CN107130987A - 一种深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法 - Google Patents
一种深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN107130987A CN107130987A CN201710545268.7A CN201710545268A CN107130987A CN 107130987 A CN107130987 A CN 107130987A CN 201710545268 A CN201710545268 A CN 201710545268A CN 107130987 A CN107130987 A CN 107130987A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- anchor
- roadway
- sides
- spacing
- anchor pole
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
- 239000003245 coal Substances 0.000 title claims abstract description 52
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 22
- 238000006073 displacement reaction Methods 0.000 claims abstract description 69
- 239000011435 rock Substances 0.000 claims abstract description 13
- 238000005553 drilling Methods 0.000 claims description 23
- 238000009412 basement excavation Methods 0.000 claims description 7
- 238000000611 regression analysis Methods 0.000 claims description 7
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 5
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 5
- 238000004873 anchoring Methods 0.000 claims description 3
- 238000005259 measurement Methods 0.000 claims description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 claims description 2
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 claims 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 9
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 9
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 9
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 2
- 230000007812 deficiency Effects 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 230000006641 stabilisation Effects 0.000 description 1
- 238000011105 stabilization Methods 0.000 description 1
- 238000006467 substitution reaction Methods 0.000 description 1
Classifications
-
- E—FIXED CONSTRUCTIONS
- E21—EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
- E21D—SHAFTS; TUNNELS; GALLERIES; LARGE UNDERGROUND CHAMBERS
- E21D20/00—Setting anchoring-bolts
- E21D20/003—Machines for drilling anchor holes and setting anchor bolts
-
- E—FIXED CONSTRUCTIONS
- E21—EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
- E21D—SHAFTS; TUNNELS; GALLERIES; LARGE UNDERGROUND CHAMBERS
- E21D15/00—Props; Chocks, e.g. made of flexible containers filled with backfilling material
- E21D15/50—Component parts or details of props
-
- E—FIXED CONSTRUCTIONS
