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摘 要:针对高应力等复杂困难巷道条件,分析了锚杆支护作用,提出高预应力锚杆支护原理,大幅度提高支护系统的初期支护刚度与强度,保持围岩的完整性,减少围岩强度降低;高预应力锚杆支护技术成功应用于枣泉煤矿高地应力巷道,巷道变形降低70%左右,巷道支护状况发生了本质改变。实践证明,高预应力锚杆支护技术可有效控制围岩变形与破坏。
关键词:高预应力;锚杆支护;复杂困难巷道
中图分类号:TB
文献标识码:A
文章编号:1672-3198(2010)12-0337-01
1 高预应力锚杆支护原理
目前,高强度锚杆支护已成为煤矿巷道首选的、主要的支护方式,在一般条件下取得良好的支护效果,但对于复杂困难巷道,锚杆使用密度很大,围岩变形仍然十分剧烈,支护效果并不理想。通过跟踪大量巷道冒顶事故及顶板严重离层变形的工程现象,发现围岩变形强烈甚至导致冒顶的原因是锚杆支护系统的刚度和强度过低造成的。提高巷道锚杆预应力,可以有效控制巷道围岩变形量,极大地提高巷道的稳定性。
康红普等根据现有锚杆支护存在的锚杆预应力小,预应力扩散效果差,支护刚度低,致使锚杆主动支护作用不能充分发挥,不能有效控制围岩离层与破坏等缺点,针对高地应力等复杂困难巷道条件提出高预应力锚杆支护作用机理:
(1)预应力锚杆支护主要作用在于控制锚固区围岩的离层、滑动、裂隙张开、新裂纹产生等扩容变形与破坏,尽量使围岩处于受压状态,抑制围岩弯曲变形、拉伸与剪切破坏的出现,最大限度地保持锚固区围岩的完整性,提高锚固区围岩的整体强度和稳定性。
(2)锚杆预应力及其扩散对支护效果起着决定性作用。根据巷道围岩条件确定合理的预应力,并使预应力实现有效扩散是支护设计的关键。单根锚杆预应力的作用范围很有限,锚杆托板、钢带和金属网等构件能够将预应力扩散到离锚杆更远的围岩中,在预应力支护系统中发挥极其重要的作用。
(3)预应力锚杆支护系统存在临界支护刚度,即锚固区不产生明显离层和拉应力区所需要支护系统提供的刚度。支护刚度的关键影响因素是锚杆预应力,因此,存在锚杆临界预应力值,当锚杆预应力达到一定数值后,可以有效控制围岩变形与离层,而且锚杆受力变化不大。
2 工程地质条件
枣泉煤矿11201工作面回风巷处于碎石井背斜轴西翼,巷道位于二煤煤层中,二煤煤厚4.74-9.42m,平均厚7.88m。煤层倾角8°,巷道沿煤层底板掘进,设计为矩形断面,掘进宽度4800mm,掘进高度3850mm。该回风巷位于西翼首采区首采面,靠近碎石井背斜轴部,在掘进到1300m左右时,巷道压力明显增大,煤炮声频繁,上帮围岩破碎,巷道顶板及上帮变形较大,多处发生锚杆、锚索断裂现象,严重影响掘进速度,两个半月共掘进160m,平均日进尺在2m左右,且巷道安全无法保证,已经采用架棚维护。实践证明原有支护方案已经不能满足高地应力巷道支护,为此,针对高地应力巷道进行了高预应力锚杆支护技术井下试验。
3 高预应力锚杆支护试验
3.1 锚杆支护设计
针对巷道高地应力特点,结合数值模拟结果,确定支护方案为:顶锚杆采用直径22mm长度2.4m的500号左旋无纵筋专用螺纹钢锚杆,极限拉断力266kN,屈服力为190kN,延伸率22%;帮锚杆采用直径20mm长度2.0m的500号左旋。
無纵筋专用螺纹钢锚杆,极限拉断力200kN,屈服力为160kN,延伸率22%。树脂加长锚固,预紧力矩设计为400N.m。顶部采用宽280mm、厚3mm的W钢带,帮部采用宽280mm、长450mm、厚5mm的W型钢护板等组合支护构件。锚索采用φ17.8mm长7.3m的预应力钢绞线,锚索托板采用300×300×16钢板制作的拱型托板,锚索预紧力达到180kN。锚杆间排距由原来的800×800mm增大到1000×1000mm。具体支护参数见图1。
图1 锚杆支护布置图
3.2 支护效果对比
3.2.1 原支护方案与新支护方案对比
从井下现场来看,支护效果比原来支护有明显改善,原有锚杆支护段顶板下沉量在950mm左右,两帮移近量在770mm左右。高预应力锚杆支护顶板下沉量在280mm左右,两帮移近量在100mm左右,分别比原锚杆支护巷道降低70%和87%左右,巷道围岩变形降低幅度非常显著。顶板和上帮由原来的随掘随冒和片帮严重变为现在的顶板及上
