朱集煤矿0.45Mta新井设计深部巷道锚杆支护技术
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深部巷道锚杆支护技术摘要：我国国有大中型煤矿开采深度每年约以812 m的速度向深部增加，一些老矿区和缺煤矿区相继进入深部开采阶段。由于开采深度的加大，岩体应力急剧增加，地温升高，巷道围岩破碎严重，塑性区、破碎区范围很大，蠕变严重。采用工字钢、架棚等被动支护技术已不能有效的控制巷道的变形，采用高强度全长树脂锚固锚杆锚固力大、锚固及时，能主动地将支撑载荷作用到巷道周边，对围岩施加径向力，加强巷道或硐室周边围岩稳定性，充分发挥围岩的自身承载能力，取得了良好的支护效果。利用MATLAB 7.1来进行有关数据的分析和相关图形的绘制。关键词：深部巷道；锚杆支护；围岩应力；MATLAB 7.11 引言我国是世界产煤大国，同样也是用煤大国。我国煤炭储量大部分埋藏在深部，埋深大于600 m和1000 m 的储量分别占到73.19 % 和53.17 %。而随着开采深度的加大，巷道周边围岩应力呈近似线性关系的增长，巷道围岩变形少则几百毫米，多达1.02.0 m。巷道在服务期间需要进行不断的维护与返修，特别是它们的两类或三类的复合型，问题更为突出。严重时，在巷道掘进或使用期间将会在巷道中引发煤与瓦斯突出，甚至岩爆等动力灾害，严重威胁矿井的安全生产。这不但造成巷道支护成本高，而且造成煤炭资源开采的极端困难，严重威胁着矿井的安全生产。在深部巷道中使用锚杆支护技术，锚杆通过径向和切向锚固力的作用，对围岩施加围压，将围岩由单向、双向受力状态转化为双向、三向受力状态，提高围岩的稳定性。锚杆贯穿围岩中的弱面，切向锚固力改善了围岩的力学性质，进而有效地控制巷道变形。 Matlab是mathworks公司于1984年推出的一套高性能的数值计算和可视化软件，它集数值分析、矩阵运算、信号处理和图形显示于一体，可方便的进行数据分析和图形绘制。2 开采深度与巷道围岩的变形关系2.1中国的研究开采深度对巷道围岩的影响十分复杂，除与巷道的围岩性质密切相关外，如受采动影响的巷道，则与护巷方式和周围采动状况等也有密切关系。根据我国的研究成果，可得开采深度与巷道维护之间的一般关系如下：(1) 岩体的原岩应力即上覆岩层重量，是在岩体内掘巷时巷道围岩出现应力集中和周边位移的基本原因。因此，随开采深度增加，必然会引起巷道围岩变形和维护费的显著增长。(2) 巷道的围岩变形量或维护费用随采深的增加近似的呈线性关系关系增长。(3) 巷道围岩变形和维护费用随开采深度的增长的幅度，与巷道围岩性质有密切关系，围岩愈松软，巷道变形随采深增长愈快，反之，围岩愈稳定，巷道变形随采深增长愈慢。(4) 巷道围岩变形和维护费用的增长率还与巷道所处位置及护巷方式有关，开采深度对卸压内的巷道影响最小，对位于煤体内巷道及位于煤体-煤柱内巷道的影响次之，对两侧均已采空的巷道影响最大。2.2德国的研究(1) 德国提出掘巷引起的围岩移近量与开采深度和巷道底板岩层强度之间的关系为： （1）式中：掘巷引起的围岩变形量占巷道原始高度的百分率，%； 岩层压力，Mpa； 地板岩层的单轴抗压强度，Mpa。图1 移近量与岩石压力p(深度H)和底板岩层强度的关系1-砂岩(=97 Mpa)；2-页岩(45 Mpa)；3-软岩(28 Mpa)；4-煤(14 Mpa)利用该式计算结果如图1所示，由此可见，掘巷引起的围岩变形随开采深度的增加而增长，其增长率与巷道围岩性质有关。开采深度每增加100 m，在煤层(=14 Mpa)中掘进，围岩移近量增加8.9%；在软岩(=28 Mpa)中增加6.3%；在页岩(=45 Mpa)中增加5%；在砂岩(=97 Mpa)增加3.4%。同时取=0，可以知道在掘巷过程中引起围岩明显变形的临界深度，在煤层中为512 m，软岩中为732 m，页岩中为930 m，砂岩中为1360 m。(2) 德国埃森采矿中心还对100条前进式开采的采准巷道进行了系统观测，得出巷道围岩移近量占巷道原始的高度的百分率与开采深度关系式为： （2）既开采深度每增加100 m，回采巷道围岩移近量占原始高度的百分率增加6.6%，与上述统计值相似。矿井开采深度由300 m增加到800 m时，移近量要增加1000余mm，巷道从较易维护变为难以维护，可见开采深度对巷道矿压显现的影响之大。2.3前苏联的研究前苏联对矿井开采深度与巷道稳定性的关系进行过大量研究，认为深部巷道矿压显现的一个主要特点是在巷道掘进时就呈现围岩强烈变形，且在掘进后围岩长期流变，使巷道支架承受很大压力。