- E21—EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
- E21D—SHAFTS; TUNNELS; GALLERIES; LARGE UNDERGROUND CHAMBERS
- E21D21/00—Anchoring-bolts for roof, floor in galleries or longwall working, or shaft-lining protection
- E21D21/0026—Anchoring-bolts for roof, floor in galleries or longwall working, or shaft-lining protection characterised by constructional features of the bolts
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Mining & Mineral Resources (AREA)
- Structural Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Road Signs Or Road Markings (AREA)
Abstract
本发明公开了一种深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法，该方法主要针对深部煤层矩形或梯形巷道，巷道埋深一般为700.0～1100.0m，煤岩岩性粘结力为0.6～1.2MPa，内摩擦角为18°～28°。该方法主要根据深部煤层巷道两帮煤岩位移梯度分布量化确定深部煤层巷道帮部软弱煤岩合理的锚杆、锚索及金属支架支护参数，保持深部软弱煤岩变形稳定。
Description
技术领域
本发明涉及深部煤层巷道合理支护领域，具体地说涉及一种深部煤层巷道帮部软弱煤岩锚杆、锚索及金属支架棚腿联合支护方法。
背景技术
我国大部分矿区煤层开采已进入深部，深部巷道的70％以上布置在煤层中，由于帮部为软弱破碎煤岩，巷道失稳主要由帮部开始，选择合理支护保持深部煤层巷道两帮软弱煤岩变形稳定对于深部煤炭高效持续开采至关重要。深部煤层巷道广泛采用梯形或矩形断面，巷道两帮中部为易于失稳关键部位且两帮中间最为显著，本发明针对深部煤层矩形或梯形巷道帮部变形特征，选择了一种锚杆、锚索及矿用工字钢金属支架棚腿对巷道两帮软弱煤岩进行联合支护方法，确定了锚杆、锚索布置方式及参数。
发明内容
本发明所要解决的技术问题：克服现有技术的不足，提供一种简单、合理，容易实施，而且准确度高的深部煤层矩形或梯形巷道帮部软弱煤岩锚杆、锚索及矿用工字钢金属支架棚腿联合支护方法。
本发明主要针对深部煤层矩形或梯形巷道，巷道埋深一般为700.0～1100.0m，煤岩岩性为粘结力为0.6～1.2MPa，内摩擦角为18°～28°。该方法主要用于确定深部煤层巷道帮部软弱煤岩合理的锚杆、锚索及金属支架支护参数保持软弱煤岩变形稳定。
为了解决上述技术问题，本发明采用的技术方案主要包括以下步骤：
(1)如图1，在巷道两帮中间部位钻孔，钻孔深度超过围岩范围而进入原岩中，一般超过10.0m。
(2)如图1，钻孔中布置多点位移计锚固头，距巷道表面不同距离r1,r2,r3位置布置锚固头1、锚固头2、锚固头3。其中锚固头1、锚固头2位于巷道帮部煤岩松动破碎范围内；锚固头3位于巷道帮部软弱煤岩围岩范围之外的原岩范围内。
(3)如图2，定义钻孔在巷道表面O点位置位移u0，锚固头1、锚固头2、锚固头3位置位移u1、u2、u3，通过多点位移计钢丝绳长度变化，工程实测巷道开挖50天后u0、u1、u2，测点3位于原岩位置，u3＝0。
(4)定义钻孔内任意位置距巷道表面距离为r，巷道开挖50天后该位置位移为u，构建u随r衰减表达式如下：
其中，η1和η2为系数。
(5)如图2，依据钻孔在巷道表面O点、锚固头1、锚固头2等位置位移u随距巷道表面距离r的变化过程，回归分析得出系数η1、η2。
(6)如图3，定义巷道两帮中部钻孔内任意位置位移梯度依据回归分析得出的系数η1、η2，可得钻孔中距巷道表面距离r位置位移梯度
(7)巷道两帮中部布置长度不等的预应力锚索及预应力锚杆，所述巷道两帮中部指的是巷道高度一半的两帮中间部位。进一步地，在巷道两帮中部布置预应力锚杆及预应力锚索是由于该区段位移梯度较大且变化明显。
(8)如图5，巷道两帮中部布置长度及间距不等的Φ15.2mm预应力锚索，Φ22.0mm高强恒阻预应力锚杆。
(9)巷道两帮中部中心位置相邻锚索间距a1可据钻孔在巷道表面O点位置位移梯度按下述确定：当mo大于200mm/m时，对应锚索间距a1为400mm，当mo为150-200mm/m范围，对应锚索间距a1为400-600mm，当mo为100-150mm/m范围，对应锚索间距a1为600-800mm；然后根据a1确定后续的锚索间距a2、a3、……an-1,直到巷道两帮中部全部布置锚索。按a2＝(1.0～1.2)a1，a3＝(1.0-1.2)a2，an-1＝(1.0～1.2)an-2计算。a2代表锚索2与锚索3间距，a3代表锚索3与锚索4间距，an-1代表锚索n-1与锚索第n-2间距。
(10)巷道两帮中部中心O点位置锚索1长度L1及距该位置距离的O1及O2点位置锚索长度Ln分别按下式计算：L1＝-η2ln(20η2/η1)+k1，该式是基于位移梯度所得，两帮中部煤岩中位移梯度m≥20范围内布置锚索，作用较为明显；Ln＝-η2ln(40η2/η1)+k1，该式是基于巷道两帮中部位移梯度沿巷道高度分布特征所得，距离巷道两帮中部中间部位O点距离的O1及O2点位置位移梯度约为巷道两帮中部中心O点位置位移梯度的一半，即k1为锚索外露长度及锚索锚固段附加长度之和，可取k1＝(0.6～0.8)m。
