祁南煤矿切眼支护设计

2018-01-27 06:39赵洋
科学与财富 2017年34期
关键词:支护巷道煤矿

摘 要:本文首先介绍了支护设计中的邻近巷道支护变形情况和断面形状,其次对支护参数进行设计,包括锚网索支护参数设计和锚索支护参数设计,最后提出了矿压监测方案和其他要求,以供参考。

关键词:煤矿;支护;巷道;设计

1 概述

地质构造情况:根据三维地震勘探及巷道揭露资料分析,该区域为单斜构造,地层走向近南北,倾向东,倾角8~15°,平均约12°,局部有一定的起伏变化。

2.支护设计

2.1邻近巷道支护变形情况

机巷变形观测点帮顶收缩量最大值分别为:G13测点顶板下沉量最大为26mm,底鼓量最大为33mm,左帮收缩量最大为34mm,右帮收缩量最大为29mm,其中G13点变形量最大,距切眼距离460m;液压枕变化最大值15MPa,6#离层仪浅孔变化最大值28mm,7#深孔变化最大值16mm。

(1)巷道支护方式设计,在一般情况下,顶板较完整,围岩稳定时,优先采用锚带网索支护。设计依据:34下6工作面顶底板岩性及围岩特征;34下6工作面机巷锚杆支护变形特点;

(2)依据34下5工作面顶底板条件,结合34下6机巷采用锚带网索支护效果、能很好的达到支护要求。

2.2断面形状

根据设计巷道的支护条件、支护方式以及巷道断面要求、巷道矿压显现特点等,采用矩形断面。导硐侧断面规格:净宽×净高=5.0×3.0m;刷大侧断面规格:净宽×净高=2.2m×3.0m;切眼总断面规格净宽×净高=7.2m×3.0m。

3 支护参数设计

3.1 锚网索支护参数设计

3.1.1 锚杆参数设计

(1)锚杆长度

依据公式:L顶=L1+D+L2;L帮=L1+Z+L3;L3 =[(1+f煤)/(1+2f煤)]+[B-1/B+1]。式中:L1—锚杆外露(煤岩体)长度,取0.15m; L2—锚杆伸入松动圈外的长度,取0.6m;D—取围岩的松动圈D,取1.3m;Z—两帮锚杆的最小锚固长度,取0.5m;L3—两帮在有效承载区的锚固长度;F煤—煤层的普氏系数,取3;B—巷道宽度。

公式计算得顶锚杆长度为2.05m,帮锚杆长度1.83m。 考虑钻孔、锚杆打按角度等因素,顶锚杆设计长度选取2.4m,帮锚杆设计长度2.0m。

(2)锚杆直径

依据公式:φ=(KQ/0.25πσcosα)1/2。式中:K—围岩动压等影响系数,取1.2;Q—顶锚杆锚固力取100KN,帮锚杆锚固力取80KN;σ—顶锚杆抗拉强度取490MPa,帮锚杆抗拉强度取420MPa;α—顶板岩层倾角,取20°;

由公式计算结果,φ顶=18.2mm,φ帮=17.6mm,综合分析34下6工作面切眼围岩特性及工程实例,取顶锚杆选用φ22mm,帮锚杆选用φ20mm。

(3)锚杆锚固长度

依据公式:L= Q/πdp。式中:Q—锚杆锚固力;d—锚杆孔径;p—树脂药卷与钻孔之间的摩擦力,顶板为岩石取5MPa,两帮为煤层取2MPa。

由公式计算,可得顶锚杆锚固长度为227mm,两帮锚杆锚固长度为398mm;采用加长锚固方式,每根锚杆采用两节Z2550型中速树脂药卷加长锚固。

(4)支护密度及间排距

依据公式:Ps=K2Dγd/Q。式中:Ps—支护密度;K2—采动等影响系数,取3.5;D—松动圈厚度,取1.3m;γd — 岩石容重,25.7KN/m3。

由公式计算,Ps顶=1.26根/㎡,Ps帮=1.46根/㎡。综合考虑巷道宽度、围岩岩性等因素,设计锚杆间排距为800×800mm,Ps=1.56根/㎡,大于帮顶理论支护密度,满足支护强度要求。

