预应力控制围岩锚杆参数优化设计

预应力控制围岩锚杆参数优化设计

1锚梁网支护应用效果随着煤矿的扩建和采矿规模的扩大，每年将挖掘一条14.15公里的新茂采路。由于深棕色“三软”煤层，地质条件复杂，道路围岩松弛，围岩松动，围岩保护难以。经过多次改造，从木框架、竹钢、u钢框架和端锚保护分支发展到适合特殊地质条件的联合支护网。锚网梁支护有许多突出的优点,但是,目前两巷采用锚梁网支护仍然存在一些急需解决的实际问题。根据地质资料分析,施工范围为二号石门以南,地质构造较复杂,由于本块段位于F12~7断层上盘,伴生断裂构造较发育,牵引现象明显。而工作面北侧有1条Fa断层发育,该断层走向约275°,倾角80°,落差约0~10m,对施工影响较大。巷道布置于-720m标高C13煤层中,煤层赋存比较稳定,平均厚6.8m;煤层倾角21°~47°,平均39°,硬度中等偏软。伪顶为厚0~0.4m的深灰色薄层状泥岩,易碎;煤层直接顶为1层厚0.6~3.6m的深灰色薄层状砂质泥岩,局部为砂岩;老顶为细粒砂岩,平均厚4.6~11.8m,较稳定。直接底为厚1.4~16.7m的砂质泥岩,夹C12煤;老底为厚2.4~5.5m的灰色砂岩。主要充水因素为老顶板砂岩水及构造裂隙水。2锚杆抗剪能力当巷道开挖后立即安装锚杆,但未施加预拉力,只有当围岩的开裂位移达到相当的程度以后,锚杆才起到阻止裂纹扩展的作用,这时围岩已几乎丧失抗拉和抗剪的能力,加固体的抗拉和抗剪能力主要依赖于锚杆。围岩和锚杆不同步承载,先是围岩受力破坏,达到一定程度,锚杆才开始承载,在开采深度大和强烈构造应力区,这种矛盾突现出来,支护参数的选择成为关键的问题。在施工过程中,通过大转矩钻机或专用张拉机具安装,及时给锚杆或其他支护构件以很高的张拉力,并传递到层状顶板,使顶板岩层在水平应力作用下处于横向压缩状态,形成压力自撑结构,从而阻止高水平应力对顶板围岩体的破坏,消除或大大减缓弱面离层现象,同时减弱两帮围岩的应力集中程度和岩体破坏现象,从根本上维持围岩稳定。3锚杆参数优化设计巷道伪顶为厚0~0.4m的深灰色薄层状泥岩,易碎;煤层直接顶为1层厚0.6~3.6m的深灰色薄层状砂质泥岩,局部为砂岩,老顶为厚层完整砂岩,较稳定。煤层硬度中等偏软,倾角较大,断面设计和锚杆布置较困难,贴顶部1m煤硬度较大,两帮强度不一致,下帮强,上帮弱;回采阶段有一定矿压显现,但总体压力不是很大。从地质条件看,该块段与5213Ⅱ机巷同属一层煤,位置相邻,煤层赋存情况及顶底板岩性、厚度几乎一致,具有可比性。根据工程类比法,比照5213Ⅱ机巷的初始设计和施工的成功经验进行锚杆参数优化设计。5112(Ⅲ)工作面巷道层位如图1所示。3.1预拉力锚杆支护和金属网联合支护技术根据维护的实际条件,采用大间排距等强预拉力钢带锚网支护方案:采用新型左旋螺纹钢等强高性能预拉力锚杆、Π2型钢带支护和金属网联合支护。在顶板相对完整稳定的条件下,采用大间排距布置锚杆加锚索,在地质条件变化带,首先加密顶部锚杆,然后及时套棚。3.2优化参数设计结合现有的成功经验,巷道断面设计为矩形,净宽×净高=3.6m×2.8m。3.2.1锚杆配置1下帮锚杆大直径0.mm长M4型钢带和金属网联合支护,锚杆规格为M22×2500mm,加长锚固方式,每根锚杆采用2节Z2355型中速树脂药卷;锚杆间距800mm;排距1000mm。如果施工环境受到限制时,可在顶部靠下帮采用1根M22×2200mm锚杆,向下倾斜15°与顶板成伪垂直安设,靠上帮1根锚杆在垂直顶板线位置稍带向上15°的迎山角,增加上三角的稳定性。另顶部每2~3排距离施工6.0m长锚索2根,进入基本顶岩层,并上3.2m长M4钢带1根。为了使跨度太大的顶部更有稳定性,在直接顶厚1.0~3.0m时每2m从巷中打1根点柱,距上帮平距1.5m。2锚杆规格及间距m长的Π2型钢带、菱形铁丝网联合支护,因倾角较大,顶部形成的锚固梁的重力分力大部分传递到下帮,故锚杆规格选为M22×2200mm型。