李彦军
(大同煤矿集团公司 煤峪口矿,山西 大同 037041)
煤峪口矿井田开采的11号、12号层与14号层间距一般为5.5~9.36m,平均7.96m,属于近距离煤层开采。上覆11号层为厚煤层(煤厚7m以上),采用上下分层开采方法均已开采;下面的14号层受上层采空区集中应力影响,巷道一般压力较大,一直采用U29型五节金属拱支护,巷道支护成本接近每米3500元,支护费用相当高。
煤峪口矿14号层307盘区5707巷上覆为11号层采空区,层间距8~11m,11号层采空区积水已由相邻14号层307盘区2707巷排出;5707巷掘进前期的掘进期间巷道围岩稳定,故将其原设计U29五节拱棚联合支护改变为锚杆、锚索挂金属网支护;掘进断面由原设计4.5 m×3.0m五节拱型断面改变为3.3m×2.6m矩形断面。
1)5707巷与上赋11号层的层间厚度8 m以上,目前围岩状况良好,直接顶为深灰色粉砂岩细粒砂岩、均厚3.2m;老顶为灰白色粗砂岩、灰黑色粉砂岩、均厚8.3 m;前期掘进期间顶板无离层现象。
2)上赋空区内原赋存积水12204m3,由于目前14号层2707巷以掘进完毕,且2707巷低于现掘5707巷,大部分积水均由2707巷排出,目前5707巷顶板淋水少,且施工队组按探放水措施要求施工放水孔积极排水。
3)14号层8707工作面煤层近水平展布,地质构造简单,无大型断层、裂隙等地质构造。
4)14号层8707工作面服务年限较短,仅为6个月。5707巷用途为行人、运输、通风等,故3.3m×2.6m矩形断面完全能满足需要。
1)采用解析法确定单体锚杆的支护参数
①锚杆长度L 的确定:L=l1+l2+l3.
式中:l1为锚杆外露长度,取100 mm;l2为有范围、易调查,确定的易碎直接顶厚度,煤峪口矿14号层顶板围岩属于Ⅱ、Ⅲ类较稳定或中等稳定围岩,取值范围为400~1500mm。l3为深入稳定岩层长度,按锚固粘结力(πdτcl3)等于杆体屈服或拉断承载力而得算式:
式中:d 为锚杆直径,20mm;σt为杆体材料的设计抗拉强度,φ20螺纹钢锚杆设计抗拉强度550MPa。τc为锚杆与树脂的粘结强度,螺纹钢取5.0 MPa。所以锚杆长度L=l1+l2+l3=100+(400~1 500)+550=(1 050~2 150)mm,取值确定锚杆长度2000mm。
②按锚杆杆体承载力P 与锚固力Q 等强度原则,确定锚杆直径d∶P=πd2σt/4=Q。d=1.13(Q/σt)0.5.
式中:Q 为按煤峪口矿现场锚固力拉拔试验数据,取49 000 N;σt为锚杆杆体材料的设计抗拉强度,按普通低碳钢抗拉强度,取值420MPa。
所以d=1.13(49000/(420×106))0.5=0.0124m=12.4 mm。锚杆直径选择为20mm大于12.4mm,可满足支护需要。
③确定锚杆整体参数:综合国内某些单位采用的锚杆参数和国外关于锚杆参数的某些经验规定,可按下式确定锚杆参数。锚杆长度:L=N(1.1+B/10)。
式中:B 为巷道或硐室跨度,5707巷取3.5m。N 为围岩稳定性影响系数,规定如下:Ⅱ类(稳定性较好)围岩,N=0.9;Ⅲ类和(中等稳定)围岩,N=1.0;Ⅳ类(稳定性较差)围岩,N=1.1;Ⅴ类(不稳定)围岩,N=1.2。根据顶板现状分析,提高支护的安全系数,选用Ⅳ类稳定性较差围岩N=1.1时,则:L5707=N(1.1+B/10)=1.1(1.1+3.5/10)=1.595m.
④按悬吊理论计算锚杆整体参数:若用锚杆把不稳定的软弱岩层悬吊在坚固岩体上,按悬吊理论计算,见图1。
图1 悬吊理论计算锚杆整体参数
锚杆长度:L=KH+L1+L2.
