CN111878113A - 一种三软煤巷动态耦合支护方法及系统 - Google Patents

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CN111878113A CN202010896954.0A CN202010896954A CN111878113A CN 111878113 A CN111878113 A CN 111878113A CN 202010896954 A CN202010896954 A CN 202010896954A CN 111878113 A CN111878113 A CN 111878113A
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邹栓营
段瑜红
李鹏
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Abstract

一种三软煤巷动态耦合支护方法,包括如下步骤:S1、对所述三软煤巷进行地质力学评估,获取三软煤巷的多个原始地质力学参数;S2、基于三软煤巷的原始地质力学参数生成初始支护参数;S3、根据初始支护参数设置支护系统;S4、对支护系统中已经设置好的部分进行实时监测,得到三软煤巷的动态地质力学参数和支护系统的动态支护参数;S5、根据动态地质力学参数和动态支护参数生成反馈信息;S6、基于反馈信息对初始支护参数进行修正,得到优化支护参数;S7、根据优化支护参数对支护系统中尚未设置好的部分进行修正。本发明提供一种三软煤巷动态耦合支护方法及系统,具有更好的支护效果。

Description

一种三软煤巷动态耦合支护方法及系统
技术领域
本发明涉及煤矿领域,具体的说是一种三软煤巷动态耦合支护方法及系统。
背景技术
“三软”煤层是指煤层的顶板软、底板软、煤质软。顶板软是指直接顶的顶板岩层裂隙发育、破碎,抗压强度指数很低,属一类不稳定顶板,基本上是一旦暴露就会很快冒落。底板软是指底板的抗压强度很低(≤4MPa),容易扎底,又是遇水膨胀、变软。煤质软是指煤体强度低,普氏系数f≤1,节理发育、煤层不稳定、易破碎。因为三软煤层是一种特殊的软岩,所以也具有其他软岩巷道的工程力学特性和软岩一样的力学属性。
三软煤巷的支护技术一直是煤矿行业的一个难题,由于常用的锚杆支护技术对巷道围岩赋存条件依赖性依然较高,在“三软”煤层煤巷中,锚杆支护在巷道浅部围岩难以形成稳定、有效的承载结构,造成锚杆支护承载能力难以充分发挥,不仅难以控制此类巷道的强烈变形,而且由于局部承载结构破坏诱发的锚网支护大面积失效,导致巷道大面积冒顶、垮塌的事故屡有发生,因此现有技术中三软煤巷主要采用金属支架单一的刚性被动支护形式,支护交过较差,易发生变形。
发明内容
为了解决现有技术中的不足,本发明提供一种三软煤巷动态耦合支护方法及系统,具有更好的支护效果。
为了实现上述目的,本发明采用的具体方案为:一种三软煤巷动态耦合支护方法,包括如下步骤:
S1、对所述三软煤巷进行地质力学评估,获取三软煤巷的多个原始地质力学参数;
S2、基于三软煤巷的原始地质力学参数生成初始支护参数;
S3、根据初始支护参数设置支护系统;
S4、对支护系统中已经设置好的部分进行实时监测,得到三软煤巷的动态地质力学参数和支护系统的动态支护参数;
S5、根据动态地质力学参数和动态支护参数生成反馈信息;
S6、基于反馈信息对初始支护参数进行修正,得到优化支护参数;
S7、根据优化支护参数对支护系统中尚未设置好的部分进行修正。
