煤矿U型钢支护措施

煤矿U型钢支护措施（精选5篇）

煤矿U型钢支护措施 篇1

安全技术措施

+110米水平主井筒为了保障生产运输，需要安设绞车、道岔，进行扩帮1米、拉底，使用36U型钢可塑性支架和锚索进行支护，为确保施工安全，具体措施如下：

一、工程概况

巷道净断面：原巷道宽3200，高2200mm，因扩帮至+110水平候车室联络巷，需要加强该地段支护，架设U型钢棚随巷道扩帮而增大断面。

二、施工方法

施工前准备

1、材料准备：

36U型钢支架其附件：U型钢支架（型号为36U）、螺栓、拉杆等。锚索规格：Φ18mm，长度为6000mm，锚索间距为1800mm，排距为1600mm，每根锚索使用2－3个树脂锚固剂(700-1050mm/根)，托盘为300mm×300mm厚度为20mm；锚索紧固后，外露过长要用水焊烧掉，外露不大于50mm。锚网1×7.0米金属网。

2、施工机具准备：

施工机具：大锤、手镐、钢卷尺、木锯、风镐、铁锹、活口板手、梅花板手、水平尺等。

3、施工前检查36U型钢支架和锚索，提前装配36U型钢支架看是否符合技术要求。

4、施工所需材料及机具等准备齐全并运至施工地点。

5、检查架棚和需要打锚索处工程掘进质量，巷道欠挖超过必须处理，使其符合设计要求。

6、找准中腰线并做好标记，用线绳拉一条中线通过所要架设支架的地段，把腰线引至两旁做出记号。

三、施工工艺：

1、工艺流程：

架设作业平台→挖柱窝→架36U型钢→加固→铺网→填充

2、锚索的基本要求：锚索外露长度为300 mm。锚索安装48小时后要检测预紧力，如发现预紧力下降（预紧力设计值为80KN，最低不能小于设计值的90%），必须及时进行补打锚索。

3、打锚索眼前先竖起钻机把初始钻杆插到钻杆接头内观察围岩、定好眼位，使锚杆机和钻杆处于正确位置。钻机开眼时要扶稳钻机，先升气腿，使钻头顶准岩面确保开眼位置正确。

4、开钻。操作者站立在操作臂长度以外，分腿站立保持平衡，开始钻眼时用低转速，随着钻孔深度的增大调整到合适转速，直到初始锚孔钻进到位。

5、锚索打眼完后先关水再停泵。

6、安设支架的基本要求：

（1）36U型钢支架和锚索及其附件的材质和加工必须符合设计和有关标准规定。

（2）36U型钢支架装配附件齐全，无锈蚀现象，螺纹部分有防锈油脂。（3）36U型钢支架棚距1000mm，若破碎严重可缩短至600mm。

（4）钢架安装允许偏差，横向和高程均为±50mm，垂直度为±2°。（5）钢架立柱埋入底板深度应符合设计要求，并不得置于浮渣上（6）钢架与壁面之间必须楔紧，相邻钢架之间应连接牢靠。（5）拉杆的安设位置、数量应符合设计要求。（6）柱窝挖到实底，底梁要铺设在实底上。

四、施工方法：

1、根据中线及设计棚距大小找出柱窝位置，再按中腰线把柱窝深度挖够。

2、在架腿上画出腰线所在位置，需要和帮上腰线一致。

3、用拉杆固定立柱以免倾斜。

4、保证顶梁上的中线记号与事先拉好的中线一致，这时可把立柱临时稳住，以免顶梁左右摇摆。

6、棚子与棚子之间用金属拉杆互相紧紧拉住，来加强支架沿巷道轴线方向的稳定性。

五、主要安全技术措施

1、运输安全技术措施

（1）架棚所需的材料全部由人工运往施工地点。

（2）29U型钢棚每根必须由两人以上运输（两人一组）。（3）抬棚时两人必须使用同一肩，且口号一致，步调一致。（4）前方抬棚人员双手不能放在棚梁前端，以防手被碰伤。