锚杆间距:根据锚杆的锚固力应等于或大于被悬吊软弱岩层重量的原则确定,即有Q≥KHD2·γ。则有
式中:Q 为锚固力,t,根据现场拉拨试验,取5t;γ 为软弱岩层平均容重,t/m3,查表取2.05t/m3;K 为安全系数,取K=2;H 为冒落高度,取H=1.1。
故取锚杆间距D 为0.9~1.0m。通过验算,14号层5707巷选择φ20螺纹钢锚杆,配合金属网支护煤层顶板,可满足支护需要;选择锚杆排间距小于等于1.0m 可满足正常条件下顶板支护的需要。
2)锚索参数的设计
①锚索长度的确定:为了加强锚固体的强度,减少顶板冒落,采用预应力锚索作加强支护。采用低松弛、高强度钢绞线,直径17.8 mm,该钢绞线的最低破断载荷345kN,应用悬吊理论计算,锚索长度:L=l1+l2+l3.
式中:L 为锚索长度;l1为锚索外露长度,取0.30 m;l2为巷道顶板潜在破坏范围,取L2=2.01m;l3为锚索伸入老顶长度,可按l3=dσt/(4τc)计算。
式中:d 为锚索直径,取17.8mm。σt为锚索钢绞线的抗拉强度,345kN的破断载荷作用在φ17.8mm的钢绞线上,相当于强度1387MPa,所以σt取1387MPa。τc为钢绞线与树脂粘结强度,取10MPa。代入数据L3=0.624m。
算得:L=0.3+2.01+0.624=2.934m。从计算结果与14号层307盘区8707面掘进地质说明书分析,直接顶为深灰色粉砂岩、细粒砂岩互层,厚度1.6~4.8 m,老顶为灰白色粗砂岩、灰黑色粉砂岩、厚度7.0~9.6m;选择6m锚索支护5707巷,保证锚索锚固在老顶稳定岩层中,可达到有效控制顶板。
②锚索排间距及抗拉拔力的确定:5707巷锚索根据我矿的支护经验确定为一排,间距为3 000 mm,在施工过程中锚索预紧时的预拉力必须达到80 kN之间。为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落,采用φ17.8 mm×6 000 mm的钢绞线,将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于稳定岩层中。校核锚索排、间距,冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时,依靠锚索发挥悬吊作用,在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下,取垂直方向力的平衡,可用下式计算锚索排、间距:
式中:L 为锚索间距,m;B 为巷道最大冒落宽度,按5707巷取3.5m;H 为巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2.0 m;γ 为岩体容重,25.6kN/m3;L1为锚杆排、间距,1.0m;F1为锚杆锚固力,49kN;F2为锚索极限承载力,取345kN;θ为角锚杆与巷道顶板的夹角,75°;N 为锚索排数,取1。通过上述计算,得到5707锚索间距L<4.08 m,5707巷选择每3m一根锚索,符合此要求,所选锚索参数满足设计要求。
③护帮锚杆参数的设计:为了保证5707巷掘进与服务期间的安全,决定在5707巷两帮由顶板下1 000mm处各施工一排护帮锚杆,两帮顶板下1200m范围内挂金属网。
1)由施工单位每3m探一次层间距,若层间距小于6m,或遇顶板淋水加大、围岩破碎等,应按工作面实际情况及时制定专项措施。
2)掘进及回采期间,如巷道矿压显现,顶板下沉200 mm、两帮位移200 mm的情况下,可在矿压显现段补架U29特殊五节拱棚,提高支护强度,仍能保证该巷正常使用。
1)简化支护:按要求该巷改变支护后剩余长度866 m,按U29棚支护费用每米3200元计算,可节约支护费用约277万元。
2)加快推进速度:由于缩小巷道断面,且简化支护工艺,掘进速度由原来4m/d,提高到6 m/d,预计可提前57 d竣工。
[1]李民庆.岩体力学的力学基础[M].长沙:湖南科学技术出版社,1979:17-34.
[2]刘鸿文.材料力学[M].北京:高等教育出版社,1983:101-125.
[3]徐祯祥.岩土锚固技术与西部开发[M].北京:人民交通出版社,2002:51-63.
[4]林韵梅,等.地压讲座[M].北京:煤炭工业出版社,1981:89-112.
[5]高磊,等.矿山岩体力学[M].北京:冶金工业出版社,1979:37-56.