中兴矿层状顶板拱形巷道支护设计及应用效果浅析_郭向前.pdf

返回 相似 举报
中兴矿层状顶板拱形巷道支护设计及应用效果浅析_郭向前.pdf_第1页
第1页 / 共4页
中兴矿层状顶板拱形巷道支护设计及应用效果浅析_郭向前.pdf_第2页
第2页 / 共4页
中兴矿层状顶板拱形巷道支护设计及应用效果浅析_郭向前.pdf_第3页
第3页 / 共4页
中兴矿层状顶板拱形巷道支护设计及应用效果浅析_郭向前.pdf_第4页
第4页 / 共4页
亲,该文档总共4页,全部预览完了,如果喜欢就下载吧!
资源描述:
煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 1工程概况 中兴矿目前准备进行三采西翼回风巷的掘进作 业, 巷道设计为直墙半圆拱形断面, 净宽 5000mm, 直 墙高 2400mm, 净高 4200mm, 设计长度为 1988m, 三 采西翼回风巷工作面沿 2 煤层底板掘进, 2 是厚 2.02m 左右中厚煤层, 平均倾角 8, 为半煤岩巷道, 上覆岩层依次为 1.8m 的碳质泥岩、 0.5m 的页岩、 0.8m的砂岩、 4.5m的砂质页岩、 8m的砂岩,抗压强度 依次为39.2MPa、 20.2MPa、 27.1MPa、 22.2MPa、 39.2MPa, 其中页岩与泥岩遇水易发生软化。 现针对该 巷道拱形断面及层状岩层顶板的特点对巷道的支护 参数进行理论计算。 2拱形巷道围岩变形特征的理论分析 2.1拱形巷道破坏特征 一般巷道开挖后, 围岩均会受扰动而进入塑性状 态, 而中兴矿三采西翼回风巷为拱形巷道并且顶板为 遇水易软化的层状岩层, 因此如果顶板的支护强度不 足时, 会发生离层片帮的现象。顶板离层所产生的载 荷会经拱弧段传递到两帮的围岩上, 从而使巷帮承受 压力增大产生变形、 甚至片帮。因此在巷道支护参数 设计时应保证顶板拱弧段有足够的支护强度。 下面分 析具有层状岩层顶板的三采西翼回风巷拱形断面中 拱肩处的变形特点。 2.2拱肩变形理论分析[1] 将巷道围岩参数代入式 1 可以得到松动范围高 度。 H b 2 a tan π 4 φ 2 ()[] f (1 ) 式中 H 为巷道围岩松动范围的高度, m; b 为拱 形断面的宽度,取 5.0m; a 为拱形断面的高度, 取 4.2m; f为巷道围岩的坚固性系数, 取 1.5。 经计算得出 三采西翼回风巷围岩松动范围的高度为 1.38m。 qγH(2 ) 式中 q 为拱顶受覆岩垂直应力的大小, kN/m2 ; γ 为拱顶覆岩容重, 取 24.0kN/m3, H 为巷围岩松动范围 中兴矿层状顶板拱形巷道支护设计及应用效果浅析 郭 向 前 (汾西矿业集团中兴煤业公司 , 山西 交城 030500 ) 摘要 中兴矿三采西翼回风巷为拱形断面, 并且顶板为层状顶板, 通过理论分析发现当拱肩处的支 护强度不足时, 会发生层状岩层破断垮落的现象, 针对该巷道断面为拱形且顶板为软弱层状岩层的特 点对其支护参数进行设计并应用。 矿方应用所设计支护参数后, 掘进初期拱肩处不再发生破断垮落现 象, 掘进后稳定期巷道的顶底板移近量控制在 40mm, 两帮移近量控制在 20mm, 整体围岩变形量小, 支护参数设计合理。 关键词 拱形巷道 拱肩 ; 支护参数 ; 围岩位移 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 (2020 ) 05- 0012- 04 Optimization of Supporting Parameters of Arched Roadway and Analysis of Its Application Effect GUO Xiangqian (Fenxi MiningIndustryZhongxingCoal Industry, Shanxi Jiaocheng 030500 ) Abstract The backwind tunnel of the west wing of the third mining of Zhongxing Mine is an arched section, and the roof is a layered roof. Through theoretical analysis, it is found that when the support strength at the shoulder is insufficient, the layered rock layer will be broken and collapsed. The section is arched and the roof is a weak layered rock layer, and its supporting parameters are designed