南阳坡煤矿4#层窄煤柱沿空送巷锚杆支护参数优化

山东大学网络教育学院毕业论文设计论文设计题目南阳坡煤矿4层窄煤柱沿空送巷锚杆支护参数优化和注浆加固技术研究姓名年级本科专业土木工程（矿井建设方向）学习中心徐州指导教师职称南阳坡煤矿4层窄煤柱沿空送巷锚杆支护参数优化和注浆加固技术研究摘要南阳坡煤矿以往的沿空送巷均采用架棚或锚网梁索支护，由于支护形式和支护参数的选择不够科学，致使巷道支护强度低，变形严重难以控制，造成回采期间巷道维护困难、维修量大、安全隐患大、经济损失大，甚至出现冒顶事故，给安全生产带来极大的威胁。通过对以往及沿空送巷支护效果的分析，并根据安徽理工大学所提供的窄煤柱沿空送巷锚网梁索支护参数设计，决定在4窄煤柱沿空送巷采用锚网梁索支护并将支护参数进行优化，同时对顶板离层超标段和沿空帮采用喷浆注浆加固的办法来提高巷道的整体支护强度，以达到最佳的支护效果，满足安全生产的需求。关键词全煤巷道；沿空掘巷；锚杆支护；支护效果另起页，不加页码目录两字之间空四格、黑体、小号三号、居中空1行，以下用小四号宋体，125倍行距，分散对齐，目录体现到三级标题。一级标题加粗。1引言1GPS制网的建立121概述122GPS控制网的技术设计2221概述2222作业依据3223GPS控制网设计的一般原则423GPS测量的外业工作93字化地形图测绘设计19结论71致谢91参考文献72一、概况3244沿空机巷设计长度960M（平距），巷道沿32煤跟顶施工，32煤直接顶泥岩，含粉砂及少量植化碎片，厚度4M，自然状态下单向抗压强度305597KG/CM2，平均459KG/CM2，普氏硬度系数5。老顶中细砂质，致密层状，自然状态下单向抗压强度7351012KG/CM2，平均874KG/CM2，普氏硬度系数9。底板浅灰或灰色泥岩，致密碎块状及块状，含植物根茎化石，上部含铝质成分，具裂隙滑面，下部夹煤条带，厚度328737M，平均厚度为49M，自然状态下单向抗压强度110433KG/CM2，平均238KG/CM2，普氏硬度系数2。32煤黑色,以块状、粉末状为主,弱玻璃光泽,半暗半亮型，、构造较为发育。煤层倾向35535,倾角1014,平均12。煤厚0226M，平均煤厚24M，煤层厚度较稳定，靠近断层处煤层有拉薄现象；煤层结构较简单，含13层夹矸，夹矸为灰黑色泥岩，厚度007017M,综合评定为稳定煤层。二、巷道断面及支护形式的选择3244沿空机巷采用锚网梁索支护，矩形断面，净宽为37M，净高为26M巷中高度，净断面积962M2，掘进断面积112M2；当煤厚小于26M时，巷道净高不小于26M；当煤厚大于26M时，巷道净高以煤厚为准。根据安徽理工大学所做南阳坡煤矿3246沿空机巷变形机理及支护技术研究报告，利用工程类比法，锚网梁索支护参数设计如下顶部锚杆采用20MM，L2400MM左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，间排距700MM700MM，铺设塑钢网或菱形金属网配合KTM3钢带梁支护；塑钢网规格为长宽4609M，菱形金属网的规格为长宽4609M，KTM3钢带梁规格长38M，锚固剂采用1卷型号为Z2370的中速树脂药卷。锚索采用直径1524MM的钢绞线加工而成，设计长度为75M，间排距为1621M，一排两根，矩形布置，打在两排锚杆之间，配合锚索专用钢带梁加锚索托盘进行支护；锚索KTM3钢带梁规格长22M，托盘采用11矿用工字钢加工而成，长度为500MM，托盘与钢带梁之间加垫片，垫片采用废旧皮带加工而成，规格为500110MM，中间孔径为30MM。