3.1.2 锚索支护参数设计

锚索的主要作用是把冒落拱中的岩石悬吊起来,在锚杆支护失稳时能悬吊冒落拱中岩石的重量,继续起作用,提高巷道维护的可靠性。

(1)锚索的排距机长度确定:

依据公式:X=X1+X2+X3=0.2+1.8+2.5=4.5m。式中:X1—锚索外露长度,取0.2m;X2—锚索锚固长度;X3—潜在不稳定岩层高度,m;锚索长度取6.5m。

(2)锚索的密度确定

依据公式:Ps=kDγd/Q。式中:K—安全系数取1.3;D—松动圈厚度,取1.3m;γd—岩层的容重,25.7KN/m3;Q—锚索的设计锚固力,350KN。

根据上述公式计算,顶板锚索的密度Ps=0.124根/m2,1/PS顶=8.06m2/根。考虑安全起见,全切眼锚索布置方式为“三·三”布置,锚索间排距确定为2000×1600mm,锚索密度3.52m2/根,锚索布置方式:全切眼巷中布置一根,分中2m各布置一根,锚索配合大托盘400×400mm。

其它要求:一是刷大时还要采取单体铰接梁加强支护,一梁一柱,挑棚长度不小于7.0m。二是在异常地段支护,在断层破碎带附近及遇到顶板淋水等地质构造情况,适当缩小间锚杆支护排距、增加锚索支护密度或补架工字钢棚,并辅助挑棚支护。

4 矿压监测方案

4.1 观测目的

通过对34下6工作面切眼的围岩变形、锚杆及锚索受力等参数进行矿压观测,判断原支护方式及支护参数的合理性。

4.2 观测内容

一是观测巷道表面收敛、深部位移;二是巷道顶板离层;三是顶、帮锚杆(索)锚固力、受力。

4.3 观测方案

在切眼分别布置两个测点,切眼上下三岔门各布置一个测点,测点间隔30~50m,在每一个测点进行上述四项观测内容的观测。分别进行掘进阶段矿压观测。

(1)巷道表面收敛

其测量包括巷道两帮收敛、顶板下沉及底臌等。一个测站布置3个观测断面,间距不大于20m。其测量包括巷道两帮收敛、顶板下沉及底臌等。

(2)巷道顶板离层

利用顶板离层指示仪监测顶板锚固范围内及锚固范围外离层值,顶板围岩离层一个测站布置1个观测断面。

(3)頂、帮锚杆(索)锚固力

锚杆锚固力采用锚杆拉力计进行拉拔试验测定,锚索锚固力采用锚索张拉千斤顶测定。使用锚杆(索)测力计检测锚杆(索)的受力。一个测站布置1个观测断面,布置四个点测试,将测力计安设在1根锚索上,三根锚杆上(顶、两帮各1根)。

4.4 观测所需仪器

5 设计说明及其它要求

本设计为初始设计,要在施工中进行验证,根据矿压观测和施工反馈信息,及时修改、补充,进一步完善设计方案与参数。巷道施工后,及时观测巷道顶板变形情况应加密到5m一组观测点,如顶板下沉超过60mm,及时采用液压单体+铰接梁补强。切眼内除支护外当顶板下沉量超过100mm时在巷道中另增加2趟单体+铰接梁进行补强。液压单体初撑力不小于70KN。

参考文献:

[1]李中超,田奇伟.大断面切眼一次成巷联合支护技术的应用[J].中州煤炭. 2015(11)

[2]贺天才.切眼大断面锚杆支护技术的应用[J].山西煤炭. 2002(04)

[3]崔智勇,郭灵飞.大断面综放开切眼锚杆支护设计与围岩稳定性研究[J].煤炭技术. 2011(10)

作者简介:

赵洋,男,汉族,1985年出生,黑龙江省大兴安岭地区加格达奇区人,毕业于黑龙江科技学院,采矿工程专业,工程师,主要从事煤矿技术管理工作。endprint

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