东河煤矿2308运输巷锚杆支护设计研究-工程硕士学位论文答辩.ppt

,Study on the Bolt Supporting of 2308 transportation roadway in Dong He Coal Mine,矿业学院 采矿工程专业2012届,答辩人：李建东,指导老师：郭育霞（学校） 王英选（企业）,东河煤矿2308运输巷锚杆支护设计研究,太原理工大学研究生院2016级工程硕士学位论文答辩,THE MAIN CONTENTS,目 录,1,第,部分,选题意义及目的,The significance and purpose of the selected topic,选题意义及目的,01,选题背景,研究意义,本论文通过东河煤矿2308运输巷掘进工作面锚杆支护设计评测项目，对东河煤矿2#煤层回采巷道的煤巷支护参数进行设计研究。东河煤矿是太原煤气化公司配套矿井之一，矿井设计产能82万吨/年。2308工作面是该矿2#煤层三采区的首采工作面，该工作面设计采用综采工艺，一次采全高，工作面平均煤层厚度1.6m，为实现高产高效综合机械化生产，该工作面巷道断面大，如果采用传统金属棚支护，施工难度较大，且支护原理落后，不能有效控制围岩的变形破坏。 本采区的围岩特性尚不明确，为保证锚杆支护经济合理，安全可靠，必须专门研究该地段围岩特性，选择合理的支护参数，以便对本地段类似工程的锚杆支护提供科学数据和指导依据，为实现矿井高产高效创造前提条件。,本文将从锚杆、锚索支护的作用机理出发，通过一系列现场实验方法、三维模拟、矿压观测等手段对围岩破坏规律和锚杆的加固作用进行研究，使用三维模拟方法对巷道锚杆支护效果评估，也为该巷道锚杆支护方案及设计参数的改进提供了可靠的科学依据。 在对东河煤矿2#煤层三采区2308运输巷的工程监测工作中，得到大量的观测数据，这些数据都是工作面的支护动态反馈信息，通过对这些数据使用科学手段汇总、归类并分析，最终为该巷道采用合理、经济的的锚杆支护方案提供现场依据。 东河煤矿2308工作面是东河煤矿2#煤层三采区首采工作面，我矿在此之前一直采用经验设计和工程类比的方法进行锚杆支护设计，而在地质条件复杂对巷道断面要求不大的巷道一直采用保守的金属棚支护，从未进行过专门的锚杆支护方案设计，本项目的实施也为该矿井下巷道尤其是煤巷进行锚杆支护设计、提高生产效率具有重要意义。,选题意义及目的,01,20世纪50年代,20世纪60、70年代,20世纪80年代至今,国外应用锚杆支护技术已经发展出一套适合本国实际情况的技术体系，并逐步向高强度、超高强度的方向发展18；而锚杆支护的配套施工机具也逐步得到完善，发展出了掘锚一体化流水式的机械化作业方式，这些都是值得我们国内借鉴的。,主要有涨壳、楔缝、倒楔式等机械端锚，材质主要以木、竹居多 锚杆的锚固力不高，锚固的可靠性和安全性能还很不理想。,树脂锚杆研制成功 成为是全球应用最为广泛的一种锚杆形式，同时出现了缝式、涨管式等全长锚固的锚杆。,锚杆出现多样化发展 高强度树脂锚杆发展突飞猛进，其性能优越，安全性高，成本不高，适用性非常广泛。,国外锚杆支护技术研究现状及发展趋势,选题意义及目的,01,国内锚杆支护技术研究现状及发展趋势,20世纪50-60年代,20世纪70-80年代,“九五”期间,最早于1956年在岩巷使用锚杆 锚杆种类单一，主要是机械端锚和钢丝绳砂浆无托板锚杆，锚杆强度、刚度低，可靠性差。,21世纪后,积极引进，鼓励自主研发，具备自制树脂锚杆的能力 到1995年，我国新掘巷道锚杆支护已近30%，以岩巷居多，煤巷锚杆支护比例不到16%。,与国外发展已接近同步，开始向高强预应力体系发展 开发出高强螺纹钢锚杆及加长、全长型树脂锚固技术，设计法则有了一定理论和经验基础。