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仝太照
煤矿巷道锚杆支护参数设计研究仝太照(山西帽帽山煤业有限公司,山西大同037100)摘要:煤矿巷道的锚固支护直接决定着井下作业人员的生命安全,关系着生产效率。锚杆支护理论和技术在实际中不断地应用和创新。以矩形截面巷道不稳定巷道为研究对象,利用锚杆支护原理和工程类比经验,进行了锚杆支护方案设计和锚杆参数设计。实践表明,新设计的方案能够满足实际需求,保障巷道作业安全。关键词:巷道;矩形截面;锚杆支护;工程类比法中图分类号:TD353文献标识码:A文章编号:1003-773X(2023)06-0305-021巷道围岩及锚杆支护研究现状煤矿巷道围岩的稳定性直接影响着煤矿生产作业的安全性,威胁着作业人员的生命安全,所以保证煤矿巷道围岩的稳定性关乎着经济效率和生命安全1。通常在巷道挖开之后,巷道附近的围岩强度变低,原来处于平衡状态的围岩应力被打破,随之而来的是应力集中,当局部应力超过了围岩岩体的强度,会造成岩体的严重变形,甚至破碎2。保证巷道围岩稳定性主要有三个方面的重要因素,分别是围岩应力、围岩强度和巷道支护。巷道围岩的稳定理论有自然平衡拱理论、弹性体理论、弹塑性体理论和围岩松动圈理论。巷道围岩可以按照松动圈进行稳定性分类,也可以按照变形量进行分类,分别如表 1 和表 2 所示。目前国内和国外的锚杆技术都在不断地改善,锚杆支护理论也在不断地进行丰富和完善。锚杆支护不同于传统的支柱支护形式,锚杆支护增强了岩体自身的强度,化被动为主动。目前主要锚杆支护理论有锚杆悬吊理论、组合梁理论、楔固理论、减跨理论、组合拱理论、全长锚固中性点理论和最大水平应力理论3。以上理论解释了锚杆支护的工作机理,实际应用过程中是综合性的运用,其中一种作为主要理论进行分析,其余理论起到补充作用4。我国通过多年的实践和学习,并通过工程类比法,总结出了几种锚杆支护的基本形式及其主要支护参数,如表 3 所示。2锚杆参数计算已知某煤矿巷道为跨度 3.6 m、高度 2.7 m 的矩形巷道,以此巷道为对象进行支护方案设计。矩形巷道顶板破坏范围有两种确定方式,其一是利用压力拱理论通过计算得到破坏范围;其二是利用等效法将矩形等效成圆形巷道进行分析。将围岩分为两个区域,分别为弹性圈、非弹性圈。理想状态下巷道破坏范围如下页图 1 所示。收稿日期:2022-11-03作者简介:仝太照(1986),男,河南方城人,本科,毕业于河南理工大学,工程师。总第 242 期2023 年第 6 期机械管理开发MechanicalManagementandDevelopmentTotal 242No.6,2023DOI:10.16525/14-1134/th.2023.06.125类别名称松动圈范围/cm小松动圈稳定围岩40中松动圈较稳定围岩40100一般围岩100150一般不稳定围岩150200大松动圈不稳定围岩200300极不稳定围岩300表 1巷道围岩的稳定性分类围岩类别开挖后围岩变形量/mm5610115050200200表 2巷道围岩分类巷道类别基本支护形式主要参数非常稳定整体砂岩、石灰岩类岩层;不支护其他岩层,单体锚杆端锚:杆体直径 1618 mm,锚杆长度 1.61.8 m,排距 0.81.2 m,设计锚固力 6480 kN稳定顶板较完整,单体锚杆顶板较破碎,锚杆+网端锚:杆体直径 1618 mm,锚杆长度 1.62 m,排距 0.81.2 m,设计锚固力 6480 kN中等稳定顶板较完整,锚杆+钢筋梁或桁架顶板较破碎,锚杆+W 钢带(或钢筋梁)+网,或增加锚索桁架+网,或增加锚索端锚:杆体直径 1618 mm,锚杆长度1.82.2m,排距0.61 m,设计锚固力 6480 kN;全长锚固:杆体直径 1822mm,锚杆长度 1.82.4 m,排距 0.61 m不稳定顶板较破碎,锚杆+W 钢带+网,或增加锚索桁架+网,或增加锚索全长锚固:杆体直径 1822mm,锚杆长度 1.82.4 m,排距 0.61 m极不稳定顶板较完整,锚杆+金属可缩支架,或增加锚索;顶板较破碎,锚杆+金属可缩支架+网,或增加锚索;底鼓严重,锚杆+环形金属可缩支架全长锚固:杆体直径 1824mm,锚杆长度 2.02.6 m,排距 0.61 m表 3煤矿巷道锚杆基本支护形式及其重要参数技术应用机械管理开发第 38 卷将图 1 中的非塑性区命名为区域 1,塑性区命名为区域 2;r 为区域 1 的等效半径,a 为巷道半跨度,h为巷道高度。2.1锚杆长度计算由图 1 可知,区域 1 的等效半径 r 的计算公式为:r=a2+(h2)2.(1)可得到等效半径 r=2.25 m。根据地应力理论得出巷道在无支护的状态下,最大非弹性区域的等效半径r1=2.7 m。