浅部开采时表现不明显的掘巷引起的围岩变形，在深部开采时显现十分强烈。根据在顿巴斯矿区进行的大量巷道矿压观测，提出了深部巷道掘进初期围岩移近量的计算公式为： （3） （4）式中：、顶板、两帮在掘进后t时间内的位移量，cm； 时间，d； 、顶板、两帮作用在支架上的压力，kN/m2； 岩石容重，kN/m3； 巷道所处的深度，m； 岩石单轴抗压强度，kPa； 寻求常数时引入的单轴抗压强度，3000kPa； 巷道所处的深度，cm； 巷道高度，cm。由此可以看出随着开采深度的增加，维护时间的增长，巷道变形将逐渐增加，维护也将越来越困难。前苏联学者舍斯勒夫斯基认为，当0.3时，既开采深度相对比较小或围岩强度相对比较大时，开采深度对巷道围岩变形影响较小，反之，围岩稳定性系数愈大，开采深度对巷道围岩变形的影响就也愈大。3 深井巷道锚杆支护的关键理论与技术3.1深井巷道锚杆支护理论基础传统的悬吊、组合梁、组合拱等锚杆支护理论是根据处于弹性状态的完整岩体提出的，而且只适用于特定的条件，对于围岩处于峰后强度和残余强度的破裂岩体。上述理论不能解释锚杆支护的作用机理。近期国内外一些学者研究了锚杆支护对岩石力学性质的改善，但仅限于岩石处于峰前弹性状态下对内聚力C、内摩擦角、弹性模量E的作用，未涉及岩石处于峰后的情况。围岩强度强化理论认为：(1) 巷道锚杆支护的实质是锚杆和锚固区域的岩体相互作用形成统一的承载机构。(2) 巷道锚杆支护可提高锚固体的力学参数()改善被锚固岩体的力学性能。(3) 巷道围岩存在破碎区、塑性区和弹性区，锚杆锚固区的岩体则处于破碎区或处于上述23个区域中，相应锚固区的岩石强度处于峰后强度或残余强度。锚杆支护使巷道围岩特别是处于峰后区围岩强度得到强化，提高峰值强度和残余强度。(4) 煤巷锚杆支护可以改变围岩的应力状态，增加围压，从而提高围岩的承载能力。(5) 巷道围岩锚固体强度提高以后，可减少巷道周围破碎区、塑性区的范围和巷道的表面位移，控制围岩破碎区、塑性区的发展，从而有利于保持巷道围岩的稳定。运用极限平衡理论，在各向等压的情况下，圆形巷道的塑性区半径和周边位移的计算式为： （5） （6）式中：巷道周边位移； 塑性区半径； 原岩应力； 支护阻力； 圆形巷道半径； 围岩内摩擦角； 围岩的粘聚力； 剪切弹性模量。由式5和式6可知，巷道的稳定性和周边位移主要取决于岩层的原岩应力，反映岩石强度性质的内摩擦角和粘聚力。再因在给定巷道条件下，原岩应力是定值，内摩擦角和粘聚力愈小，也就是围岩强度愈低，则周边位移值显著增大。针对巷道围岩中等稳定的条件，根据理论研究、计算和相似材料模拟试验，得到了以下认识；(1) 锚固体破坏前后的内聚力、内摩擦角、锚固体极限强度、残余强度随锚杆支护强度增加而提高，破坏后的较破坏前的提高更显著，因此锚杆可以增强巷道围岩的稳定性，控制巷道的周边位移。见表1、表2。表1 不同锚杆支护强度下锚固体破坏前C、值锚杆支护强度/(Mpa)00.060.080.110.140.170.22等效内聚力C/(Mpa)0.3470.3570.3630.3680.3830.3770.387等效内摩擦角/()31.5131.5333.5135.3737.1438.8040.40表2 不同锚杆支护强度下锚固体破坏后C*、值锚杆支护强度/(Mpa)00.060.080.110.140.170.22等效内聚力C/(Mpa)0.01680.01820.01830.01840.01860.01940.021等效内摩擦角/()31.5131.5333.5135.3737.2440.4040.40(2) 破裂岩体中布置的锚杆强化了岩体的和，的强化大于的强化，与的强化比值为1.061.13，这对破裂岩体的稳定十分有利。(3) 破裂岩体的和随的增加而不断强化，达到一定程度就能保持围岩的稳定，见图2。这就是锚杆支护设计、支护参数研究的基本依据。3.2深部巷道锚杆支护作用机理3.2.1锚杆锚固力锚杆安设在岩体内部，它的受力以及它作用于围岩的力同框式支架相比要复杂得多。国标GBJ86-85将锚固力定义为锚杆对于围岩的约束力。在实际应用中，大都以抗拔力为锚固力，这给检验锚杆安设质量提供了简便的抗拔试验方法，但国内外许多学者纷纷撰文指出了抗拔力与锚固力的区别，所以有必要进一步分析和明确锚固力的定义。图2 锚固体应力应变曲线注：曲线上数字为锚杆支护强度/Mpa图3 锚杆约束围岩的力根据锚杆对围岩的稳定作用划分和定义锚固力。