作为上述三软煤巷动态耦合支护方法的进一步优化:S1中,所述原始地质力学参数包括顶板非弹性区深度a1和组合加固拱厚度b。
作为上述三软煤巷动态耦合支护方法的进一步优化:所述三软煤巷的截面呈梯形,S2中,所述初始支护参数和所述动态支护参数均包括顶部锚杆参数、侧部锚杆参数和锚杆预紧力矩,顶部锚杆参数包括顶部锚杆长度、顶部锚杆杆体直径和顶部锚杆间排距,侧部锚杆参数包括侧部锚杆长度。
作为上述三软煤巷动态耦合支护方法的进一步优化:所述顶部锚杆参数的计算方法为:顶部锚杆长度L=a1+L0+a2,其中a1为顶板非弹性区深度,L0为锚杆外露长度,a2为顶部锚杆锚固长度;
顶部锚杆杆体直径
Figure BDA0002658693020000021
其中Q为顶部锚杆锚固力,σs为顶部锚杆抗拉强度;
顶部锚杆间距a=tanθ(L-b),其中b为组合加固拱厚度,L为顶部锚杆有效长度,θ为顶部锚杆控制角;
所述侧部锚杆参数的计算方法为:
侧部锚杆长度L=b+L0+L1,其中b为侧部非弹性区深度,L1为侧部锚杆锚固长度;
所述锚杆预紧力矩的计算方法为:
T=0.2Qd,其中Q为锚杆设计预紧力,d为锚杆螺纹公称直径。
作为上述三软煤巷动态耦合支护方法的进一步优化:S2中,所述初始支护参数和所述动态支护参数均包括锚索长度、锚索密度和锚索预紧力。
作为上述三软煤巷动态耦合支护方法的进一步优化:所述锚索长度的计算方法为:Lms=La+Lb+Lc+Ld,其中La为锚索的锚固长度,Lb为不稳定岩层厚度,Lc为上托盘及锁具厚度,Ld为锚索的张拉长度;
所述锚索密度的计算方法为:
Figure BDA0002658693020000022
其中W为设计负载,P为锚索最低破断力,并且有W=BD∑h∑r,其中B为掘进宽度,D为锚索排距,∑h为负载平均厚度,∑r为负载平均容量。
作为上述三软煤巷动态耦合支护方法的进一步优化:S3中,所述支护系统包括多个螺纹钢锚杆、多个钢绞线锚索、多个注浆锚杆和多个组合式中空注浆锚索,S3的具体方法包括:
S3.1、设置所述螺纹钢锚杆;
S3.2、设置所述钢绞线锚索;
S3.3、预设所述注浆锚杆,并开始第一锚注计时;
S3.4、当第一锚注计时到达第一阈值时开始对所述注浆锚杆进行注浆;
S3.5、预设所述组合式中空注浆锚索,并开始第二锚注计时;
S3.6、当第二锚注计时到达第二阈值时开始对所述组合式中空注浆锚索进行注浆。
作为上述三软煤巷动态耦合支护方法的进一步优化:S4中,所述动态地质力学参数包括煤巷表面位移量、顶板锚固区内离层变形量、顶板锚固区外离层变形量、锚杆受力值、锚杆锚固力值和锚杆预应力值。
作为上述三软煤巷动态耦合支护方法的进一步优化:S5中,所述反馈信息包括顶板锚固区内离层变形量、顶板锚固区外离层变形量、顶底板移近量、侧部移近量、锚杆受力值和锚杆锚固力值。
应用上述的一种三软煤巷动态耦合支护方法的支护系统,包括主支护机构和多个锚注时间指示装置;
所述主支护机构包括多个所述螺纹钢锚杆、多个所述钢绞线锚索、多个所述注浆锚杆和多个所述组合式中空注浆锚索;
所述锚注时间指示装置包括设置在所述注浆锚杆或者所述组合式中空注浆锚索尾部的指示标记。
有益效果:本发明将设计与施工两个过程结合起来,在设置支护系统的施工过程中不断对支护系统的设计方案进行修正,即实现了动态支护,从而能够适应三软煤层复杂多变的特点,并且,本方法采用了螺纹钢锚杆、钢绞线锚索、注浆锚杆和组合式中空注浆锚索的组合支护方式,并且通过确定最佳锚注时间的方式实现了各支护装置的耦合,从而显著地提升了支护效果。
附图说明
图1是锚注时间指示装置的整体结构示意图;
图2是电子指示器的结构示意图;
