CN101178008B - 煤矿巷道破碎两帮锚固支护方法 - Google Patents

Abstract

煤矿巷道破碎两帮锚固支护方法，涉及煤矿巷道锚固支护技术。长期以来，巷道锚固支护的设计一直采用经验方法，不能定量确定锚固支护参数，且不适用于破碎两帮围岩条件。本发明是先将破碎两帮通过锚、网作用使两帮形成可承载锚固体，即锚固体厚度与高度之比大于1/5，然后按照承载能力和锚固体的形状特征的要求来确定锚固支护参数：锚固强度、锚杆间排距、锚杆长度、锚固长度。本发明可实现锚固支护参数的定量确定，从而解决了锚固结构适应大变形巷道的难题，使锚固支护不受巷道两帮破碎区域大小的限制，扩大了锚固支护的应用范围。

Description

煤矿巷道破碎两帮锚固支护方法

技术领域

本发明涉及煤矿巷道的锚固支护技术，特别涉及两帮破碎区范围大于锚杆长度的围岩条件下的锚固支护方法。

背景技术

锚固支护存在着材料消耗少、运输量小、施工劳动强度低、巷道有效断面大等优点，近年来得到较为广泛的运用。但是，长期以来，国内外关于巷道锚固支护的设计一直停留在经验方法的状态，没有定量确定锚固支护参数的合理方法，而且认为锚杆支护方法不适用于两帮破碎区范围大于锚杆长度的围岩条件。然而，煤矿中的许多巷道尤其是煤巷，两帮大多为裂隙体，甚至是破碎体，此时巷道围岩的矿压特征主要取决于两帮岩体的变形、破坏等现象的发生和发展，若控制不好，容易造成“顶板弯曲变形→两帮挤压破碎→片帮、垮帮→两帮对顶板支撑减弱→顶板弯曲变形加剧→两帮破坏加剧”的恶性循环过程。对于上述条件巷道的传统支护方法是棚子支护，存在着支架结构笨重、运输量大、安装劳动强度大、巷道断面利用率低等缺点，而且不适应现代矿井大断面巷道的稳定性控制要求。

发明内容

本发明的目的在于弥补现有技术的不足，提供一种煤矿巷道破碎两帮锚固支护方法，实现破碎两帮锚固支护参数的定量确定，解决锚固结构适应大变形巷道的难题，使锚固支护不受巷道两帮破碎区域大小的限制均可运用。

本发明是通过以下技术方案来实现其发明目的的。

固体力学中根据厚、宽比值大小的不同将板分为三种类型：薄膜、薄板和厚板(或体)。所述的薄膜是指厚度与宽度之比小于1％的物体，所述的薄板是指厚度与宽度之比处在1％～1/5的物体，所述的厚板(或体)是指厚度与宽度之比大于1/5的物体。当物体具有薄膜或薄板的形状特征时，其内部所产生的拉应力将成为是否发生破坏的决定性因素；当物体具有厚板或体的形状特征时，是否发生破坏的决定性因素将变为压应力和剪应力。

根据裂隙体及破碎体的岩性特征，破碎两帮锚杆支护宜采用挤压加固和整体锚固相结合的方式。即通过锚、网作用使两帮中形成具有一定承载能力的挤压加固体。由于两帮破碎岩体的内聚力很小或几近丧失，故在其中形成的锚固体只能承受一定的挤压和剪切作用，而不能承受明显的拉伸作用。因此，两帮锚固体应具有厚板或“体”的形状特征，即锚固体的厚度与高度之比应该大于薄板的厚度与宽度之比的上限。

依据上述原理，提出煤矿破碎两帮锚固支护方法，具体技术方案如下：

一种煤矿巷道破碎两帮锚固支护方法，将破碎两帮通过锚、网作用使两帮形成可承载锚固体，其特征在于：所述的可承载锚固体是锚固体厚度与高度之比大于1/5，形成可承载锚固体后，按照承载能力和锚固体的形状特征的要求来确定锚固支护参数：锚固强度、锚杆间排距、锚杆长度、锚固长度。

所述的锚固强度是根据顶板岩层结构特征，确定两帮锚固体所应承受的纵向荷载，然后采用极限分析方法确定两帮锚杆所应提供的支护强度；所述的锚杆间排距是根据所选用锚杆的力学性能来确定；所述的锚杆长度是根据锚固体应具有“体”的形状特征要求来确定；所述的锚固长度是根据两帮锚固条件和所需的锚固强度来确定。

①所述的锚固强度p按下式确定：

其中，q为锚固体上所受的载荷集度，按下式计算：

$q=\frac{B^{\′}-B}{{2t}_3}(\mathrm{\Σh}+\frac{B^{\′}}{2f})\mathrm{\γ},\mathrm{MPa};$