（5）在行走过程中施工人员注意互相配合，观察周围环境情况，看好行走线路，防止绊脚。

（6）当物料抬至施工现场时要靠帮码放好，并且要放稳靠牢，防止人员碰

到伤人，而且不能影响行人。

（7）在起、放材料时，根据现场情况要配合好，同时喊口号。（8）每班施工结束前，必须清理巷道杂物，保证人行道畅通。

2、架“U”钢棚安全技术措施

（1）架设支架时前后人员应配合协调，步调一致，统一听从班长指挥，以免架棚歪倒、落下砸伤人。

（2）架设支架立柱腿时，立柱时要同时喊号，防止人员挤伤手，柱腿立好后分别由两人扶好，防止倾倒伤人。

（3）立柱腿时，按准确位置挖出柱窝，柱腿要放在实底处安设，防止棚腿歪斜、不正或悬空。

（4）支设36U型钢支架时要检查支架无裂纹、弧线段无氧化物、溶渣等阻碍物，无硬过渡现象，如发现后立即更换支架。

（5）支设36U型钢支架时，工作人员要配戴好布手套，防止支架上的铁屑或毛边划伤手。

（6）在支立架棚时，必须扶牢、扶稳，预防碰伤，发生意外。

（7）棚腿结合处必须连接牢固，棚不扭斜，不前倾后仰，工程质量符合要求。

（8）施工地点要指定专人负责，施工前要分工明确到人并讲明注意事项，跟班队长亲自盯在现场，按措施要求施工，杜绝违章作业。

（9）在架棚时，施工地点不得少于5人，必须有专人看护顶板。

（10）本班不能施工完毕，在不影响安全工作的前提下，要将帮顶封闭严实，向下一班工作人员交接清楚后方可下班。

（13）施工期间，跟班干部及安全检查员加强安全质量监督、检查。

3、其它安全措施：

（1）加强冒顶区域的瓦斯监控，若达到

（2）严禁交叉作业。作业时，施工人员要互相配合，注意周围环境和作业人员，严禁相互碰撞。

（3）坚持现场交接班制度，当班存在隐患时必须立即处理后再施工，存在的问题要向下一班交代清楚。

（4）坚持安全检查员现场监督把关，质检员现场质量验收签字制度，瓦检员要加强瓦斯检查。

煤矿U型钢支护措施 篇2

泉店煤矿位于禹州煤田东南部,矿井井田面积约16.6km2,东西走向长约7.0km,南北倾向宽约1.8～3.0km,地质储量1.65亿t,可采储量8 107万t,设计生产能力1.2Mt/a。井田内有二1、二3、四6共3个可采煤层,煤层倾角25°～35°,可采煤层总厚度为8.3m,其中二1煤层为主采煤层,平均厚5.88m。

二1-11060和二3-11060工作面为上下煤层联合布置同时开采工作面,位于矿井东部11采区东翼下部,西邻11采区三条上山,上邻二1-11040综采工作面(未开采),下邻-540m东翼皮带大巷,地面标高+107.5m,工作面标高-427.8m,埋深约535m。

上层二3-11060工作面为普通综采工作面,煤厚0.6～2.8m,平均煤厚1.8m。二1-11060工作面为综放工作面,可采走向长度808m,倾斜宽159m,煤厚1.9～8.6m,平均煤厚6.2m,直接顶板以砂质泥岩、粉砂岩为主,泥岩顶板次之,大部分区域老顶缺失;底板主要以砂质泥岩、粉砂岩为主,其次为细粒砂岩。

工作面煤层硬度系数f=0.15～0.25,煤层倾角26°～33°,层间距2.5～5m,平均3.9m。二1-11060和二3-11060工作面采用“上顺槽外错12.5m、下顺槽内错9m”的混合布置方法,见图1。

2 采面顺槽原超前支护形式

2.1 巷道断面及支护参数

(1)掘进期间:二1-11060上、下顺槽断面为半圆拱型,净宽4 600mm,净高3 900mm,见图2,采用“36U型钢+锚索工字钢托梁”支护形式,棚距0.5m,外扎角5°,U型钢支架为3节拱形式,搭接长度400mm;拱形支架的连接处采用2付双槽夹板限位卡缆,螺母的扭矩不低于300N·m;采用塑编网配合串杆(直径50mm硬杂木)作为背板;锚索规格为φ18.9×8 000mm,材质为1860低松弛钢绞线,锚索间排距2 400mm×1 400mm,锚索预应力不低于120kN,托梁使用12#矿用工字钢加工,孔距1 400mm,端头距0.5m。

(2)回采期间:在原有巷道支护的基础上,增设“落叶松木梁+单体柱梯形棚”配合“π型钢梁单体柱抬棚”加强支护,梯形棚棚距0.5m,按照“一巷四排、一梁四柱”进行布置,即巷道断面内布置四排单体柱、抬棚π型钢梁布置四棵单体柱,梯形棚木梁以上空间使用木料接顶、背实,见图3。

2.2 巷道变形破坏特征

二1-11060工作面为复合顶板“三软”厚煤层大倾角工作面,位于二3-11060工作面下部,上、下顺槽所处应力水平高于围岩体的支护强度,造成巷道强烈变形,具体变形破坏如下。

(1)顺槽施工10d后压力显现,开始出现不同程度的变形,15～60d变形加剧,60～90d变形稳定。主要表现为顺槽两帮收敛,宽度由初始的4.6m收敛至4.2m,平均收敛量400mm,高度由初始的3.9m底鼓至3.4m,平均底鼓量约500mm。

(2)单采面开采时顺槽变形范围有限,能满足使用要求。距工作面8～50m范围内(不含工作面前临时替棚区域)顺槽两帮继续收敛,宽度由正常的4.2m收敛至3.8mm,受顶板下沉和底板鼓起双重影响,高度由3.4m变形至2.8～3.0m,巷道宽度满足使用,高度局部落底后满足使用。

