CN113482685A - 煤柱加强支护的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种煤柱加强支护的方法，包括：在回采巷道的顶板每排布置多根锚杆，且所述多根锚杆间排距为800mm×800mm，顶部两肩窝锚杆距离肩窝为100mm，偏向巷道两帮20°布置。在回采巷道的顶板每排布置多根第一锚索，所述多根第一锚索间排距为1600mm×1600mm，且两侧锚索距肩窝900mm。在煤柱侧帮每排布置多根第二锚索，所述多根第二锚索间排距为800mm×800mm，且最上部帮锚索距离顶板为550mm，斜向顶板与水平夹角10°，最底部帮锚杆距离底板550mm，斜向底板与水平夹角10°。在煤柱侧帮距离顶板800mm处，以水平夹角60°斜向顶板布置1根Φ22×1800mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆。借此，本发明的煤柱加强支护的方法，可以避免事故的发生，且不会影响矿井的正常接续和安全生产。
Description
技术领域
本发明是关于煤矿技术领域，特别是关于一种煤柱加强支护的方法。
背景技术
煤矿中的工作面顺槽由于直接服务于回采工作面，是受采动影响最剧烈的一类巷道。生产矿井每年新掘的巷道中采区内的准备巷道和回采巷道占80％以上，这一类巷道大部分开掘在煤层中，巷道两帮和顶底板往往是强度较低的围岩，甚至是松散岩体，对于巷道维护极其不利，而且临近回采工作面，受回采工作面的采动影响剧烈，导致大量回采巷道处于困难条件，围岩变形量大、支护体失效严重、冒顶事故时有发生，为了保证巷道的正常使用和工作安全，许多矿井花费大量人力和支护材料对回采巷道进行维护和翻修，严重影响了矿井的正常接续和安全生产。
工作面回风巷道靠煤柱侧帮部及底板破坏十分严重，其失稳力学机理实质上是地层压力效应结果，当应力值超过了部分围岩的强度极限后使围岩进入塑性状态，当塑性变形过大时，使松动圈进入破裂阶段，形成较大的形变压力，则围岩就发生显著的变形、破裂、松碎、破坏等现象，表现出明显的应力卸压效应。由于工作面巷道断面为矩形，在开挖后围岩应力重新分布在侧帮帮角位置。因此，巷道失稳主要是这种压力对围岩本身的支护结构作用结果，当巷道支护强度不够时，形变压力会使围岩破坏并转变为松动压力，引起围岩失稳。
现场发现工作面回风巷道两帮移近变形极为严重，工作面前方50m处两帮最大移近量约1.6m，底鼓量普遍超过0.5m，塑性变形严重，而顶板完整性较好，变形量很小，因此初步判定两帮和底板为工程软岩，顶板不属于软岩范畴。巷道两帮和底板的软弱大变形特性对巷道的正常生产影响极大。
公开于该背景技术部分的信息仅仅旨在增加对本发明的总体背景的理解，而不应当被视为承认或以任何形式暗示该信息构成已为本领域一般技术人员所公知的现有技术。
发明内容
本发明的目的在于提供一种煤柱加强支护的方法，可以避免事故的发生，且不会影响矿井的正常接续和安全生产。
为实现上述目的，本发明提供了一种煤柱加强支护的方法，包括：在回采巷道的顶板每排布置多根锚杆，且所述多根锚杆间排距为800mm×800mm，顶部两肩窝锚杆距离肩窝为100mm，偏向巷道两帮20°布置。在回采巷道的顶板每排布置多根第一锚索，所述多根第一锚索间排距为1600mm×1600mm，且两侧锚索距肩窝900mm。在煤柱侧帮每排布置多根第二锚索，所述多根第二锚索间排距为800mm×800mm，且最上部帮锚索距离顶板为550mm，斜向顶板与水平夹角10°，最底部帮锚杆距离底板550mm，斜向底板与水平夹角10°。在煤柱侧帮距离顶板800mm处，以水平夹角60°斜向顶板布置1根Φ22×1800mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，位于两排帮锚索中间，锚杆排距为800mm。
在本发明的一实施方式中，多根锚杆均为Φ20×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，且所述多根锚杆的数量为7根。
在本发明的一实施方式中，多根第一锚索均为Φ17.8×7300mm的锚索，且所述多根第一锚索的数量为3根。
在本发明的一实施方式中，多根第二锚索均为Φ17.8×7300mm的锚索，且所述多根第二锚索的数量为4根。
在本发明的一实施方式中，煤柱加强支护的方法还包括：在实体煤侧帮每排布置5根Φ20×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距800×800mm，上、下部帮锚杆距离顶、底板距离为150mm。