锚索生根于硬岩中的长度不小于1M，并根据顶板岩性变化选择合适的锚索长度，但其最小长度不小于55M，锚索滞后迎头不得大于5M；锚索采用两卷树脂药卷锚固，其中上部药卷型号为K2370的树脂锚固剂，下部药卷型号为Z2370的树脂锚固剂；如顶板条件稍差，则在每两排锚索中间加一根锚索即按五花形布置加强支护；帮部肩窝锚杆采用20MM，L2400MM左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆,帮部锚杆采用20MM，L2200MM左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆,锚杆间排距800MM700MM，铺设塑钢网配合M60钢带进行支护，其中左南帮所用M60钢带梁长为30M，右北帮所用M60钢带梁长为21M，高强塑钢网规格为长宽518M或528M,网与网之间顺茬搭接，压茬100MM，压茬处每隔200MM用双股12铁丝扎紧，木托盘规格为200MM150MM50MM；最下部一排锚杆距底板不超过450MM且必须锚入岩石中；锚固剂采用1卷型号为Z2370树脂锚固剂。巷道每隔50M必须安装顶板离层仪，安装时，顶板离层仪距工作面迎头的距离不得超过70M；“三带一宽”处必须及时增设顶板离层仪，安装时，距工作面迎头的距离不得超过20M；每班的班前、班中、班末，班队长必须亲自巡视后路；有顶板离层仪的地点，发现顶板离层仪观测圈处于安全区时必须补打锚索，处于警戒区时采取架设双排对接一梁三柱挑棚加固顶板，并加强监测，若顶板继续下沉，观测圈进入危险区时，立即停头采取喷浆、注浆加固顶板。无顶板离层仪的地点必须仔细观察，发现顶板有下沉、掉渣、锚杆退丝、锚索托盘吸入顶板等压力显现情况的，必须立即采取补打锚索、架设一梁三柱对接挑棚，或对顶板进行喷、注浆等相应的顶板加固方式进行处理。挑棚顶、底梁采用矿用11工字钢，支柱采用摩擦支柱，支柱上下必须使用木垫片，挑棚支柱必须用5吨升柱器升足劲，确保支柱正规有力。3244沿空机巷在施工过程中，必须对巷道北右帮，以及过软岩地段或顶板下沉超过70MMS1S2，顶板离层仪读数时，进行喷浆、注浆加固。锚网梁索支护370935080280757260巷中20401170707055锚索77160图1注浆法加固围岩，就是针对采场及巷道内裂隙较为发育而难以维护的破碎顶板及帮部，在顶板来压前预先向裂隙内注入固化材料，以改善围岩的力学性能，提高岩体自身的强度，从而改善巷道的维护状况。造成巷道变形的原因主要有两方面由于采动的影响，巷道压力增加；由于煤体本身节理极发育，煤体的裂隙多，在采动影响下，裂隙继续扩展，松动圈扩大，造成巷道围岩自身承载能力降低。对于破坏严重的巷道，传统的方法只能是加密U型钢支护，这样做不但消耗大量的人力、物力，而且效果也不好。经过分析论证，并结合已有的软岩支护技术成果，认为通过向支护体后注入具有固化作用的浆液提高围岩的整体性，进而提高围岩自身的承载能力，可达到减轻巷道破坏程度的目的。三、注浆加固方法1、注浆扩散半径的选择浆液扩散半径是确定注浆孔布置及孔深的重要依据。影响扩散半径的因素很多，主要取决于注浆压力、围岩力学性质、煤岩层裂隙密度及开度、浆液的流动力学参数及初凝时间等。浆液的扩散半径根据注浆施工现场漏浆情况来推测。由于巷道煤层浆液渗透性差，施工中通过观察漏浆情况发现漏浆地点距注浆孔08M左右，确定煤层浆液扩散半径为08M由于岩石浆液渗透性强施工中通过观察漏浆情况发现漏浆地点距注浆孔2M左右，确定顶板浆液扩散半径为20M。2、注浆时间根据现场实际及注浆效果，沿空帮滞后迎头的注浆距离为60米，顶板注浆时间为顶板下沉3070MM为宜。3、注浆要求1注浆压力受围岩特性、注浆性能、注浆方式等因素的影响，若注浆压力过小，浆液难以向围岩中扩散，达不到预期的注浆效果；若注浆压力过大，则会导致注浆过程中巷道表面出现冒顶、片帮或开裂。