小煤柱护巷锚杆支护探讨.pdf

2 0 0 6 年 增刊 东媳晨 甜技 9 5 爆 往 巷 锚杆 支 探 讨 莱 芜 市 万 祥 矿 业 公 司 吕德 宝 新汶矿业集团潘西煤矿刘纯文 摘要从潘西煤矿的生产实际出 发 ， 结合4 3 2 运输巷布置方式及煤 3 的围岩特点， 通过布设观测点收集数据的理论分析， 选 择合理的煤柱宽度， 巷道布置方式、 支护形式及支护参数， 保证了巷道的施工质量， 减少了煤柱损失， 提高了采区回采率。 关键词 小煤柱锚杆支护 矿压分布 潘西煤矿4 3 2 运输巷位于一7 4 0 m水平前四采区， 上部为 未采区， 下部为4 3 3 西工作面 正在开采中 ， 西至 一 断层东 至前四运输上山， 平均埋深 7 2 8 ， 4 m 。 1 4 3 2 运输巷的地质及水文地质情况 3 层煤平均厚 2 ． 1 m。倾 角 2 5～3 0 ， 单向抗压强度为 4 ． 6 MP a ； 顶板为灰色粉砂岩或细砂岩， 致密性脆 ， 局部为粉砂 质页岩， 较破碎， 平均厚度 1 5 ． 0 m， 单向抗压强度为4 5 ． 8 6 M P a ； 底板为灰色粉砂岩或细砂岩， 钙质胶结， 缓波状层理， 致密性 脆， 厚 4 ， 0 m， 单向抗压强度为2 4 ， 5 M P a ； 巷道顶板围岩分类等 级为Ⅲ类。该巷所处的地带有小断层， 落差 0 ． 5 ～2 ． 5 m， 受地 质构造的影响， 顶板裂隙发育。属弱含水层。 2 巷道的支护形式及巷道的变形规律 2 ． 1 工作面的布置方式 4 3 2 运输巷布置在4 3 3 工作面上部， 下距4 3 3 工作面回风 巷在 5 ～1 5 m， 平均 8 m； 开口处距 4 3 3回采面上端头 3 0 0 m 。 2 ． 2 巷道的支护形式 4 3 2运输巷 自开门掘进 6 0 0 m， 巷道断面形状为梯形断 面， 顶板采用锚 网带联合支护。巷道净宽 3 ． 2 m ， 下帮高度 2 ． 0 m。 顶板锚杆 5 根， 锚杆采用 蚴x 2 5 0 0 m m全螺纹钢等强 锚杆， 采用 3 ． 4 m长的 M钢带配锚盘压网； 下帮锚杆 3 根， 上 帮锚杆 5根， 采用 西 1 8 x 2 0 0 m m m全螺纹钢等强锚杆。间排 距为 8 0 0 x 8 0 0 m m， 顶板及两帮均采用 2支 M S K 2 8 ／ 5 0型树脂 药卷进行锚固， 金属网采用 1 0 以上的镀锌铁丝编接的菱形 网， 规格为 8 ． 0 x 0 ． 9 m， 其网孔规格为 5 0 x 5 0 m m， 网片之间用 串簧联网； 采用综掘机掘进。 巷道自开门 6 0 0 ～1 0 0 0 m断面形状改成斜拱形 ， 顶板 5 条 锚杆， 上帮4条， 下帮 3 条， 其它与梯形巷道相同。 2 ． 3 巷道 围岩观测 内容 与测点布置方 法 2 ． 3 ． 1 巷道围岩观测的内容 通过对4 3 2 运输巷两种支护形式 梯形支护、 斜拱形支 护 分别观测， 观测巷道的深部位移、 表面位移， 顶板离层， 锚 杆受力， 特别是受下部 4 3 3回采工作面采动影响， 分析巷道 围岩变形破坏机理， 确定合理的锚杆支护形式和支护参数及 煤柱的宽度。 2 ． 3 ． 2 巷道表面位移观测 1 巷道变形点观测。4 3 2运输巷梯形断面段设巷道变 形点 5 组， 斜拱形段设巷道变形点 4组。变形点的布置形式 采用十字布置， 每组布置 3 个测点， 测点问距为 0 ． 8 m， 设点距 迎头的距离在2 ～1 0 m， 平均4 m。 从 1 、 2 、 4 、 5 测站数据分析， 水平移近量和垂直移近量都 比较大， 主要原因是受 4 3 3采空区影响； 4 号点设点时， 距4 3 3 回采工作面上端头 2 0 m， 受采动影响， 巷道来压明显， 水平移 近速度快， 移近量大， 底鼓明显。