图3是图2中A部分的放大图;
图4是安装座的安装方式示意图;
图5是注浆锚杆锚注过程的状态示意图。
附图说明:1-巷道,2-锚杆安装孔,3-注浆锚杆,4-锚固剂,5-电子指示器,6-指示标记,7-封口器,8-安装座,9-控制器,10-通信器,11-盲孔,12-触点开关,13-导向板,14-第一弹簧,15-活动板,16-接触板,17-加固杆,18-伸缩杆,19-导向环,20-弹片,21-凹槽,22-通孔,23-通道,24-限位板,25-第二弹簧,26-推拉杆,27-推板,28-尖端,29-连接板,30-注浆管。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的附图,对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明保护的范围。
一种三软煤巷动态耦合支护方法,包括S1至S7。
S1、对三软煤巷进行地质力学评估,获取三软煤巷的多个原始地质力学参数。原始地质力学参数包括顶板非弹性区深度a1和组合加固拱厚度b。
S2、基于三软煤巷的原始地质力学参数生成初始支护参数。三软煤巷的截面呈梯形,S2中,初始支护参数和动态支护参数均包括顶部锚杆参数、侧部锚杆参数和锚杆预紧力矩,顶部锚杆参数包括顶部锚杆长度、顶部锚杆杆体直径和顶部锚杆间排距,侧部锚杆参数包括侧部锚杆长度。
顶部锚杆参数的计算方法为:顶部锚杆长度L=a1+L0+a2,其中a1为顶板非弹性区深度,L0为锚杆外露长度,a2为顶部锚杆锚固长度;顶部锚杆杆体直径
Figure BDA0002658693020000041
其中Q为顶部锚杆锚固力,σs为顶部锚杆抗拉强度;顶部锚杆间距a=tanθ(L-b),其中b为组合加固拱厚度,L为顶部锚杆有效长度,θ为顶部锚杆控制角。
侧部锚杆参数的计算方法为:侧部锚杆长度L=b+L0+L1,其中b为侧部非弹性区深度,L1为侧部锚杆锚固长度。
锚杆预紧力矩的计算方法为:T=0.2Qd,其中Q为锚杆设计预紧力,d为锚杆螺纹公称直径。
S2中,初始支护参数和动态支护参数均包括锚索长度、锚索密度和锚索预紧力。
锚索长度的计算方法为:Lms=La+Lb+Lc+Ld,其中La为锚索的锚固长度,Lb为不稳定岩层厚度,Lc为上托盘及锁具厚度,Ld为锚索的张拉长度。锚索密度的计算方法为:
Figure BDA0002658693020000042
其中W为设计负载,P为锚索最低破断力,并且有W=BD∑h∑r,其中B为掘进宽度,D为锚索排距,∑h为负载平均厚度,∑r为负载平均容量。
S3、根据初始支护参数设置支护系统。S3中,支护系统包括多个螺纹钢锚杆、多个钢绞线锚索、多个注浆锚杆和多个组合式中空注浆锚索,S3的具体方法包括S3.1至S3.6。
S3.1、设置螺纹钢锚杆。
S3.2、设置钢绞线锚索。
S3.3、预设注浆锚杆,并开始第一锚注计时。
S3.4、当第一锚注计时到达第一阈值时开始对注浆锚杆进行注浆。
S3.5、预设组合式中空注浆锚索,并开始第二锚注计时。
S3.6、当第二锚注计时到达第二阈值时开始对组合式中空注浆锚索进行注浆。
在S3中,第一阈值和第二阈值分别是注浆锚杆的最佳锚注时间和组合式中空注浆锚索的最佳锚注时间。
S4、对支护系统中已经设置好的部分进行实时监测,得到三软煤巷的动态地质力学参数和支护系统的动态支护参数。S4中,动态地质力学参数包括煤巷表面位移量、顶板锚固区内离层变形量、顶板锚固区外离层变形量、锚杆受力值、锚杆锚固力值和锚杆预应力值。