在本发明的一实施方式中，煤柱加强支护的方法还包括：在实体煤侧帮每排布置2根Φ17.8×7300mm的锚索，锚索间排距为1600×1600mm，上、下部帮锚索距离顶、底板距离为950mm。
与现有技术相比，根据本发明的煤柱加强支护的方法，支护强度高，可以避免围岩变形量大、支护体失效严重和冒顶事故的发生，成本低，维护方便，且不会影响矿井的正常接续和安全生产。
附图说明
图1是根据本发明一实施方式的煤柱加强支护的方法的流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图，对本发明的具体实施方式进行详细描述，但应当理解本发明的保护范围并不受具体实施方式的限制。
除非另有其它明确表示，否则在整个说明书和权利要求书中，术语“包括”或其变换如“包含”或“包括有”等等将被理解为包括所陈述的元件或组成部分，而并未排除其它元件或其它组成部分。
图1是根据本发明一实施方式的煤柱加强支护的方法的流程示意图。如图1所示，根据本发明优选实施方式的一种煤柱加强支护的方法，包括：S1，在回采巷道的顶板每排布置多根锚杆，且所述多根锚杆间排距为800mm×800mm，顶部两肩窝锚杆距离肩窝为100mm，偏向巷道两帮20°布置。S2，在回采巷道的顶板每排布置多根第一锚索，所述多根第一锚索间排距为1600mm×1600mm，且两侧锚索距肩窝900mm。S3，在煤柱侧帮每排布置多根第二锚索，所述多根第二锚索间排距为800mm×800mm，且最上部帮锚索距离顶板为550mm，斜向顶板与水平夹角10°，最底部帮锚杆距离底板550mm，斜向底板与水平夹角10°。S4，在煤柱侧帮距离顶板800mm处，以水平夹角60°斜向顶板布置1根Φ22×1800mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，位于两排帮锚索中间，锚杆排距为800mm。
在本发明的一实施方式中，多根锚杆均为Φ20×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，且所述多根锚杆的数量为7根。多根第一锚索均为Φ17.8×7300mm的锚索，且所述多根第一锚索的数量为3根。
在本发明的一实施方式中，多根第二锚索均为Φ17.8×7300mm的锚索，且所述多根第二锚索的数量为4根。煤柱加强支护的方法还包括：在实体煤侧帮每排布置5根Φ20×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距800×800mm，上、下部帮锚杆距离顶、底板距离为150mm。
在本发明的一实施方式中，煤柱加强支护的方法还包括：在实体煤侧帮每排布置2根Φ17.8×7300mm的锚索，锚索间排距为1600×1600mm，上、下部帮锚索距离顶、底板距离为950mm。
在实际应用中，本发明的煤柱加强支护的方法是以工作面回风顺槽为工程背景，在理论研究和资料收集的基础上，现场取样并进行巷道围岩物理力学特性试验和三轴压缩试验，同时对顺槽进行支护参数设计，结合现场情况，初步给出顺槽支护方案，运用Flac 3D软件对支护方案进行分析，并对方案进行现场监测，分析得到的监测数据，对支护效果进行评价，为其他备采巷道围岩控制提供参考。
围岩松动圈测试
1、仪器设备
目前国内测定巷道围岩松动圈的方法有地质雷达法、多点位移计法和RSM-SY5智能松动圈检测仪和CXK-12矿用本安型钻孔成像仪法。地质雷达探测手段主要适用于在巷道掘出后且松动圈已充分形成后来测定巷道围岩松动范围。多点位移计用于自巷道掘出至松动圈形成来测定巷道围岩松动范围。本次采用CXK-12矿用本安型钻孔成像仪法进行测定，CXK-12矿用本安型钻孔成像仪，采用先进的DSP图像采集与处理技术，系统高度集成，探头全景摄像，剖面实时自动提取，图像清晰逼真，深度自动准确校准，可对所有的观测孔全方位、全柱面视频录制及后期成像(垂直孔/水平孔/斜孔/俯、仰角孔)，是国内最先进的一套孔内光学成像系统。CXK-12矿用本安型成像仪是针对于煤矿井下环境设计的钻孔成像设备，因此特别适用于煤矿井下恶劣条件下的各类钻孔检测，如观测锚杆锚索孔、瓦斯排放孔、超前探测孔、煤层岩层勘探孔和地质勘探孔等的监测、记录等，适用于垂直孔、水平孔和倾斜孔等各种形式的钻孔。工作原理，CXK-12矿用本安型钻孔成像仪主要包括CXK-12-Z矿用本安型钻孔成像仪主机、CXK-12T矿用本安型钻孔成像仪探头、CXK-5S矿用本安型钻孔成像仪深度计数器等主要部件，以及视频传输电缆、信号电缆和推杆等附件。深度计数器用来记录探头在钻孔内行进的深度，探头内带LED白光发光二极管和摄像机，用来摄取孔壁图像，获得的视频信号通过视频传输电缆传到主机，主机接收深度计数器传来的深度脉冲信号和探头传来的视频信号，计算探头所在的深度位置，开始采集后仪器将钻孔内实际情况进行实时视频录制。主机在对图像进行录制的同时，显示实时监视图像。保存后的视频可以通过网口传输到PC机上作进一步分析。