(3)上、下层工作面联合开采后,下层工作面上、下顺槽8～85m范围内变形十分严重,宽度最小时仅为1.5m,高度不足1.6m,且变形速率加快,顺槽原内锚索托梁发生锚索崩断现象,36U型钢被折成90°角,甚至被扭曲、撕裂,临时支护的木梁折断情况持续出现,巷道使用非常困难。

2.3 巷道变形破坏分析

根据二,-11060工作面顺槽的破坏特征,分析造成巷道失稳、破坏主要原因如下。

(1)巷道围岩岩性差。围岩岩性以煤、泥岩、砂质泥岩为主,为典型的软岩岩体,具有软岩“三性”,围岩结构强度较低,自身承载能力弱。

(2)巷道所处地应力大。二1-11060工作面顺槽埋深在535m左右,按照岩石力学原岩应力的经验公式计算上覆岩层产生的垂直主应力为:

式中:γ——上覆岩层的视密度,t/m3;

H——巷道埋深,m。

(3)受多重采动影响。二,-11060工作面顺槽不仅受到本巷道掘进影响,还受到上层二3-11060工作面顺槽掘进影响;不仅受到上层工作面的回采、稳定超前支承压力影响,还受到本工作面的回采超前支承压力影响,在多重采动影响下,巷道内支护体受到严重破坏,不能发挥正常支护作用。

(4)支护体无加固措施。巷道掘进支护完成后至回采拆除支护的过程中,没有对原支护采取加固措施。在巷道变形过程中,多次进行落底、刷帮,反复的扰动使得巷道围岩松动圈发育范围进一步扩大,导致支护承载结构稳定性进一步降低,且36U型钢支护达到极限承载能力破坏后没有采取措施补强支护,致使巷道支护结构全面失稳。

3 U型钢组合梁超前支护形式

3.1 U型钢组合梁超前支护技术原理

巷道开掘后,巷道空间上方岩层的重量将由巷道支架与巷道周围岩体共同承担,巷道支架与围岩体组成一个共同的承载体系,支架在围岩内部应力平衡关系中所起的作用微小,更不能靠支架改变上覆岩层的运动状态。但支架的微小初撑力又是极其重要和必不可少的,尤其是初撑力在一定程度上能很有效地防止顶板离层,控制围岩塑性区的再发展和围岩的持续变形,保持围岩的稳定。因此,巷道支架系统必须具有适当的强度和一定的可塑性,才能有效地控制和适应围岩的变形。此外,合理的背板布置可以有效传递巷道围岩载荷,使支架受力均匀且有较高的承载能力,防止局部压力集中造成实际承载能力超过支架极限承载能力,支架出现塑性变形,进而发展造成支架整体发生不可逆转性破坏。

U型钢组合梁超前支护技术是U型钢棚支护技术在工作面超前支护中的延伸,在巷道受采动影响之前通过提高支撑刚度来改善支架与围岩的相互作用关系,前后共同控制巷道围岩变形,保证巷道的使用要求。

3.2 U型钢组合梁超前支护技术方案

针对二,-11060工作面顺槽在回采期间原“落叶松木梁+单体柱梯形棚”变形、损毁严重的情况,将超前支护形式变更为“36U型钢组合梁+单体柱梯形棚”,36U钢组合梁为两根废旧36U型钢经过校直、加工后重新使用3副对应型号双槽夹板限位卡缆紧固使用,梁距500mm,要求单梁之间搭接长度不小于800mm,螺母的扭矩不低于300N·m,组合梁至棚顶空间使用硬杂木绞顶,要求充填密实;组合梁下打设单体柱π型钢梁抬棚,保证组合梁与棚子接触有力,同时使组合梁与棚子之间的整体性得到加强;具体的支护形式及参数见图4和图5。

4 巷道变形结果及分析

为及时了解该技术的支护效果,在巷道设置3个观测点,检测支护效果,测试内容主要是36U型棚两帮相对位移量。

在下顺槽超前工作面30、40、50m位置分别设置测点,开始观测直至超前替棚拆除测点,工作面月均推进45m,超前3～8m替棚,观测点至工作面10m时停止观测。通过数据对比发现,采用“36U型钢组合梁+单体柱梯形棚”超前支护形式与采用“落叶松木梁+单体柱梯形棚”超前支护形式前后的巷道两帮变形量比较发现,变更支护形式后变形速度明显降低,变形量明显减少,说明该支护技术效果显著。位移量观测结果见表1。

