不稳定顶板煤巷锚网索梁支护实践.pdf

文章编 号1003- 5923200401- 0005- 02 不 稳 定 顶 板 煤 巷 锚 网 索 梁 支 护 实 践 高永格 1,刘富明1,范忠贤2 1. 河北 建筑科 技学院 ,河北 邯郸 056038; 2. 石家 庄煤 炭设计 院,河北 石 家庄 050051 摘 要试验巷道顶板为碎裂结构岩体,介绍了此类结构岩体的主要工程地质特征。综合考虑锚杆兜掉 和锚索悬吊两种作用设计了顶板支护参数,巷道稳定性观测表明试验取得成功。 关键词岩体结构;碎裂结构;锚杆支护 中图分类号T D 353.6 文献标识码A 1 概述 煤巷顶板岩体结构类型常分为整体结构、 块裂 结构、 层状结构、 碎裂结构和散体结构。 施加锚杆支 护的目的是控制岩体不发生过大的变形和破坏,提 高岩体的稳定性,因此,无论是研究锚杆支护围岩 的稳定性和锚杆支护机理,还是选择合理的支护型 式和支护参数,都必须对围岩结构首先有一个正确 认识。对顶板岩体结构调查和研究不够深入,选择 的支护型式和参数不合理,是导致顶板冒落、 支护 失败的主要原因。 碎裂结构是不稳定顶板常见结构类型,它的工 程地质特点有三方面一是除层面发育外,还发育 有多组结构面,其间贯通性好,将岩体切割破碎;二 是此类顶板整体强度低,开挖后自稳能力差,自稳 时间为几小时,下沉量大,易出现冒顶;三是该类顶 板多出现于受强烈构造运动并产生严重变形或破 裂的岩体中,巷道沿大落差断层布置时常出现此类 顶板,这是断层附近顶板易冒的一个原因。 2 试验巷道工程地质特征 13272 面位于万年煤矿- 240 水平南翼采区上 部,东、 西部未采掘,北以 F10断层为界,南临扬二庄 村大煤保护煤柱。工作面走向长 450 m,倾斜 70～ 140 m,平均 115 m,总掘进煤巷长 1350 m。 煤层平 均倾角 16 ,煤厚 3.6～5.0 m,平均 4.0 m。地面标 高 285～306 m,煤层底板标高- 160～- 200 m, 埋深 420～500 m。直接顶为厚 6.0 m左右的粉砂 岩,单轴抗压强度 41 M Pa ,老顶为厚 8.0 m的中粒 砂岩,单轴抗压强度 55 M Pa ,直接底为 6.0 m厚的 粉砂岩,单轴抗压强度 45.3 M Pa 。 根据向顶板内打钻取芯分析,冒落剖面看层面 间距一般小于 100 m m,顶板层面极为发育;节理 面密集发育,主要发育两组节理一组与巷道走向 接近,另组与巷道走向大角度相交。节理面为闭合 接触,巷道顶板表面处节理面极为光滑,呈银灰色, 在节理面倾角较小时,易沿节理面发生滑动。 顶板破坏型式为冒落,冒高 2～3 m,自稳时间 为 数小时。在工字钢支护段顶梁被压弯,挠度达 150 mm以上,个别顶梁出现扭转破坏。顶板冒落 呈拱形,从顶板内层理、 节理发育情况和冒落后岩 石形状可见,顶板为碎裂结构岩体。 工字钢支护下顶板冒落破坏的原因1 巷道 断面形状与顶板岩体结构类型不匹配,碎裂结构顶 板在自重型应力场作用下的稳定形状为拱形,见图 1,当巷道开挖成矩形时,顶板自由面为平面,在不 支护或支护不当时,必然要冒落成一拱形才稳定下 来;2 采用工字钢支架支护巷道时,顶梁与顶板 间总是存在空隙,这为巷道顶板冒落成拱形提供了 图 1 顶板潜在的冒落拱 收 稿日 期2003- 08- 11 作 者简 介U高永格 1969 ,男,讲 师,在读硕 士,1992 年 毕业 于河北 煤炭 建筑工 程学院 采矿 工程专 业,从事 采矿工 程教 学和研 究工 作。 5矿 山压 力与顶 板管 理 2004.№1 外部条件,同时工字钢支架属 “外部” 支护,不能改 善顶板内部结构面的性质,如层面、 节理面的抗拉、 抗剪性能等,顶板性质未能得到改善。 