煤矿高预应力、强力锚杆巷道支护技术研究.pdf
第 4 2卷第 8期能 源 与 环 保 V o l 4 2 N o 8 2 0 2 0年8月 C h i n aE n e r g ya n dE n v i r o n m e n t a l P r o t e c t i o nA u g . 2 0 2 0 收稿日期 2 0 2 0- 0 3- 0 8 ; 责任编辑 陈朋磊 D O I 1 0 . 1 9 3 8 9 / j . c n k i . 1 0 0 3- 0 5 0 6 . 2 0 2 0 . 0 8 . 0 5 4 作者简介 权军军( 1 9 8 8 ) , 男, 河南郾城人, 助理工程师, 2 0 0 8年毕业于华中农业大学, 现从事煤矿技术管理及科研管理工作。 引用格式 权军军. 煤矿高预应力、 强力锚杆巷道支护技术研究[ J ] . 能源与环保, 2 0 2 0 , 4 2 ( 8 ) 2 4 5 2 4 9 . Q u a nJ u n j u n . R e s e a r c ho nh i g hp r e s t r e s s e da n ds t r o n gb o l t s u p p o r t i n gt e c h n o l o g yi nc o a l m i n er o a d w a y [ J ] . C h i n aE n e r g ya n dE n v i r o n m e n t a l P r o t e c t i o n , 2 0 2 0 , 4 2 ( 8 ) 2 4 5 2 4 9 . 煤矿高预应力、 强力锚杆巷道支护技术研究 权军军 ( 平顶山天安煤业股份有限公司 八矿, 河南 平顶山 4 6 7 0 0 0 ) 摘要 针对高应力巷道围岩变形的流变性、 扩容性和冲击性等特点, 分析了高预应力、 强力锚杆支护理 论技术, 采用有限差分数值模拟软件 F L A C 3 D分析了锚杆与锚索预应力引起的应力场分布特征与影响 因素, 研究了支护工艺, 进行了工业性试验。研究得出, 采用巷道高预应力、 强力锚杆支护技术, 巷道 掘进速度不仅大大提高, 施工后的巷道围岩稳定性也得到了有效改善, 实现了巷道的一次成巷, 避免 了二次支护, 促进了高产、 高效矿井的实现。 关键词 高预应力; 强力锚杆; F L A C 3 D; 应力场分布; 掘进速度 中图分类号 T D 3 5 3 文献标志码 A 文章编号 1 0 0 3- 0 5 0 6 ( 2 0 2 0 ) 0 8- 0 2 4 5- 0 5 R e s e a r c ho nh i g hp r e s t r e s s e da n ds t r o n gb o l t s u p p o r t i n gt e c h n o l o g yi nc o a l mi n er o a d w a y Q u a nJ u n j u n ( N o . 8M i n e o f P i n g d i n g s h a nT i a n ′ a nC o a l I n d u s t r yC o . , L t d . , P i n g d i n g s h a n 4 6 7 0 0 0 , C h i n a ) A b s t r a c t A i m i n ga t t h e c h a r a c t e r i s t i c s o f d e f o r m a t i o n , e x p a n s i o na n di m p a c t o f s u r r o u n d i n g r o c ki nh i g h s t r e s s r o a d w a y , t h i s p a p e r a n a l y z e dt h eh i g hp r e s t r e s s a n ds t r o n ga n c h o r s u p p o r t t h e o r yt e c h n o l o g y . T h ef i n i t ed i f f e r e n c en u m e r i c a l s i