为加强下帮的煤体强度,下帮采用长锚杆加固围岩,每根锚杆采用2节Z2355型中速树脂药卷加长锚固;锚杆间距为800mm;排距为1000mm。3锚杆规格及间距m长Π2型钢带、铁丝网联合支护,因上帮稳定性较差,又是加固煤顶的关键,故选锚杆规格为M22×2500mm型,为加长锚固方式,每根锚杆采用2节Z2355型中速树脂药卷;锚杆间距800mm;排距1000mm。为了增加上三角的稳定性,上边2根角度向上倾15°,另从每排软分层处增加单体锚杆1根。4加扭矩的影响N·m,锚固力为80kN,帮部转矩不低于100N·m,锚固力大于50kN,机具转矩不足时人工滞后增加,必须在3h内加足,2~3d内进行二次加转矩。巷道断面及锚杆支护参数如图2所示。3.2.2锚杆支护设计技术参数顶板破碎带、断层带、淋水带、直接顶厚度变化异常带等特殊地段,首先加密顶部锚杆,然后及时套棚,或经研究采取其他支护方式,锚杆支护设计技术参数见表1。4新立杆维护技术4.1顶板预留断面1)打锚杆眼前,先打点柱,敲帮问顶,处理掉活动矸石,确保安全作业;控制爆破施工,顶板及两帮要预留断面;按锚杆设计排距实行单循环,顶板掘进循环进度800mm;下帮帮锚杆滞后不超过1排,顶部及上帮不得滞后。2)顶板破碎处铺设金属网要从顶板中部向两边铺,两边顶网过肩窝,在巷道帮部加网至底角;通过人工加转矩,保证所有的锚杆安装转矩大于设计值。4.2锚杆锚固结构首先进行超前临时支护,上网打点柱和护顶锚杆,护顶锚杆按每排2~3根布设;打顶板锚杆孔按设计的间排距点好眼位用单体锚杆钻机由下帮向上帮打锚杆眼。巷道顶板锚杆长度2200mm,采用直径为27mm的钻头、与锚杆等长的钻杆打眼;再送树脂药卷,用锚杆向锚杆孔装入2节Z2355型中速树脂药卷,慢慢将其向孔底推入;最后用搅拌接头将钻机与锚杆堵头螺母连接起来,然后升起钻机推进锚杆,至顶板岩面300~500mm时开始搅拌,缓慢升起钻机并保持搅拌30s后停机;50s后再次启动钻机边旋转边推进紧固锚杆,锚杆螺母在钻机的带动下顶断堵头,托盘快速压紧顶板岩面,使锚杆具有较大的预拉力,钻机输出转矩大于等于120N·m。4.3帮煤体树脂药卷的制作按设计部位打巷道帮锚杆孔:采用煤电钻,Φ28mm钻头,下帮及上帮底部2个眼采用2.2m长钻杆,上帮煤体部分4个眼采用2.5m长钻杆;用锚杆向锚杆孔装入2节Z2355型中速树脂药卷,慢慢将树脂药卷推入孔底;用连接套将煤电钻与锚杆堵头螺母连接起来,并将锚杆推入孔底,然后开动岩石电钻边搅拌边推进,保持40s并推入孔底后停止;60s后再次开动钻机,将螺母中的堵头顶断,托盘快速压紧岩面,安装完毕。4.4种树脂药卷的搅拌打顶板眼:打眼深度为6000mm;送树脂药卷:向孔内装入1节K2355快速树脂药卷和3节Z2355中速树脂药卷,用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。搅拌树脂:用搅拌接头将单体锚杆钻机与钢绞线连接起来,然后升起钻机推进钢绞线,边搅拌边推进,直到推入孔底,停止升钻机搅拌30s后停机。张拉钢绞线:60min后用张拉千斤顶张拉钢绞线,安装完毕,进入下一循环。4.5施工注意事项1锚杆长值矿基础钻孔孔直度要高,即接换钻杆时,应确保钻机位置不动,保持1条中心线;孔深应准确,即要求采用与锚杆等长的钻杆完成钻孔,误差不能大于1.5cm;孔壁要清洁,钻孔完成后,应反复冲刷直至孔内出清水,不留煤岩粉。2树脂凝固上紧搅拌及时,匀速搅拌至孔底,并保证整个搅拌时间达到30s;等待充分,确保50s后树脂凝固1次上紧;掉顶处应及时采用各种规格的木楔调节,木楔放置在拉条和金属网之间,使金属网紧贴岩面;采用锚杆钻机检查螺母扭紧程度时,以单体锚杆钻机不能继续转动为准;必须安排专人对锚杆进行二次加转矩,使锚杆的预紧力达到设计要求。5锚杆支护密度和杆体材质的匹配为有效控制顶板岩层的变形和离层,顶板锚杆必须给顶板岩层以可靠的支护阻力。支护阻力可以通过杆体自