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高应力巷道中锚网梁桁架支护方法

摘要

本发明具体涉及一种高应力巷道中锚网梁桁架支护方法;包括以下步骤:a、初始支护,放炮后对顶帮采用锚网支护形式组成完整的围岩体表面控制系统做为初始支护b、二次补强支护,锚索工字钢梁补强支护滞后于锚杆支护10m;c、支设信号柱,在85m~105m具有冲击倾向性的上覆煤柱集中应力释放区,在巷中按柱距2000mm支设一排木点柱做为信号柱;本发明对顶帮采取锚网梁桁架支护形式组成综合表面控制系统使锚杆(索)间裸露的煤岩体得到保护,使锚杆承载结构的整体强度提高,并组成次生承载结构控制松动圈发展;二次支护的预应力锚索滞后安设,使围岩的高应力得到调整和释放,避免钢绞线过载拉断;在具有冲击倾向性的地段增设木点柱以增加人的安全感。

著录项

  • 公开/公告号CN108005696A

    专利类型发明专利

  • 公开/公告日2018-05-08

    原文格式PDF

  • 申请/专利权人 大同煤矿集团有限责任公司;

    申请/专利号CN201711336343.5

  • 申请日2017-12-14

  • 分类号E21D20/00(20060101);E21D21/00(20060101);

  • 代理机构14100 太原科卫专利事务所(普通合伙);

  • 代理人朱源

  • 地址 037003 山西省大同市新平旺校北街

  • 入库时间 2023-06-19 05:13:21

法律信息

  • 法律状态公告日

    法律状态信息

    法律状态

  • 2019-09-20

    授权

    授权

  • 2018-06-01

    实质审查的生效 IPC(主分类):E21D20/00 申请日:20171214

    实质审查的生效

  • 2018-05-08

    公开

    公开

说明书

技术领域

本发明涉及采煤技术领域,具体涉及一种高应力巷道中锚网梁桁架支护方法。

背景技术

巷道围岩的稳定性,主要决定于围岩的力学特征。如果选择的支护体的特性和围岩变形的力学特性相匹配,支护就能与围岩结合紧密,加固围岩,最大限度发挥围岩本身的承载能力,控制围岩变形,促使巷道稳定。反之,就可能出现支护失败,围岩失稳,巷道漏顶。目前煤矿所用的常规的“等长锚杆+单托板等长锚索”,并要求锚索同锚杆一起紧跟迎头,如果对巷道所处围岩地质环境认识不足,这种支护方式因会因应力释放闷墩响动导致片帮使巷道超宽严重,再加上顶板表面岩体失稳,锚杆间隙零皮崩落,锚杆锚空失效造成漏顶。

发明内容

本发明为解决现有支护方法在高应力巷道中出现锚杆间隙零皮崩落,锚杆锚空失效造成漏顶的技术问题,提供一种高应力巷道中锚网梁桁架支护方法。

为解决上述技术问题,本发明所采用的技术方案为:一种高应力巷道中锚网梁桁架支护方法,包括以下步骤:

a、初始支护,放炮后对顶帮采用锚网支护形式组成完整的围岩体表面控制系统做为初始支护,

顶板:锚杆支护间排距在上覆煤柱集中应力区为0.5m×0.9m;其它应力区0.8m×0.9m;位于中间的顶锚杆规格为φ20mm×2200mm的20MnSi左旋无纵筋螺纹钢锚杆,其它顶锚杆规格为φ20mm×1800mm的20MnSi左旋无纵筋螺纹钢锚杆;选用高强度扣垫托盘,规格为100mm×100mm×10mm;锚固长度900mm;预紧力不小于70KN;托梁选用W钢带板,规格为3200mm×220mm×3mm;网使用1500mm×2000mm的菱形金属网,网孔规格为50mm×50mm;

巷帮: 非开采的一侧采用φ18mm×2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间排距1000mm×1000mm,上下两排,呈三花布置,使用金属菱形网;

开采一侧采用玻璃钢锚杆,规格为φ18mm×2000mm,间排距1000mm×1000mm,上下两排,呈三花布置;塑钢托盘φ200mm,厚度50mm,塑料网规格1500mm×2000mm,网孔规格50mm×50mm;

b、二次补强支护,锚索工字钢梁补强支护滞后于锚杆支护10m;掘进10m再进行顶板增打锚索的二次补强支护;锚索每排布置3个,托梁使用11#工字钢梁,间距2000mm,布置在两排锚杆之间,初锚力80KN,树脂药锚固长度1200mm;钢绞线规格为φ17.8mm×4500mm,中间5500mm,两侧托盘使用60mm×80mm×10mm金属平垫,中间使用扣垫拱形托盘;巷道两侧顶角处的两侧锚索斜向巷帮与水平方向夹角65°伸入巷帮内;

c、支设信号柱,在85m~105m具有冲击倾向性的上覆煤柱集中应力释放区,在巷中按柱距2000mm支设一排木点柱做为信号柱;点柱要支直支牢,用木楔楔紧。

对于软岩复合层顶板、煤柱高应力巷道的顶、帮及时采取锚梁网桁架支护形式组成综合表面控制系统,使锚杆承载结构的整体强度提高,有利于围岩高应力的扩散转移,让锚杆受力趋于均匀。同时,梁网的护表作用又使锚杆间裸露的煤岩体得到保护,并组成次生承载结构,从而控制松动区发展,避免锚杆锚空失效。