采用“落叶松木梁+单体柱梯形棚”超前支护形式中棚距0.5m,在工作面推进过程中以每架木棚更换3次计,每米需8根木梁(平均5根木梁为1m3),即工作面回采1m需3.2m3木材;以落叶松1 350元/m3计,工作面回采1m木材消耗为4 320元,整个工作面木材消耗为346.5万元;对应的“36U型钢组合梁+单体柱梯形棚”超前支护形式中U型钢为顺槽回收旧材校直、加工,以单件人工费10元计,工作面回采1m增加人工费40元,整个工作面增加人工费约3.3万元,既消除了旧材的存储、管理环节,又减少的木材购置费用,经济效益显著。

5 结语

(1)近距离煤层群联合布置同时开采工作面回采过程中,下分层工作面顺槽较上分层工作面变形严重,如超前支护刚度不足,巷道变形加剧,影响安全生产。

(2)采用U型钢棚作为基本支护、高预应力锚索在支护系统变形的关键部位进行结构补偿、“36U型钢组合梁+单体柱梯形棚”进行超前支护能够预先提高整体支护的极限承载能力,有效抑制支护系统薄弱位置的变形。

(3)组合梁以上空间背顶严实、以下打设单体柱抬棚能够明显改善支护系统的受力状况,使其均匀受力,同时增加了系统的刚度,同时较传统超前支护形式有明显的经济效益。

(4)“36U型钢组合梁+单体柱梯形棚”没有解决巷道底鼓问题,仍然依靠常规落底处理,在以后的生产中需要解决。

参考文献

[1]煤矿安全规程.国家煤矿安全监察局[S].2012.

[2]钱鸣高,石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.

[3]陈炎光,陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,1994.

煤矿U型钢支护措施 篇3

关键词：大断面顶板U型钢支护卡轨车硐室注浆

1 技术背景

邢台矿22317底层工作面是2010年的主打面，今年其掘进工作成为采掘接替正常与明年产量达产的关键。该面底层掘进布置时间距顶层回采结束仅仅3个月时间，围岩不稳定，动压影响仍然较大，后路物料运输成为制约掘进施工的主要瓶颈。顶层卡轨车硐室位置受顶层工作面回采影响，顶板下沉严重，底、帮压力显现，为了利于9吨卡轨车在原硐室成功安装，保证掘进与回采期间卡轨车均能使用，需要对硐室进行扩巷与卧底，并进行大断面顶板维护技术研究，为此，我们在原顶层卡轨车硐室位置进行巷道下卧同时处理底鼓，采用可缩性U型钢配合直梁联合支护，对破碎顶板进行注浆加固等措施，保证了卡轨车的成功安装，从而为巷道快速掘进提供重要手段，精简回采安装期间的施工工序。22317卡轨车硐室顶板加固的成功，不仅为职工创造了安全作业环境，而且对于今后大断面巷道支护形式提供了科学依据和技术保障。

2 技术研究内容

2.1 22317卡轨车峒室下卧方案研究 考虑到该硐室属于原规格扩巷，用于布置底层工作面，而且巷道顶板比较完整，煤帮破碎突出，底鼓严重的现实，故此决定硐室布置不破坏巷道顶板，只对底、帮突出煤岩进行卧底扩帮，这样也有利于里段22317运料巷下卧找底，减少卧底长度与坡度，为正规巷道掘进创造条件。而且根据硐室附近地质条件分析，巷道下卧后可以延长运料巷坡头作为平车场。

2.2 卡轨车峒室大断面支护方式技术研究 根据一般规律，大断面破碎围岩条件下硐室支护一般采用两种以上的联合支护手段，采用综合技术提高巷硐稳定性，22317卡轨车硐室受采动影响，围岩严重破碎，松动圈逐渐扩大且不稳定，采用可缩性U型钢单一支护方式，虽然能够控制顶板变形，但属于被动支护，最终将使围岩松动圈继续扩大。配合围岩注浆加固，破碎围岩形成一个整体构造，深层位移将有效降低，可以较好地保证大规格巷道的有效支护及安全使用。

2.3 大规格U型钢与直梁配合使用优化 9吨卡轨车要求的硐室断面宽度不低于5500mm，才能满足卡轨车与轨道铺设、支架运输的同时使用，采用特制的大规格U型钢与直梁配合使用，即在原10m²U型钢架棚基础上加长加宽，腿加长300mm达到2900mm，两段U型钢梁之间搭接1700mm直梁，增加支护宽度，最终形成5544×3200mm(宽×高)的硐室支护规格，其受力状况基本合理，可以满足卡轨车安装及铺设轨道、支架运输的技术要求。

