第11卷第5期(总第72期) 煤矿 开 采 Vo1.11 No.5(Series No.72) 2006年10月 Coal Mining Technology October 2006 锚梁网索支护技术在复合顶板回采巷道中的应用 段云刚 ,张向阳 (1.淮南矿业集团张集煤矿,安徽淮南232171;2.安徽理工大学资源开发与管理工程系,安徽淮南232001) [摘要] 介绍了张集矿北区11418(w)工作面复合顶板回采巷道锚梁网索联合支护的试验 情况,根据巷道支护难点,提出了支护技术对策,在支护载荷分析基础上,确定了锚梁网索支护参 数;实践证明该巷道采用锚梁网索支护技术,既改善了巷道围岩的变形量,又保证了工作面正常回 采;该技术具有推广应用的价值。 [关键词] 复合顶板;载荷分析;锚网梁;联合支护 [中图分类号]TD353.6 [文献标识码]B [文章编号]1006-6225(2006)05-0044-03 Application of Bolting Beam,Mesh and Rope Support in Combined Roof of Mining Roadway 张集矿北区设计井型3.OMt/a,规划生产能力 厚度 岩性柱状 岩性描述 6.OMt/a。该区主采煤层为8,6,1煤层,其中 0.10 一__ :: : 泥岩 11418(W)面布置在8煤层中,是张集矿北区东 0.32 煤 一采区首采面,也是该区首采面。为了实现矿井高 产高效,在11418(w)工作面两巷应用了锚梁网 4.26 粉细砂岩 索支护技术。 1\ / .20 砂质混岩 \ 1巷道围岩条件 0.18 ///////////////////// \ 炭质页岩 【0.80 / ////////'////////////////////// \ 泥岩 1.1工程地质条件 0.47 煤 11418(w)综采面为倾斜长壁工作面,位于 (0 35) 炭质页岩 一492m水平东一采区,工作面运输巷长1695m, 2.82 , l 煤 轨道巷长1600m,切眼长240m,倾角2~5。,巷道 3.81 泥岩 均沿8煤顶板掘进,煤厚在2.5~3.45m之间,平 均厚度为3.0m。巷道顶板相变较大,多数区段顶 图I 9钻孔8煤顶底板柱状 板为灰黑色泥岩~砂质泥岩,伪顶为炭质泥岩,一 的形式全部或大部分释放出来,矿压显现明显。 般厚0.1—0.3m,局部区段顶板为灰~灰白色细~ 根据复合顶板巷道支护难点提出如下技术对 中粒砂岩基本顶。据东一采区五一六9钻孔可知8 策: 煤顶底板柱状图如图l。 (i)采用锚梁网和锚索联合支护,以加强浅 1.2巷道支护难点与对策 部顶板的建梁与加固作用,保证锚杆和锚索的锚固 巷道跟8煤顶板掘进,局部区域8煤和9煤顶 力在顶板岩层内的连续传播和有效锚固; 板为基本顶直覆,由图1可知8煤顶板多数为复合 (2)为了防止复合顶板离层、破碎而造成顶 顶板结构,巷道由外向里伪顶厚度逐渐增大,伪顶 板冒漏,应尽可能提高锚杆和锚索支护的组合性, 破碎极易离层形成网兜。巷道顶板的砂质泥岩上部 同时提高背护作用,以提高锚杆和锚索的外锚强 为含水砂岩层,当顶板有裂隙、构造或锚索孔通达 度,加强顶板支护的整体性; 砂岩层时,顶板淋水,造成顶板泥岩膨胀和强度弱 (3)根据锚杆、锚索的变形能力匹配需要, 化,泥岩的膨胀变形会在锚索上产生巨大的载荷, 合理确定锚杆和锚索的预紧力; 同时顶板淋水还会使锚杆和锚索发生锈蚀,降低其 (4)对于顶板砂岩水,采取超前打钻孔探放, 承载力。另外对于松软的复合顶板,由于弹性模量 或者调整锚梁网支护参数,或者采用架棚等有效方 小,积蓄于顶板岩层内的地层压力将会以形变压力 式支护,并对矿压显现进行观测,根据观测结果调 [收稿日期]2006—04—17 [作者简介]段云刚(1980一),男,山西太谷人,助理工程师,2004年毕业于安徽理工大学资源开发与管理工程系。 44 维普资讯 http://www.cqvip.com