垂直移近量主要以底鼓为 主 ， 顶板下沉量较少。 在改成拱形顶以后， 布置了 6 、 7 、 8 、 9号测站， 从测站数 据分析， 在开挖阶段， 斜拱形顶巷道断面变形 比梯形断面要 小， 说明改成斜拱形顶能有效地控制巷道变形 主要是顶、 底 板移近量 。 通过分析可知， ①巷道两帮变形量在正常块段较小， 当 受下部工作面采动周期来压和老顶来压影响时， 巷道变形速 度快 ， 变形量增大， 两帮移近量与底鼓量加大， 顶 、 底板变形 一 般以底鼓为主， 顶板下沉量较小； ②斜拱形支护与梯形支 护在相同条件下， 巷道的变形量较小， 支护效果好于梯形。 2 顶板移近量观测。4 3 2运输巷梯形断面段安设顶板 离层仪 7台， 斜拱形段安设顶板离层仪 7台， 设点距迎头的 距离在 1 0 ～2 0 m， 平均 1 6 m 。 从观测数据情况来看， 锚固段内、 外离层值较小 ， 主要原 因是顶板比较完整， 锚固段岩层与锚杆形成了稳定的具有一 定承载能力的动态承载层， 说明垂直方向的受力较小。由于 受断层构造应力或受采动的影响， 顶板破碎， 巷道顶板离层 较大， 局部出现拉断锚杆的现象。说明顶板在受下部工作面 周期来压和老顶来压活跃期间， 顶板应力明显， 对巷道施工 有一定影响， 应加强巷道围岩支护。 3 锚杆受力观测 锚杆接触压力观测 。采用 Y I m 一2 0 型接触式锚杆测力计， 承载强度 0～6 0 M P a ， 精度 4 - 2 ． 5级。 4 3 2 运输巷安装 1 组， 共 5台。 ①锚杆测力计在巷道开挖的 3 0 d内变化较快， 特别是巷 道掘进的前 1 0 d 变化最快 ， 说明巷道开挖早期围岩应力分布 强烈， 受下部采空区采动影响， 压力明显大于正常巷道。 ②通过对锚杆测力计的观测分析结果， 可以看出两帮受 力变化大， 地应力以水平应力为主， 说明 4 3 2 运输巷受采深 和下部采动影响。巷道顶板的锚杆测力计数值变化不大， 主 要原因是顶板比较完整， 顶板离层值很小， 锚杆对顶板的承 载力不大。垂直方向的力小于水平方向。 ③在掘进后期， 锚杆受力稳定， 变化不大。 4 测力锚杆。采用 C M一1 型测力锚杆， cZ 0 x 2 5 0 0 m m， 2 x 2 5 0 0 m m。在运输巷共安设测力锚杆 9条， 上帮 2 条、 顶 板 2条， 下帮 5条。 观测结果分析 维普资讯 9 6 参战晨 斜技 2 0 0 6 年增刊 1 、 2 、 3 、 4 、 6 、 7 、 9测力锚杆的数据说明4 3 2运输巷两帮应 力比顶板大， 破坏深度在 1 ． 5 m范围内。特别是 5 、 7 、 9号测 力锚杆布置在下肩窝 ， 在 7 0 0 1 4 0 0 m m段增长很快 ， 最大达 到 2 0 2 k N 。5 号测力锚杆从 1 0 月 3 1日安装到 1 1 月 7日断 裂， 受力最大达到2 0 2 k N 。8号测力锚杆从 1 2月9安装， 到 1 2 月 2 5号断裂， 锚杆受力达到 2 0 2 k N 。在刚开始掘进时， 下帮 第一排锚杆已断了2 0 多条， 根据所测的结果， 及时将第一排 锚杆换成 I J2 0 2 0 0 o 的全螺纹钢等强锚杆 ， 提高了安全系 数。 通过测力锚杆数据分析， 4 3 2 运输巷受 4 3 3 采空区影响， 下帮受力比较大 ， 顶板和上帮受力正常。 从以上巷道观测结果来看 ， 当巷道受采空区影响时， 锚 杆受力增大， 最大受力在 2 2 0 k N 。不受采空区影响的， 最大在 1 9 8 k N ， 平均在 1 5 0 k N左右。 