(11)巷道两帮中部其它部位锚索长度分别按下式计算：L2＝L1-4.0×(L1-Ln)×a1/h，L3＝L1-4.0×(L1-Ln)×(a1+a2)/h，Ln-1＝L1-4.0×(L1-Ln)×(a1+a2+…+an-2)/h。
(12)巷道两帮中部中间部位O点锚杆1长度l1,O1点、O2点位置锚杆n长度ln分别按l1＝-η2ln(70η2/η1)+k2及ln＝-η2ln(140η2/η1)+k2计算，该式是基于位移梯度所得，锚杆控制位移梯度m≥70(mm/m)范围内两帮中部煤岩的过度变形，作用较为明显。k2为锚杆外露长度及锚杆锚固段附加长度之和，可取k2＝(0.4～0.5)m。
(13)巷道两帮中部中间部位O点锚杆1与相邻锚杆2间距a′1按下表确定：当mo大于200mm/m时，对应锚杆间距a′1为300mm，当mo为150-200mm/m范围，对应锚杆间距a′1为300-400mm，当mo为100-150mm/m范围，对应锚杆间距a′1为400-500mm；然后根据a′1确定后续的锚杆间距a′2、a′3、…a′n-1,直到巷道两帮中部全部布置锚杆。按a′2＝(1.0～1.2)a′1，a′3＝(1.0～1.2)a′2，a′n-1＝(1.0～1.2)a′n-2计算。a′2代表锚杆2与锚杆3间距，a′3代表锚杆3与锚杆4间距，a′n-1代表锚杆n-1与锚杆第n-2间距。
(14)巷道两帮中部锚杆施加预紧扭矩及锚索施加预紧力，锚杆预紧扭矩一般为300N.M，锚索预紧力一般为200k.N。
(15)如图5，除巷道两帮中部外的其它部位，采用不施加预紧力的锚杆支护，锚杆长度可按l＝-η2ln(80η2/η1)，锚杆间距a按下述确定：当mo大于200mm/m时，对应锚杆间距a为500mm，当mo为150-200mm/m范围，对应锚杆间距a为500-600mm，当mo为100-150mm/m范围，对应锚杆间距a为600-700mm。
(16)巷道开挖后帮部立即进行锚杆支护及金属棚支架支护，锚索待巷道表面变形由减速阶段转化为等速阶段的时点确定。
(17)锚杆排距、锚索排距及棚腿排距取巷道两帮中部中间部位O点锚索间距a1，锚索及锚杆布置在相邻棚腿中间。
本发明有益效果体现在：
(1)本发明根据深部煤层巷道帮部软弱煤岩位移梯度分布量化确定锚杆、锚索长度及间距等布置参数，避免工程中根据经验选择锚杆及锚索支护参数带来的安全隐患。巷道两帮中部约巷道高度一半地段布置长度及间距不等的锚杆及锚索，锚杆及锚索中间长、两边短，中间密、两边稀，且施加预紧力，有益阻止了巷道两帮中部局部过度变形，避免关键部位局部失稳引起的整体失稳，保证深部煤层巷道帮部煤岩变形均匀，避免工程中根据经验选择锚杆及锚索支护参数带来的安全隐患。
(2)本发明中巷道两帮端部位布置的无预紧力锚杆以及施加的金属支架棚腿，进一步保证巷道两帮变形稳定性。
(3)本发明提供的一种锚杆、锚索与金属支架棚腿组合支护保持深部煤层巷道帮部煤岩稳定，特别是巷道帮部两端部位布置的无预紧力锚杆以及施加的金属支架棚腿，进一步保证巷道两帮变形稳定性。
附图说明
图1多点位移计实测深部煤层巷道两帮中心钻孔不同位置位移示意图；
图2深部煤层巷道帮部AB钻孔煤岩位移随距巷道表面距离变化；
图3深部煤层巷道帮部AB钻孔煤岩位移梯度随距巷道表面距离变化；
图4淮北矿区某采区巷道帮部软弱煤岩原支护布置图；
图5应用本发明对深部煤层巷道帮部煤岩进行锚杆、锚索及棚腿联合支护布置图。
图1中标号：1.1-多点位移计数据记录器；2.1-多点位移计锚固头1，2.2-多点位移计锚固头2，2.3-多点位移计锚固头3；3.1-多点位移计的钢丝绳1，3.2-多点位移计的钢丝绳2，3.3-多点位移计的钢丝绳3；A、B、C、D和E均代表钻孔位置，O指的是巷道表面位置；
图4中标号:1-锚索，φ15.2×4200mm；2-锚杆，φ22×2200mm；3-棚腿；4-巷道中心线；b-巷道宽度5000mm；h-巷道高度4000mm。
图5中标号:5-锚索1，φ15.2×6300mm(直径×长度，下同)；6-锚索2，φ15.2×5500mm；7-锚索3，φ15.2×4600mm；8-锚杆1，φ22×2800mm；9-锚杆2，φ22×2300mm；10-锚杆3，φ22×1600mm；11-锚杆4，φ22×1000mm；12-锚杆，φ22×2500mm；3-棚腿；4-巷道中心线；b-巷道宽度5000mm；h-巷道高度4000mm。O-两帮中心巷道表面位置；O1，O2-距离O点h/4的巷道表面位置。
具体实施方式
下面结合附图对本发明作进一步描述：
本发明具体实施步骤如下：
(1)如图1所示，在巷道两帮中间部位钻孔，钻孔深度超过围岩范围而进入原岩中，一般超过10.0m。
(2)如图1所示，钻孔中布置多点位移计锚固头，距巷道表面不同距离r1、r2、r3位置布置锚固头1、锚固头2、锚固头3。其中锚固头1、锚固头2位于巷道帮部煤岩松动破碎范围内；锚固头3位于巷道帮部软弱煤岩围岩范围之外的原岩范围内。
(3)如图2所示，定义钻孔在巷道表面O点位置位移u0，锚固头1、锚固头2、锚固头3位置位移u1、u2、u3，通过多点位移计钢丝绳1、钢丝绳2及钢丝绳3长度变化，工程实测巷道开挖50天后u0、u1、u2，锚固头3位于原岩位置，u3＝0。
(4)定义钻孔内任意位置距巷道表面距离为r，巷道开挖50天后该位置位移为u，构建u随r衰减表达式如下：
其中，η1和η2为系数。
(5)如图2所示，依据钻孔在巷道表面O点、锚固头1、锚固头2等位置位移u随距巷道表面距离r的变化过程，回归分析得出系数η1、η2。