2、监测方法
依据现在生产工作面巷道的支护形式和支护参数，确定在1117工作面回风顺槽布置松动圈窥视孔10组，每组3个钻孔。顶板松动圈检测钻孔深度7m，两帮孔打10m深，钻孔直径42mm；为了能使帮部孔内水能够自由流出，有利于窥视，帮部钻孔仰角为20°。
3、施工质量
在打孔时应保证合理掌握钻进压力，尽量保持平直，力求保持孔壁的完整性，避免出现台阶孔。打孔后，用高压气或水将孔冲洗干净，保证钻孔内没有积水。需将孔内杂物清理干净。测试试验巷道至少设置10组完整的测点，其中顶板的垂直钻孔和两帮钻孔为一组，且在同一剖面上。
4、松动圈测定结果分析
通过对巷道松动圈范围、巷道变形破坏情况及现有锚杆(锚索)支护强度的测定可以确定合理的支护方式，并为支护参数的选择以及为改进现有支护方式提供合理可靠的依据。根据巷道现在的支护方式，一般采用锚杆支护，较破碎区域用锚网钢带联合支护，过冲刷带采用棚子支护。为了评价现有支护和锚杆选型的合理性以及对以后巷道的支护提供合理的参数，围岩松动圈是巷道开挖后地应力超过围岩强度造成围岩松动的结果。松动圈理论认为，锚杆支护作用就是限制围岩松动圈中碎胀力所造成的有害变形。锚杆(索)荷载观测的目的是分析和监测锚杆(索)支护在巷道服务期间锚杆(索)荷载变化情况及工作状态，为调整和修改优化其支护参数提供科学可靠的依据。掌握巷道松动圈范围的大小及变化规律，对于选择恰当的巷道支护方式与参数具有重要意义。
围岩岩性分析
1、顶板岩性为灰色粉砂岩。直接顶遇水及空气不易崩解成碎块状，物理性质较为稳定；顶板夹矸为灰黑色粉砂岩，性质较为稳定，遇水和空气不易崩解；底板为灰色炭质泥岩，遇水易膨胀崩解，物理性质不稳定。
2、顶板岩样天然状态下平均抗压强度为22.06MPa，抗拉强度平均为3.05MPa，抗剪强度为7.4MPa；夹矸平均抗压强度为14.56MPa，抗拉强度平均为2.16MPa，抗剪强度为3.87MPa；底板平均抗压强度为15.6MPa，抗拉强度为2.85MPa，抗剪强度为5.25MPa；煤样平均抗压强度为13.8MPa，抗拉强度为1.96MPa，抗剪强度为4.23MPa。结合现场研究表明，巷道岩层结构面发育，巷道顶板属不稳定岩层，底板属极不稳定岩层。
3、通过电镜扫描，发现顶板岩石整体完整性较好，裂隙少；顶板夹矸颗粒与颗粒之间存在一定量的孔隙，但是孔隙的直径很小；煤样颗粒间裂隙较多，极易吸附水并提供水流通道；底板岩样裂隙较多，为水的流通提供通道，且炭质泥岩极易吸水膨胀，导致1117工作面回风巷道产生较为严重的底臌。
现有支护效果
1、锚杆可提高巷道锚固区煤岩体强度、弹性模量、粘聚力和内摩擦角等力学参数。对于中等强度以上岩石，锚杆对岩石破坏前的强度和变形影响不大。但对于强度较低的煤岩体，锚杆在破坏前对其强度有比较明显的影响。锚杆的主要作用是改善发生塑性变形和破碎煤岩的力学性质，显著提高其屈服后强度，改变屈服后煤岩变形特性。
2、锚杆对巷道的顶板及煤帮的节理、层理、裂隙等不连续面的本质作用在于：提供轴向力与切向力，提高不连续面的抗剪强度，阻止不连续面产生离层与滑动，同时可以改善围岩应力状态，提高围岩抗拉能力。通过提高结构面的强度，进一步提高节理煤岩体的整体强度、完整性和稳定性。
3、控制锚固区围岩的离层、滑动、张开裂隙等扩容变形与破坏，在锚固区内形成次生承载层，最大限度地保持锚固区围岩的完整性，避免围岩有害变形的出现，达到提高锚固区围岩的整体强度和稳定性。锚杆托梁的使用可扩大锚杆作用范围，使载荷趋于均匀，共同形成组合支护系统提高整体支护能力。对巷道表面提供支护，改善顶板应力状态，减少岩层弯曲引起的拉伸破坏。
而目前工作面回风巷道的原有支护方案，面回风顺槽未发现有大的断裂、褶曲等构造，地质条件属于简单类型，因此影响矿巷道变形破坏的原因主要为特殊工程地质条件、岩体力学性质、支护强度等因素。通过对松动圈测定发现，靠近煤柱一侧的煤体帮部松动圈范围在4.1m左右，而现有支护方案锚杆锚固距离为2.2m，锚索锚固距离为4.3m，其中锚杆端头在松动圈内，因此锚固失效；锚索锚固段仅超出松动圈范围0.2m，处于松动圈与弹性区临界区域，不能发挥锚索的效果。同时由于4#煤中有一层厚度不均的软弱夹矸，因此造成工作面回风巷道在二次动压作用下，出现帮部整体向着巷道中心滑移的失稳现象，这也就解释了该巷道帮部破坏严重的原因。由于帮部失稳后应力传递至软弱底板，底板在淋水作用下强度降低，在高应力作用下出现了底臌现象。