附22317运料巷卡轨车硐室U型钢断面图。

2.4 顶板注浆期间，注浆孔密度及注浆量的技术研究 在实际施工期间发现，卡轨车硐室工程结束不久，靠近运煤通道交叉点附近顶板出现下沉，此后包括运煤通道内及硐室人行道一侧总长35m范围内顶板明显开裂下沉，如果仅靠常规支护手段，该段巷道维护将非常困难甚至造成巷道报废，采用化学浆注浆加固方式，提高岩石松动圈整体强度，成为一种切实可行的手段。根据2#煤顶层非稳定条件下矿压活动规律，其围岩松动圈初期厚度一般在1500-2000mm，注浆孔设计深度初步定为2200mm，化学浆尤力散扩散半径取2000-2500mm，设计注浆孔间距1000mm左右，排距按2000mm左右布置，每孔注浆量掌握在150Kg/孔左右，根据现场条件，个别参数适当调整。实际注浆期间，在顶板严重下沉地段共打35孔，注浆量约6000Kg尤力散，注浆范围40m，有效控制了顶板的剧烈下沉，近几个月硐室基本保持在稳定状态。

3 结语

煤矿U型钢支护措施 篇4

大量的工程实践表明, 巷道失稳破坏是支护—围岩承载结构的结构性破坏。要发挥和提高支护—围岩结构的承载能力, 就必须掌握支护—围岩结构的承载特点, 并采取相应的技术措施, 达到有效控制巷道围岩变形的目的[4]。

笔者通过补偿原理来提高U型钢支护—围岩承载能力, 达到稳定围岩效果。

1 载荷对U型钢支架内力及承载能力的影响规律

在高应力软岩巷道中, 由于围岩强度低、巷道围岩松动范围大、流变性显著, 煤矿井下大量使用U型钢棚式支护。U型钢棚式支护体承受的载荷主要决定于围岩岩性、原岩应力场、支护体的力学特性以及支护与围岩的相互作用关系。前三个因素对于特定的地质采矿条件来说是确定的, 唯有支护与围岩的相互作用关系变化较大。目前采用的巷道掘进和支护工艺不可避免地在架后形成不规则的空间, 下面以直腿半圆拱形U型钢支架为例, 分析U型钢支护的承载特点及支护承载性能。

1.1 不均匀载荷作用下内力的计算

如图1所示, 将支架抽象为二铰拱模型进行分析。半圆拱的半径为r, 直腿高为h, 从一侧帮到另一侧帮的载荷分别为q1, q2, q3, q4, q5。考虑最一般的情况, q1≠q2≠q3≠q4≠q5。由图1可知, 支架属一次超静定, 可采用力法求解。为了简化模型, 将拱部均分为3段, 然后考虑各段载荷不相同对支护体内力的影响。

1.1.1 支座反力

对f点求弯矩, 由求水平反力。对于支座f, 由变形协调条件建立力法方程:

式中:X1是将固定铰支座a改为可动铰支座后加上去的多余未知力, 方向向右;Δ1p是载荷q1, q2, q3, q4, q5单独作用在基本结构上时, a支座产生的水平位移, 方向向左;δ11是当X1=1作用在基本结构上, a支座产生的水平位移, 方向向右。由于支架位移以弯曲变形为主, 轴力和剪力的影响很小, 在此忽略不计, 采用结构力学中的方法分段计算珚M1, Mp。

将δ11和Δ1p代入式 (3) 即可求得求支座反力X1。

1.1.2 支架内力

求出多余未知力X1后, 计算各段的弯矩, 由dM/ds=0求出各段弯矩最大值的位置及其最大值, 然后求出整个支护的最大弯矩。

考虑到支护体内应力主要是由弯曲应力引起, 因此可不考虑轴力和剪力的影响。这样就可以求出最大弯矩截面上的最大弯曲应力:

式中:Wz是支架轴向抗弯截面模量, 对于某一选定的支架, Mmax只是q1, q2, q3, q4, q5的函数, 即:

而σmax≤[σ], [σ]是支架抗弯许用应力。根据上述关系, 可以分析不同组合载荷对支护体内力和承载能力的影响关系。

1.2 空顶对支护体内力及承载能力的影响规律

如图2所示, q1=q2=q4=q5=q, q3=0, q2, q4的作用范围为φ。φ的变化范围从40°~90°, 按照上述方法, 确定支护体内力的计算公式。φ的大小反映了空顶范围的大小, φ大则空顶范围小, φ小则空顶范围大。与前面的区别是此处Mmax=f (q, θ) , 对选定的支架, Mmax是定值, qmax实际上是φ的函数, 由此可以分析φ对支护体内力及承载能力的影响关系。图3给出了空顶范围变化时支护体内各段极限弯矩和承载能力的变化规律。

○—不同θ角时碹体极限弯矩之比, 即Mmax (θ) /Mmax (90°) ◆—不同θ角时碹体极限承载能力之比, 即q (θ) /q (90°)

由图3 (a) 可以看出, 空顶较大, 肩部的弯矩最大, 肩部首先破坏。减小空顶的范围, 则支护体上受到的最大弯矩出现在拱顶, 拱顶首先破坏。随着空顶范围的进一步减小, 支护体帮部受到的弯矩最大, 破坏主要发生在帮部。随着φ的增大, 空顶的范围减小, 作用相同大小的载荷在支护体内引起的弯矩减小, 支护的承载能力增大。