施工中采用的注浆压力为153MPA。2）浆液的注入量受到很多因素的影响，如注浆压力、注浆时间、围岩裂隙和发育及破碎情况、渗透性等。为保证巷道围岩裂隙被充填满，施工中注浆量以达到注浆压力为止。3注浆孔的布置主要考虑注浆孔的深度及间排距等。通过现场实测，所以确定注浆孔的深度为4M。注浆孔的间排距主要由浆液的扩散半径确定。为达到注浆效果，两孔的孔距应保证注浆后浆液渗透范围有一定的交叉，所以应小于2倍的扩散半径。施工中排距取2M，间距取11M。考虑到帮部离老塘较近，离老塘越近煤层越松软，因此，帮部锚杆孔深为1M4）注浆锚杆的布置见图，注浆锚杆用一卷水泥锚固剂封孔，封孔长度为200MM。注浆材料为425水泥，注浆浓度为水灰比0910。顶帮的最大注浆压力为3MPA。5）注浆锚杆间排距顶板注浆锚杆间排距为1120M，每排三根，中间一根在巷中布置，铅垂顶板，其它两根向巷帮倾斜，倾斜角度30，注浆锚杆孔孔深40M，采用22MM，L2000MM注浆锚杆,每孔两根注浆锚杆，中间用外径30MM的连接套连接；帮部锚杆间排距为1016M，帮部上面一根锚杆距顶板06M，下边一根锚杆向下扎角为40；注浆锚杆采用孔口外端锚固，锚固用快硬水泥药卷，锚固长度不低于200MM；采用MQT50C型风动锚杆机配合32MM的钻头进行施工注浆锚杆眼，并及时安装好注浆锚杆；根据注浆效果，及时调整注浆锚杆间排距，以确保注浆达到要求。6）注浆锚杆外露长度不大于50MM。7）注浆锚杆顶板采用22MM、L2000MM的空心锚杆，沿空帮采用22MM、L1000MM，空心锚杆，沿空帮注浆锚杆端部采用快硬水泥药卷进行锚固，以防止漏浆；8）采用水泥单液浆，水泥采用425普通硅酸盐水泥，严格按照水灰配比0910，在注浆过程中，施工人员必须不停搅拌，防止沉淀生成。4、注意事项1）打顶板注浆锚杆眼时，皮带机必须停电、闭锁或在检修期间进行打眼作业。注浆锚杆眼口封孔采用快硬水泥药卷，严格控制泡水时间，保证眼口砸实，封堵长度不小于200MM。2）注浆前，先依次接好吸浆管、出浆管，压力表，检查管路是否畅通，吸入清水试运转。3）注浆时，在注浆锚杆的正下方或前方严禁站人，防止注浆锚杆窜出伤人。4）严禁使用失效或过期水泥，发现漏浆及时封堵，堵漏采用棉纱或速凝剂。5注浆泵压力表的读数达到3MPA方可认为合格,先关闭注浆锚杆口的瓦拢,然后再打开卸压阀卸压,卸压时卸压阀口严禁对人,以免浆液冲击伤人,待压力表读数下降到“0”位后,方可摘下注浆锚杆上的快速接头,注下一个锚杆，待浆液凝固不向下滴漏后才可卸下瓦拢。6每眼注浆结束后，坚持用清水冲洗输浆管和泵体。7每班注浆，必须详细记录，记录本必须填写眼号，每眼注入的水泥量。303050注浆锚杆布置图10M图2四、测站布置与观测方法1、测点布置为了观测锚杆支护巷道注浆加固效果，巷道每隔80米设置一个测站，对围岩表面位移、顶板离层状况进行观测。2、监测内容1巷道围岩的运动状况，从监测数据直接判断围岩是否稳定；本课题研究期间对祁东矿3244沿空机巷的巷道两帮围岩稳定有关的监控指标主要有巷道表面收敛、围岩深部位移、锚杆受力；与巷道顶板稳定有关的监控内容有顶板下沉量，锚固区内、外的离层值，围岩深部位移。（2）、巷道表面收敛反映巷道表面位移的大小及巷道断面缩小程度，可以判断围岩的运动是否超过其安全最大允许值，是否影响巷道的正常使用；（3）、围岩深部位移反映距巷道表面不同深度的围岩移近量，可以判定围岩的塑性区范围以及围岩的稳定状况；（4）、帮锚杆的受力其大小可以判断帮锚杆的工作状态及其参数是否合理，如锚杆选择、锚杆布置密度是否合适等；（5）、顶板下沉量反映巷道表面的收敛以及断面的缩小情况；（6）、顶板锚固区内、外的离层值用于判断顶板锚固区内、外围岩的稳定性以及锚杆支护参数的合理性。