m u l a t i o ns o f t w a r eF L A C 3 D w a s u s e dt o a n a l y z e t h e p r e s t r e s s o f t h e a n c h o r a n dc a b l e . T h e d i s t r i b u t i o nc h a r a c t e r i s t i c s a n di n f l u e n c i n g f a c t o r s o f t h e i n d u c e ds t r e s s f i e l d , t h es u p p o r t i n gt e c h n o l o g y w a s s t u d i e d , a n di n d u s t r i a l t e s t s w e r e a l s o c a r r i e do u t . I t w a s f o u n dt h a t u s i n g t h e r o a d w a y h i g hp r e s t r e s s a n d s t r o n g a n c h o r s u p p o r t i n gt e c h n o l o g y , t h er o a d w a ye x c a v a t i o ns p e e dw a s g r e a t l yi n c r e a s e d , t h es t a b i l i t yo f t h es u r r o u n d i n gr o c kh a s a l s o b e e ne f f e c t i v e l y i m p r o v e d , t h e p r i m a r y r o a d w a y f o r m a t i o no f t h e r o a d w a y h a s b e e na c h i e v e d , s e c o n d a r y s u p p o r t i n g h a s b e e na v o i d e d , a n d t h er e a l i z a t i o no f h i g h y i e l da n de f f i c i e n t m i n e s h a s b e e np r o m o t e d . K e y w o r d s h i g hp r e s t r e s s i n g ; f o r c ea n c h o r ; F L A C 3 D; s t r e s s f i e l d ; d i s t r i b u t i o nh e a d i n gs p e e d 0 引言 近年来, 通过资金投入、 技术引进和自主创新, 掘进设备和施工工艺有所改进, 但受到地质条件、 支 护参数不合理、 施工者综合素质不高、 设备维修不到 位等因素制约, 锚网索支护煤巷掘进月单进长期在 1 5 0m左右徘徊。随着开采深度的加大, 开采条件 复杂化, 其掘进速率进一步受到限制, 造成掘进工作 面设备及人员占用多, 掘进效率低[ 1 5 ]。特别是在进 入二水平下部系统工程的开发后, 瓦斯治理等工程 施工进度决定其开发程度, 但受到该区域大埋深、 大 倾角、 复合顶板等条件的限制, 其开发速度远远不能 达到要求, 诸此种种成为制约煤炭生产接替和安全 生产的突出问题。因此, 加强煤巷快速掘进技术的 研究, 进一步提高煤巷单进水平, 实现减人提效、 合 理集中生产, 是保证采掘正常接续、 建设安全高效矿 井的迫切需要。 1 试验区域概况 己1 5 2 2 0 8 0回风巷工作面标高 -6 0 0~-6 5 0 m, 该区域内地面相对位置为山地, 海拔 + 1 4 0~ + 1 8 0m , 无村庄、 无高大建筑物和水体。该工作面 位于二水平己二采区西翼下部, 东起采区下山, 西至 井田边界, 南邻已回采的己1 5 2 2 0 6 0采面, 北部正在 542 2 0 2 0年第 8期 能 源 与 环 保第 4 2卷 施工己1 5 2 2 0 8 0运输巷低位巷。