比较图3 (a) 和图3 (b) 可见, 虽然二者总的变化趋势相同, 但可以看出支护体的内力和承载能力明显与结构尺寸有关。后者直腿高2.5 m, 作用相同大小的载荷时, 支护体内引起的弯曲应力大, 而且最大弯矩总是出现在帮部, 帮部总是首先破坏。也就是说较高的直腿对支护承载不利, 支护的整体承载能力小, 发挥不了拱的高承载特性, 与前者相比, 空顶的影响减小。

1.3 偏载对支护体内力及承载能力的影响

载荷分布见图4, 偏载对支护体内力及承载能力的影响, 主要考虑3种情况: (1) 两肩偏载, 即q2≠q4; (2) 两帮偏载, 即q1≠q5; (3) 肩部和帮部都偏载, 即q2≠q4, q1≠q5。理论分析计算结果见图5。

图5 (a) 为两肩偏载对支护体内力及承载能力的影响关系, 可以看出, 随着两肩偏载的增大, 支护体内产生的弯曲应力增加很大, 承载能力急剧下降。如q1=q3=q5=q, q2/q=q4/q=0时, 支护体内产生的弯矩很小, 为均布载荷时的0.7倍;承载能力为均布载荷时的0.83倍。当q1/q=0, q4/q=1时, 支护体内产生的弯矩为均布载荷时的4.12倍, 承载能力仅为均布载荷时的0.19倍。当两肩的载荷相等时, 随着载荷的增大, 承载能力逐渐增大。这表明拱部均匀承载对发挥拱的承载能力较为有利。

图5 (b) 为两帮偏载对支护体内力和承载能力的影响关系, 可以看出, 当拱部均匀承载, 帮部载荷较小时, 即使有小的偏载, 支护体的承载能力高于均布载荷的承载能力。如q2=q3=q4=q, 也就是拱部均匀承载, q1/q=q5/q=0时, 支护体的承载能力是均布载荷时的5.34倍;q1/q=0, q5/q=0.25时, 支护的承载能力是均布载荷的1.9倍。这说明帮部载荷较小, 拱部均匀承载时, 易发挥整个支护的承载能力。由此说明支护时拱部均匀承载尤为重要。两帮载荷无论是对称还是偏载, 随着载荷的增大, 其承载能力都急剧下降。同时可以看出, 两肩偏载对支护体内力及承载能力的影响比两帮偏载的影响大。因此, 保证支护体拱部与围岩均匀接触, 使之均匀承载对发挥支护的承载能力至关重要。

肩部和帮部同时受偏载作用时, 其影响规律与前相同, 即当帮部或肩部偏载一定时, 肩部或帮部偏载对支护体内力或承载能力的影响规律相同。但肩部和帮部同时受偏心载荷作用时, 支护体内产生的弯矩更大。如q1=q3=q4=q, q2/q=q5/q=0时, 支护体内产生的弯矩是均布载荷时的4.12倍;承载能力是均布载荷时的0.14倍。

综合上述分析, 可以看出, 偏载的影响大于空顶的影响, 帮部载荷较小, 拱部均匀承载时较能发挥支护的整体承载能力。偏载增大, 支护体内产生的内力增大, 承载能力急剧下降。按支护体所能承受的载荷考虑, 最不利载荷下的承载能力是均布载荷下的0.14倍, 帮部载荷较小、拱部均匀承载时支护体的承载能力是均布载荷下的5.34倍。三者的比为1∶7∶38。若按支护体所能承受的最大载荷考虑, 三者的比为1∶8.7∶36。

2 支护—围岩结构补偿原理

已有研究结果表明, 控制高应力软岩巷道围岩强烈变形的主要技术措施是支护结构应具备高阻可缩特性, 而要具备高阻可缩特性, 首先要保证支护体或浅部围岩加固圈形成的承载结构本身是稳定的。

前面在分析直腿半圆拱形支架时, 将其抽象为固定铰支座的二铰拱模型。实际情况是原有U型钢支架根本达不到二铰拱结构的承载性能。这与软岩巷道的变形特点有关。软岩巷道围岩松动破裂较大, 两帮严重内移、底板强烈鼓起, 造成支架两腿或两帮随底鼓而强烈内移。原有U型钢支架实际应为可动铰支座二铰拱模型。

支护—围岩结构补偿原理就是针对支护—围岩结构承载的薄弱环节, 采取措施减小支护—围岩结构受到的内力, 提高支护—围岩结构的承载能力。

根据支护结构稳定性分析, 要使支护结构具备高阻可缩特性, 首先应采取措施, 提高支护结构本身的稳定性。对直腿半圆拱形巷道, 提高支护结构本身的稳定固定铰支座二铰拱承载特性的分析结果表明, 帮部载荷较小, 拱部均匀承载时, 较能充分发挥支护结构的承载能力。因此在支护技术措施方面除了要求支护结构具备高阻可缩特性外, 就要尽可能采取措施减小帮部载荷或提高帮的稳定性, 防止帮部或架腿柱脚严重内移, 而高应力软岩巷道的变形特点是围岩松动破裂范围大, 两帮内移严重。因此, 必须采取措施控制帮的变形, 减小支护结构帮部承受的载荷, 充分发挥支护结构的整体承载能力, 有效地控制高应力软岩巷道围岩强烈变形。

