回采巷道锚网支护设计.doc

回采巷道锚网支护设计巷道断面形状及尺寸根据工作面煤层赋存情况、顶板岩层结构、围岩节理裂隙发育等具体地质情况，考虑到本巷道服务于未来综采工作面开采的需要，因此，在保证运输设备布置的前提下，为便于巷道施工和有利于顶板稳定，充分提高巷道断面利用率，巷道沿顶掘进，断面形状设计为不规则矩形(见图4-4)。图4-4 顺槽断面形状考虑到工作面开采期间巷道变形缩小等因素影响，巷道掘进断面尺寸应保证在工作面生产期间满足设备布置、运输、行人、通风等生产系统要求为原则，同时兼顾到施工方便等，具体确定巷道断面尺寸为： 运输顺槽：巷宽4.0m，巷高2.2m。回风顺槽：巷宽3.8m，巷高2.2m。支护方案设计支护方式选择根据巷道支架与围岩相互作用和共同承载原理，围岩是一种天然承载结构，在开掘巷道、架设支架以后形成的“支架一围岩”力学平衡系统中，围岩通常承受着大部分岩层压力，而支架却只承担其中一小部分。这说明，地下巷道中架设的支架，与承受固定静载的地面结构不同，给支架施载的围岩同时又是承载体，可以把围岩看作是一种天然的承载结构。因此，要重视巷道围岩自身具有承载能力，即自承力这个事实，合理利用巷道围岩的自承力。为了利用围岩的自承力，就要容许围岩产生某些变形。这种变形会使围岩中的能量得到一定释放，从而起到一定的“卸载作用”，这将有利于减轻支架受载。但应当注意的是，这种变形应是有限制的。合理利用围岩自承力的途径是使支架与围岩在相互约束的状态下共同承载，即在不导致围岩松动破坏的前提下，既充分利用围岩的自承力，又使支架提供的支护阻力最小。提高围岩自承能力的途径：利用物理法和化学法加固围岩是提高其自承能力的有效措施。前者一般是将不同结构类型的锚杆打入煤或岩体内部，加固围岩；后者是将粘结剂注入煤或岩体内部，通过充填和固结煤或岩体中的裂隙和各种弱面，使之成为一个整体，达到增强围岩自承能力的目的。因此，在选择巷道围岩支护方式与参数时应符合支架与围岩共同承载的原理。根据巷道围岩情况，结合长沟峪煤矿近几年的顺槽锚杆支护经验，本次试验巷道支护方式仍采用目前普遍流行的主动支护方式锚杆(网)支护。锚杆支护设计方法锚杆支护设计关系到巷道锚杆支护工程的质量优劣、是否安全可靠以及经济是否合理等重要问题，目前的巷道锚杆支护设计方法基本上可归纳为四大类：第一类是工程类比法，包含简单的经验公式进行设计；第二类是理论计算法；第三类是以计算机数值模拟为基础的设计方法；第四类是监测法。1) 工程类比法在中国巷道锚杆支护设计中应用相当广泛，主要有以回采巷道围岩稳定性分类为基础的锚杆支护设计方法和巷道围岩松动圈分类与支护设计建议等。2) 理论计算方法很多，主要有悬吊理论法、冒落拱理论法、组合梁理论法、组合拱理论法等。由于各种理论计算方法所依据的理论基础不问，加以计算中的一些参数难于确定，因此计算结果存在局限性，在某些条件下能够应用，某些条件下则难以应用。3) 随行计算机的广泛应用，借助数值模拟进行锚杆支护设计得到了较大发展，尽管仍存在不同的观点，但人们逐步认识到数值模拟应力应变分析是地下岩石结构设计和分析的重要手段。4) 英国、澳大利亚建立了以地应力测试为基础的煤巷锚杆支护设计方法，其核心 首先根据地应力测试结果，以岩体地质力学评估为基础，结合数值模拟分析进行锚杆支护初始设计，然后再根据现场监测结果对原设计进行修正和完善。这种设计方法通过多方案的比较分析有可能选择到最佳方案。中国煤炭系统的许多专家、学者、工程技术人员在巷道锚杆支护研究、设计与施工中做了大量工作，积累了丰富的经验，提出了极限平衡区锚杆支护设计方法、预应力锚杆(索)支护设计方法、围岩松动圈设计方法、软岩巷道非线性力学设计方法等，并在现场进行了成功应用。每一种设计方法都有其各自的使用条件和局限性，目前没有统一的设计模式供现场生产应用。