,锚杆支护技术与国外的发展水平已接近同步 逐渐开发出高强度螺纹钢锚杆，以及加长、全长型的树脂锚固技术，其配套的锚杆设计法则也有了一定的理论和经验基础。,选题意义及目的,01,锚杆支护技术发展趋势,巷道岩性逐渐趋向于煤巷及全煤巷道,巷道综合利用及断面利用率逐步提高,巷道施工断面越来越大,巷道布置条件越来越复杂,选题意义及目的,01,研究内容及方法,2,第,部分,巷道围岩锚固机理,The anchoring mechanism of surrounding rock of roadway,巷道围岩锚固机理,02,图2-1 巷道开挖后围岩变形及应力分布图 Fig.2-1 The deformation and stress distribution of surrounding rock after roadways excavation,巷道围岩变形机理,根据有关弹性力学方法对巷道围岩应力分布进行研究，可将巷道开挖后的围岩按照围岩变形破坏变形范围可划分为图2-1中的A、B、C、D四个区域：,A破裂区（卸载和应力降低区）； 岩石已发生破裂和位移，已无法继续承载； B塑性区： 岩石处于塑性状态，但有一定的承载能力； C弹性区（应力增高区）： 岩石发生弹性变形，但卸载后可恢复原状； D原始盈利区： 处于围岩深处，尚未受工程扰动变形破坏。,围岩变形的影响因素,（1）巷道围岩特性。 （2）巷道的埋深。 （3）巷道断面规格。 （4）地质构造。 （5）水胀作用。 （6）动压影响。 （7）时间效应。,巷道围岩锚固机理,02,悬吊理论,该理论认为，锚杆的作用就是将巷道顶板的软弱岩层或是由于巷道开挖而形成的破裂岩石直接悬吊于巷道顶板深处更稳定岩层中，这也就要求锚杆的锚固力都要足够承受离层岩石的重量，悬吊理论的基本作用原理如图2-3所示：,组合梁理论,该理论强调了锚杆杆体的抗剪切作用和锚杆的锚固作用，当锚杆杆体穿过巷道周边数层岩层时，杆体的抗剪切作用就会限制层状岩层之间的相对的错动移位；同时由于锚杆的紧固作用，增大了岩层间的摩擦力，维持稳定，避免离层，在这两种的作用下，将锚杆锚固范围内的岩层紧固为一体，成为一个较厚、较稳定的岩层，即组合梁。 组合梁越厚，其承载能力和抗变形能力越好，发生的挠曲程度越小。组合梁理论的基本作用如图2-4所示：,图2-3 锚杆支护的悬吊作用 Fig.2-3 The suspension action of bolt supporting,图2-4 锚杆支护的组合梁作用 Fig.2-4 The principle of compression of beams after bolt supporting,巷道围岩锚固机理,02,加固拱理论,该理论强调锚杆预应力对锚杆两端部间岩石的挤压加固作用，当锚杆托板和末端承受很大的预紧力时，在锚杆两端部之间就会形成一个呈圆锥形分布的正压力区域，当锚杆平行紧密布置，锚杆间距足够小，就会在各个锚杆体周围形成的正压力圆锥体之间形成一个相互交错，垂直于锚杆杆体且平行于岩体表面的均匀压缩带，压缩带内岩体重新具备了承载压力的能力，巷道稳定性提高、围岩变形小，其作用机理如图2-5所示：,图2-7 水平应力方向与巷道变形破坏的关系 Fig.2-7 The relation of the direction of horizontal stress and deformation and destruction of roadway,最大水平应力理论,表2-1 水平应力对巷道稳定影响对照表 Tab. 2-1 The influence on the drift stability of horizontal stress,图2-6 锚杆支护的均匀压缩拱示意图 Fig.2-6 The uniform compression arch of bolt supporting,巷道围岩锚固机理,02,1预应力锚索 2预应力锚杆 3锚索组合加固拱 4锚杆支护加固拱 图2-8 双重组合加固拱示意图 Fig.2-8 The recombination reinforced arch,锚杆支护对围岩的加固作用,（1）加强围岩强度； （2）改善岩体的受力结构； （3）改善岩体受力状态。