帮很平整。掘进速度由原来的日进尺2m左右提高到日进尺
10-12m,掘进速度提高了5-6倍,且避免了前掘后修的现象。
3.2.2 高预应力与低预应力支护效果对比
采用新支护方案后,开始200m由于没有购进专用的预紧工具,预紧力矩仍停留在120N.m左右,结果巷道变形仍然很大,顶板下沉量在740mm左右,两帮移近量为330mm左右。通过钻孔窥视(见图2、图3)可以看到:顶板2.4m范围内煤体裂隙已经非常发育,煤体破碎严重。导致锚杆锚固段失效,锚杆失去作用,随顶板整体下沉。
采用专用的预紧工具后,预紧力矩达到400N.m,巷道变形得到有效控制,顶板下沉量减小到280mm左右,两帮移近量减小到100mm左右。顶板煤体保持完整,裂隙发育不明显。
图2 低预应力支护段钻孔窥视结果
图3 高预应力支护段钻孔窥视结果
3.3 高预应力锚杆支护效果分析
根据枣泉煤矿高应力巷道井下试验情况,高预应力锚杆支护技术的支护效果主要表现为:通过大幅度提高锚杆预紧力及支护系统的刚度和强度,可有效控制围岩离层、滑动、裂纹扩展以及新裂纹的产生等扩容变形,显著减小围岩离层、变形、破坏范围与松动区的大小,保持围岩的完整性与稳定性。
4 结论
高预应力锚杆支护技术在枣泉煤矿高地应力巷道中得到成功应用,巷道围岩变形降低70%左右,巷道支护状况发生了本质的改变。采用高预应力、高强度和高刚度的主动锚杆支护,使锚杆支护真正实现了主动、及时支护,充分发挥了锚杆的支护能力。大幅度提高锚杆支护系统的刚度与强度可有效减小围岩变形与破坏范围,高预应力锚杆支护技术为复杂困难巷道提供了有效的支护方式。
参考文献
[1]康红普.煤巷锚杆支护成套技术研究与实践[J].岩石力学与工程学报,2005,24(21):3959-3964.
[2]康红普,姜铁明,高富强.预应力在锚杆支护中的作用[J].煤炭学报,2007,32(7):673-678.
[3]刘泉声,张华.对煤矿深部岩巷围岩稳定与支护几个关键问题的认识[J].岩石力学与工程学报,2003,22(增1):2195-2200.
[4]康红普,王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社,2007.
关键词:高预应力;锚杆支护;复杂困难巷道
中图分类号:TB
文献标识码:A
文章编号:1672-3198(2010)12-0337-01
1 高预应力锚杆支护原理
目前,高强度锚杆支护已成为煤矿巷道首选的、主要的支护方式,在一般条件下取得良好的支护效果,但对于复杂困难巷道,锚杆使用密度很大,围岩变形仍然十分剧烈,支护效果并不理想。通过跟踪大量巷道冒顶事故及顶板严重离层变形的工程现象,发现围岩变形强烈甚至导致冒顶的原因是锚杆支护系统的刚度和强度过低造成的。提高巷道锚杆预应力,可以有效控制巷道围岩变形量,极大地提高巷道的稳定性。
康红普等根据现有锚杆支护存在的锚杆预应力小,预应力扩散效果差,支护刚度低,致使锚杆主动支护作用不能充分发挥,不能有效控制围岩离层与破坏等缺点,针对高地应力等复杂困难巷道条件提出高预应力锚杆支护作用机理:
(1)预应力锚杆支护主要作用在于控制锚固区围岩的离层、滑动、裂隙张开、新裂纹产生等扩容变形与破坏,尽量使围岩处于受压状态,抑制围岩弯曲变形、拉伸与剪切破坏的出现,最大限度地保持锚固区围岩的完整性,提高锚固区围岩的整体强度和稳定性。
(2)锚杆预应力及其扩散对支护效果起着决定性作用。根据巷道围岩条件确定合理的预应力,并使预应力实现有效扩散是支护设计的关键。单根锚杆预应力的作用范围很有限,锚杆托板、钢带和金属网等构件能够将预应力扩散到离锚杆更远的围岩中,在预应力支护系统中发挥极其重要的作用。
(3)预应力锚杆支护系统存在临界支护刚度,即锚固区不产生明显离层和拉应力区所需要支护系统提供的刚度。支护刚度的关键影响因素是锚杆预应力,因此,存在锚杆临界预应力值,当锚杆预应力达到一定数值后,可以有效控制围岩变形与离层,而且锚杆受力变化不大。
2 工程地质条件