3 结论及建议 1 从 4 3 2运输巷矿压观测结果来看， 锚杆受力 可达 2 0 0 k N以上。尤其在 7 0 0 1 4 0 0 m m段变化大， 说明破坏深度 在 1 ． 5 m范围左右。尤其是受下部 4 3 3采空区影响， 下帮第 一 条锚杆受力变化快， 因此 ， 对下帮锚杆采用加长锚和相匹 配的锚杆 ， 及时打锚杆压网锚网。 2 在巷道开挖 3 0 d内变化较快 ， 特别是巷道掘进的前 1 0 d 变化最快， 说明巷道开挖早期围岩应力分布强烈， 锚杆的 主要作用是阻止破碎岩块掉落并抑制浅部围岩的扩容和离 层 ， 减小岩层压曲和弯曲， 所以掘进时应及时支护， 并且锚杆 预紧力达到要求。 3 掘进巷道在下部工作面 回采结束后 4个月， 再施工 该巷道较合理。 4 通过观测结果分析 ， 目前巷道的煤柱在 5 1 0 m围岩 变形量小， 采用锚杆支护能有效地控制地应力对巷道的破 坏， 锚杆支护能满足小煤柱护巷的支护要求。 5 合理选定煤柱尺寸， 不但围岩的变形量小， 巷道易于 施工， 满足巷道施工要求 ， 而且降低了阶段煤柱损失， 提高煤 炭资源回收率。 6 回采巷道采用斜拱形断面比采用梯形断面有效的控 制了巷道变形、 顶板离层 、 锚杆受力； 有利于巷道的支护， 减 少了巷道的修复工作。 7 建议在以后掘进巷道时， 在采空区附近及顶板破碎 地段， 采用锚网、 锚索加长锚联合支护。 作者简介 吕 德宝男 ， 1 9 6 5 年出生 ， 毕业于山东科技大学， 大学文化工程师 ， 现任万祥矿业公司经理。 上接第 9 4页 得左右摆动。 4 爆破 4 ． 1 光爆的机理 光爆属于控制爆破的一种方法， 目的是控制爆炸时在炮 眼周边形成的裂隙区。根据爆破原理， 控制裂隙区的办法是 采用爆速和密度都小的炸药， 严格限制装药量 ， 其爆炸能量 刚刚超过产生贯穿炮眼之间的裂缝所需的能量 ， 可以避免在 药包之间的岩层不产生或少产生裂隙。 4 ． 2 爆破方法 为减弱爆破作用对孔壁的破坏， 延长爆破作用时间， 加 强孔底爆炸气体的作用力和作用时间， 更好地保证预期爆破 效果， 采用眼底反向起爆的方法。 4 ． 3 药卷的选择 根据光爆技术原理 ， 对药卷直径有一定的要求， 即在临 界直径允许的条件下， 尽量减小药卷直径， 做成细长药卷， 药 卷爆炸后， 炮眼内的空气首先产生空气冲击波， 然后才传播 到孔壁岩体上 ， 会降低峰值压力和控制对岩壁的破坏。因 此， 选用 3 0 0 m m乳化炸药。 4 ． 4 装药结构 掏槽眼、 辅助眼和底眼采用连续装药结构 见图2 A ； 周边眼采用单段空气柱装药结构 见图2 B 。 4 ． 5 周边眼装药量的控制 周边眼装药量过大， 将增大对 围岩的破坏程度 ， 使爆破 裂隙增多或加深； 如装药量过小 ， 有可能会爆落不完全， 出现 鼓包等现象。根据实践经验， 周边眼的装药量采用 0 ． 1 ～ 0 ． 1 5 为宜。 1 一一起爆药卷 2 一一药卷 3 炮泥 A 、连续装药结构 1 一起爆 药卷2 一 空气柱3 - 炮尾 B ． 单段空气柱装药结构 图2 装药结构示意图 4 ． 6 起爆顺序 1 煤体起爆顺序 掏槽眼一辅助掏糟眼一辅助眼一周 边眼； 2 岩体起爆顺序 辅助眼一底眼一周边眼。 5 结论 1 对围岩强度破坏小 ， 提高了半煤岩巷道的稳定性， 有 效地保证了施工安全， 减少 了巷道维修量， 节省了巷道维修 费用； 2 巷道成型规整， 减少了巷道的通风阻力； 3 J ll 快了 巷道掘进速度， 与锚喷相结合降低了成本； 4 为半煤岩巷道 光面爆破技术总结了一定的经验。 作者简介王庆路男， 1 9 7 2 年 出生 ， 毕业于泰安煤炭工业 学校， 现任北宿煤矿生产技术科副科长。 维普资讯