,锚杆支护体系的作用机理,锚索与锚杆的作用功能一致，既能加固围岩结构，也能悬吊下部软弱破碎岩石，但锚索更长，煤矿巷道支护的锚索一般都在10m左右，而在大坝、边坡治理中使用的锚索可达2060m，这也就保证了锚索的锚固段可以超出围岩破碎松动范围外，锚固在围岩深部的稳定岩层中. 相比较预应力锚杆而言，预应力锚索的锚固点深、锚固范围更大，但施工难度也大，通常只需要在关键的节点上施工数量有限的锚索就可以形成一个比锚杆加固拱更大的“组合加固拱”，同时还能将由锚杆形成的小加固拱锚固在围岩的深部稳定岩体上，如图2-13所示。 “锚杆+锚索”的双重加固拱可以在更大程度上控制围岩松动圈的碎胀变形和围岩的弹塑性变形，使围岩总体变形大大减少，保证支护效果。,巷道围岩锚固机理,02,锚杆组合构件的作用,钢 带 增大锚杆预紧力作用面积，提高锚杆支护整体力； 金 属 网 封闭围岩表面，防止冒落、片帮，阻止碎胀变形； 托 盘 阻止围岩向巷道内侧位移，对围岩施加支护反力； 树脂锚固剂 将锚杆或锚索的尾端牢牢地粘结在围岩深处；,喷射混凝土的支护作用,（1）加固作用； （2）改善围岩应力状态； （3）混凝土本身的防变形作用； （4）防止风化的作用；,3,第,部分,工程概况及岩石特性,The engineering survey and the rock properties,工程概况及岩石特性,03,工作面概况,表3-1 工作面井上、下对照关系表 Tab.3-1 The comparison relationship.of surface and underground of the roadway,地质概况,表3-2 煤层顶底板情况 Tab.3-2 The condition of roof and floor of coal seam,2308工作面运输巷、回风巷分别长1160m、1126m，切眼150m，其余辅助巷道共计133 m，巷道工程量总计2569m。工作面所有巷道均沿本矿2#煤层顶板掘进，岩性为半煤岩。运输巷用于进风、行人、运煤。回风巷用于回风、运料、行人。切眼巷用于布置工作面，该工作面设计可采储量约为35万吨，工作面于2016年4月开工，先施工2308运输巷，预计可于2016年11月底竣工，服务年限2.5年。,（1）工程地质情况 2308工作面地层构造简单，工作面的顶板较为完整，破碎程度很小，在距离2308运输巷200米左右的位置，有一物探资料测出的陷落柱。 （2）水文情况 对工作面影响较大的为第四纪松散孔隙含水层，上覆为山西组，厚度大，泥岩多，隔水性良好。预计工作面掘进时最大涌水量10m3/h，正常涌水量5m3/h。,工程概况及岩石特性,03,巷道特征与支护设计,表3-3 工作面支护材料表 Tab.3-3 The supporting materials of the roadway,支护设计（经验公式法）,2308工作面巷道均沿2#煤层顶板掘进。2308运输巷在三采运输上山SHS5点前115.5m位置以0方位开口；回风巷在三采回风上山343m位置以0方位开口。两巷道预计以34上坡，上风桥施工以8上坡，再以512下坡掘进工作面剩余巷道。 施工顺序为： 2308运输巷运输巷联络巷2308回风巷2308回风巷联络巷切眼贯通对掘施工。 运输回风、联络巷断面为9.12m2，高为2.4m，宽为3.8m。切眼巷断面10m2，高2.0m，宽5m。