由于该掘进工作面 南邻原己1 5 2 2 0 6 0工作面采空区, 巷道围岩所受采 面动压影响较大, 预计成巷后期巷道断面收敛量较 大。煤岩地质综合柱状如图 1所示。 图 1 综合柱状示意 F i g 1 C o mp r e h e n s i v ec o l u mnd i a g r a m 己1 5 2 2 0 8 0回风巷原支护设计采用梯形断面, 顶板锚杆间排距 8 0 0m m 8 0 0m m , 上帮锚杆间排 距 7 0 0m m 8 0 0m m , 下帮锚杆间距 8 0 0m m 8 0 0 m m 。采用 2 2m m24 0 0m m高强锚杆, 锚索按 “ 3 3 ” 布置, 锚索规格 2 2m m 8 3 0 0m m , 间排距为 16 0 0m m 16 0 0m m , 铺设 4m m冷拔丝金属网。 基于高预应力控制理论, 在施工过程中, 通过专用张 拉机具, 把锚杆预应力提高到 1 2 0k N以上。支护参 数优化为 梯形断面锚杆间排距 9 0 0m m10 0 0 m m , 上帮锚杆间排距 8 0 0m m 10 0 0m m , 下帮锚杆 间距 9 0 0m m 10 0 0m m , 采用 2 2m m 26 0 0m m 高强锚杆; 锚索按“ 3 3 ” 布置( 锚索数量不变, 规格 为 2 2m m 73 0 0m ) , 间排距为 18 0 0m m 20 0 0 m m , 铺设 4m m冷拔丝金属网。该设计方案的合 理性通过后期的数值模拟进行论证分析。 己1 5 2 2 0 8 0回风巷沿己1 5煤层顶板掘进施工, 己1 5煤层结构稳定, 煤厚 3 . 4 0~ 3 . 8 5m , 平均厚 3 . 6 m , 煤层倾角 5 ~ 1 8 , 平均 1 1 . 5 , 与己1 6 1 7煤层间距 4 . 5m左右。己1 5煤层坚固性系数 f 为 0 . 2 8~ 0 . 9 1 , 己1 5煤层顶板为细砂岩粉砂岩互层、 细砂岩, 深灰 色, 成分以石英为主, 中夹粉砂质泥岩; 底部为粉砂 岩, 深灰色致密, 块状, 近似水平层理, 厚约 6m ; 底 板为泥岩砂质泥岩, 上部为泥岩, 含有根部化石, 遇 水易膨胀; 下部为灰色砂质泥岩, 薄层状, 中部夹有 细砂岩。 2 支护技术理论研究 2 . 1 顶板力学模型分析 巷道开掘后, 顶板承受上覆岩层载荷, 并发生一 定的弯曲下沉[ 6 8 ]。随着切眼断面的增大、 裸露空间 的增加, 上覆岩层载荷增大, 顶板下沉量也随之增 加, 稳定性大大降低。根据材料力学简支梁模型, 建 立如图 2所示的顶板下沉量计算模型。模型中边界 条件左右两铰支座处的挠度均等于 0 。 图 2 简支梁力学模型 F i g 2 Me c h a n i c a l mo d e l o f s i mp l ys u p p o r t e db e a m 根据梁的弯矩方程可知 M( x )=q l 2 x -1 2 q x 2=q 2 ( l x - x 2) ( 1 ) 式中, M为梁的弯矩; q为上覆岩层载荷; l 为梁跨 度。 将式( 1 ) 代入等截面直梁的挠曲线近似微分方 程式( 2 ) E I ω ″ =- M( x )( 2 ) 式中, ω为梁挠度; E为顶板弹性模量; I 为顶板梁的 惯性矩。 得到顶板梁的挠曲线近似微分方程 ω= q x 2 4 E I ( l 3- 2 l x2+ x3) ( 3 ) 根据方程( 3 ) 可知, x=l / 2时, 即在梁的跨度 642 2 0 2 0年第 8期权军军 煤矿高预应力、 强力锚杆巷道支护技术研究 第 4 2卷 中间, 挠度最大, 此时 ω m a x= ω |x = l / 2= 5 q l 4 3 8 4 E I ( 4 ) 当顶板梁高度 Y不变时, 其惯性矩与自身跨度 l 成正比关系, 即 I = Y 3 1 2 l( 5 ) 将式( 5 ) 代入式( 4 ) , 即可解得巷道顶板梁的最 大挠度为 ω m a x= 5 q l 3 3 2 E Y 3 ( 6 ) 由式( 6 ) 可知, 顶板最大挠度与跨度 l 的 3次方 成正比关系。因此, 巷道必须采取合理的支护措施, 控制顶板下沉变形, 防止变形向顶板深部转移, 扩大 破坏范围。 