3 支护参数设计 根据本工作面的回采需要和预计巷道变形,煤 帮和顶、 底板预留变形量 100 mm,支护锚杆外露 100 mm,运输巷掘进跨度为 4.2 m、 中高为 2.8 m 的斜矩形断面。 据顶板工程地质条件,直接顶 2～3 m内易冒 落,一般锚杆处于冒落范围以内,只用锚杆支护顶 板难以保证稳定。 锚索长度较大,可锚固于老顶上, 实现将支护载荷传递至深部稳定岩层的目的。 顶板 表面铺金属网和梯子梁可改善岩层的完整性和韧 性,控制锚杆之间岩石块体的冒落。因此顶板采用 锚网索梁联合支护。 3.1 顶板支护参数设计 1 锚索长度 锚索低松弛级 Φ 15.3 m m,强度级别1860 M Pa 的钢绞线。 钢绞线由 7 根 Φ 5 mm的钢丝组成,屈服 荷载 221.5 k N ,破坏荷载 260.7 k N 。 锚索长度由下式计算 l l1 l2l3 式中 l1锚索外露长度,取 0.3 m; l2 锚索自由段长度,据地质条件,顶板 直接顶厚度 6.0 m,老顶作为锚索的 锚固点,锚索自由段长度按 6.0 m计 算; l3 锚索锚 固长 度,根据 国内 外成 功经 验, 取 1. 5 m, 由 上 式 计 算 得 l 7.8 m,取锚索长度为8.0 m。 根 据 锚 索 锚 固 长 度, 每 根 锚 索 配 备 1 个 C K 2335 和 5 个 Z2335 树脂药卷,托板为 400 400 mm的钢板。 2 锚杆长度 角锚杆要向外倾斜,与水平面夹角为 α ,根据 理论研究,α 60～70 时,角锚杆作用效果最佳,因 此取 α 60 。锚杆长度按下式计算 l ≤ 1 2 s t 式中 l锚杆长度; s 巷道跨度,为 4.2 m; t锚杆外露长度,取为 0.1 m, 代入上式得 l 2.2 m 取锚杆长度为 2.4 m。 3 锚杆间排距 锚杆间排距用下式计算 a b 1/2 ～ 1/3l 式中 na、 b锚杆间排距; l锚杆长度。 计算得 a b 0.8～1.2 m,取 0.8 m。 4 锚杆直径 潜在冒落区岩石重量由锚杆和锚索共同承担, 因此锚杆直径与锚索间排距有关。 按每排布置 2 根 锚索,考虑到锚杆的布置,取锚索排距为 2.4 m,锚 索距相临煤帮 1.2 m。 锚杆直径按兜掉作用设计由 下式计算 d ≥ 2kγ hsb - Gm π [σ ]s i n α 式中 nk安全系数,取 k 1.7; α 角锚杆倾角,α 60 ; γ |不稳定岩层平均容重,取 25 k N /m 3; [σ ] 锚杆 的屈服强度,选用 20M n Si 螺 纹钢锚杆,[σ ]为 350 M Pa ; Gm锚索承担不稳定岩层重量, Gm 2 221.5 0.8/2.4 148 k N ; h不稳定岩层厚度,根据地质调查取为 巷道冒高 3 m。 将各值代入上式得 d ≥ 19.2 mm 选用 Φ 20 m m的螺纹钢锚杆。 每根锚杆配备 1 卷 CK 2335 型和 2 卷 Z2335 型树脂药卷锚固剂,Φ 120 mm铸钢托盘。 3.2 帮锚杆参数 根据经验帮锚杆选用 Φ 18 mm,长 2.0 m的 A3 钢锚杆,锚杆排距与顶板一致,为 0.8 m,下帮锚杆 间距 0.8 m,上帮锚杆间距 0.85 m。 每根锚杆配备 2 卷 K 2835 型树脂锚固剂,并 配备 300 300 40 mm木托板和 Φ 120 mm铸钢 托盘。巷道支护参数见图 2 所示。 4 巷道稳定性观测 巷道施工后及时安装测站,测量巷道表面围岩 位移。距切眼 30 m的测站测得围岩位移随掘出时 间规律如图 3,掘出 86 d时开始回采。由图 3 可见 断面掘出 30 d左右围岩位移趋向于稳定,距工作 面 15 m时92 d 断面开始承受回采动压的影响。 顶板在开挖影响期内最大移动速率为8.5 mm/d , 动压期间最大移动速率为下转第 9 页 6 2004.№1 矿 山压力 与顶 板管理