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深部煤巷高強螺紋鋼錨桿支護技術(shù)研究

1深部煤巷高強螺紋鋼錨桿支護技術(shù)協(xié)莊煤礦位于新灘煤礦的西部。煤炭系統(tǒng)的地層屬于石膏第二沉積體,呈一條直線結(jié)構(gòu),向北傾斜。協(xié)莊煤礦1958年建礦,1962年投產(chǎn),設(shè)計生產(chǎn)能力為120萬t/a,1996年改擴建工程完工后,設(shè)計生產(chǎn)能力達到180萬t/a。礦井開拓方式為主斜、副立多水平混合式開拓,共劃分為四個水平,-50m水平、-300m水平、-550m水平和-850m水平。目前已進入-850m水平開采,采用輕型綜采工藝,屬典型深井開采。隨著開采深度的增加,深部煤巷支護越來越困難,原來20MnSi全螺紋鋼錨桿已不能滿足要求,巷道出現(xiàn)兩幫及頂?shù)装遄冃瘟看?頂板離層嚴重等現(xiàn)象,需要重復翻修,巷道支護費用增加,給安全開采帶來影響。2004年11月開始,本礦與煤炭科學總院北京開采所合作在-850m水平1202E運輸巷開展了深部煤巷高強螺紋鋼錨桿支護技術(shù)研究,取得了顯著的效果。1202E運輸巷對應(yīng)地面標高為+167m,井下標高為-980~1020m,巷道埋深達到1147~1187m,巷道正常沿二煤頂板掘進,該區(qū)域內(nèi)煤2煤層走向80°~90°,平均厚度2.4m,厚度穩(wěn)定,煤層傾角20°~26°;直接頂為砂質(zhì)頁巖,性脆致密,水平層理發(fā)育,破碎易冒落,厚6.5m;其上為煤,,黑色、松軟破碎,厚為0.5m;直接底為粘土巖,遇水膨脹變軟,厚度0~0.5m;其下為砂質(zhì)頁巖,厚2.2m。巷道為錨帶網(wǎng)支護:斷面形狀為梯形。巷道掘進斷面11.1m2,全寬3.7m,全高3m,巷道凈斷面8.84m2,凈寬3.4m,凈高2.6m。2支出的設(shè)計2.1帶梁錨桿支護方案采用錨帶網(wǎng)及錨索聯(lián)合支護,采用3600“W”鋼帶配10#菱形鐵絲網(wǎng)(4000×1000)及6根Φ22全螺紋鋼等強錨桿(兩肩窩L2400,其余為L2200)支護頂板,間距750mm,排距1000mm;兩幫各采用Φ20×L2000全螺紋鋼等強錨桿配鋼絲繩梯子梁(或鋼筋梯子梁、皮帶梯子梁)及塑料網(wǎng)(上幫網(wǎng)3500×1000、下幫網(wǎng)2000×1000)護幫,上幫4根,間距1000mm,下幫3根,間距1000mm,錨固方式為加長錨,每根錨桿使用兩根Z2835型樹脂錨固劑。菱形網(wǎng)及塑料網(wǎng)規(guī)格為50×50。按照每3m打安一根錨索加強支護,其距迎頭最大距離為50m,錨索長度6m,間距3m,安設(shè)在巷道中間偏上0.2m位置。從原支護設(shè)計現(xiàn)場實施情況看,傳統(tǒng)全螺紋鋼錨桿由于預緊力低,無法滿足深部煤巷支護需要。通過分析可知原20MnSi全螺紋鋼等強錨桿主要存在以下缺點:①由于該錨桿螺距為12mm,相對較大,螺紋導升角大,螺母與螺桿摩檫力大,造成錨桿預緊力小,在300Nm預緊力矩條件下,實測錨桿預緊力僅為10~15kN,不能及時有效地控制圍巖的變形破壞;②采用335號鋼材,鋼材強度小,不能有效約束頂板圍巖變化;③由于初錨力小,在深部高應(yīng)力圍巖條件下,錨桿受力增幅較大,很快達到70~80kN,甚至達到屈服極限。