(6)如图3所示，定义巷道两帮中部钻孔任意位置位移梯度依据回归分析得出的系数η1、η2，可得钻孔中距巷道表面位置距离r位移梯度
(7)如图5所示，巷道两帮中部布置长度及间距不等的Φ15.2mm预应力锚索及Φ22.0mm预应力锚杆，所述巷道两帮中部指的是巷道高度一半的两帮中间部位。进一步地，在巷道两帮中部布置预应力锚杆及预应力锚索是由于该区段位移梯度较大且变化明显。
(8)如图5所示，巷道两帮中部中间部位O点锚索1与相邻锚索2的锚索间距a1可据钻孔在巷道表面O点位置位移梯度按下述确定：当mo大于200mm/m时，对应锚索间距a1为400mm，当mo为150-200mm/m范围，对应锚索间距a1为400-600mm，当mo为100-150mm/m范围，对应锚索间距a1为600-800mm；然后根据a1确定后续的锚索间距a2、a3、……an-1,直到巷道两帮中部全部布置锚索。按a2＝(1.0～1.2)a1，a3＝(1.0-1.2)a2，an-1＝(1.0-1.2)an-2计算。a2代表锚索2与锚索3间距，a3代表锚索3与锚索4间距，an-1代表锚索n-1与锚索第n-2间距。
(9)如图5所示，巷道两帮中部中心O点位置锚索1长度L1及距该位置距离的O1及O2点位置锚索n长度Ln分别按下式计算：
①L1＝-η2ln(20η2/η1)+k1，该式是基于位移梯度所得，两帮中部煤岩中位移梯度m≥20范围内布置锚索，作用较为明显；k1为锚索外露长度及锚索锚固段附加长度之和，可取k1＝(0.6～0.8)m。
②Ln＝-η2ln(40η2/η1)+k1，该式是基于巷道两帮中部位移梯度沿巷道高度分布特征所得，距离巷道两帮中部中心O点位置距离的O1及O2点位置位移梯度约为巷道两帮中部中间部位O点位移梯度的一半，即
(10)定义巷道两帮高度为h,巷道两帮中部其它部位锚索长度分别按下式计算：L2＝L1-4×(L1-Ln)×a1/h，L3＝L1-4×(L1-Ln)×(a1+a2)/h，Ln-1＝L1-4×(L1-Ln)×(a1+a2+…+an-2)/h。
(11)如图5，巷道两帮中部中间位置O点锚杆长度l1,O1点、O2点位置锚杆长度ln分别按l1＝-η2ln(70η2/η1)+k2及ln＝-η2ln(140η2/η1)+k2计算。该式是基于位移梯度所得，锚杆控制位移梯度m≥70(mm/m)范围内两帮中部煤岩的过度变形作用较为明显；k2为锚杆外露长度及锚杆锚固段附加长度之和，可取k2＝(0.4～0.5)m。
(12)如图5，巷道两帮中部其它部位锚杆长度分别按下式计算：l2＝l1-4×(l1-ln)×a′1/h，l3＝l0-4×(l0-l1)×(a′1+a′2)/h，ln-1＝l1-4×(l1-ln)×(a′1+a′2+…+a′n-2)。
(13)如图5，巷道两帮中部中心O点位置相邻锚杆间距a′1按下述确定：当mo大于200mm/m时，对应锚杆间距a′1为300mm，当mo为150-200mm/m范围，对应锚杆间距a′1为300-400mm，当mo为100-150mm/m范围，对应锚杆间距a′1为400-500mm；然后根据a′1确定后续的锚杆间距a′2、a′3、……a′n-1,直到巷道两帮中部全部布置锚杆。按a′2＝(1.0～1.2)a′1，a′3＝(1.0～1.2)a′2，a′n-1＝(1.0～1.2)a′n-2计算。a′2代表锚杆2与锚杆3间距，a′3代表锚杆3与锚杆4间距，a′n-1代表锚杆n-1与锚杆第n-2间距。
(14)巷道两帮中部锚杆施加预紧扭矩及锚索施加预紧力，锚杆预紧扭矩一般为300N.M，锚索预紧力一般为200kN。
(15)如图5所示，除巷道两帮中部外的其它部位，采用不施加预紧力的锚杆支护，锚杆长度可按l＝-η2ln(80η2/η1)+k2，锚杆间距a一般可按下述确定：当mo大于200mm/m时，对应锚杆间距a为500mm，当mo为150-200mm/m范围，对应锚杆间距a为500-600mm，当mo为100-150mm/m范围，对应锚杆间距a为600-700mm。
(16)巷道开挖后帮部立即进行锚杆支护及金属棚支架支护，锚索待巷道表面变形由减速阶段转化为等速阶段的时点确定。
(17)锚杆排距、锚索排距及棚腿排距取巷道两帮中部中间部位O点锚索1与相邻锚索2的间距a1，锚索及锚杆布置在相邻棚腿中间。
以下结合具体工程实例进行说明。
安徽淮北矿区某采区巷道，巷道埋深约1000.0m，断面为5.0m×4.0m矩形，两帮高度h＝4.0m，两帮煤岩粘结力c＝1.0MPa，内摩擦角原巷道帮部及顶板采用锚杆、锚索及梯形棚联合支护，本发明主要分析巷道两帮软弱煤岩支护，原巷道两帮锚杆、锚索及梯形棚腿布置如图4。锚索预紧力200KN,直径15.2mm，长度4.2m，每帮均匀布置预应力锚索7根，间距为650mm；锚杆预紧扭矩300N.M，直径22.0mm，长度2.2m，每帮均匀布置预应力锚杆9根，间距500mm；金属支架棚腿选用22号矿用工字钢，取锚杆排距、锚索排距及棚腿排距为650.mm，锚索及锚杆布置在相邻棚腿中间。由于巷道两帮中部锚杆长度偏小、锚杆间距及锚索间距偏大，致使巷道两帮中部预应力锚索作用范围内煤岩变形失稳；由于锚索长度偏短，致使巷道两帮中部预应力锚索作用范围外松动破碎煤岩变形失稳，数次翻修仍难以保持稳定。
采用本发明确定巷道两帮合理支护。如图1，巷道两帮中部中间部位AB部位钻孔，距巷道表面距离r1、r2、r3分别为r1＝3.0m、r2＝5.0m、r3＝10.0m位置布置锚固头1、锚固头2、锚固头3，通过钢丝绳1、钢丝绳2及钢丝绳3长度变化测得钻孔在巷道表面O点位移u0＝446.0m，钻孔距巷道表面距离r1＝3.0m位置C点位移uc＝150.0mm，钻孔距巷道表面距离r2＝5.0m位置D点位移uD＝62.0mm，按公式对钻孔中距巷道表面不同距离r的位移值u进行回归分析，依据多点位移计获得的测点O、测点C、测点D的位移值，可得回归系数η1＝449.0mm，η2＝2.63。依此确定锚索、锚杆、金属棚支架支护参数分别为：