and applied. After the design parameters of the mine application, the breakage phenomenon of the arched shoulder is no longer occurred at the initial stage of the excavation. The displacement of the top and bottom plates of the roadway in the stable period after tunneling is controlled at 40mm, and the distance between the twogangs is controlled at 20mm. The deation amount is small, and the support parameters are designed reasonably. Keywords Arched roadway; Roadwayshoulder ; Support parameter ; Surroundingrock displacement 12 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 的高度, 取 1.38m。 进一步由式 2 可以计算出巷道拱顶岩层受到覆 岩的垂直应力为 162.83kN/m2。 P顶q b 2 (3 ) 根据式 3 可以计算出巷道拱顶形成的悬臂岩梁 所承受的载荷为 467.33kN。 pn-1 2pn 2l n- 3μn h n3hn γ n l 2 n 2l n- 1 (4 ) 式中 pn为第 n 层岩层受上覆 n1 层的压力, kN; ln为第 n 层岩层从拱形巷道直墙面至自由端的距 离, m; 为第 n 层岩层的容重, kN/m3; hn为第 n 层岩层 厚度, m。 将式 3 的计算结果带入式 4, 就可以迭代计算出 拱顶至起拱线间每一岩层受上覆岩体传递下来的压 力, p 顶、 pn、 pn-1、 p2、 p1。 得到起拱线至拱顶各层位岩层所受覆岩压力后, 根据岩石的破坏机理[2], 进一步求出各层岩层的折断 点坐标 xt及产生剪切破坏的位置 xc。计算结果见表 2。 表 22 煤层顶板岩层计算结果 当岩梁的折断点坐标 xt>岩梁产生剪切破坏的 距离 xc时, 岩梁在 xt 处发生拉破坏; 当岩梁的折断点 坐标 xt<岩梁产生剪切破坏的距离 xc时,岩梁在 xc 处发生剪破坏。因此通过表 2 发现 理论计算出的顶 板覆岩中页岩、 砂岩、 砂质页岩可能会在拱形巷道的 拱肩处发生剪破坏和拉破坏。 因此为了避免巷道掘进 支护后有拱肩处层状岩层拉破坏和剪破坏现象的发 生,需要在设计支护参数时考虑对拱肩处岩层的控 制。 3支护参数的优化设计及应用效果 3.1三采西翼回风巷合理支护参数的确定[3~4] 考虑到三采西翼回风巷为具有层状岩层顶板的 拱形巷道, 其顶板岩层物理力学性质软弱, 且顶板中 碳质泥岩和页岩等遇水后的易产生弱化, 因此通过采 用高强度的锚杆锚索并保证足够的锚固长度来避免 层状岩层破断、 离层现象的发生。 结合矿方现有材料, 设计中的锚杆索分别选用左旋螺纹钢锚杆及钢绞线 锚索。 3.1.1锚杆参数的确定 依据组合拱理论和非弹性区理论进行支护参数 优化设计。首先对巷道顶板支护进行分析, 根据式 5 确定顶板塑性区半径后即可得到该巷道的围岩破坏 范围。 R0r1 PCctgφ1- sinφ Cctgφ [] 1- sinφ 2sinφ (5 ) 式中 r 为巷道等效圆半径, 取 2.5m; P 为累计地 应力, 取 7.217MPa; C 为岩层内聚力, 取 1.8MPa; φ 为 岩层内摩擦角, 取 31。 将上述参数带入式 5 得到巷 道顶板塑性区半径 R0为 3.75m。 冒落拱高度 b 可由式 6 计算得到, 从而计算出冒 落拱内松动围岩的截面面积, 由式 7 可得到顶板锚杆 承受的冒落拱内松动岩石的重量 G1。 b R0a 2f 3.752.5 21.5 2.16m(6 ) G1K1 γ S D1.8182.1650.9314.93kN(7 ) 式中 K1为动压影响系数,取 1.8; γ为冒落拱内 各岩层的加权平均容重, 取 18kN/m3; S 为冒落拱内松 动围岩的截面面积,取 10.8m2; D 为锚杆排距, 取 1.0m。 经计算顶板冒落拱内锚杆所承受的松动围岩重 量 G1为 244.93kN。 三采西翼回风巷顶板左旋螺纹钢锚杆直径 22mm, 载荷为 70kN, 则根据 244.93/703.499 设计该 巷道顶板每排 4 根锚杆, 间距 1.2m。 