S5、根据动态地质力学参数和动态支护参数生成反馈信息。S5中,反馈信息包括顶板锚固区内离层变形量、顶板锚固区外离层变形量、顶底板移近量、侧部移近量、锚杆受力值和锚杆锚固力值。
S6、基于反馈信息对初始支护参数进行修正,得到优化支护参数。
S7、根据优化支护参数对支护系统中尚未设置好的部分进行修正。
本方法将设计与施工两个过程结合起来,在设置支护系统的施工过程中不断对支护系统的设计方案进行修正,即实现了动态支护,从而能够适应三软煤层复杂多变的特点,并且,本方法采用了螺纹钢锚杆、钢绞线锚索、注浆锚杆和组合式中空注浆锚索的组合支护方式,并且通过确定最佳锚注时间的方式实现了各支护装置的耦合,从而显著地提升了支护效果。
应用上述的一种三软煤巷动态耦合支护方法的支护系统,包括主支护机构和多个锚注时间指示装置。
主支护机构包括多个螺纹钢锚杆、多个钢绞线锚索、多个注浆锚杆和多个组合式中空注浆锚索。
锚注时间指示装置包括设置在注浆锚杆或者组合式中空注浆锚索尾部的指示标记。指示标记用于辅助确定最佳支护时间。
为了进一步提升确定的最佳锚注时间的准确度,请参阅图1至5,锚注时间指示装置包括设置在注浆锚杆3尾部的指示标记6和电子指示器5,电子指示器5包括与注浆锚杆3可拆卸连接的安装座8,安装座8朝向注浆锚杆3头部的一侧开设有多个沿注浆锚杆3长度方向延伸的盲孔11,盲孔11的盲端固定设置有触点开关12,触点开关12包括弹片20,盲孔11中伸缩设置有伸缩杆18,伸缩杆18的一端伸出盲孔11并且固定连接有接触板16,安装座8的周侧固定连接有通信器10,安装座8中嵌设有控制器9,控制器9与通信器10和所有触点开关12均电性连接。
在使用时,首先根据巷道1的地质特性选择合适的注浆锚杆3,并且确定注浆锚杆3的锚固长度,之后将注浆锚杆3插入到锚杆安装孔2中,并且将注浆锚杆3的插入端通过锚固剂5固定,然后在注浆锚杆3的尾部设置指示标记6,指示标记6与锚杆安装孔2之间留有一定距离,接着在指示标记6的旁边设置电子指示器5,并且电子指示器5位于指示标记6背向锚杆安装孔2的一侧。一段时间之后,巷道1表面发生位移会带动注浆锚杆3向锚杆安装孔2内部移动,过程中接触板16与巷道1的内壁相接触并且因为受到巷道1内壁的阻碍而向盲孔11内部移动,当指示标记6与锚杆安装孔2的开口端平齐的时候,注浆锚杆3到达最佳锚注时间,此时伸缩杆18与弹片20接触使触点开关12导通,当其中有一个触点开关12导通时,控制器9通过通信器10向工作人员发送消息,提醒工作人员可以开始进行注浆。需要说明的是,指示标记6用于对电子指示器5的位置进行标记,可以在所有注浆锚杆3全部安装完毕之后统一设置指示标记6,然后在逐个安装电子指示器5,从而提升安装效率。
为了确保伸缩杆18能够顺利地与弹片20相接触进而使触点开关12导通,盲孔11中固定设置有导向板13,导向板13上开设有通孔22,通孔22中固定设置有导向环19,伸缩杆18从导向环19中穿过。导向板13和导向环19配合对伸缩杆18进行导向,确保伸缩杆18能够对准弹片20。另一方面,导向板13与导向环19还能够起到加强密封的效果,避免外界杂质侵入到盲孔11中对触点开关12产生侵蚀。
为了进一步对伸缩杆18进行导向,避免伸缩杆18偏斜,盲孔11中固定设置有活动板15,伸缩杆18穿过活动板15并且与活动板15固定连接。活动板15可以与盲孔11的内壁相贴合,当伸缩杆18出现偏斜趋势的时候活动板15能够对伸缩杆18产生阻碍,从而实现避免伸缩杆18偏斜的效果。
为了进一步保证伸缩杆18能够顺利与弹片20相接触,触点开关12上开设有凹槽21,弹片20设置在凹槽21中。