图3表示锚杆作用于围岩的两个方向的力，径向锚固力和切向锚固力，径向锚固力含托锚力和粘锚力。(1) 托锚力：托板阻止围岩向巷道内位移，对围岩施加径向支护力，使围岩由平面应力状态转化为三向应力状态，提高了围岩的强度。这种来自托板使围岩稳定的力称为托锚力。(2) 粘锚力：粘结剂将围岩与锚杆粘结成整体，由于围岩深部与浅部变形的差异，锚杆便通过粘结剂对围岩施加粘结力来抑制围岩变形，这种力对稳定围岩起着重要作用，称为粘锚力。由作用力和反作用力关系可知，粘锚力就是锚杆体内的轴力，但轴力沿杆体不是均布的，为了粘锚力的定量化，可将杆体中性点处的轴力值作为粘锚力的大小。(3) 切向锚固力：围岩体的变形大多是从岩体中的弱面开始的，在围压的作用下，围岩沿着弱面滑动或张开，最终导致巷道断面的收缩。由于锚杆体贯穿弱面，它限制围岩沿弱面的滑动和张开，这种限制力称为切向锚固力。尽管杆体所能提供的切向锚固力同弱面的强度相比是较小的，但切向锚固力的存在可使弱面不致因某个薄弱环节的突然破坏而影响原有承载力的充分发展。3.2.2径向锚固力的作用机理如图4所示，图中a为完全失去粘结力的岩体，仅以岩块之间的挤压形成拱的作用，维持原来的形状而没有冒落；d为保持原来的强度和弹性模量的岩体；b为岩石强度已显著降低，处于围岩峰后特性区域的岩体，c为介于b与d之间的岩体，其状态可能发展为b，也可能保持为d。在岩层内开掘巷道以后，围岩会出现如图4的强度分布，强度分布将随时间而变化，如能及时支护，不仅能保持d的状态，防止巷道表面掩饰剥落，还可做到b那样良好的状态，防止内部围岩强度的恶化。所以要发挥锚杆的作用，必须掌握围岩强度恶化的发展，及正确选择阻止强度恶化发展的支护方式和支护阻力。实践表明，只要及时安装锚杆，即使锚固力不大，也能大幅度降低围岩强度的恶化。如图5，当围压为零时，残余强度接近于零，当围压为1 Mpa时，残余强度约为9 Mpa。随着围压的增高，岩石的应变软化程度逐步降低，残余强度逐步增大。尤其是当围压在零到1 Mpa范围内变化时，残余强度表现出对围压很强的敏感性，即围压稍微增大，残余强度增长很快。低围压下，残余强度所以对围压具有强敏感性，是由于岩石的破裂面较粗糙，破裂后岩石继续承载时，岩石变形主要表现为沿破裂面滑动和将破裂面的凸起啃断两种形式，当围压为零时，岩石变形完全表现为沿破裂面滑动，当围压由零逐渐增长时，岩石变形形式由沿破裂面滑动逐渐转变为将破裂面的凸起啃断，岩石的残余强度迅速提高。围岩峰后的这种特征对于研究巷道支护具有重要意义。图4 巷道围岩破碎情况图5 残余强度与围压的关系对于具有护表构件的锚杆支护，径向锚固力可以均布到锚固区域的单位面积岩体，若锚杆锚固力p为100 kN，则锚固岩体中单位面积岩体的围压增量为： （7）式中：锚杆布置间排距，取e=t=0.7 m。则=0.2 Mpa，在低围压情况下0.2 Mpa的围压增量约可使围岩的残余强度提高14 Mpa。3.2.3切向锚固力的作用机理(1) 切向锚固力对单节理面的加固作用锚杆对围岩弱面抗剪强度的作用表现为：由于节理面两壁的相对位移导致锚杆轴向拉力(Tb)增长，而轴向力相对节理面提供附加力；Tb的平行节理面分量，将作为节理面抗剪能力的组成部分；粘结式锚杆杆体本身的抗剪能力限制节理面的相对滑动。图6 粘结式锚杆应力分布图a-岩石锚杆；b-杆体拉应力；c-胶结面剪应力；d-杆体剪应力；e-胶结面法向应力穿过节理面的锚杆在节理面附近的岩体内应力分布如图6所示。葛修润提出加锚节理面抗剪刚度公式为： （9）式中：节理面本身的抗剪强度； 由杆体的“销钉”作用引起的换算抗剪刚度； 由杆体轴向力相对节理面的法向分量引起的换算抗剪强度； 由杆体轴向力相对节理面的切向分量引起的换算抗剪强度。它们分别用下式求得： （10） （11） （12） （13）式中：锚杆轴向应力(以拉应力为正)； 锚杆横截面上的平均剪应力； 节理面平均法向应力； 节理面粘结力； 节理面摩擦角； 锚杆安装角，系节理面剪切位移方向与同一侧锚杆的夹角； 锚杆横截面与单根锚杆穿过的节理面面积比。由式9可知锚杆使节理面抗剪刚度提高量为： （14）(2) 切向锚固力对围岩的加固作用围岩体中存在大量不规则弱面，岩体强度往往取决于弱面的性质。巷道开掘后，锚杆经常滞后支设，在锚杆支设前，又会产生裂纹、裂隙等新生的弱面。因此，锚杆通常都穿过大量不规则的弱面。