段云刚等:锚梁网索支护技术在复合顶板回采巷道中的应用 2006年第5期 整优化支护参数。 2支护设计 2.1支护载荷分析 为了正确分析确定层状复合顶板煤巷支护的载 荷,先作如下假设: (1)层状复合顶板实体煤巷道的受力模型可 视为两端固定的岩梁; (2)巷道顶板岩层是在形变压力作用下受压 破坏的,并且形变压力在数值上等于地层压力或采 动支承压力; (3)能够承受岩层形变压力而不破坏的顶板 岩层称为承载岩层,承载岩层下面的岩层重量被确 定为巷道支护的载荷。 根据上述假设,顶板岩层形变压力被充分释放 时,岩层承受的载荷只为其自身的重量,岩层形变 压力未被充分释放时,岩层承受的载荷为自身重量 与形变压力之和。第n层岩层释放全部地层压力时 的变形量: Ah =^ or /E 式中,h 为第n岩层的厚度;or 为第n岩层的地 层压力;E 为第n岩层的弹性模数。 在承受第n层岩层的形变压力g:一。时,第n一 1岩层巷道岩梁中部的最大挠度和最大应力: qn一1tllna lx14 max ~ 380E ,n一1 m q:一l Z2 Orn_l 式中,E 为第n一1层弹性模数;In一 为第n一1 层惯性矩;Z为巷道宽度,m。 当第n一1岩层的抗弯强度为 nl ax时,所承受 L2 的最大均布载荷:g眦xl= m—ax ,将其带人第n 一1层在 max作用下,中心处的最大下沉量: max = 中得:y tl—nax 百薏,第n一1层 v 发生变形yntll—nal  ̄后,所释放的形变压力: = E ,其剩余形变压力: 剩tl- =or 一 放tl- 。比较 第n一1层可能承受的最大载荷与第n一1层剩余形 变压力及第n层变形所释放的形变压力之和,如果 g max≥ 一 放tl-- + 一 ,则第n层的变形释放被阻 止,第n一1层即为承载层。根据以上公式从而得 出锚网索支护的外载和相应的支护参数。 2.2锚梁网支护参数 根据巷道的工程地质条件,采用组合岩梁理论 和工程类比法确定11418(w)运输巷锚梁网索支 护参数如下: 巷道断面宽X中高=4.8m X 3.2m,顶板锚杆 间排距840mm X 800mm,锚索布置方式为“2-1”; 巷帮锚杆间排距850mm X 800ram,顶板锚杆 20 X 2500mm,巷帮锚杆 18 X 1800mm,锚索 18 X 6300mm,槽钢12 ,顶板钢带M5,巷帮钢带为 3ram钢板条,金属网l2 镀锌铁丝机械编制,网孔 <50mm X 50mm,锚索安装预紧力50kN,顶板锚 杆安装预紧力矩≥100Nm,巷帮锚杆安装预紧力矩 ≥60Nm,锚索安装深度6000mm,锚固长度 1800mm,顶板锚杆安装深度2400ram,帮锚杆安装 深度1700ram,锚杆锚固长度≥1000ram,锚杆锚固 力≥120kN(顶板)、≥50kN(巷帮),锚索锚固 力 ̄>200kN,钻孔直径均为+27mm,锚索锚固剂每 孔3支Z2380,顶板锚杆锚固剂每孔2支Z2380, 巷帮锚固剂每孔1支Z2380。 3矿压观测结果分析 3.1顶底板和两帮移近量 工作面运输巷掘进期间和回采期间巷道表面变 形量观测结果如下: (1)掘进期间 巷道顶底板累计移近量平均 为49ram,两帮累计移近量平均为35rnm,巷道顶 底板和两帮围岩最大变形速度分别为4.9mm/d和 3.1mm/d。巷道围岩变形经过约10~15d逐渐趋向 稳定,平均为12d,此后巷道围岩变形基本趋于稳 定状态。由此也说明锚网索支护在掘进期间的矿压 显现不明显。 (2)回采期间 巷道由于受超前采动支承压 力影响,巷道围岩变形较掘进期间明显剧烈。回采 期间巷道顶底板累计移近量为420ram,两帮累计 移近量为350mm,在此期间巷道顶底板和两帮最 大变形速度分别达到22mm/d和18.5mm/d。巷道 受工作面超前支承压力影响范围为40—60m,剧烈 影响范围为15—25m。 观测结果表明,回采期间巷道变形量和变形速 度比掘进期间大,这主要受工作面采动影响所致。 3.2顶板岩层离层 11418(w)运输巷共设15个观测站,其中6 个测站观测结果见表1所示。 由表1可以看出,掘进期间顶板浅部岩层(0 2.5m)离层量平均为4.9mm;深部岩层(2.5m 45 维普资讯 http://www.cqvip.com