(1)巷道两帮中部预应力锚索支护参数：
①锚索间距
巷道两帮中部2.0m范围内布置预应力锚索，取a1＝a2＝500.0mm。
②锚索长度
巷道两帮中部中间位置锚索1长度L1＝-η2ln(20η2/η1)+(0.6～0.8)，取L1＝6.3m；距巷道两帮中部中间位置2.0m处锚索3的长度L3＝-η2ln(40η2/η1)+(0.6～0.8)，取L3＝4.6m；锚索2的长度L2＝L1-4×(L1-L3)×a1/H，取L2＝5.5m。
如图5，巷道两帮中部布置直径为φ15.2mm、预紧力为200kN的预应力锚索5根，其中长度为6.3m预应力锚索1根，长度为5.5m的预应力锚索2根，长度为4.6m的预应力锚索2根，相邻锚索间距取a1＝500.0mm。
(2)巷道两帮中部预应力锚杆支护参数
①锚杆间距
巷道两帮中部2.0m范围内布置预应力锚杆，取a′1＝a′2＝300.0mm，a′3＝400.0mm。
②锚杆长度
巷道两帮中部中间位置锚杆1长度l1＝-η2ln(70η2/η1)+(0.4～0.5)，取l1＝2.8m；距巷道两帮中部中间位置2.0m处锚杆4的长度l4＝-η2ln(140η2/η1)+(0.4～0.5)，取l4＝1.0m；锚杆2的长度l2＝l1-4×(l1-l4)×a′1/h，取l2＝2.3m；锚杆3的长度l3＝l1-4×(l1-l4)×(a′1+a′2)/h，取l3＝1.6m。
如图5，巷道两帮中部布置直径为φ22.0mm、预紧扭矩为300N.M的预应力锚杆7根，其中长度为2.8m的预应力锚杆1根，长度为2.3m的预应力锚杆2根，长度为1.6m的预应力锚索2根，长度为1.0m的预应力锚杆2根，锚杆1与锚杆2间距为300.0mm，锚杆2与锚杆3间距300.0mm，锚杆3与锚杆4间距400.0mm。
(3)巷道两帮无预应力锚杆布置
①锚杆间距
巷道两帮端部布置φ22.0mm无预应力锚杆，取锚杆间距a＝500.0mm。
②锚杆长度
l＝-η2ln(80η2/η1)+(0.4～05)，取l＝2.5m。
巷道两帮端部布置长度l＝2.5m的无预应力锚杆4根，相邻锚杆间距a＝500.0mm。
(4)锚杆排距、锚索排距及棚腿间距
金属支架选用22号矿用工字钢，a1＝500.0mm，取锚杆排距、锚索排距及棚腿间距为500.0mm，锚索及锚杆布置在相邻棚腿中间。
依据本发明确定的深部煤层巷道两帮软弱煤岩锚杆、锚索及梯形棚合理支护布置如图5所示。比较图4及图5，巷道帮部采用新的锚杆、锚索及梯形棚支护参数后，每米巷道锚索用量由45.2m增加至53.0m、锚杆用量由30.5m增加至45.2m、梯形棚用量由1.54架增长至2.00架，尽管一次支护成本略有增加，但及时保持巷道两帮变形稳定，避免后期返修造成的安全隐患及多次翻修带来的支护成本显著提高。
应当理解本发明所述的例子和实施方式仅为了说明，并不用于限制本发明，本领域技术人员可根据它做出各种修改或变化，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (9)
1.一种深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法，其特征在于步骤如下：
(1)在巷道两帮中间部位钻孔，钻孔深度超过围岩范围而进入原岩中；所述巷道两帮中间部位是巷道两帮中心线位置附近；
(2)钻孔中布置多点位移计锚固头，距巷道表面不同距离r1、r2、r3位置布置锚固头1、锚固头2、锚固头3，其中锚固头1、锚固头2位于巷道帮部煤岩松动破碎范围内；锚固头3位于巷道帮部软弱煤岩围岩范围之外的原岩范围内；
(3)确定钻孔在巷道两帮表面中间部位即O点位置位移u0，锚固头1、锚固头2、锚固头3位置位移u1、u2、u3，通过多点位移计钢丝绳长度变化，工程实测巷道开挖设定的天数后O点、锚固头1、锚固头2位置位移u0、u1、u2，锚固头3位于原岩位置，u3＝0；
(4)钻孔内任意位置距巷道表面距离为r，巷道开挖设定天数后测量该任意位置位移为u，构建u随r衰减表达式如下：
<mrow>
<mi>u</mi>
<mo>=</mo>
<msub>
<mi>&eta;</mi>
<mn>1</mn>
</msub>
<msup>
<mi>e</mi>
<mrow>
<mo>-</mo>
<mi>r</mi>
<mo>/</mo>
<msub>
<mi>&eta;</mi>
<mn>2</mn>
</msub>
</mrow>
</msup>
</mrow>
其中，η1和η2为系数；依据钻孔在巷道两帮表面O点位置、锚固头1、锚固头2位置位移u0、u1、u2随距巷道表面距离r的变化过程，回归分析得出系数η1、η2；
(5)依据回归分析得出的系数η1、η2，计算得到钻孔中距巷道表面任意位置位移梯度
(6)根据步骤(5)的计算结果，在巷道两帮中部布置一定长度及间距的锚索及锚杆，所述巷道两帮中部指的是巷道高度一半的两帮中间部位；所述在巷道两帮中部布置锚索一定长度及锚索间距具体如下：
(61)在巷道两帮中部布置锚索间距时，首先要确定巷道两帮中部中间位置O点锚索1与相邻锚索2间距a1，a1依据钻孔在巷道表面O点位置位移梯度计算，当mo大于200mm/m时，对应锚索间距a1为400mm，当mo为150-200mm/m范围，对应锚索间距a1为400-600mm，当mo为100-150mm/m范围，对应锚索间距a1为600-800mm；然后根据a1确定后续的锚索间距a2、a3、…an-1,直到巷道两帮中部全部布置锚索，按a2＝(1.0～1.2)a1，a3＝(1.0-1.2)a2，an-1＝(1.0～1.2)an-2计算，a2代表锚索2与锚索3间距，a3代表锚索3与锚索4间距，同样，an-1代表锚索n-1与锚索第n-2间距；