L1 m G1 2.83τ d (8 ) 式中 L1为顶板锚杆锚固长度; G1为式 7 计算所 得松动围岩重量, 244.93kN; m 为安全系数, 1.5; d 表 示安装锚杆的钻孔直径, 0.042m; 为树脂锚固剂岩与 围岩之间形成的抗剪强度, 取 725106Pa。经计算 L10.92m,故 1.1m 为合理的锚杆锚固长度,由 L顶 a2L10.1 确定顶板锚杆长度为 2.6m。 三采西翼回风巷巷帮锚杆选用 Φ20 的左旋螺纹 钢锚杆, 由普氏冒落拱理论可得两帮不稳定时的松动 范围计算公式如下, 其中 h 表示巷道宽度。 ahtan 45- φ 2 ()5tan 45- 31 2 ()2.38m (9 ) 岩层Pn(kN )xt(m )xc(m )破坏类型 砂岩723.19--未破坏 砂质页岩661.900.894-拉破坏 砂岩617.640.703-拉破坏 页岩519.250.3020.443剪破坏 碳质泥岩236.78--未破坏 13 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 通过计算得到三采西翼回风巷巷帮不稳定的范 围为 2.38m, 故确定巷帮锚杆长度为 2.4m, 巷帮锚杆 的锚固长度为 600mm, 间排距 1.01.0m。 故最终确定三采西翼回风巷顶板每排布置 5 根 直径 22mm 长度 2600mm 的左旋螺纹钢锚杆,间距 1.2m 排距 1m,锚固长度 1.1m,每根锚杆使用一卷 K2355 和一卷 Z2355 型锚固剂; 巷帮两侧每排布置 5 根直径 20mm长度 2400mm的左旋螺纹钢锚杆, 间距 1m 排距 1m, 锚固长度 600mm, 每根巷帮锚杆使用一 卷 Z2355 型锚固剂。 3.1.2顶板锚索参数的确定 为了充分控制拱形巷道拱肩处的层状岩层, 同时 借鉴其他矿井拱形巷道的支护参数设计, 设计三采西 翼回风巷顶板每排布置 3 根 Φ21.6 的钢绞线锚索, 间距为 1200mm。 锚索的排距由冒落拱内各岩层的重量来确定, 通 过式 10 可以得到锚索的排距。 Sa 3[σ a] 4a2γk (10 ) 式中 a 为巷道的跨度, 取 5m; γ 为各岩层的加权 平均容重,取 18kN/m3; σ 为锚索的极限破断力, 取 220kN; k 为安全系数, 取 1.2。 经过计算确定锚索的排 距为 2.0m。 根据式 11 可以得到顶板锚索的锚固长度。 La KP πDτr (11 ) 式中 K为安全系数, 取 1.5; P 为锚索的抗拉强度, 取 220kN; D为锚索钻孔直至, 取 0.032m; 为树脂锚固 剂岩与围岩粘结力, 取 1.8106Pa。经计算 La1.56m, 故1.6m 为合理的锚索锚固长度,确定锚索长度 7m, 使其能够锚固在稳定岩层上。 故最终确定三采西翼回风巷顶板每排布置 3 根 长度为 7m、 Φ21.6 的钢绞线锚索, 间距为 1200mm 排 距 2000mm,锚固长度 1.6m,每根锚索使用一卷 K2355 和两卷 Z2355 型锚固剂。 综上所设计的三采西翼回风巷具体支护参数如 图 1 所示。 对三采西翼回风巷的支护参数进行优化设计后, 顶 板 锚 索 的 总 承 受 力 F1np 1.02 220 1.0440kN,顶板锚杆的总承受力 F2np1.65 701.6560kN, 故顶板总承受力 FF1F21000kN> 314.93kN, 故认为设计合理。 3.2应用效果 三采西翼回风巷在应用优化后的支护参数后, 通 过在掘进迎头布置巷道内布置测站分析巷道开挖直 至稳定期间的围岩变形数据来检验所优化的支护参 数的合理性, 数据如图 1。 图 1优化后具体支护参数示意图 图 2支护优化后掘进巷道围岩变形情况 观察图 2 发现在应用优化后的支护参数后, 三 采西翼回风巷在掘进初期的两帮移近量为 10mm 左 右, 顶底板移近量为 20mm 左右, 并且拱肩处没有出 现破断垮落现象, 在掘进后稳定期巷道的顶底板移近 量控制在 40mm, 两帮移近量控制在 20mm, 整体围岩 变形量小, 支护参数设计合理。 4结论 中兴煤矿三采西翼回风巷为拱形巷道且顶板为 遇水易软化的层状岩层, 通过理论分析计算出的巷道 拱肩岩层的破坏位置及破坏形式发现当拱肩处的支 护强度不足时会发生层状岩层破断垮落的现象, 因此 针对巷道特点在组合拱理论和非弹性区理论基础上 对巷道支护参数进行设计。 经过现场应用发现使用优 化参数后,掘进初期拱肩没有出现破断垮落现象, 并 且围岩控制在允许变形范围内, 证实该支护参数可以 保证三采西翼回风巷的安全掘进。 参考文献 [1] 王一立,范留军.传统悬吊、 组合拱理论与松动圈理论联系 14 ChaoXing 差异探究[J].科技视界,2015 (24) 136- 137. [2] 陈富,张健,刘爱民,于淼.不同规范中锚杆锚固长度计算 公式的探讨[J].