枣泉煤矿11201工作面回风巷处于碎石井背斜轴西翼,巷道位于二煤煤层中,二煤煤厚4.74-9.42m,平均厚7.88m。煤层倾角8°,巷道沿煤层底板掘进,设计为矩形断面,掘进宽度4800mm,掘进高度3850mm。该回风巷位于西翼首采区首采面,靠近碎石井背斜轴部,在掘进到1300m左右时,巷道压力明显增大,煤炮声频繁,上帮围岩破碎,巷道顶板及上帮变形较大,多处发生锚杆、锚索断裂现象,严重影响掘进速度,两个半月共掘进160m,平均日进尺在2m左右,且巷道安全无法保证,已经采用架棚维护。实践证明原有支护方案已经不能满足高地应力巷道支护,为此,针对高地应力巷道进行了高预应力锚杆支护技术井下试验。
3 高预应力锚杆支护试验
3.1 锚杆支护设计
针对巷道高地应力特点,结合数值模拟结果,确定支护方案为:顶锚杆采用直径22mm长度2.4m的500号左旋无纵筋专用螺纹钢锚杆,极限拉断力266kN,屈服力为190kN,延伸率22%;帮锚杆采用直径20mm长度2.0m的500号左旋。
無纵筋专用螺纹钢锚杆,极限拉断力200kN,屈服力为160kN,延伸率22%。树脂加长锚固,预紧力矩设计为400N.m。顶部采用宽280mm、厚3mm的W钢带,帮部采用宽280mm、长450mm、厚5mm的W型钢护板等组合支护构件。锚索采用φ17.8mm长7.3m的预应力钢绞线,锚索托板采用300×300×16钢板制作的拱型托板,锚索预紧力达到180kN。锚杆间排距由原来的800×800mm增大到1000×1000mm。具体支护参数见图1。
图1 锚杆支护布置图
3.2 支护效果对比
3.2.1 原支护方案与新支护方案对比
从井下现场来看,支护效果比原来支护有明显改善,原有锚杆支护段顶板下沉量在950mm左右,两帮移近量在770mm左右。高预应力锚杆支护顶板下沉量在280mm左右,两帮移近量在100mm左右,分别比原锚杆支护巷道降低70%和87%左右,巷道围岩变形降低幅度非常显著。顶板和上帮由原来的随掘随冒和片帮严重变为现在的顶板及上
帮很平整。掘进速度由原来的日进尺2m左右提高到日进尺
10-12m,掘进速度提高了5-6倍,且避免了前掘后修的现象。
3.2.2 高预应力与低预应力支护效果对比
采用新支护方案后,开始200m由于没有购进专用的预紧工具,预紧力矩仍停留在120N.m左右,结果巷道变形仍然很大,顶板下沉量在740mm左右,两帮移近量为330mm左右。通过钻孔窥视(见图2、图3)可以看到:顶板2.4m范围内煤体裂隙已经非常发育,煤体破碎严重。导致锚杆锚固段失效,锚杆失去作用,随顶板整体下沉。
采用专用的预紧工具后,预紧力矩达到400N.m,巷道变形得到有效控制,顶板下沉量减小到280mm左右,两帮移近量减小到100mm左右。顶板煤体保持完整,裂隙发育不明显。
图2 低预应力支护段钻孔窥视结果
图3 高预应力支护段钻孔窥视结果
3.3 高预应力锚杆支护效果分析
根据枣泉煤矿高应力巷道井下试验情况,高预应力锚杆支护技术的支护效果主要表现为:通过大幅度提高锚杆预紧力及支护系统的刚度和强度,可有效控制围岩离层、滑动、裂纹扩展以及新裂纹的产生等扩容变形,显著减小围岩离层、变形、破坏范围与松动区的大小,保持围岩的完整性与稳定性。
4 结论
高预应力锚杆支护技术在枣泉煤矿高地应力巷道中得到成功应用,巷道围岩变形降低70%左右,巷道支护状况发生了本质的改变。采用高预应力、高强度和高刚度的主动锚杆支护,使锚杆支护真正实现了主动、及时支护,充分发挥了锚杆的支护能力。大幅度提高锚杆支护系统的刚度与强度可有效减小围岩变形与破坏范围,高预应力锚杆支护技术为复杂困难巷道提供了有效的支护方式。
参考文献
[1]康红普.煤巷锚杆支护成套技术研究与实践[J].岩石力学与工程学报,2005,24(21):3959-3964.
[2]康红普,姜铁明,高富强.预应力在锚杆支护中的作用[J].煤炭学报,2007,32(7):673-678.
[3]刘泉声,张华.对煤矿深部岩巷围岩稳定与支护几个关键问题的认识[J].岩石力学与工程学报,2003,22(增1):2195-2200.
[4]康红普,王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社,2007.