(62)在巷道两帮中部布置锚索长度时，巷道两帮中部中间部位O点锚索1长度L1及距该O点距离的O1及O2点位置锚索n的长度Ln分别按下式计算：L1＝-η2ln(20η2/η1)+k1，该式是基于位移梯度所得，两帮中部煤岩中位移梯度m≥20范围内布置锚索，作用较为明显；Ln＝-η2ln(40η2/η1)+k1，该式是基于巷道两帮中部位移梯度沿巷道高度分布特征所得，距离巷道两帮中部中心O点位置距离的O1及O2点位置位移梯度为巷道两帮中部中心O点位置位移梯度的一半，即s是指巷道两帮位置距O点位置；h为定义巷道两帮高度，k1为锚索外露长度及锚索锚固段附加长度之和，巷道两帮中部其它部位锚索2、锚索3及锚索n-1的长度分别按下式计算：L2＝L1-4.0×(L1-Ln)×a1/h，L3＝L1-4.0×(L1-Ln)×(a1+a2)/h，Ln-1＝L1-4.0×(L1-Ln)×(a1+a2+…+an-1)/h；
(63)在巷道两帮中部布置锚杆长度时，巷道两帮中部中间部位O点位置锚杆1长度l1,O1点及O2点位置锚杆n的长度ln分别按l1＝-η2ln(70η2/η1)+k2及ln＝-η2ln(140η2/η1)+k2计算，该式是基于位移梯度所得，锚杆控制位移梯度m≥70(mm/m)范围内两帮中部煤岩的过度变形，作用较为明显；k2为锚杆外露长度及锚杆锚固段附加长度之和；
(64)巷道两帮中部布置锚杆，巷道两帮中部中间部位O点锚杆1与相邻锚杆2间距a′1确定如下：当mo大于200mm/m时，对应锚杆间距a′1为300mm，当mo为150-200mm/m范围，对应锚杆间距a′1为300-400mm，当mo为100-150mm/m范围，对应锚杆间距a′1为400-500mm；然后根据a′1确定后续的锚杆间距a′2、a′3、…a′n-1,直到巷道两帮中部全部布置锚杆，按a′2＝(1.0～1.2)a′1，a′3＝(1.0～1.2)a′2，a′n-1＝(1.0～1.2)a′n-2计算，a′2代表锚杆2与锚杆3间距，a′3代表锚杆3与锚杆4间距，同理，a′n-1代表锚杆n-1与锚杆第n-2间距；
(7)施工过程中，巷道两帮中部要先对锚杆施加预紧扭矩及对锚索施加预紧力；巷道两帮中部外的其它部位，采用不施加预紧扭矩的锚杆支护，锚杆长度按l＝-η2ln(80η2/η1)+k2，该式基于位移梯度所得，该部位锚杆控制位移梯度m≥40(mm/m)范围内煤岩变形有较好效果，k2为锚杆外露长度及锚杆锚固段附加长度之和，锚杆间距a按下述确定：当mo大于200mm/m时，对应锚杆间距a为500mm，当mo为150-200mm/m范围，对应锚杆间距a为500-600mm，当mo为100-150mm/m范围，对应锚杆间距a为600-700mm；
(8)深部煤层巷道两帮部软弱煤岩布置的锚杆和锚索排距取巷道两帮中部中间部位O点锚索1与相邻锚索2的间距a1。
2.根据权利要求1所述的深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法，其特征在于：在锚杆、锚索支护的基础上，巷道两帮部位增加金属支架棚腿支护，将对称两个金属支架棚腿搭建在棚梁上，以提供更强的支撑力，更加稳固，金属支架棚腿布置在相邻排锚索及锚杆之间，排距也取巷道两帮中部中间位置O点锚索1与相邻锚索2的间距a1。
3.根据权利要求2所述的深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法，其特征在于：所述金属支架棚腿排距取巷道两帮中部中心O点位置锚索间距a1。
4.根据权利要求1或2所述的深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法，其特征在于：所述步骤(3)、(4)中设定的天数为45-55天。
5.根据权利要求1或2所述的深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法，其特征在于：所述锚杆和锚索的排距取巷道两帮中部中心O点位置锚索间距a1。
6.根据权利要求1或2所述的深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法，其特征在于：所述步骤(62)中，取k1＝(0.6～0.8)m。
7.根据权利要求1或2所述的深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法，其特征在于：所述步骤(63)中取k2＝(0.6～0.8)m，步骤(7)中取k2＝(0.4～0.5)m。
8.根据权利要求1或2所述的深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法，其特征在于：所述步骤(1)中的深度超过10m。
9.根据权利要求1或2所述的深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法，其特征在于：所述步骤(7)中的锚杆预紧扭矩为300N.M，锚索预应力为200k.N。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201710545268.7A CN107130987B (zh) | 2017-07-06 | 2017-07-06 | 一种深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201710545268.7A CN107130987B (zh) | 2017-07-06 | 2017-07-06 | 一种深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN107130987A true CN107130987A (zh) | 2017-09-05 |