中国港湾建设,2015,35 (04) 9- 12. [3] 袁林. 深部岩石巷道变形机理与数值模拟研究[D].安徽理 工大学,2013. [4] 朱永建,马念杰.基于松动圈围岩分类法煤帮锚杆支护设 计[J].煤炭科学技术,2006 (07) 30- 33. 作者简介 郭向前 (1988-) , 男, 山西大同人, 2016 年 7 月毕业于重 庆大学采矿工程专业, 工程师, 现从事煤矿开采技术工作。 (收稿日期 2019- 11- 21) 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 1工作面工程概况 图 1巷道断面图 25011 工作面位于井田南部,经距 14248~ 14580,纬距 69511~70697 之间。设计走向长 1166m、 倾斜长 150m, 工作面面积约 174878m2。2 煤 为主要开采煤层,厚度在 1.86~6.89m,平均厚度 4.13m; 纯煤厚度 1.76~6.63m, 平均 3.94m, 2 煤层全 部煤层厚度变化不大。2 煤层顶底板岩层主要以粉 砂岩为主, 个别位置顶板为细粒砂岩。25011 工作面 底板岩巷位于煤层底板粉砂岩中, 距离煤层法向距离 1~15m。巷道的净规格为宽高4.6m 3.7m, S 净 17.02m2, S毛 18.93m2。 巷道断面为半圆拱形, 采 用锚网喷支护。岩巷的平均月进尺只有 50m~70m, 最高也只有 100m/ 月。 未能达到同类岩石巷道的平均 掘进速度。现场调查发现, 25011 工作面底板岩巷掘 进过程中掘进设备、 爆破参数、 运输线路几个主要方 面存在提升空间, 有待进一步优化。 2影响巷道快速掘进的因素 25011 工作面底板岩巷快速掘进影响因素分析及优化 毕 甲 景 (晋能集团阳泉公司上社煤矿 ,山西 盂县 045100 ) 摘要 为了加快岩石巷道掘进速度, 以 25011 底板岩巷为试验巷道, 从掘进设备、 爆破参数、 运输线 路等几个方面对影响岩巷快速掘进的因素进行详细的分析, 并提出深孔爆破优化、 排矸线路优化及引 进 CMJ2- - 17 液压钻车打眼, P- 60B耙斗装岩机装碴外加轨道运输的机械化作业线等优化措施。优化 后, 巷道掘进头实现月单进突破 165 m。 关键词 岩巷 ; 快速掘进 ; 设备选型及配套 ; 爆破优化; 中图分类号 TD263文献标识码 A文章编号 1009- 0797 (2020 ) 05- 0015- 03 Analysis and optimization of influencing factors for rapid tunneling of floor rock roadway on 25011 working face BI Jiajing (JinnengGroup co., LTDYangquan CompanyShangshe Coal Industry Shanxi Yuxian 045100 ) Abstract Abstract in order to accelerate the speed of rock drivage, based on 25011 floor rock roadway, the test from the equipment, the blasting parameters, the transport lines from several aspects such as the effect factors of the quick rock drivage detailed analysis, and put for- ward the deep hole blasting optimization, conveyor line optimization and introducing CMJ2- 17 punchs a hole hydraulic drill jumbo, P - 60 b scraper mucker loading ballast plus rail transport machine assembly optimization measures, etc. After optimization, the roadway heading achieved a monthlyadvance of165 m. Key words rock roadway; rapid excavation ; equipment selection and matching; blastingoptimization; 15 ChaoXing
展开阅读全文

资源标签

最新标签

长按识别或保存二维码,关注学链未来公众号

copyright@ 2019-2020“矿业文库”网

矿业文库合伙人QQ群 30735420