫布置8根;每1.6m巷道布置3根錨索,則每米巷道錨桿、錨索提供的荷載:

1)每米巷道頂錨桿提供荷載

式中,Pm為錨桿設計錨固力,105kN。

2)每米巷道錨索提供的載荷:

式中,Q2為錨索設計錨固力,200kN;Q支=Q1+Q2=656+375= 1031kN,Q支為頂部支護提供荷載;Q支>Qd,頂部支護滿足要求。

3)每米巷道一側幫錨桿提供荷載

Qb>Qs,幫部支護滿足要求。

2.2.3 錨桿參數計算

1)錨桿長度

(1)頂錨桿長度確定

式中,L為錨桿總長度,m;L1為錨桿外露長度,m;外露長度0.1m;L2為錨桿有效長度(不小于平衡自然拱高度),m;L3為錨桿錨入穩定巖層長度,螺紋錨桿一般取0.6~1.2m;L=0.1+1.4+0.6=2.1m;故頂錨桿選用初始設計長度2.4m。

(2)幫錨桿長度確定

式中,L為錨桿總長度,m;L1為錨桿外露長度,m;一般取0.1m;L2為錨桿有效長度,根據圍巖松動圈理論,取1.5m;L3為錨桿錨入穩定巖層長度,m,一般不小于0.3m;L=0.1+1.5+0.3=1.9m;因此,幫錨桿長度選取2.0m。

2)錨桿間排距

則D頂間排=1.05m,D幫間排=0.95m,及結合前面頂板荷載驗算,可得錨桿間排距:0.9m×0.8m。

3)錨桿直徑計算

式中,d為錨桿直徑,mm;L桿為錨桿長度,mm;

式中,N為錨桿錨固力,kN;d為錨桿直徑,mm;σ為桿體材料屈服極限(螺紋鋼屈服極限335MPa,圓鋼屈服極限235MPa),查采礦設計手冊,MPa。

4)錨桿錨固力計算105.2MPa,即頂錨桿錨固力不小于105MPa;

若幫錨桿選用全螺紋鋼錨桿時:

即幫錨桿錨固力大于60MPa.

顯然螺紋鋼錨桿支護強度遠大于圓鋼錨桿支護強度,因此幫錨桿選用φ20mm×2000mm全螺紋等強錨桿,考慮施工過程中需要刷幫、施工硐室等方便,選用右旋全螺紋等強錨桿。

5)錨索參數確定

(1)錨索長度

式中,L索為錨索長度,m;L索1為錨索外露有效長度,m,一般取0.2m;L索2為錨索有效長度,矩形巷道選擇巷道毛寬度,半圓拱巷道選取圍巖破碎半徑,即4.2m;L索3為錨索錨固長度,一般取1.5~2.0m,取1.8m。

半圓拱巷道圍巖破碎半徑:

式中,Rp為巷道圍巖破碎半徑,m;φ為巷道圍巖內摩擦角,(°);γa為巷道頂板復巖平均容重,t/m3;Z為巷道中心至地表距離,m;C為巖石黏結力,t/m2,查手冊得0.002t/m2;L索=0.2+4.2+1.8=6.2m,則錨索長度選擇6.5m。

(2)錨索排距確定式中,a為錨索排距,m;σ為每根錨索最大破斷荷載,260kN;B為巷道寬度,4.2m;γ為煤巖體積力,12kN/m3;K為安全系數,取0.5。2

(3)錨索排數

式中,n為錨索排數,排;B為巷道寬度,4.2m。

(4)錨索間距

即:m=0.85×4.2 2=1.785m,取1.8m,結合前面頂板荷載核算,錨索排距選取0.8m。即錨索布置方式為“二一二”。

綜上所述:根據錨桿錨索支護理論計算及驗算,結合我礦當前支護設計參數及對周邊山西沁新能源集團有限公司沁新煤礦、山西康偉集團公司南山礦進行調研。對我礦錨桿錨索支護參數修正參數如表1、表2所示。

表1 巷道頂部支護材料技術參數

表2 巷道幫部支護材料技術參數

4 現場應用及技術效果

1)支護效果比較。太岳煤礦自2015年11月份井下各掘進巷道全部使用修正后的新型支護材料及新的聯合布置方式,3個月共計支護巷道約1500m。所有巷道均按照每50m安設1組頂板離層儀,每7天安排專人負責觀測一次,并填寫數據,通過數據顯示平均頂板下沉量小于50mm,幫部變形量小于100mm。巷道移近量趨于穩定,巷道變形量僅為8%~10%。巷道得到有效控制,達到一次支護成功的要求,取得了良好的支護效果[1]。

2)經濟效益分析。以往巷道臥底修復施工時多采用工字鋼棚架支護,根據測算每米巷道修復成本1050元/m。再加上原巷道施工成本2700元/m,則該巷道施工總成本每米達到3750元/m,而采用新型支護成本3250元/m,每米巷道節省成本500元以上。做到節約材料,降低成本。

3)技術效益分析。采用錨網索聯合支護,其構件簡單、重量輕、裝運方便,勞動強度低。能提高功效,達到支護效果。杜絕返工浪費、二次成巷的弊病,減少了支護成本,提高生產安全。

同時該支護材料在全礦得到推廣使用,尤其在巷道維修中得到應用,通過圍巖離層范圍選用不同長度的錨索配合工字鋼梁,將原來離層頂板得到有效控制,減少了巷道維修扶棚的工作量,大大降低了巷道維修費用,也確保巷道有效斷面[2]。

5 結論

在巷道掘進支護的過程中,我們要結合現場實際,認真分析總結,不斷優化支護材料和技術要求,從中積累了豐富的經驗,找到了今后需改進的地方。

1)現場實施與檢測應用效果顯示,巷道兩頂角錨桿分別向兩幫傾斜15~20°,能有效控制復合頂板圍巖的變形破壞。

2)根據現場地質條件變化及采掘布置情況,及時調整支護材料布置方式及部分支護材料技術參數,確保支護強度。

3)隨著我礦開采深度的不斷增加,巷道支護改革將成為全礦永恒的話題。因此需加大對巷道頂、幫觀測力度、確保根據不同埋深及時變更或完善支護參數。

【1】李強,付玉平.堅硬頂板條件下回采巷道支護技術研究[J].科技情報開發與經濟,2012(16):126-128.

【2】唐和忠,牛勝建.堅硬頂板條件下巷道支護設計[J].中國煤炭工業,2013(5):52-53.

Research and Application of Roadway Support Under the Condition of Compound Roof

WEI Qian,CHEN Peng,LI Jiang-long
(ZaozhuangM ining Industry(Group)Co.Ltd.,Qinyuan046599,China)

Shanxi Fenxi Taiyue Coal Incorporated Company is located on the west of Qinyuan in Shanxi Provice,the western edge area of Qinshui coalfield. Through means of theoretical calculation,investigation on surrounding mine,field observation and analysis of geological drilling,this paper discusses the deformation and failure mechanism of coal roadway roof of Qinshui coalfield in western edge area,and puts forward the corresponding support methods.Through the field experiment,the good control effect of surrounding rock is obtained.

composite roof strip;roadway support;research and application

TD353

A

1007-9467(2016)08-0054-03

2016-07-23

魏謙(1970~),男,山東滕州人,工程師,從事煤礦生產技術研究。

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