| CN107130987B CN107130987B (zh) | 2019-01-18 |
Family
ID=59737686
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN201710545268.7A Active CN107130987B (zh) | 2017-07-06 | 2017-07-06 | 一种深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN107130987B (zh) |
Citations (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE3108877A1 (de) * | 1980-03-27 | 1982-01-07 | Voest - Alpine AG, 1011 Wien | Verfahren zum herstellen eines ankerausbaues, sowie vorrichtung zur durchfuehrung dieses verfahrens |
| CN101178008A (zh) * | 2007-12-05 | 2008-05-14 | 太原理工大学 | 煤矿巷道破碎两帮锚固支护方法 |
| RU2435034C1 (ru) * | 2010-06-22 | 2011-11-27 | Александр Васильевич Булкин | Способ поддержания горных выработок |
| CN102434209A (zh) * | 2011-11-03 | 2012-05-02 | 上海理工大学 | 隧道开挖对近接既有构筑物影响的监测方法 |
| CN103015389A (zh) * | 2012-12-12 | 2013-04-03 | 同济大学 | 用于富水软弱地层的多层伸缩式多点位移计锚头 |
| CN104832198A (zh) * | 2015-03-13 | 2015-08-12 | 中煤科工集团重庆研究院有限公司 | 巷道围岩变形、冲击矿压、煤与瓦斯突出综合治理方法 |
| CN105863700A (zh) * | 2016-06-24 | 2016-08-17 | 西安科技大学 | 一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法 |
| CN205580416U (zh) * | 2016-04-12 | 2016-09-14 | 河南理工大学 | 矿山深部多点位移计快速安装装置 |
| CN105952487A (zh) * | 2015-09-14 | 2016-09-21 | 安徽建筑大学 | 一种分析深部软弱围岩锚固体内外碎胀程度及稳定性的装置 |
| CN106524974A (zh) * | 2016-10-28 | 2017-03-22 | 安徽建筑大学 | 一种深部巷道软弱煤岩松动圈厚度的计算方法及应用该方法的测量装置 |
-
2017
- 2017-07-06 CN CN201710545268.7A patent/CN107130987B/zh active Active
Patent Citations (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE3108877A1 (de) * | 1980-03-27 | 1982-01-07 | Voest - Alpine AG, 1011 Wien | Verfahren zum herstellen eines ankerausbaues, sowie vorrichtung zur durchfuehrung dieses verfahrens |
| CN101178008A (zh) * | 2007-12-05 | 2008-05-14 | 太原理工大学 | 煤矿巷道破碎两帮锚固支护方法 |
| RU2435034C1 (ru) * | 2010-06-22 | 2011-11-27 | Александр Васильевич Булкин | Способ поддержания горных выработок |
| CN102434209A (zh) * | 2011-11-03 | 2012-05-02 | 上海理工大学 | 隧道开挖对近接既有构筑物影响的监测方法 |
| CN103015389A (zh) * | 2012-12-12 | 2013-04-03 | 同济大学 | 用于富水软弱地层的多层伸缩式多点位移计锚头 |
| CN104832198A (zh) * | 2015-03-13 | 2015-08-12 | 中煤科工集团重庆研究院有限公司 | 巷道围岩变形、冲击矿压、煤与瓦斯突出综合治理方法 |
| CN105952487A (zh) * | 2015-09-14 | 2016-09-21 | 安徽建筑大学 | 一种分析深部软弱围岩锚固体内外碎胀程度及稳定性的装置 |
| CN205580416U (zh) * | 2016-04-12 | 2016-09-14 | 河南理工大学 | 矿山深部多点位移计快速安装装置 |