3 补偿原理应用实例

淮北矿业集团芦岭煤矿Ⅱ8210轨道上山, 设计断面3.4 m×2.9 m, 经多次维护, 围岩十分破碎。围岩岩性主要为泥岩, 底板围岩松动圈3.5~4 m, 左帮3.5~9.5 m, 拱部3.5~8 m, 右帮3~6 m。根据轨道上山的变形特征及支架失稳机理, 巷道帮部应施工耦合装置, 实现结构补偿, 并提高支架的整体承载能力, 考虑到施工便利, 采用外置式耦合装置, 结合轨道上山围岩条件, 提出合理支护方案。通过现场工业实验, 采用新型支护技术后, 轨道上山经受采动影响后, 围岩移动变形总量不大, 围岩移动变形得到有效控制, 见图6。

参考文献

[1]吕爱钟, 蒋斌松.岩石力学反问题[M].北京:煤炭工业出版社, 1998.

[2]陈子荫.围岩力学分析中的解析方法[M].北京:煤炭工业出版社, 1994.

[3]靳晓光.深埋隧道围岩—支护结构稳定性研究[J].岩土力学, 2005 (9) :1473-1476.

煤矿U型钢支护措施 篇5

关键词：支护,锚杆,巷道,U型棚

0 引言

在施工地下工程与矿山开采中的问题中, 保证地下工程稳定性、长久安全性是特别重要的。虽然支护结构和支护施工工艺不断完善, 但支护工作在所有建设地下工程环节中仍是艰巨和成本最高的。实际上, 支护工作总体造价一般占建设地下工程总费用的35% ~ 40% 。其中劳动成本占50% 左右。在综采场合中, 除了技术、地质构造、地形地貌因素, 支护载重量还被以下的因素影响: 支架安装时刻, 支护结构强度、尺寸、形状, 巷道形状等。目前主要广泛应用两个巷道支护观点: ①被动支护的理念认为巷道周围岩石破碎, 没有支撑能力。②主动支护理念认为巷道周围围岩可以支撑载重。为了满足产量增加的要求, 同时应用新技术, 减少危险潜在被动支护的危险, 国内外采用主动支护技术成为发展的趋势。本文针对耿村煤矿大断面巷道的锚杆- 锚索支护结合U型棚支护的支护方案进行分析并进行优化。

1 矿井概况

耿村煤矿目前主采2 - 3 煤层。12230 工作面平均采深540 m, 煤层倾角9° ~ 11°, 煤层平均厚度约10. 1 m, 煤层无伪顶, 直接顶为灰黑色泥岩, 厚约39 m; 煤层直接底为煤矸互叠层, 中下部为浅灰色、灰、黑色粉砂岩、细砂岩互层, 局部含煤屑。12230 工作面回采巷道服务年限为3 年。

12240 工作面平均采深506 m, 煤层倾角17° ~ 20°, 煤层平均厚度约12. 3 m, 含夹矸3 ~ 5 层; 煤层无伪顶。工作面F16 断层以北煤层直接顶板为灰黑色泥岩, 厚约30 m, 致密、较坚硬, 硬度系数5. 8。以南煤层直接顶为浅灰色细砂岩, 其上为泥岩、砂质泥岩、砂岩互层, 致密坚硬, 厚约50. 3 m。煤层直接底为炭质泥岩、泥岩或砂质泥岩, 平均厚度为2. 3 m; 直接底下部赋存平均厚度0. 5 m的高灰煤, 老底为砂质泥岩、泥岩、细砂岩互层。12240 工作面回采巷道服务年限2 年。

2 大断面巷道支护参数优化

12230 工作面上巷掘断面为31. 7 m2, 净断面为24. 8 m2。依据悬吊理论计算锚杆及锚索参数如下: 选用 22 mm × 2. 5 m无纵筋螺纹钢等强度锚杆, 锚杆间排距700 × 700 mm, 每排19根, 螺母扭矩不小于150 N·m。每个孔装一节ZSCK2340 型、ZSCK2350 型树脂锚固剂各一节。每排锚索为9 根, 排距1. 8 m, 间距1. 65 m。顶板采用材质为 17. 8 × 8 000 mm的钢绞绳5 根, 两帮采用材质为 17. 8 × 4 000 mm的钢绞绳4 根, 预紧力不小于100 k N。每个孔安装4 节树脂药卷, ZSCK2340 两节在里, ZSCK2350 两节在外, 药卷搅拌时间为15s。36U型棚由三部分组成, 腿长4 482 mm ( 弧长) , 梁长4 274 mm ( 弧长) ; 梁、腿搭接500 mm, 棚距0. 72 m。顶板让压300 mm, 两帮让压500 mm, 空顶距不超过0. 3 m。