锚杆与弱面的夹角为0，取其平均值，按式14求在的平均值 = （15）按式15，可计算锚杆对节理抗剪强度的提高量，若锚杆破坏服从最大拉应力准则，取杆体抗拉强度为400 Mpa，为200 Mpa，为1/2000，为17，则=0.044+0.167=0.211 Mpa即巷道围岩锚杆加固以后，围岩弱面的平均抗剪强度约可提高0.211 Mpa。3.3深部巷道锚杆支护技术3.3.1采用大直径、高强度、大延伸量锚杆锚杆的强度直接影响其锚固范围内围岩强度的强化和锚杆对巷道围岩的支护阻力，从而影响锚杆群作用范围内围岩的承载能力和锚杆的支护效果。(1) 增加锚杆的杆体直径和采用高强度钢筋我国以往锚杆的普通圆钢锚杆的杆体直径一般为14 mm、16 mm、18 mm，材质为Q235，其屈服强度为240 Mpa，破断力均在100 kN以下。国外使用的锚杆杆体屈服强度为400600 MPa，甚至更高，破断力一般为200300 kN，甚至更大。如美国高强度螺纹钢杆体的屈服强度为414689 MPa，拉断强度为621862 MPa；英国高强度螺纹钢杆体的屈服强度为640720 MPa；澳大利亚的mm高强度锚杆破断力达到240 kN；mm的超高强度锚杆破断力达到340 kN。为了达到和超过国外锚杆杆体材料水平，满足我国深井巷道支护的要求，开发出锚杆专用钢材配方，其中BHRB500，BHRB600型号的钢材可用于生产强力锚杆。这2种钢材的公称直径均为2225 mm，屈服强度分别为500、600 MPa，抗拉强度分别为670、800 MPa，伸长率均为18%。对于mm的BHRB600型钢筋，屈服力达228.1kN，破断力达304.1 kN。分别是同直径建筑螺纹钢的1.79和1.63倍；是同直径圆钢的2.50和2.11倍。(2) 锚杆尾部螺纹热处理或杆体整体调质处理是一种提高锚杆杆体强度而成本较低的方法。锚尾加工后，锚尾的实际直径较杆体直径要减少25%左右，其承载能力将减小25%35%，使用中锚杆常在此处发生拉断破坏，致使杆体的强度和塑性不能充分发挥，造成钢材浪费。如果对锚杆尾部螺纹进行热处理或对杆体进行整体调质处理，将会大大提高锚杆的强度。据邢台矿务局核算，经过热处理的高强度锚杆，与同一直径的普通锚杆相比，成本仅增加16%35%，而极限承载能力提高65%100%。热处理使锚杆锚尾段的硬度和强度高于杆体，以保证锚杆在拉力作用后的断裂位置在锚杆杆体而不在锚尾，从而充分利用首先屈服的杆体的较大塑性变形以适应巷道围岩较大变形的要求，并提高锚杆的整体强度。(3) 增加锚杆的延伸量为了改变普通圆钢锚杆延伸量较小、不能适应巷道围岩较大变形的缺点，为达到提高锚杆锚尾的拉断力和充分发挥杆体材料的强度性能的目的，中国矿业大学研制了结构简单、加工方便的杆体可延伸增强锚杆。该锚杆的材料为含碳、磷、硫较低、延伸率较大的圆钢，通过对锚杆的锚尾进行强化热处理而制成。杆体可延伸锚杆与同直径、同材质的普通圆钢锚杆相比，其对巷道围岩的支护阻力可提高34%40%，适应围岩的变形量可增大500%以上。阻止深部巷道围岩发生较大变形既不经济也不合理。高强度锚杆支护可提供较大的支护阻力，控制围岩塑性区及破碎区发展、降低塑性区流变速度， 提高支护阻力可以大大减小同岩变形；大延伸量锚杆支护允许围岩有一定变形，降低围岩应力、减少锚杆载荷防止锚杆破断，改善巷道维护状况。因此必需研制大直径、高强度、具有较高延伸率的锚杆来解决深部巷道支护问题，以满足生产的要求。3.3.2增大锚杆预紧力锚杆的作用是加固围岩，改变岩体内摩擦角和粘聚力等力学参数，提高围岩的整体强度，阻止围岩水平和垂直位移，所以，锚杆在安装时给于岩体足够的正压力是相当重要的。锚杆的初锚力是由预紧力矩产生的，它们之间存在以下简单的关系： （16）式中：锚杆轴向拉力，N；螺母所受扭矩，；锚杆直径，m；与锚杆螺纹形式、接触面、材料、导程等有关系数，一般情况下：=0.350.42由式16可知，锚杆的轴向拉力与锚杆的预紧力呈线性关系，锚杆的预紧力越大，轴向拉力也越大。3.3.3提高锚杆锚固力在目前巷道支护中采用锚杆支护时，广泛采用的锚固形式主要有两种基本类型：一是端部锚固型，如倒楔式锚杆、楔缝式锚杆等；二是全长锚固型，如水泥砂浆锚杆、管缝式锚杆及目前广泛使用的全长树脂锚杆等。这两种锚固形式都有各自的特点。全长锚固使锚固范围内的岩体的整体性得到加强，能有效地约束巷道围岩的变形和位移，并有效地提高锚杆支护系统的刚度；而端部锚固则具有经济合理、技术可行、工艺简单等特点。