| CN105863700A (zh) * | 2016-06-24 | 2016-08-17 | 西安科技大学 | 一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法 |
| CN106524974A (zh) * | 2016-10-28 | 2017-03-22 | 安徽建筑大学 | 一种深部巷道软弱煤岩松动圈厚度的计算方法及应用该方法的测量装置 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN107130987B (zh) | 2019-01-18 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN110130927B (zh) | 一种炭质板岩隧道大变形控制施工方法 | |
| CN103614970B (zh) | 钢桁梁拼装架设施工用纵向拖拉及横向顶推滑移系统 | |
| CN103614969B (zh) | 一种钢桁梁拼装架设施工工艺 | |
| CN110821537B (zh) | 一种综采工作面预掘单回撤通道支护方法 | |
| CN204479060U (zh) | 一种路基稳定性观测系统 | |
| CN105370304B (zh) | 高应力强扰动煤层沿空留巷多级加固方法 | |
| CN104179204B (zh) | 建筑物邻近深基坑基础桩基托换方法 | |
| CN111411985B (zh) | 一种穿越巨型溶洞的桥梁承载结构及施工方法 | |
| CN105971611A (zh) | 地铁隧道近距离下穿既有铁路干线路基沉降控制方法 | |
| CN104612713A (zh) | 超浅埋地段隧道施工方法 | |
| CN105971630B (zh) | 一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法 | |
| CN106761813A (zh) | 深部不稳定覆岩下沿空掘巷非均称支护设计方法 | |
| CN108130910A (zh) | 一种主动控制基坑位移的支撑系统及其设计方法 | |
| CN110210069A (zh) | 隧道超前支护体系设计方法及隧道超前支护设计方法 | |
| CN202148907U (zh) | 四线大跨隧道不等参初期支护构造 | |
| CN110159308B (zh) | 一种隧道长管棚定位方法 | |
| CN107130987B (zh) | 一种深部煤层巷道帮部软弱煤岩支护方法 | |
| CN209703316U (zh) | 一种适用于环境限制大的钢桁梁拼装平台 | |
| CN106837386B (zh) | 一种特厚煤层综放大跨度回采巷道防冒顶支护结构 | |
| Yu et al. | Failure mechanism and stability control technology of rock surrounding a roadway in complex stress conditions | |
| CN202533068U (zh) | 巷道表面距离测量装置 | |
| CN212105894U (zh) | 一种穿越巨型溶洞的桥梁承载结构 | |
| CN204283440U (zh) | 浅埋暗挖隧道支护状态监测结构 | |
| CN107460862A (zh) | 一种基底承载力及摩阻力联合测试装置 | |
| CN112922623A (zh) | 一种用于山脉隧道顶管施工工艺 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| TR01 | Transfer of patent right |
Effective date of registration: 20211228 Address after: 421800 Nanyang Town, Leiyang City, Hengyang City, Hunan Province Patentee after: Hunan Heijin times Nanyang Mining Co.,Ltd. Address before: 230601 Ziyun Road, Hefei economic and Technological Development Zone, Anhui 292 Patentee before: ANHUI JIANZHU University |
|
| TR01 | Transfer of patent right | ||
| CP01 | Change in the name or title of a patent holder |
Address after: 421800 Nanyang Town, Leiyang City, Hengyang City, Hunan Province Patentee after: Hunan Coal Industry Nanyang Mining Co.,Ltd. Address before: 421800 Nanyang Town, Leiyang City, Hengyang City, Hunan Province Patentee before: Hunan Heijin times Nanyang Mining Co.,Ltd. |
|
| CP01 | Change in the name or title of a patent holder |