12230 工作面上巷与12240 工作面上巷的对比可以看出, ①两巷道的服务年限不同, 12240 工作面上巷服务年限较12230 短。②两巷道所处位置的顶板岩性不同, 12240 工作面上巷顶板为泥岩砂岩交替层, 强度大于12230 工作面顶板, 进而导致巷道的冒落拱高度较12230 工作面上巷的小; 12240 工作面的顶板稳定性高于12230 工作面。③12240 工作面上巷断面积比12230 小, 根据围岩弹塑性力学可知, 巷道断面小则巷道周围岩体的破碎区半径小, 且12240 工作面顶板岩性较为稳定, 则顶板锚索长度可较12230 工作面适当减小。通过上述分析知, 在对12240 工作面上巷断面进行支护设计时, 可仍采用锚网索+ 36U型棚复合支护的永久支护方案, 但需根据实际工程地质条件改变具体的支护参数。

结合以往的施工经验, 12240 工作面上巷顶板锚杆及帮锚杆选用 Ø22 mm × 2. 4 m无纵筋螺纹钢等强度锚杆, 用ZSCK2340 型、ZSCK2350 型树脂药卷各一节锚固, 锚杆间排距900 mm × 900 mm。每排打设14 根。螺母扭矩不小于150 N·m。锚索数量选为7 根, 排距1. 9 m, 间距1. 8 m, 顶板采用材质为Ø18. 9 × 6 300 mm的钢绞绳3 根, 两帮采用材质为 Ø18. 9 ×4 300 mm的钢绞绳4 根, 由于12240 工作面平均开采深度为506 m左右, 围岩流变特性不显著, U型棚作为初期让压支护手段, 且顶板稳定性较好, 因此, 可在加强锚杆锚索主动支护的前提下适当调大棚距, 将36U型棚的棚距为1. 8 m, 在安全生产的前提下节省材料。

综上, 根据巷道所处顶板条件、断面积、服务年限、围岩流变不显著等, 依据悬吊理论并结合以往工程经验, 与12230 工作面上巷支护参数相比, ①因巷道断面缩小, 且顶板稳定性提高, 12240 工作面上巷的每排锚杆数量为14 根, 排间距为900 mm ×900 mm。②锚索直径由原来的17. 8 mm扩大至18. 9 mm, 以增强锚索的支护能力; 与此同时, 由于顶板为泥岩砂岩互层, 顶板稳定性较12230 工作面好, 可将锚索锚固点稳定在砂岩中, 将顶板锚索长度减小至6 300 mm。③由于服务年限较12230 工作面上巷短1 年, 且围岩没有出现塑性流变特征, 可适当将被动支护的U型棚棚距增加至1. 8 m。图1 为12230 工作面上巷与12240 工作面上巷的支护断面图。

3 支护效果分析

3. 1 巷道围岩表面变形

如图2 所示, 随着掘进工作面不断推进, 巷道围岩表面变形量逐渐增加。巷道掘进期间围岩移动可分为三个阶段, 第一阶段为围岩运动剧烈期, 在此期间巷道围岩运动剧烈。第二阶段为围岩运动平缓期, 在此期间围岩运动慢慢减少, 并逐步趋于稳定。第三阶段为围岩运动稳定期, 在巷道掘出之后, 在此期间围岩运动基本稳定。巷道围岩变形在20 d左右趋于稳定; 巷道围岩顶底板最大相对移近量为100 mm, 两帮最大相对移近量为127 mm; 12240 回风巷掘进工作面在推过测站100 m后, 巷道围岩变形已基本稳定, 剧烈影响范围在距离工作面0 ~40 m。巷道顶底板与两帮变形皆在可控范围内, 说明支护方案选择合理。

3. 2 锚杆 ( 索) 受力

由图3 可知, 12240 工作面上巷测力锚杆、锚索安装以后, 测力锚杆、锚索经历掘进影响阶段到掘进稳定阶段; 锚杆在安装并施加预应力后的一段时间内, 随着掘进工作面推进, 在距工作面40 m范围内, 锚杆受力增长较快, 在距工作面100 m左右后受力逐步稳定。锚索安装后, 受力变化明显, 在距掘进工作面90 m左右以后, 锚索受力基本趋于稳定; 稳定阶段锚杆受力在97k N左右、左帮锚杆锚固力为60 k N、右帮锚杆锚固力为53 k N, 锚杆锚固力已达到设计锚固力。锚索受力在179 k N左右。设计锚固力为200 k N, 达到设计锚固力的79. 5% 。12240工作面上巷掘进工作面围岩变形得到了有效的控制, 巷道支护方式及参数选择合理。

4 结语