考虑到接触板16需要与巷道1的表面直接接触,而巷道1的表面是粗糙不平的,为了避免巷道1的表面对接触板16产生侧向的挤压造成伸缩杆18变形,伸缩杆18穿过活动板15后固定连接有加固杆17,且加固杆17的截面积大于伸缩杆18的截面积,加固杆17与接触板16固定连接。
在确定好注浆锚杆3的最佳锚注时间并且进行锚注之后,可以将电子指示器5拆下,为了方便将拆下的电子指示器5复位,以备后续使用,伸缩杆18上套设有第一弹簧14,第一弹簧14的两端分别与导向板13和活动板15固定连接。在巷道1的表面将伸缩杆18向盲孔11内部推动的过程中,第一弹簧14被压缩,在将电子指示器5拆下之后,在第一弹簧14的作用下伸缩杆18、活动板15、加固杆17和接触板16均复位。
电子指示器5具体的设置方式为:安装座8呈环形,安装座8上开设有若干个沿径向延伸的通道23,通道23中固定设置有限位板24,限位板24上穿设有推拉杆26,推拉杆26朝向安装座8外侧的一端伸出通道23后固定连接有推板27。在安装的时候,首先向外拉动推板27,通过推板27带动推拉杆26向安装座8的外部移动,然后将安装座8套设在注浆锚杆3的尾部,之后向内推动推板27,通过推板27带动推拉杆26向安装座8的内部移动,直到推拉杆26与注浆锚杆3相接触,因为注浆锚杆3的表面设置有螺纹结构,因此与推拉杆26之间有较大的摩擦力,从而保证巷道1的表面在将伸缩杆18向盲孔11中推动的时候不会将整个安装座8从注浆锚杆3上推下。
为了进一步保证安装座8的稳定性,推拉杆26上固定套设有连接板29,连接板29与限位板24之间连接有第二弹簧25,第二弹簧25套设在推拉杆26上。在安装的时候,向外拉动推拉杆26,推拉杆26带动连接板29同步移动,连接板29移动的过程中压缩第二弹簧25,在将安装座8套设到注浆锚杆3上之后松开推板27,第二弹簧25复位并且推动连接板29向安装座8的内部移动,进而由连接板29带动推拉杆26向安装座8的内部移动,最终将推拉杆26顶紧到注浆锚杆3上,确保安装座8在使用过程中足够稳定。
为了进一步保证安装座8的稳定性,推拉杆26朝向安装座8内侧的一端一体连接有尖端28。尖端28可以插入到注浆锚杆3上的螺纹中,从而在注浆锚杆3的轴向上将安装座8完全锁死,保证在无人力干预的情况下安装座8不会从注浆锚杆3上脱落。
最后,在本发明中,控制器9可以采用STM32单片机,通信器10可以采用WIFI模块并且与工作人员的智能手机无线通信连接。
对所公开的实施例的上述说明,使本领域专业技术人员能够实现或使用本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的专业技术人员来说将是显而易见的,本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下,在其它实施例中实现。因此,本发明将不会被限制于本文所示的这些实施例,而是要符合与本文所公开的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。

Claims (10)

1.一种三软煤巷动态耦合支护方法,其特征在于:包括如下步骤:
S1、对所述三软煤巷进行地质力学评估,获取三软煤巷的多个原始地质力学参数;
S2、基于三软煤巷的原始地质力学参数生成初始支护参数;
S3、根据初始支护参数设置支护系统;
S4、对支护系统中已经设置好的部分进行实时监测,得到三软煤巷的动态地质力学参数和支护系统的动态支护参数;
S5、根据动态地质力学参数和动态支护参数生成反馈信息;
S6、基于反馈信息对初始支护参数进行修正,得到优化支护参数;