,a、锚杆长度计算： LKHL1L2 式中：L锚杆长度，单位：m； H冒落拱高度，单位：m； K安全系数，一般取K2； L1锚杆在稳定岩层安装深度，L10.4m； L2锚杆在巷道中外露长度，取L20.07m； 其中： nHB/2f5 /（24）0.625m 则：L20.625+0.4+0.071.72m。,c、根据悬吊理论计算锚索的间距 LnF2 / BH r -（2F1sin）/L1 式中：L锚索间距，单位：m； B巷道最大冒落宽度，取B5m； H巷道冒落高度，取H2.0m； r被悬吊岩石的重力密度，取r25KN/m3； L1锚杆排距，取L10.8m； F1锚杆的锚固力，取F150KN； F2锚索承载力，取F2230KN； 计算得：L3.56m，取间距2.4m，排距3.2m。,b、锚杆间距、排距计算： 设计时令间距、排距均为a，则 式中：A锚杆间排距，单位：m； Q锚杆设计锚固力，取Q50KN/根； H冒落拱高度，取H0.625m； r被悬吊岩石密度，取r25KN/m3； 计算得：a1.26 ，施工时间排距取800mm。 c、根据悬吊理论计算锚索的间距 LnF2 / BH r -（2F1sin）/L1 计算得：L3.56m，取间距2.4m，排距3.2m。,工程概况及岩石特性,03,巷道顶板岩石力学特性实验研究,取样时间：2016年4月17日至5月9日 取样地点：东河煤矿三采区2#煤层运输大巷100m处，岩芯10m。 测定时间：2016年5月31日至6月11日 测定内容：此处取样共涉及该矿2#煤层顶板5个层位的岩样，达到了预定要求，岩芯取样完毕后在井下密封包装，运往太原理工大学矿业工程实验室进行检测。本次实验室测定的项目有：容重、单轴抗压强度、抗拉强度、抗剪强度、弹性模量、泊松比、内聚力、内摩擦角等。,图3-1 部分煤岩取样试件实验照片 Fig.3-1 The experimental photographs of some samples of rock,表3-10 井下取样岩石物理力学特性汇总表 Tab.3-10 The physical and mechanical properties of rock sample,4,第,部分,巷道围岩变形及支护参数研究,The study on deformation of surrounding rock and supporting parameters,巷道围岩变形及支护参数研究,04,以地质力学条件为基础的设计方法,调查试验点和进行地质力学评估； 以数值模拟为主的初始设计； 井下专项监测； 日常监测； 信息反馈和修正设计。,巷道的地质力学条件,（1）煤岩物理力学参数； 本文计算模型中的煤岩层原始条件主要是根据东河煤矿补充勘探地质报告、D1和D2号钻孔钻探和测井曲线柱状图、2308巷道规程及其煤岩物理力学特性测定结果，同时兼顾煤层厚度和顶底板岩层结构的影响进行确定，并通过实验室对取样试件测定获得，其检测数据见表4-1所示。 （2）地应力条件 根据构造情况，考虑水平应力对巷道围岩稳定性的影响及支护安全，计算中取水平应力 。 （3）开采条件 本采区的2煤层赋存稳定，结构较简单，煤层的平均厚度1.6m，在煤层中上部存在着一层砂岩泥岩夹矸（厚度0.030.08m）。,表4-1 计算模型的煤岩层条件 Tab.4-1 The calculation model of conditions of coal and rock,巷道围岩变形及支护参数研究,04,数值模拟计算方法,2308运输巷为矩形断面，宽高38002400mm，沿2#煤层底板掘进，需破顶约0.8m，与采空区间净煤柱20m。 为考虑工作面采动对运输巷的影响，模型总长取100m；两侧各留20m煤柱，沿工作面长度方向取其一半，为98.8m；2#煤顶板岩层厚度50m，煤层厚1.6m，底板岩层20m，总高度71.6m，则所取模型为长方体，长宽高10098.871.6m。 