式中，∑h——顶板岩体中软弱岩层厚度，m；

B——巷道跨度，m；

B′——巷道等效跨度，m；

f——顶板岩体普氏系数；

γ——顶板岩体平均容重，t/m³；

t₃——可承载锚固体厚度，m。

②所述的锚杆间排距b为：

$b=\sqrt{\frac{p_0}{p}},m;$

其中，p₀为选用的锚杆杆体设计拉断力，

P为锚固强度。

③所述的锚杆长度t按下式确定：

t＝t₁+t₂+t₃+t₄+t₅

式中，t——锚杆长度，m；

$t_1=\frac{1}{2}\frac{p_0}{\mathrm{\π\φ}{c}_0}$ ——粘锚力积聚段长度，m；

C₀——两帮岩体的粘锚强度，MPa；

$t_2=\frac{1}{2}\mathrm{bctg\α}$ ——锚固端锚杆影响区未重叠区厚度，m；

$t_3\≥\frac{1}{5}M$ ——可承载锚固体厚度，m；

M——巷道高度，m；

$t_4=\frac{1}{2}(b-0.1)\mathrm{ctg\α}$ ——锚尾端锚杆影响区未重叠区厚度，m；

t₅——锚杆外露长度(根据锚杆施工工艺，一般为0.1m)，m；

b——锚杆间、排距，m；

α——锚固力影响角。

④所述的锚固长度t₀为：

$t_0=2t_1=\frac{p_0}{\mathrm{\π\φ}{c}_0},m;$

式中，t₁——粘锚力积聚段长度，m。

本发明与现有技术相比，由于给出了一种煤矿巷道破碎两帮锚固支护方法，因此，巷道锚固支护的设计更合理，特别对于两帮破碎区范围大于锚杆长度的围岩条件，可实现锚固支护参数的定量确定，从而解决了锚固结构适应大变形巷道的难题，使锚固支护不受巷道两帮破碎区域大小的限制均可运用，扩大了锚固支护的应用范围。

附图说明

图1为一种煤矿巷道破碎两帮锚固支护结构示意图。

其中：1——巷道；2——帮锚杆；3——锚固力影响区；4——可承载锚固体；M——巷道高度，m；B——巷道宽度，m；t₁——粘锚力积聚段长度，m；t₂——锚固端锚杆影响区未重叠区厚度，m；t₃——可承载锚固体厚度，m；t₄——锚尾端锚杆影响区未重叠区厚度，m；t₅——锚杆外露长度(根据锚杆施工工艺，一般为0.1m)，m。

下面结合附图通过较佳实施例对本发明作进一步的说明。

具体实施方式

如图1所示，一种煤矿巷道破碎两帮锚固支护方法，是先将巷道1破碎两帮通过锚、网作用(常规方法)使其形成可承载锚固体4，即锚固体厚度t₃与高度M之比大于1/5，然后按两帮锚固体应具有“体”的形状特征来确定锚固支护参数：锚固强度、锚杆间排距、锚杆长度、锚固长度。

所述的锚固强度p是根据顶板岩层结构特征，确定两帮锚固体所承受的纵向荷载，然后采用极限分析方法确定两帮锚杆2所应提供的支护强度；所述的锚杆间排距b是根据所选用锚杆的力学性能来确定；所述的锚杆长度t是根据锚固体应具有“体”的形状特征要求来确定；所述的锚固长度t₀是根据两帮锚固条件和所需的锚固强度来确定。

所述的锚固强度p按下式确定：

其中，q为锚固体上所受的载荷集度，按下式计算：

$q=\frac{B^{\′}-B}{{2t}_3}(\mathrm{\Σh}+\frac{B^{\′}}{2f})\mathrm{\γ},\mathrm{MPa};$