锚杆的锚固形式为端部锚固，此时锚杆除两端与岩体固紧外，其余部分基本上可视为与岩体呈脱离状态。锚杆的锚固形式为全长锚固，此时锚杆全长均与岩体发生作用，即锚杆有效长度均对锚孔孔壁施加摩擦力并具有剪切强度，它不仅提供了支护反力，而且还提高了锚固范围内岩体的值。由于全长锚固锚杆实现了全长锚固，当围岩发生微小不协调变形时，锚杆即可达到工作锚固力，及时提供约束力，限制围岩的进一步变形破坏。与此相反，端部锚固和加长锚固锚杆就必须是在围岩不协调变形发展到一定程度后，才能达到工作锚固力，在时间上要落后于全长锚固锚杆，特别是端部锚固锚杆在围岩不协调变形量很大的情况下才能达到工作锚固力，而此时围岩的整体性已遭到了破坏，不能很好地发挥围岩的自承能力，没有达到加固围岩、提高其自承能力、实现围岩自稳、控制变形的目的。此外，端头锚固时锚杆的工作阻力只作用在两端，锚杆托盘的受力较大，极易引起孔口破裂、岩层被“压酥”而破坏，产生卸载，使锚杆的支护阻力进一步降低，因而失去或减小锚杆对围岩的控制能力；而全长锚固锚杆的工作阻力在锚杆中部最大，孔口较小，因而对孔附近顶板的稳定有利，如图7。锚固剂将杆体与围岩粘结在一起，在围岩深部与浅部不一致的变形过程中，锚固剂将围岩变形传递给杆体，同时将杆体对围岩变形的约束传递该围岩，锚固剂在锚杆与围岩相互作用过程中具有重要作用。树脂锚固剂抗侵蚀性能、耐疲劳稳定性、支护安全性能都优于钢丝绳水泥砂浆锚杆、管缝式锚杆和倒楔式等。因此在深井巷道中大都使用树脂锚固剂。理论分析和实践都说明，如果一次支护由足够的初撑力和支护阻力，有良好的让压性能和适当的让压限度，最好一次及时完成全部支护，全长树脂锚固锚杆锚固力大，并且锚固及时，深部巷道高应力、破坏速度快，应大力使用全长树脂锚固锚杆。图7 全长锚固和端头锚固锚杆的轴向受力1-端头锚固锚杆；2-全长锚固锚杆3.3.4改善锚索性能现用的小孔径树脂锚固预应力锚索材料主要包括索体、锚具和托板，索体材料一般采用钢绞线。小孔径树脂锚固锚索应用初期，由于没有煤矿专用锚索钢绞线，只能选用建筑行业已有的钢绞线规格。较为广泛采用的钢绞线由7根钢丝组成，如图8中(a)，为、 mm，拉断载荷分别为260、353 kN，伸长率分别为3.5%，4.0%。在井下使用过程中，发现17结构锚索有以下弊端：(1) 索体直径偏小，与钻孔直径不匹配，孔径差过大，明显影响树脂锚固力；(2) 索体破断力小，在深井巷道中经常出现拉断现象；(3) 索体延伸率低，不能适应围岩的大变形；(4) 索体强度低，施加的预应力水平低，导致锚索预应力作用范围小，控制围岩离层、滑动的作用差，当锚索比较长时尤为如此。煤炭科学研究总院北京开采研究所联合有关单位，开发出大直径、高吨位的强力锚索。一方面加大了锚索索体直径，从增加到、。不仅显著地提高了索体的破断力，而且使索体直径与钻孔直径的配合更加合理；另一方面，改变了索体结构，采用新型的l9根钢丝代替了原来的7根钢丝，如图8中(b)，索体结构更加合理，而且增加了索体的柔性和延伸率。实验室试验数据表明：119结构的公称直径分别为18.0，20.0，22.0 mm，拉断载荷分别为408，510，607 kN，伸长率均为7.0%。 mm的高强度、低松弛钢绞线的破断力超过600 kN，是 mm的钢绞线破断力的2.3倍；索体延伸率比 mm的钢绞线提高一倍。通过应用新材质、增大锚索直径，提高锚索的延伸量和破断载荷，使锚索适应深部巷道围岩大变形。图8 预应力锚索结构3.3.5加固帮、角关键部位目前我国巷道支护重视顶板、忽视两帮和底板，顶板锚杆支护强度较大、 两帮支护强度较小、底板一般不支护，造成深部巷道两帮及底角破碎区、塑性区很大，大范围的破碎区围岩发生碎涨变形，两帮变形和底鼓十分严重。通过对两帮及底角加强支护、注浆加固，提高两帮及底角破碎区围岩的残余强度和锚杆锚固力，可有效阻止破碎区围岩的碎涨变形，对深部围岩起到支护作用，而且两帮有效支撑顶板，阻止顶板下沉，保持围岩稳定，因此，控制两帮下沉和底角破坏是深部巷道支护的关键。3.3.6完善锚杆支护监测系统锚杆支护是一种隐蔽性很强的工程，只有完善锚杆支护监测系统才能确保锚杆支护巷道的安全可靠性。有必要在深部巷道应用非接触、无损质量的检测仪器，仪器要具有快速、准确、大面积测量的性能，以保证深部巷道的支护效果。4 工程实例4.1巷道地质及生产条件所研究的回采巷道位于-870 m水平。顶板是复合顶板，最大水平应力达到38.13 MPa，煤层及顶板有中等和强烈冲击倾向。巷道所在区域内有五条较大断层揭露，小构造发育。