3、观测方法324工作面沿空机巷324风巷注浆加固段2站1站A测站位置图3测站布置位置示意图1巷道表面位移巷道表面位移观测内容包括巷道两帮移近量、顶板下沉、底鼓。掘进期间和回采期间巷道围岩的收敛观测采用双十字布点法，如图4所示。通过分别量测AB、AC、AG；BH、BC、BD、CE、DF的值，可分别得到各自的变化量，即可分别得到巷道两帮总移近量、实体煤帮移近量和沿空侧煤帮移近量；顶底总移近量、顶板下沉量和底鼓量。实体煤帮A沿空侧EBDCFGH2顶板锚固区内、外离层值测试通过安设顶板离层指示仪监测巷道顶板锚固范围内、外离层值，对其进行日常监测，以掌握试验巷道顶板运动状况，判断顶板锚固区内、外离层情况。道顶板运动状况，判断顶板锚固区内、外离层情况。4、数据整理与分析（1）掘进期间巷道表面位移根据观测数据并进行整理，得出掘进期间巷道表面变形情况如表1及图512所示表1掘进期间试验巷道表面变形情况一览表掘进期间巷道两帮巷道顶底移近量移近量（MM）移近速度/7D移近量（MM）最大移近速度/7D测站实体沿空两帮实体沿空两帮实体侧沿空侧实体侧沿空侧I796214135286346311212II826414638337146331216注浆测站掘进期间巷道表面位移移近曲线020406080100120140160123456掘进时间（周）位移量（MM）实体煤帮沿空侧帮两帮图5注浆测站掘进期间巷道表面位移移近曲线测站掘进期间巷道表面位移移近曲线0204060801001201401601234567掘进时间（周）移近量（MM）煤帮沿空帮总移近量图6测站掘进期间巷道表面位移移近曲线测站掘进期间顶板下沉曲线0102030405012345678掘进时间（周）位移量（MM）实体煤帮侧沿空帮侧图7测站掘进期间顶板下沉曲线测站掘进期间顶板下沉曲线0102030405012345678掘进时间（周）位移量（MM）实体煤帮侧沿空帮侧图8测站掘进期间顶板下沉曲线测站掘进期间两帮移近速度曲线010203040506070123456掘进时间（周）移近量（MM）实体煤帮沿空侧帮两帮图9测站掘进期间两帮移近速度曲线测站掘进期间两帮移近速度曲线010203040506070801234567掘进时间（周）位移量（MM）煤帮沿空帮总移近量图10测站掘进期间两帮移近速度曲线测站掘进期间顶板下沉速度曲线0246810121412345678掘进时间（周）位移量（MM）实体煤帮侧沿空帮侧图11测站掘进期间顶板下沉速度曲线测站掘进期间顶板下沉速度曲线0510152012345678掘进时间（周）位移量（MM）实体煤帮侧沿空帮侧图12测站掘进期间顶板下沉速度曲线五、支护效果及经济效益分析（1）、通过对图512进行观察分析知沿空帮侧的注浆效果是明显的，由于浆液渗透于煤壁中，使煤壁成一坚固的整体，抗变形能力明显增强，无论是帮部移动速度还是顶板下沉速度都得到有效的控制。（2）、根据测量表明掘进期间顶板下沉量最大为46MM，最小处为31MM，两帮移近量最大为146MM，最小为141MM，50天后围岩趋于稳定。由于变形量很小，后期回采不需要修护。（3）、改进了施工工艺，优化了支护参数，保证了巷道的稳定。（4）、巷道变形量减小在同一巷道，选择未经注浆加固的一段巷道与注浆加固部分的巷道进行对比。未注浆加固部分的巷道经2个月测试，水平方向累计变形量为214MM，垂直方向为180MM；在同样条件下，注浆加固部分的巷道经2个月测试，水平方向累计变形量为141MM，垂直方向为46MM。可见，注浆加固后，巷道变形明显减小。结束语祁东