针对长沟峪煤矿具体的地质条件，在当前综采试验初期巷道支护可采用类比法与理论法相结合的方法进行支护方案初步设计，待后期随着巷道矿压观测资料及围岩物性参数的获取，可结合数值模拟法等进行补充完善。锚杆支护参数设计1) 未受采动影响时顺槽围岩破坏范围的确定、两帮破坏范围顺槽断面设计为不规则矩形巷道，由于顺槽沿顶掘进，顶板赋存为倾斜，即巷道断面可视为直墙梯形，两帮的破坏范围为C下、C上。当巷道顶板倾角为0时，即矩形巷道，此时巷道两帮的破坏范围C(图4-5)为：图4-5 巷道破坏范围计算示意图 (1) 式中：Kc采动应力集中系数，未受采动时取Kc=1，受采动时取Kc=1.52.0；g 岩层平均容重，kN/m ；H 埋深，m；Bc巷道挤压系数，一般取2.03.0；sm煤体的平均单向抗压强度，MPa；h 矩形巷道高度，m； 煤体内摩擦角，。将h=2.2m，=40，sm=15MPa，H=1000m，Kc=1.0，Bc=2.0，g =13.5kN/m 代入到式有：(m)、顶板破坏高度如图4-4所示，顶板破坏高度h可由下式确定： (2)式中 f 顶板的普氏系数；a 煤层倾角，。将 a =4.0m，a=25，由于顶板较硬，取f =6代入到式得到未受采动影响时顶煤破坏的最大高度为：(m)2) 受采动影响时顺槽围岩破坏范围的确定、两帮破坏范围将h=2.2m，=40，sm=15MPa，H=1000m，Kc=1.5，Bc=2.0，g =13.5kN/m 代入到式得到帮的最大破坏范围为：(m)、顶板破坏高度将 a =4.0m，a=25，由于顶煤较硬，取f =6代入到式得到受采动影响时顶煤破坏的最大高度为：(m)3) 锚杆支护参数设计、锚杆长度根据上述计算，在未受采动影响时，两帮的最大破坏范围0.84m，顶板最大破坏高度0.52m；受采动影响时，两帮的最大破坏范围1.74m，顶板最大破坏高度0.69m。若按照受采动影响时锚固端仍能进入未受破坏煤体内长度0.1m以上，考虑锚杆外露部分0.1m，则实帮际锚杆总长度不小于1.94m, 便于施工及管理，建议帮锚杆总长度2.0m。顶锚杆长度一方面考虑到锚固段必须能够深入到为破坏范围以外300mm以上，另一方面考虑回采阶段直接顶、老顶的垮落对切顶的影响应有一些富余系数，建议锚杆总长度大于或等于1.6m，为便于施工管理，亦可取2m。、锚杆间排距按照顶板锚杆能够承担巷道断面内破坏区的全部作用力，考虑取破坏区以最大破坏范围所围成的矩形面积来计算(偏于安全)，则沿巷道走向每米所需的锚固力为： (3)式中 z顶煤的平均容重，取z =13.5kN/m3；K安全系数，一般为K=1.02.0，取K=2.0；其他符号同上。按受采动影响时的巷道最大破坏范围h=1.74m代入（3）式，得到锚杆所承担破碎煤体所需要的锚固支护强度为：根据现场观测结果，按顶板锚杆在受采动影响后锚固力的折减系数0.6,根据实测未受采动影响时锚杆锚固力按RT=70kN计算，则沿巷道断面方向每排锚杆数n为：(根) (4)根据上述计算，若上、下顺槽宽度为3.84m，顶板应布设5根，但考虑到巷道顶板为不规则形状，为提高上山侧顶板(煤)的支护效果，设计初步确定6根，根据巷道断面形状及尺寸不均匀布设锚杆；帮锚杆每侧3根，间距900mm，详见图4-5。、锚杆直径合理锚杆杆体直径d应满足： (5)式中 L锚杆总长度，m；将前面确定的锚杆长度代入上述公式，计算得：d=18.2 (mm)，取20mm。、锚网支护参数确定根据巷道断面形状、尺寸及围岩特性，考虑到现场施工方便等因素，经上述分析计算，类比相邻矿井顺槽支护经验，暂定巷道锚杆支护参数见表4-4。表4-4 顺槽锚网支护参数参 数顶 板两 帮锚杆材质高强螺纹钢锚杆规格201600mm202000mm202000mm树脂药卷23mm500mm23mm500mm每孔药卷根数1根2根钻孔直径28mm28mm锚杆托盘150mm150mm150mm150mm金属