2 . 2 帮部力学模型分析 巷道开掘后, 围岩原岩应力平衡遭到破坏, 应力 重新分布达到新的平衡状态, 在该过程中围岩内部 出现应力升高区、 应力降低区以及原岩应力区[ 9 1 2 ]。 应力低于原岩应力的围岩区域将发生破坏, 形成破 坏区。围岩应力分区如图 3所示。 图 3 围岩应力分区 F i g 3 S u r r o u n d i n gr o c ks t r e s s z o n i n g 破坏区模型如图 4所示。 图 4 破坏区模型 F i g 4 D e s t r u c t i o nz o n emo d e l 巷道断面为梯形, 假设帮部破坏区临界面不存 在剪应力, 正应力均布于该面, 将作用于破坏区煤体 上下表面的垂直应力简化为线性分布, 忽略煤体自 重在下表面产生的垂直应力增量, 则煤体在极限平 衡状态下须满足式( 7 ) ( σ 3-σz) h=∫ x0 0σ 1t a nφsd x+∫ x0 0σ ′ 1t a nφxd x ( 7 ) 式中, h 为切眼高度; x 0为破坏区厚度; σ3为水平应 力; σ z为帮部支护强度; φs为上接触面摩擦角; φx 为下接触面摩擦角; σ 1为上接触面垂直应力; σ ′1为 下接触面垂直应力。 破坏区和塑性区界面在原岩应力和水平应力作 用下处于应力平衡, 根据 M o h r C o u l u m b强度准则 有 σ 3= 1- s i nφ 1+ s i nφ σ 0- 2 C c o s φ 1+ s i nφ ( 8 ) 式中, φ为煤层内摩擦角; C为煤层黏聚力。 原岩应力 σ 0按式( 9 ) 计算 σ 0= γ H ( 9 ) 式中, γ为上覆岩体积力; H为埋深。 将式( 9 ) 代入式( 8 ) 中, 煤层黏聚力 C较小可忽 略不计, 则 σ 3= t a n 2 4 5-φ 2 γ H ( 1 0 ) 将式( 1 0 ) 代入式( 7 ) 积分可得 x 0= 2 ht a n 2 4 5-φ 2 - σ 0 γ [] H φ s+ t a nφx ( 1 1 ) 由式( 1 1 ) 可知, 巷道帮部围岩破坏深度与巷道 高度成正比, 高度越高, 帮部围岩破坏区深度越大。 3 数值模拟分析 为了清晰地反映出锚杆预应力产生的应力场, 在不考虑原岩应力场的条件下, 采用有限差分数值 模拟软件 F L A C 3 D分析了锚杆与锚索预应力引起的 应力场分布特征与影响因素。不同锚杆预应力产生 的应力场分布如图 5所示。 ( 1 ) 当锚杆预应力为 2 0k N时, 锚杆支护的应 力场分布如图 5 ( a ) 所示, 锚杆尾部附近出现了明显 的应力集中现象, 最大压应力达 0 . 0 7M P a 。随着深 入顶板远离锚杆尾部, 压应力逐渐减小。 ( 2 ) 当锚杆预应力为 1 2 0k N时, 锚杆支护的应 力场分布如上图 5 ( b ) 所示。锚杆尾部附近出现了 较大的应力集中现象, 最大压应力达 0 . 3 6M P a 。随 742 2 0 2 0年第 8期 能 源 与 环 保第 4 2卷 着深入顶板远离锚杆尾部, 压应力逐渐减小。 图 5 不同锚杆预应力产生的应力场分布 F i g 5 S t r e s s f i e l dd i s t r i b u t i o nc a u s e d b yd i f f e r e n t p r e s t r e s s e da n c h o r s 4 支护工艺 ( 1 ) 支护材料、 布置方式及参数。①巷道规格 为宽 高 = 5 . 4m 3 . 5m的斜梯形断面。②顶、 帮 采用 M S G L W 5 0 0 / 2 2 26 0 0m m高锚杆并铺设金 属网, 锚索采用 2 2m m 73 0 0m m预应力锚索; 全 断面挂网, 金属网规格为 4号冷拔网, 网格 4 0m m 4 0m m 。③顶锚杆使用 3卷两种不同型号树脂锚固 剂, 帮锚杆眼底使用 2卷树脂锚固剂, 锚索眼底使用 5卷树脂锚固剂; 树脂锚固剂至少使用 C K 2 8 5 0与 K 2 8 5 0两种不同型号。