而本申请则通过以上对原有支护方案的分析，提出了一种煤柱加强支护的方法，根据现场情况，设计新的支护方案为：顶板每排布置7根Φ20×2400mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距800×800mm，顶部两肩窝锚杆距离肩窝为100mm，偏向巷道两帮20°布置；顶板每排布置3根Φ17.8×7300mm的锚索，锚索间排距为1600×1600mm，两侧锚索距肩窝900mm；在煤柱侧帮每排布置4根Φ17.8×7300mm的锚索，间排距为800×800mm，最上部帮锚索距离顶板为550mm，斜向顶板与水平夹角10°，最底部帮锚杆距离底板550mm，斜向底板与水平夹角10°；另外在煤柱侧帮距离顶板800mm处，以水平夹角60°斜向顶板布置一根Φ22×1800mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，位于两排帮锚索中间，锚杆排距为800mm；在实体煤侧帮每排布置5根Φ20×2400mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距800×800mm，上、下部帮锚杆距离顶、底板距离为150mm；另外在实体煤侧帮每排布置两根Φ17.8×7300mm的锚索，锚索间排距为1600×1600mm，上、下部帮锚索距离顶、底板距离为950mm。
总之，本发明的煤柱加强支护的方法，可以避免围岩变形量大、支护体失效严重和冒顶事故的发生，成本低，维护方便，且不会影响矿井的正常接续和安全生产。
前述对本发明的具体示例性实施方案的描述是为了说明和例证的目的。这些描述并非想将本发明限定为所公开的精确形式，并且很显然，根据上述教导，可以进行很多改变和变化。对示例性实施例进行选择和描述的目的在于解释本发明的特定原理及其实际应用，从而使得本领域的技术人员能够实现并利用本发明的各种不同的示例性实施方案以及各种不同的选择和改变。本发明的范围意在由权利要求书及其等同形式所限定。
Claims (6)
1.一种煤柱加强支护的方法，其特征在于，包括：
在回采巷道的顶板每排布置多根锚杆，且所述多根锚杆间排距为800mm×800mm，顶部两肩窝锚杆距离肩窝为100mm，偏向巷道两帮20°布置；
在回采巷道的顶板每排布置多根第一锚索，所述多根第一锚索间排距为1600mm×1600mm，且两侧锚索距肩窝900mm；
在煤柱侧帮每排布置多根第二锚索，所述多根第二锚索间排距为800mm×800mm，且最上部帮锚索距离顶板为550mm，斜向顶板与水平夹角10°，最底部帮锚杆距离底板550mm，斜向底板与水平夹角10°；以及
在煤柱侧帮距离顶板800mm处，以水平夹角60°斜向顶板布置1根Φ22×1800mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，位于两排帮锚索中间，锚杆排距为800mm。
2.如权利要求1所述的煤柱加强支护的方法，其特征在于，所述多根锚杆均为Φ20×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，且所述多根锚杆的数量为7根。
3.如权利要求1所述的煤柱加强支护的方法，其特征在于，所述多根第一锚索均为Φ17.8×7300mm的锚索，且所述多根第一锚索的数量为3根。
4.如权利要求1所述的煤柱加强支护的方法，其特征在于，所述多根第二锚索均为Φ17.8×7300mm的锚索，且所述多根第二锚索的数量为4根。
5.如权利要求1所述的煤柱加强支护的方法，其特征在于，还包括：在实体煤侧帮每排布置5根Φ20×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距800×800mm，上、下部帮锚杆距离顶、底板距离为150mm。
6.如权利要求1所述的煤柱加强支护的方法，其特征在于，还包括：在实体煤侧帮每排布置2根Φ17.8×7300mm的锚索，锚索间排距为1600×1600mm，上、下部帮锚索距离顶、底板距离为950mm。
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Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
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| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
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