-600 m以上为采空区，下部为未采区，顶底板岩性柱状图如图9，巷道力学性质参数见表3。表3 顶底板岩石力学性质类别抗拉强度/(MPa)抗拉强度/(MPa)粘聚力/(MPa)内摩擦角/()抗弯强度/(MPa)弹性模量/(GPa)泊松比煤1.223.52.6252.110.25顶板砂岩8.6146.639.13516.837.50.16底板砂岩3.740.411.53123.70.18图9 顶底板岩柱柱状图4.2地应力测量地应力测试在直接顶砂岩中进行，测试结果见表4。4.3巷道围岩稳定性分类及计算机辅助设计按照我国煤矿缓倾斜、倾斜煤层回采行当稳定性分类方案进行计算，回采巷道为极不稳定的V类巷道。4.4巷道支护设计4.4.1顶板全长树脂锚固高强度锚杆表4 地应力测试结果主应力数值/(MPa)与东西方向夹角/()与垂直方向夹角/()与南北方向夹角/()38.1326.5114.2100.128.3563.928.579.31.6185.5104.114.8全长树脂锚固高强度锚杆施工可靠，人为影响因素小，其锚固力分布于杆体全长，避免了端锚锚杆锚固力集中于周边围岩，使软弱围岩受集中力破坏而导致的锚孔失效；通过贯穿软弱夹层，直接对其进行加固，强化了顶板的稳定性；加锚杆岩体及加锚杆弱面的力学性能也较裂隙岩体有很大提高，顶板围岩的承载能力和抗变形性能达到显著改善，同时结合W型钢带、菱形金属网等辅助支护，能够保证安全并显著降低顶板下沉。应用煤巷锚杆支护设计专用软件分析锚杆长度，不同计算方案的计算结果如图10，在锚杆布置相同时，除底鼓量变化不大外，其它如锚杆长度对巷道变形量影响都较大。当锚杆长度达到1.9 m后，围岩移近量变化缓慢，再增加锚杆长度作用已不大，因此选择顶锚杆长度2.2 m，帮锚杆长度2.0 m。根据实验室试验结果和现场经验，目前广泛采用的锚杆长度L与间距之比为：锚杆长度为2.0 m，由上式得1.11.4，取间排距800 mm。顶锚杆选取BHRB600，具体参数见表5。表5 顶锚杆支护设计参数类别锚固方式锚杆长度/(m)杆体直径/(mm)间排距/(mm)屈服强度/(MPa)抗拉强度/(MPa)顶板全长锚固2.2258006008004.4.2两帮小孔径加长树脂锚固可伸长增强锚杆两帮松软煤体表现出强烈的变形、大范围松动、破坏，主要是掘巷后的高应力作用，正常维护期间塑性流变的影响以及采动影响期的强烈动压作用。合理的支护技术应能有效控制围岩松动变形、降低塑性流变速度、提供有效的侧向支护阻力。采用大钻孔时，软弱煤层中锚杆锚固力低，树脂层过厚，“三径”匹配不合理，同时孔壁易松动破坏。普通端锚锚杆在软弱煤体中锚固力仅有310 kN，而采用小孔径加长树脂锚固时，锚固力可达7085 kN，可以大大强化锚固效果，见表6。表6 帮锚杆支护设计参数类别锚固方式锚杆长度/(m)杆体直径/(mm)间排距/(mm)屈服力/(kN)破断力/(kN)两帮加长锚固2.0168006089图10 锚杆长度与巷道表面位移关系曲线1-顶板下沉；2-两帮移近；3-底鼓4.4.3底角加强锚杆底板软弱煤岩体表现为强烈持续底鼓，抑制底鼓量主要通过加强帮角支护，在帮顶锚杆扇形布置的基础上，于两排锚杆之间两底角处再加打一根锚杆，以强化底角支护结构，锚杆形式及锚固方式与两帮相同。巷道锚杆布置如图11。对比试验巷道的支护形式有两种：第一种是棚式支护段，采用工字钢刚性斜梯形支架，水泥背板。第二种是端部锚固锚杆加锚索支护，顶板锚杆为直径16 mm，锚固长度500 mm，锚杆长2.2 m，屈服强度600 MPa，高强度锚索长5 m，直径22 mm，拉断载荷510 kN，垂直顶板，位于巷道顶板中部偏下。4.5支护质量监测4.5.1测站布置回采巷道实验段全长250 m，工字钢刚性斜梯形支护50 m，全长树脂锚固锚杆支护150 m，端部锚固锚杆加锚索支护50 m。共安设测站9个，分别监测巷道围岩表面位移量、顶板离层值、顶板锚杆受力状况。图11 巷道断面锚杆布置 (1) 巷道围岩位移量从巷道掘出一年时间的观测数据表明：采用高强度全锚锚杆组合支护明显优于金属支架，端锚锚杆组合支护效果与全锚锚杆组合支护相近。三种支护方式的巷道顶底板相对移近量、两帮相对移近量以及它们的相对移近速度曲线分别见图12、图13、图14和图15。