④锚杆布置 顶板每排布置 5根锚杆, 间距 9 0 0m m , 上帮布置 4根锚杆, 间距 8 0 0m m ; 下帮布置 4根锚杆, 间距 9 0 0m m 。锚杆支 护排距 10 0 0m m 。⑤锚索布置 顶板每排布置 3根 锚索, 间距 14 0 0m m , 排距 8 0 0m m , 按“ 3 3 ” 与锚杆 错排布置。⑥顶网使用 3片 21 0 0m m 10 0 0m m 规格的金属网, 上帮使用 2片 21 0 0m m 10 0 0m m 规格的金属网, 下帮使用 1片 21 0 0m m 10 0 0m m 规格的金属网。 ( 2 ) 锚杆、 锚索施工工艺过程。锚杆、 锚索施工 工艺如下 确定顶( 帮) 锚杆孔位→钻进锚杆钻孔→ 清孔→安装树脂锚固剂→插入杆体→搅拌树脂锚固 剂→上托盘→紧固锚杆→永久支护。 ( 3 ) 支护步骤。交接班自检→处理上班遗留问 题→锚上下帮上半部( 一部分人员运送物料)→开 机切割、 出矸→临时支护→锚帮锚顶铺网永久支护 ( 专职机电工同时进行设备检查检修)→锚杆紧固 锚索张紧→检查支护质量→文明生产杂物清理工具 整理→集体下班。 5 现场施工效果 5 . 1 施工进度 试验进入实施阶段后, 由于锚杆预应力的提高, 锚杆间排距得到不同程度的增大, 较传统支护不仅 减少了锚杆、 锚索使用数量, 还加快了施工进度, 平 均每进尺 1m , 施工时间减少 4 0m i n 。 通过以上优化, 试验后 4个月平均进尺为 2 0 0 m , 为采面后期防突措施的执行争取了宝贵的时间, 为采面的早日投产创造了有力条件。 5 . 2 施工后的巷道状况 该试验实施前, 该巷道按照传统施工方式已掘 进 1 6 0m , 为综合分析比较不同工艺施工巷道状况, 特选择试验实施第 1个月的施工巷道与原先施工的 1 6 0m进行比较分析, 特在每段巷道各设 1 0个离层 仪, 1 0个十字观测站。截止到 1 0月底, 取每个测点 的最大位移量做比较, 十字观测站观测数据比较如 图 6所示。 图 6 十字观测站观测数据比较 F i g 6 C o mp a r i s o no f o b s e r v a t i o nd a t a a t t h ec r o s s o b s e r v a t o r y 通过以上比较可知, 试验实施后, 不仅巷道掘进 速度大大提高, 施工后的巷道围岩稳定性也得到了 有效改善, 实现了巷道的一次成巷, 避免了二次支 护, 促进了高产、 高效矿井的实现。 6 经济社会效益分析 ( 1 ) 经济效益。原支护方案下, 每米进尺锚杆 用量为 2 0根, 锚索( 2 2m m83 0 0m m) 用量为 0 9 3根, 成本价格为 19 8 7元。支护方案优化后, 每 米进尺锚杆用量为 1 5根, 锚索( 2 2m m73 0 0 m m ) 用量为 0 . 7 5根, 成本价格为 17 3 1元, 每米进 842 2 0 2 0年第 8期权军军 煤矿高预应力、 强力锚杆巷道支护技术研究 第 4 2卷 尺支护成本降低 2 5 6元。优化支护巷道长度 6 0 0 m , 共节约 1 5 . 3 6万元, 由于掘进速度的加快, 本巷 道维护时间短, 减少了重复拉底等维护工作, 维护成 本将大幅减少。 ( 2 ) 社会效益。高预应力锚杆能够很有效地控 制层状顶板的离层, 因而冒顶现象大大减少, 安全状 况有根本性的转变。 7 结语 高预应力、 强力锚杆支护技术在提高巷道支护 效果、 保证巷道安全、 加快巷道快速推进等方面具有 重要作用, 是实现矿井高产高效的必备条件。该技 术在己1 5 2 2 0 8 0回风巷成功应用, 有效提高了深部 巷道围岩的支护质量和支护水平, 真正实现了一次 成巷, 大大提高了生产效率, 减轻了工人的劳动强 度, 为大埋深、 高地应力、 大间排距巷道支护技术研 究提供了成功的先例, 具有一定的借鉴意义, 并总结 归纳了己组煤层顶板的锚杆支护巷道支护参数优化 规范。 参考文献( R e f e r e n c e s ) [ 1 ] 康红普. 煤矿深部巷道锚杆支护理论与技术研究新进展[ J ] . 煤矿支护, 2 0 0 7 ( 2 ) 1 8 . 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