式中，∑h——顶板岩体中软弱岩层厚度，m；

B——巷道跨度，m；

B′——巷道等效跨度，m；

f——顶板岩体普氏系数；

γ——顶板岩体平均容重，t/m³；

t₃——可承载锚固体厚度，m。

所述的锚杆间排距b为：

$b=\sqrt{\frac{p_0}{p}},m;$

其中，p₀为选用的锚杆杆体设计拉断力，

P为锚固强度。

所述的锚杆长度t按下式确定：

t＝t₁+t₂+t₃+t₄+t₅

式中，t——锚杆长度，m；

$t_1=\frac{1}{2}\frac{p_0}{\mathrm{\π\φ}{c}_0}$ ——粘锚力积聚段长度，m；

C₀——两帮岩体的粘锚强度，MPa；

$t_2=\frac{1}{2}\mathrm{bctg\α}$ ——锚固端锚杆影响区3未重叠区厚度，m；

$t_3\≥\frac{1}{5}M$ ——可承载锚固体厚度，m；

M——巷道高度，m；

$t_4=\frac{1}{2}(b-0.1)\mathrm{ctg\α}$ ——锚尾端锚杆影响区3未重叠区厚度，m；

t₅——锚杆外露长度(根据锚杆施工工艺，一般为0.1m)，m；

b——锚杆间、排距，m；

α——锚固力影响角。

所述的锚固长度t₀为：

$t_0=2t_1=\frac{p_0}{\mathrm{\π\φ}{c}_0},m;$

式中，t₁——粘锚力积聚段长度，m。

例如：某巷道1高3米，宽5米，顶板岩层平均容重2.5吨/米³，顶板软弱岩层厚度1米，软弱岩层上方岩体普氏系数为2；两帮岩体破碎，内摩擦角为30°，两帮支护选用φ18圆钢锚杆2(设计拉断力100KN/根)，树脂药卷粘结，粘结强度1.5MPa。则，两帮锚固参数确定如下：

①巷帮所需的锚固强度为：

其中，q为两帮可承载锚固体所受载荷集度：

$q=\frac{B^{\′}-B}{{2t}_3}(\mathrm{\Σh}+\frac{B^{\′}}{2f})\mathrm{\γ}=\frac{10.2-5}{2\×0.6}(1+\frac{10.2}{2\×2})\×2.5=380(\mathrm{KN}/m^2)$

B′为巷道等效跨度：

B′＝5+2×3tg30°＝10.2(m)

两帮可承载锚固体厚度：

$t_3=\frac{1}{5}M=0.6\left(m\right)$

②锚杆布置的间排距为：

$b=\sqrt{\frac{p_0}{p}}=\sqrt{\frac{10.2}{12.7}}=0.9\left(m\right)$

粘锚力积聚段长度：

$t_1=\frac{1}{2}\frac{p_0}{\mathrm{\π\φ}{c}_0}=\frac{1}{2}\×\frac{10.2}{3.14\×0.027\×150}=0.4\left(m\right)$

锚固端锚杆影响区未重叠区厚度为：

锚尾端锚杆影响区未重叠区厚度为：

③锚杆长度为：

t＝t₁+t₂+t₃+t₄+t₅＝0.4+0.45+0.6+0.4+0.1＝1.95    (m)

④锚固长度为：

t₀＝2t₁＝0.8(m)

此种条件下，若选用的锚杆设计拉断力为100KN/根，则两帮锚固参数为：

锚固强度：127KN/m²；

锚杆长度：1.95m；

锚杆间、排距：0.90m；

锚固长度：0.80m。

Claims (1)

1.一种煤矿巷道破碎两帮锚固支护方法，将破碎两帮通过锚、网作用使两帮形成可承载锚固体，其特征在于：所述的可承载锚固体是锚固体厚度与高度之比大于1/5，形成可承载锚固体后，按照承载能力和锚固体的形状特征的要求来确定锚固支护参数：锚固强度、锚杆间排距、锚杆长度、锚固长度；

所述的锚固强度p按下式确定：

其中，q为锚固体上所受的载荷集度，按下式确定：

$q=\frac{B^{\′}-B}{{2t}_3}(\mathrm{\Σh}+\frac{B^{\′}}{2f})\mathrm{\γMPa},$

式中，∑h——顶板岩体中软弱岩层厚度m，

B——巷道跨度m，

B′——巷道等效跨度m，

f——顶板岩体普氏系数，

γ——顶板岩体平均容重t/m³’

t₃——可承载锚固体厚度m；

所述的锚杆间排距b为：

$b=\sqrt{\frac{p_0}{p}}m,$

其中，p₀为选用的锚杆杆体设计拉断力，

P为锚固强度；

所述的锚杆长度t按下式确定：

t＝t₁+t₂+t₃+t₄+t₅

式中，t——锚杆长度m，

——粘锚力积聚段长度m，

C₀——两帮岩体的粘锚强度MPa，

——锚固端锚杆影响区未重叠区厚度m，

——可承载锚固体厚度m，

M——巷道高度m，

——锚尾端锚杆影响区未重叠区厚度m，

t₅——锚杆外露长度，一般为0.1m，

b——锚杆间、排距m，

α——锚固力影响角；

所述的锚固长度t₀为：

$t_0={2t}_1=\frac{p_0}{\mathrm{\π\φ}{c}_0}m,$

式中，t₁——粘锚力积聚段长度m。

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