图12 巷道顶底板相对移近量曲线1-端锚固锚杆加高强度锚索；2-高强度全长锚固树脂锚杆；3-棚式支护图13 巷道两帮相对移近量曲线1-端锚固锚杆加高强度锚索；2-高强度全长锚固树脂锚杆；3-棚式支护图14 巷道顶底板相对移近速度曲线1-端锚固锚杆加高强度锚索；2-高强度全长锚固树脂锚杆；3-棚式支护图15 巷道两帮相对移近速度曲线1-端锚固锚杆加高强度锚索；2-高强度全长锚固树脂锚杆；3-棚式支护4.5.2顶板岩层离层值根据回采巷道复合顶板的特点，使用双高度离层指示仪。深部基点深3.5 m，固定在稳定的直接顶厚层砂岩内，浅部基点深度1.0 m，固定在粉砂岩层上部，这样就可以监测粉砂岩以及上方0.4 m厚煤层的离层状况。在金属支架支护实验段内，巷道顶板离层严重，部分棚子空顶、漏顶。在全长锚固锚杆实验段内，巷道顶板完整，顶板离层指示仪显示，巷道开挖28 d围岩活动稳定后，顶板岩层中煤层上部的中粒砂岩与煤层下部粉砂岩间的位移差值仅为9 mm。顶板离层曲线如图16。图16 巷道顶板离层值曲线4.5.3顶板锚杆受力状况测力锚杆测试数据表明：高强度全长树脂锚固锚杆受力状况良好，锚杆强度符合设计要求，轴向力变化曲线如图17，但是，位于靠下帮的顶板锚杆在测力杆中部发生局部塑性变形，具体情况如图18。图17 测力锚杆轴力变化曲线1-08.01.16；2-08.02.02；3-08.02.19；4-08.03.08图18 靠下帮的顶板测力锚杆轴力变化曲线1-08.01.16；2-08.02.024.6支护效果和经济效益分析4.6.1支护效果在地质条件无明显变化的250 m试验巷道段内，分别采用金属支架、高强度全长树脂锚固锚杆加高强度锚索支护、端部锚固锚杆加锚索支护。由以上分析可知，全长树脂锚杆和端部锚固锚杆加锚索支护在控制巷道顶底板和两帮变形量方面效果大致相同，但控制巷道顶底板移近速度和两帮移近速度方面全长树脂锚固效果明显好与端部锚杆加锚索支护，也就是全长树脂锚固锚固锚固及时，能够把巷道围岩破碎减小到最小，而端部锚杆加锚索必须滞后一段时间，待围岩破碎后，加大了支护难度。巷道采用金属支架时，由于不能控制顶板破碎，在顶板载荷长期作用下，支架产生显著的变形和破坏，巷道经常修复。全长树脂锚固锚杆能有效地改善围岩力学性质，实测数据表明：全长树脂锚固锚杆与金属支架相比，巷道顶底板与两帮相对移近量均减小50%以上，在整个服务期间不需要翻修。4.6.2经济效益分析全长树脂锚固与金属支架相比较，支护材料及维护费用降低60%以上，见表7。此外，采用全长树脂锚固锚杆时，巷道掘进断面小，施工工艺简单，生产辅助费用低，工作面上、下出口的维护状况得到大大改善，为高产高效工作面的建设提供了基本保证。表7 经济效益比较表比较项目金属支架锚杆支护/(%)支护材料(元/m)177596054维修费(元/m)750152小计(元/m)2525975395 结论通过以上工程实例的研究，我们知道在深井巷道中，由于围岩应力比较大，围岩变形速度快，围岩塑性区也相应扩大，采用架棚等传统的被动方式已不能满足深井巷道围岩变形的要求。采用端锚锚杆加高强度锚索的支护方式，能有效地控制巷道变形及围岩位移量，但由于端锚作用不及时，当端锚起作用时，围岩已经破碎，加大了支护难度，而使用高强度全长树脂锚固锚杆，锚固力大，锚固及时，能有效地控制巷道变形，且在使用期间一般不用维修，支护成本低，我国在深部巷道应大力推广高强度全长树脂锚固锚杆技术。编号：（ ）字 号本科生毕业设计（论文）题目： 朱集煤矿0.45Mt/a新井设计 专题： 深部巷道锚杆支护技术 姓名： 逯冬 学号： 01080132 班级： 采矿工程2008-4班 二 一 二 年 六 月中 国 矿 业 大 学本科生毕业设计姓 名： 逯 冬 学 号： 01080132 学 院： 矿业工程学院 专 业： 采矿工程 设计题目： 朱集煤矿0.45 Mt/a新井设计 专 题： 深部巷道锚杆支护技术 指导教师： 郑西贵 职 称： 讲 师 2012年6月 徐州中国矿业大学毕业设计任务书学院 矿业工程学院 专业年级 采矿工程2008级 学生姓名 逯冬 任务下达日期：2012年1月8日毕业设计日期：2012年3月12日 至 2012年6月8日毕业设计题目： 朱集煤矿0.45Mt/a新井设计毕业设计专题题目： 深部巷道锚杆支护技术毕业设计主要内容和要求：院长签字： 指导教师签字：中国矿业大学毕业设计指导教师评阅书指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立解决实际问题的能力；研究内容的理论依据和技术方法；取得的主要成果及创新点；工作态度及工作量；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 