总第72期 煤矿 开 采 2006年第5期 表1顶板离层观测结果 2 l 3 3 2 4 测站 O O{ l 2 l l 6 5 4 5 4 3 2 O 2 2 l 2 一6m)离层量平均为1.2mm。回采期间顶板浅部 岩层(0—2.5m)离层量为2—6mm;顶板深部岩 层(2.5—6m)离层量为0—2mm。8 6 7 8 6 7 上述观测结果表明,巷道自掘进到工作面回 采,顶板浅部岩层离层量最大为8mm,深部岩层 2 O 3 4 2 3 离层量最大为4mm,这说明试验巷道顶板基本上 无离层现象,巷道顶板变形为整体沉降,同时也说 明锚梁网索支护体系充分发挥了锚固组合岩梁作 用,从而使顶板保持了较好的完整性及稳定性。 3.3锚杆、锚索载荷分布 1 1418(w)运输巷设两个全断面锚杆、锚索 载荷观测剖面,分别位于运输巷的破伪顶和留伪顶 施工段,锚杆、锚索的载荷工作状态均为“缓增一 恒阻”型,锚杆、锚索载荷分布图如图2(a,b)。 左帮 右帮 (ft.)破伪顶施工段 210I (b)留伪顶施工段 图2 11418(w)运输巷全断面锚杆、锚索载荷分布 由观测图2可以看出:(1)运输巷破伪顶施 工段顶板锚杆的工作载荷一般为20—65kN,平均 34kN;帮部锚杆稳定后的工作载荷平均为21kN, 最大为30kN,最小为20kN;锚索稳定后的工作载 荷平均为50kN,最大为60kN,最小为40kN;(2) 运输巷留伪顶施工段顶板工作载荷一般为30— 160kN,平均1 10kN;帮部锚杆稳定后的工作载荷 平均为49kN,最大为85kN,最小为20kN;锚索 稳定后的工作载荷平均为155kN,最大为210kN, 最小为100kN。 因此,运输巷破伪顶施工段锚杆、锚索的工作 载荷不仅基本接近,而且普遍偏低,多数顶、帮锚 杆的工作载荷只有20kN;留伪顶施工段锚杆、锚 索的工作载荷普遍大于破伪顶施工段,留伪顶施工 段顶板锚杆的最大载荷达到160kN(基本达到了顶 板的破断载荷),锚索最大载荷达到210kN。 4结论 (1)巷道从掘进到回采历时1年多时间,巷 道未发生冒顶、片帮事故,巷道顶板没有出现离 层、破碎、下垂及网兜现象,顶板锚杆和锚索基本 上无损坏,巷道围岩稳定。回采期间,巷道安全、 畅通,工作面上出口断面积始终保持在8m 以上, 无需任何维修,完全可以满足生产、使用要求。 (2)通过对试验巷道的矿压观测,初步掌握 了复合顶板锚梁网索支护巷道的矿压显现规律。试 验巷道的矿压观测结果表明,该巷道围岩变形主要 发生在回采期间,因此为了减小巷道变形量,回采 期间,应采取超前加强支护措施,并扩大超前支护 的范围,以期减轻回采期间的巷道变形量。 试验表明,在张集矿北区回采巷道中,采用由 锚杆、锚索与槽钢组合而成的锚梁网索支护形式是 合理的,所选用的主要技术参数是安全的。试验研 究的锚梁网索支护形式及其主要技术参数可在类似 地质条件的巷道中推广应用。 [参考文献] [1]杨双锁.回采巷道围岩控制理论及其锚固结构支护原理[M] .北京:煤炭工业出版社,2004. [2]蒋金泉,韩继胜,石永奎.巷道围岩结构稳定性与控制设计 [M].北京:煤炭工业出版社,1998. [3]侯朝炯,郭励生,勾攀峰,等.煤巷锚杆支护[M].徐州: 中国矿业出版社,1999. [4]何满潮,袁和生,靖洪文,王方荣,景海河,等.中国煤矿 锚杆支护理论与实践[M].北京:科学出版社,2004. 【责任编辑:邹正立]
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