区域 1 的顶板深度 a1=r1-h2=1.35 m,区域 1的两帮深度 a2=r1-a=0.9 m。由加固拱理论可得:L=a1+L0+L1.(2)式中:L 为锚杆长度;L0为锚杆外露长度;L1为锚杆入岩层深度。根据现场实际勘测数据可知,a1=1.35 m、L0=0.1 m、L1=0.5 m,将其代入式(2)可计算出 L=1.95 m。顶锚杆在选择时长度应大于 1.95 m,可取为 2 m、2.2 m、2.4 m。同理,a2=0.9 m、L0=0.2 m、L1=0.6 m,可计算出 L=1.7 m,帮锚杆长度可取为 1.8 m、2 m、2.2 m。2.2锚杆直径计算影响锚杆直径的因素主要有压力、材料两个。由承载力与锚固力度等强度原则得:d=35.52Q.(3)式中:d 为锚杆直径;Q 为锚杆约束力;为抗拉强度。根据经验,Q 值要比 40 kN 大,取值 50kN,选择树脂锚杆,=335 MPa,将其代入式(3)计算可得d=13.58 mm,锚杆直径要大于 13.58 mm,可取为 16mm、18 mm、20 mm。3现场实际应用效果将设计的锚杆支护方案应用在实际生产中,设置了巷道变形监测点在巷道工作面的推进方向上,经测量锚杆拉拔力接近并且都大于 60 kN。监测点设置在距离工作面 60 m、45 m、31 m、16 m、2 m 处,正帮和负帮距煤壁 4.5 m、2.0 m、1.5 m,用来测量正、负帮深基点的位移。经过测量,正、负帮各个深基点的位移随着测量面距离工作面越近位移量越大。其中,正帮在距煤壁4.5 m、2.0 m、1.5 m 处测量位移值分别为 6 mm、3 mm、2 mm,负帮位移值分别为 11 mm、6 mm、3 mm。根据实际测量情况可以看出,锚杆支护起到了显著作用,巷道帮部位移较小,该锚杆支护方案符合支护要求,有较强的可行性和实际应用价值。4结语从现有锚杆支护理论出发,进行了矩形截面煤矿巷道的锚杆支护方案设计,为煤矿巷道作业提供了锚杆支护的方案,为井下安全作业提供了保障。在未来,锚杆支护理论需要进一步研究,包括影响煤矿巷道支护的因素和更加优化的支护方案。随着智能化的发展,需要建立更加智能化的支护设计系统,并在实际中应用。参考文献1刘德军,左建平,刘海雁,等.我国煤矿巷道支护理论及技术的现状与发展趋势J.矿业科学学报,2022(1):22-33.2张智明.大断面煤巷锚杆支护设计研究J.机械管理开发,2022,37(5):39-41.3高永涛,吴顺川,孙继海.预应力锚杆锚固段效应应力分布规律及应用J.北京科技大学学报,2002,24(4):387-391.4贺进修.不稳定煤巷顶板锚杆支护设计研究J.机械管理开发,2022(3):116-117.(编辑:李俊慧)图 1理想状态下巷道破坏范围Design of Anchor Support Parameters for Coal Mine RoadwayTong Taizhao(Shanxi Maomaoshan Coal Co.,Ltd.,Datong Shanxi 037100)Abstract:The anchor support of coal mine roadway directly determines the life safety of underground operators and is related to theproduction efficiency.Anchor support theory and technology are constantly applied and innovated in practice.Taking the unstable roadwaywith rectangular cross-section as the research object,the anchor rod support scheme design and anchor rod parameter design were carriedout by using the anchor rod support principle and engineering analogy experience.The practice shows that the newly designed scheme canmeet the actual demand and guarantee the safety of roadway operation.Key words:roadway;rectangular section;anchor rod support;engineering analogy method塑性区2arR2bh306