指导教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 评阅教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业论文答辩及综合成绩答 辩 情 况提 出 问 题回 答 问 题正 确基本正确有一般性错误有原则性错误没有回答答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字： 年 月 日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人： 年 月 日 中国矿业大学2012届本科生毕业设计 一般部分专题部分翻译部分摘 要一般部分针对淮南朱集矿井进行了井型为0.45Mt/a的新井设计。朱集矿井位于安徽省淮南市境内，井田走向长约7.0km，倾向长约3.0km，面积约21km2。主采煤层为11-2#煤层，平均倾角25，平均厚度4m。井田工业储量为37.93Mt，可采储量24.8Mt，矿井服务年限为100.2a。矿井正常涌水量为342m3/h，最大涌水量为462m3/h；矿井相对瓦斯涌出量为10.3m3/t，属高瓦斯矿井。根据井田地质条件，设计采用双立井单水平开拓方式，井田采用全带区式布置方式，共划分为八个带区，两个盘区，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷皆为岩石大巷，布置在11-2#煤层底板岩层中。考虑到本矿井为高瓦斯矿井，矿井通风方式采用两翼对角式通风，并在开采前预掘底板瓦斯抽排巷进行瓦斯提前卸压抽放。 针对西二带区采用了带区准备方式，共划分5个分带工作面，并进行了运煤、通风、运料、排矸、供电系统设计。针对11201工作面进行了采煤工艺设计。该工作面煤层平均厚度为1.32m，平均倾角3，直接顶为泥岩，老顶为细砂岩。工作面采用长壁综采一次采全高采煤法。采用双滚筒采煤机割煤，往返一次割两刀。采用“三八制”工作制度，截深0.8m，每天六个循环，循环进尺4.8m，月推进度132m。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用蓄电池式电机车牵引固定箱式矿车。主井采用两套带平衡锤的16t箕斗提煤，副井采用一对1.5t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1.5t矿车双层四车宽罐笼运料和升降人员。专题部分题目为深部巷道锚杆支护技术翻译部分题目为Use of Mineral Coal for Sorption Sewage Treatment关键词：朱集矿井；双立井；带区布置；综采大采高；两翼对角式；软岩巷道；矿压观测ABSTRACTThe general design is about a 0.45 Mt/a new underground mine design of Zhuji coal mine. Zhuji coal mine is located in Huainan, Anhui province. Its about 7.0 km on the strike and 3.2 km on the dip, with the 21.0 km2 total horizontal area. The minable coal seam is 11-2# with an average thickness of 1.32 m and an average dip of 3. The proved reserves of this coal mine are 37.93 Mt and the minable reserves are 24.8 Mt, with a mine life of 42.4 a. The normal mine inflow is 342 m3/h and the maximum mine inflow is 462 m3/h. The mine gas emission rate is 10.3 m3/t which can be recognized as
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