除模型上部外，其余四个侧面和底部均为固定边界，约束水平位移和垂直位移，而模型上部设定为一定量值的均布荷载。 模型共划分了19334个单元，21210个结点。除了围岩变形和支护评价外，还要分别考虑巷道在110m、160m、210m、260m和310m等不同埋深条件下的围岩稳定性。,采用岩土工程模拟软件FLAC3D进行模拟计算。计算模型为弹塑性材料，可运用Mohr-Coulomb屈服准则判断岩体破坏情况，计算公式为： 当 时，材料将发生剪切破坏； 当 时，材料将产生拉伸破坏。,主要锚固材料与特性,表4-2 顶板与两帮锚杆（索）规格与力学特性,表4-3 树脂锚固剂的主要物理力学性能,计算模型,图4-1 运输巷计算模型,计算方案,方案一：顶板采用161600mm的圆钢锚杆支护，搭配钢带，锚杆间排距为800800mm；两帮采用161600mm的圆钢锚杆支护、搭配木托盘及钢托板，锚杆间排距为800800mm。 方案二：顶板采用202000mm的左旋螺纹钢锚杆，搭配钢带，锚杆间排距为800800mm，破碎带加挂金属网；顶板加打17.88000mm锚索，排距4m，每排1根；两帮采用161800mm的圆钢锚杆，配合木托盘及金属托板，锚杆间排距为800800mm。,巷道围岩变形及支护参数研究,04,不同支护方案的对比计算与分析,图4-2 埋深210m原支护条件下围岩屈服破坏状态,图4-3 埋深210m现支护条件下围岩屈服破坏状态,由图可知，在改进后的支护条件下，顶板围岩破坏范围已大大缩小，仅为0.9m，这说明顶板锚杆的支护刚度、强度达到安全设计需求，锚索能够锚固到围岩深部，产生较强的悬吊作用，支护系统形成一个承载整体。,由图可知，在巷道未受采动影响前，巷道开挖并采用原支护设计达到应力平衡后，两帮的破坏深度1.0m，底板为0.5m，顶板为1.7m。两帮锚杆支护能够保证安全要求，但顶板屈服范围涵盖整个顶锚杆锚固范围，安全性不高。,（1）原支护方案模拟结果,（2）改进后支护方案模拟结果,巷道围岩变形及支护参数研究,04,采动影响前埋深对巷道围岩稳定性研究,埋深110m，巷道两帮的破坏深度为0.5m，底板未明显破坏。 埋深160m，巷道两帮最大破坏深度为1.0m，巷道底板破坏范围沿巷道径向可达0.48m，顶板为0.9m。 埋深260m，巷道两帮的最大破坏范围可达巷道表面往里1.5m，底板为1.45m，顶板为1.7m。 埋深310m，巷道周边的破坏深度与埋深260m时基本一致。,（1）围岩屈服破坏特征,（2）围岩垂直应力分布特征,埋深从110m到160m，顶板中部锚固段的围岩应力由1.5MPa2.0MPa扩大到24MPa；而顶板角度锚杆锚固段围岩应力由2.0MPa2.5MPa扩大到68MPa； 两帮的垂直应力升高，基本呈对称分布，埋深110m，为3.77MPa；埋深160m，为5.60MPa；埋深210m，为7.66MPa；埋深260m，为9.601MPa；埋深310m，为11.49MPa。,图4-4 采动影响前不同埋深运输巷围岩屈服破坏单元分布图,图4-5 采动影响前不同埋深运输巷围岩垂直应力分布云图,巷道围岩变形及支护参数研究,04,采动影响前埋深对巷道围岩稳定性研究,（3）围岩水平应力分布特征,图4-7 采动影响前不同埋深运输巷围岩水平应力分布云图,巷道开挖后，埋深从110m到310m，顶板锚固段围岩应力由3.04.5MPa扩大到1011.9MPa，而顶板锚索锚固段围岩应力从34MPa发展到1011.9MPa。 埋深从110m到310m，巷道两帮中间锚固段内围岩水平应力由2.02.6MPa逐渐增大为4.06.0MPa，两帮边部锚杆均在接近原岩的应力区。 