S7、根据优化支护参数对支护系统中尚未设置好的部分进行修正。
2.如权利要求1所述的一种三软煤巷动态耦合支护方法,其特征在于:S1中,所述原始地质力学参数包括顶板非弹性区深度a1和组合加固拱厚度b。
3.如权利要求2所述的一种三软煤巷动态耦合支护方法,所述三软煤巷的截面呈梯形,其特征在于:S2中,所述初始支护参数和所述动态支护参数均包括顶部锚杆参数、侧部锚杆参数和锚杆预紧力矩,顶部锚杆参数包括顶部锚杆长度、顶部锚杆杆体直径和顶部锚杆间排距,侧部锚杆参数包括侧部锚杆长度。
4.如权利要求3所述的一种三软煤巷动态耦合支护方法,其特征在于:所述顶部锚杆参数的计算方法为:
顶部锚杆长度L=a1+L0+a2,其中a1为顶板非弹性区深度,L0为锚杆外露长度,a2为顶部锚杆锚固长度;
顶部锚杆杆体直径
Figure FDA0002658693010000011
其中Q为顶部锚杆锚固力,σs为顶部锚杆抗拉强度;
顶部锚杆间距a=tanθ(L-b),其中b为组合加固拱厚度,L为顶部锚杆有效长度,θ为顶部锚杆控制角;
所述侧部锚杆参数的计算方法为:
侧部锚杆长度L=b+L0+L1,其中b为侧部非弹性区深度,L1为侧部锚杆锚固长度;
所述锚杆预紧力矩的计算方法为:
T=0.2Qd,其中Q为锚杆设计预紧力,d为锚杆螺纹公称直径。
5.如权利要求4所述的一种三软煤巷动态耦合支护方法,其特征在于:S2中,所述初始支护参数和所述动态支护参数均包括锚索长度、锚索密度和锚索预紧力。
6.如权利要求5所述的一种三软煤巷动态耦合支护方法,其特征在于:所述锚索长度的计算方法为:Lms=La+Lb+Lc+Ld,其中La为锚索的锚固长度,Lb为不稳定岩层厚度,Lc为上托盘及锁具厚度,Ld为锚索的张拉长度;
所述锚索密度的计算方法为:
Figure FDA0002658693010000021
其中W为设计负载,P为锚索最低破断力,并且有W=BD∑h∑r,其中B为掘进宽度,D为锚索排距,∑h为负载平均厚度,∑r为负载平均容量。
7.如权利要求6所述的一种三软煤巷动态耦合支护方法,其特征在于:S3中,所述支护系统包括多个螺纹钢锚杆、多个钢绞线锚索、多个注浆锚杆和多个组合式中空注浆锚索,S3的具体方法包括:
S3.1、设置所述螺纹钢锚杆;
S3.2、设置所述钢绞线锚索;
S3.3、预设所述注浆锚杆,并开始第一锚注计时;
S3.4、当第一锚注计时到达第一阈值时开始对所述注浆锚杆进行注浆;
S3.5、预设所述组合式中空注浆锚索,并开始第二锚注计时;
S3.6、当第二锚注计时到达第二阈值时开始对所述组合式中空注浆锚索进行注浆。
8.如权利要求7所述的一种三软煤巷动态耦合支护方法,其特征在于:S4中,所述动态地质力学参数包括煤巷表面位移量、顶板锚固区内离层变形量、顶板锚固区外离层变形量、锚杆受力值、锚杆锚固力值和锚杆预应力值。
9.如权利要求8所述的一种三软煤巷动态耦合支护方法,其特征在于:S5中,所述反馈信息包括顶板锚固区内离层变形量、顶板锚固区外离层变形量、顶底板移近量、侧部移近量、锚杆受力值和锚杆锚固力值。
10.应用如权利要求1所述的一种三软煤巷动态耦合支护方法的支护系统,其特征在于:包括主支护机构和多个锚注时间指示装置;
所述主支护机构包括多个所述螺纹钢锚杆、多个所述钢绞线锚索、多个所述注浆锚杆和多个所述组合式中空注浆锚索;
所述锚注时间指示装置包括设置在所述注浆锚杆或者所述组合式中空注浆锚索尾部的指示标记。
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