2.2高強托盤錨桿針對深部高地應(yīng)力條件,需進一步加強支護,采用高預緊力高強錨桿支護,該錨桿技術(shù)特征為選用25#左旋無縱筋螺紋鋼桿體,長度2.4m,桿尾細螺紋為M27,采用滾壓加工工藝成型,滾絲長度120~150mm,螺距3mm。極限破斷力400kN,屈服極限294kN,延伸率17%。錨桿配件:采用高強錨桿螺母M27×3,配合高強托盤調(diào)心球墊和尼龍墊圈,托盤采用拱型高強度托盤,承載能力不小于40t。根據(jù)煤礦支護技術(shù)手冊,錨桿安裝預緊力與尾部螺紋規(guī)格及預緊力矩相關(guān),其換算公式為:預緊力=5.25×預緊力矩/螺紋規(guī)格,預緊力矩為300、400、500、600、800Nm時,預緊力分別為58.3、77.8、97.2、116.7、155.6kN。該錨桿的創(chuàng)新點有以下四點:①預緊力大,通過尾部右旋細螺紋及尼龍減摩墊圈加大了錨桿對圍巖的主動約束力,從而控制圍巖的變形,與預緊力低的螺紋鋼錨桿相比,可降低支護密度;②預緊力錨桿不易松動,比其他類型的錨桿受放炮震動影響小,如全螺紋鋼錨桿距迎頭10m范圍內(nèi)松動較為嚴重;③桿體采用左旋螺紋,而全螺紋鋼錨桿為右旋螺紋,目前安裝緊固螺母的工具為右旋,采用左旋螺紋右旋安裝方式有利于錨固劑的攪拌,能夠提高錨固段的密實度,錨固效果好;④此種錨桿使用機械安裝,安裝可靠性高,避免了人工操作的隨意性,保證了安裝質(zhì)量,而全螺紋鋼錨桿使用扳手人工緊固,隨意性強,難以保證足夠的預緊力。2.3錨固、錨桿、盤錨鋼帶支護結(jié)構(gòu)錨桿支護初始設(shè)計采用有限差分數(shù)值計算程序FLAC3.3,進行多方案比較,最后得出合理的錨桿支護初始設(shè)計。巷道采用樹脂加長錨固強力錨桿錨索組合支護系統(tǒng)。錨桿選用25#左旋無縱筋錨桿,長度2.4m,桿尾細螺紋為M27,采用滾壓加工工藝成型。極限破斷力400kN,屈服極限294kN,延伸率17%。采用氣扳機緊固螺母,擰緊力矩應(yīng)達到800Nm。錨固方式:樹脂加長錨固,采用兩支錨固劑,一支為K2835,另一支為Z2860,鉆孔直徑32mm,錨固長度1440mm。采用W鋼帶護頂幫,鋼帶規(guī)格:厚度5mm,寬280mm,長度3.8m、3.5m和1.8m。錨桿配件:采用高強錨桿螺母M27×3,配合高強托盤調(diào)心球墊和尼龍墊圈,托盤采用拱型高強度托盤,承載能力不小于40t。網(wǎng)片規(guī)格:采用金屬經(jīng)緯網(wǎng)護頂護幫,網(wǎng)片規(guī)格分別為4.5m×0.9m、3.6m×0.9m和1.9m×0.9m,網(wǎng)孔為50mm×50mm,材料為10#鐵絲。錨桿布置:錨桿排距0.8m,每排12根錨桿,頂板錨桿間距900mm,上幫錨桿間距1100mm,下幫錨桿間距為800mm。3例如,監(jiān)測礦山壓力3.1巷道圍巖變形量1202E運輸巷各種支護形式表面位移觀測曲線見圖1,觀測結(jié)果數(shù)據(jù)見表1。從觀測曲線和表1可以看出,三種錨桿支護形式對巷道圍巖變形的控制作用和效果差別很大。其中,全螺紋鋼等強錨桿支護段巷道變形量最大,兩幫移近量高達779mm,頂?shù)装逡平繛?30mm,其中頂板下沉量為195.3mm;淮北高強錨桿支護段變形量雖然相對于全螺紋等強錨桿支護段有所減小,但減小的幅度并不明顯,兩幫移近量仍有507mm,是等強錨桿段的63.5%,頂?shù)装逡平?66mm,是等強錨桿段的93%,其中頂板下沉量為153mm,為等強錨桿支護段的78.3%;本次支護試驗采取的強力錨桿支護段的支護效果和前兩者相比具有本質(zhì)的差別,從巷道宏觀觀測,整段巷道基本沒發(fā)生明顯的變形,兩幫和頂板的煤巖體基本保持完好狀態(tài)。