从水平应力情况看，不同埋深的巷道围岩均比较安全，未受较大扰动。,（4）围岩位移变化特征,表4-7 不同埋深时运输巷围岩变形量计算结果,图4-11 围岩移近量随埋深的变化,图4-12 顶板离层量随埋深的变化,巷道围岩变形及支护参数研究,04,采动对巷道围岩稳定性影响研究,（e）5m （f）10m 图4-18 埋深210m超前工作面煤壁不同距离运输巷围岩屈服单元分布图,图4-18 埋深210m超前工作面煤壁不同距离运输巷围岩屈服单元分布图,图4-13 运输巷顶底板移近量随工作面煤壁至测点距离的变化曲线,图4-14 运输巷两帮移近量随工作面煤壁至测点距离的变化曲线,图4-15 锚杆范围顶板离层量随工作面煤壁至测点距离变化曲线,5,第,部分,工作面平巷矿压观测及分析,The observation and analysis of pressure in roadhead mine,工作面平巷矿压观测及分析,05,工程监测内容,（1）巷道两帮移近量,仪器：JSS30A型收敛计,主要技术参数： 仪器重：1.8kg 仪器长：40cm 量 程：110m 读数精度：0.01mm 仪器精度：0.09mm 张拉力：7kg 接长杆：1m3（根）,（2）巷道围岩径向位移变化,仪器：DW-4型多点位移计,主要技术参数： 基点数（个）：46 适用钻孔直径（mm）：28 深基点最大深度（m）：610 最大量程（mm）：180680mm 分辨率：0.1mm,布置于2308工作面运输巷内的2个测站中，每个测站都在巷道的左、右两帮之间各布置1个测点，共计4个测点，该收敛计的测量基准点分别安装在巷道左、右两帮已安装牢固的帮锚杆外露端头上，按照要求安装固定好。右帮测点与巷道底板的垂直距离为1.1m，左帮测点与巷道底板的垂直距离为1.2m。,在2308工作面运输巷中分别布置2个测站，每个测站布置测点 3个（巷道顶板和两帮各布置1个测点），共12个测点，每个测孔深6m，直径32mm，顶板上的测点距巷道右帮1.2m，右帮测点距巷道底板1.3m，左帮测点距巷道底板1.2m。,布置方法,布置方法,监测仪器布置,工作面平巷矿压观测及分析,05,工程监测内容,（3）锚杆工作载荷,仪器：MCJ-10锚杆测力计,（4）锚杆受力分布状态,仪器：CM-12型测力锚杆 杆体安置KDW-2静态电阻应变仪,主要技术参数： 变测量范围：019999 分辨率：0.01KN（1） 基本误差：不大于测量值的0.2% 零点漂移：4h内不大于2 电源；自备镉镍电池供电。,主要技术参数： 由液压盒与压力表组成， 量程：060MPa, 精度：0.1MPa。,布置于2308工作面运输巷的2个测站中，每个测站有3个测点，分别在巷道的顶板及两帮各布置1个测点，将测力计布置于安装好的锚杆托板与岩面之间，安装时，要按要求在压力盒前后各垫放一块钢托板，共布置测点12个。为避免数据不准，要求初次度数不为0，此处要求为1MPa，顶部测点位于中部锚杆上，左、右帮测点均安装在帮部最下一排锚杆上。 2308运输巷的2个测站分别布1个测点，将测力计布置在工作面顶板上已打好的锚索索具托板与岩面之间，为保证测量精度，要在测力计油压盒前后各垫一块金属托板，共布置测点2个。,在2308运输巷的2个测站中，每个测站分别在巷道的顶板及两帮各布置1个测点，每个测站布置3个测点，共计12个测点，测力锚杆眼深1.9m，直径32mm，锚杆孔深2m，孔径32mm，使用快硬树脂锚固剂做锚固材料，并实施全长锚固，使其快速承载。钻眼设备为风煤钻，钻机配套连接装置，带动测力锚杆进行机械搅动安装。测力锚杆安装时要保证锚固剂充实整个孔深。其中顶板测点安装位置距巷道右帮2.0m。左帮测点安装位置距巷道底板1.3m，右帮测点安装位置距巷道底板1.4m，本测站距工作面掘进头13.5m。,监测仪器布置,布置方法,布