從變形量分析,試驗段巷道兩幫移近量僅為173mm,為等強錨桿支護段的22.2%;頂?shù)装逡平績H為281mm,為等強錨桿支護段的30.2%,其中頂板下沉量僅為40mm,為等強錨桿支護段的20.5%;底臌量為241mm為原支護段的32.8%。3.2高強錨桿支護段頂板離層量從圖1及表1中可以看出,三種錨桿支護形式的巷道頂板離層變化趨勢和表面位移的基本規(guī)律是一致的,也就是等強錨桿支護段頂板離層量最大,其中該段最大離層值為127mm,最小56mm,平均80mm;淮北高強錨桿支護段最大離層量86mm,最小39mm,平均57mm,是原支護段離層量的71.3%;強力錨桿支護段離層量最小,其中最大為11mm,最小為2mm,平均4mm,是原支護段離層量的5%,見圖2。3.3錨桿受力對比全螺紋鋼錨桿支護段錨桿受力變化較為顯著,安裝時受力較小,安裝后一周內(nèi)受力明顯升高,部分錨桿于25天左右達到屈服,而高預緊力錨桿安裝時錨桿受力較高,為80kN左右,安裝后變化幅度比較小,說明高預緊力錨桿能夠及時有效地對圍巖提供約束力。3.4巷道支護結(jié)構(gòu)優(yōu)化淮北改進型預緊力錨桿,雖然預緊力達到5t,但是由于錨桿長度及強度的限制,在高地應(yīng)力作用下仍不能有效控制頂板離層和約束兩幫位移,盡管在錨桿受力和控制巷道變形方面有所改善,但還不能滿足支護設(shè)計要求。高預緊力錨桿在安裝機具的配套、錨桿附屬構(gòu)件的選擇及錨固形式上進行了優(yōu)化,實現(xiàn)了高預緊力、高強度錨桿支護、控制頂板離層,約束兩幫位移取得顯著效果。1202E運輸巷使用高預緊力錨桿,通過利用各種手段進行跟蹤觀測研究,巷道支護狀況發(fā)生了根本性的改變,頂板離層量小于10mm,底臌量在300mm以內(nèi),幫部位移小于200mm,杜絕了錨桿拉伸破壞,實現(xiàn)了回采巷道一次成巷。錨桿斷裂及鋼帶撕裂現(xiàn)象消失,大大降低了巷道的維修量。4錨桿斷裂問題施工采用MQT-120型錨桿鉆機打眼及安裝攪拌頂板錨桿,使用風煤鉆打幫眼,幫錨桿采用風動錨桿安裝器攪拌,力矩偏小,后采用防突鉆機攪拌幫錨桿,取得了較好的效果。緊固螺母采用2600型氣動扳手,預緊力矩僅能達到500Nm,難以達到初設(shè)800Nm要求,需進一步研究高預緊力安裝機具。試驗過程中出現(xiàn)肩角及底角錨桿從尾部滾絲段斷裂失效現(xiàn)象,分析認為斷裂的原因主要有兩方面,一是尾部滾絲段熱處理后強度雖有提高,但脆性過大,在深部沖擊應(yīng)力作用下易脆斷;二是巷道肩角及底角處一般是應(yīng)力集中點,錨桿角度與巷壁不垂直,錨桿受彎剪應(yīng)力,造成錨桿彎斷及剪斷。通過改變熱處理工藝,降低尾部脆性,以及改變巷道形狀、調(diào)整尾部滾絲段受力狀態(tài),使?jié)L絲段僅受拉應(yīng)力避免受彎剪應(yīng)力,錨桿斷裂問題得以解決。按初始設(shè)計采用兩塊錨固劑,由于攪拌設(shè)備力矩小,經(jīng)常出現(xiàn)錨桿外露超長現(xiàn)象,導致錨桿報廢較多,為此采取措施將錨固減少為一快Z2860型,之后錨桿外露得到較好的控制。錨桿檢測工具型號偏小,需引進1000Nm扭矩扳手及40t高噸位錨桿拉力計。5四級煤巷支護經(jīng)濟效益分析高預緊力錨桿支護段比原支護巷道多投入材料費用472.91元/m。參照2004年二四層煤巷平均支護費用1400元/m,修復費用為原支護費

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