锚杆支护是具有较大可缩性的主动支护,提高安装预紧力可以有效减小围岩初期变形量,有利于巷道的稳定。

二次支护的预应力锚索应滞后安设,以便使围岩的高应力得到调整和释放,避免钢绞线过载拉断。需要注意的是:应根据现场施工实际情况选择好节点,如果过迟支护可能会因变形量过大、巷道失稳而失去二次支护时机。

对于软岩复合层顶板孤岛工作面、煤柱集中应力区地段应保证锚杆、锚索支护密度,防止因空隙过大造成外层煤岩体崩裂、离层而使组合承载结构强度降低出现巷道失稳。

针对巷道顶板冒落规律一般为拱状形状,进行支护设计时应特别将中部锚杆(索)的长度设计的较两边长一点以避免在同一岩层面发生剪切破坏。

锚杆、锚索是隐蔽工程,要加强日常质量监管和监督检查。另外,在煤柱集中应力区段巷中补支一排木点柱,一方面作为信号柱防止发生意外,另一方面可以增加人的安全感。

与现有技术相比本发明具有以下有益效果:

本发明高应力巷道中锚网梁桁架支护方法对顶帮采取锚网梁桁架支护形式组成综合表面控制系统使锚杆(索)间裸露的煤岩体得到保护,使锚杆承载结构的整体强度提高,并组成次生承载结构控制松动圈发展。二次支护的预应力锚索滞后安设,使围岩的高应力得到调整和释放,避免钢绞线过载拉断。对中部锚杆(索)进行加长设计以避免在同一岩层面发生剪切破坏而导致漏顶。在具有冲击倾向性的地段增设木点柱以增加人的安全感。

附图说明

图1为使用本发明支护方法的切眼支护断面图。

图2为实施例顶板离层观测结果图。

图3为实施例表面位移观测结果图。

图中标记如下:

1-锚索,2-信号柱。

具体实施方式

以下结合具体实施例对本发明作进一步说明。

实施例1

同煤集团同家梁矿沿14-3#层煤见顶起底、打眼装药爆破掘进,矩形断面:宽×高=4000mm×2000mm。煤厚1300mm~1450mm,直接顶为粉细砂岩含炭质,水平层理,厚度1500mm;老顶为粉细砂岩,薄层状构造,水平层理发育,厚度4080mm, 含14-2#层煤。

对于软岩复合型顶板的孤岛工作面,围岩强度低,应力高,变形量大。再加上上覆停采面间煤柱集中应力随着施工的动态释放,致使支护的难度较大,采取如下支护方法进行支护包括以下步骤:

a、初始支护,放炮后对顶帮采用锚网支护形式组成完整的围岩体表面控制系统做为初始支护,

顶板:锚杆支护间排距在上覆煤柱集中应力区为0.5m×0.9m;其它应力区0.8m×0.9m;位于中间的顶锚杆规格为φ20mm×2200mm的20MnSi左旋无纵筋螺纹钢锚杆,其它顶锚杆规格为φ20mm×1800mm的20MnSi左旋无纵筋螺纹钢锚杆;选用高强度扣垫托盘,规格为100mm×100mm×10mm;锚固长度900mm;预紧力不小于70KN;托梁选用W钢带板,规格为3200mm×220mm×3mm;网使用1500mm×2000mm的菱形金属网,网孔规格为50mm×50mm;

巷帮: 非开采的一侧采用φ18mm×2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间排距1000mm×1000mm,上下两排,呈三花布置,使用金属菱形网;

开采一侧采用玻璃钢锚杆,规格为φ18mm×2000mm,间排距1000mm×1000mm,上下两排,呈三花布置;塑钢托盘φ200mm,厚度50mm,塑料网规格1500mm×2000mm,网孔规格50mm×50mm;

b、二次补强支护,锚索工字钢梁补强支护滞后于锚杆支护10m;掘进10m再进行顶板增打锚索的二次补强支护;锚索每排布置3个,托梁使用11#工字钢梁,间距2000mm,布置在两排锚杆之间,初锚力80KN,树脂药锚固长度1200mm;钢绞线规格为φ17.8mm×4500mm,中间5500mm,两侧托盘使用60mm×80mm×10mm金属平垫,中间使用扣垫拱形托盘;巷道两侧顶角处的两侧锚索斜向巷帮与水平方向夹角65°伸入巷帮内;

c、支设信号柱,在85m~105m具有冲击倾向性的上覆煤柱集中应力释放区,在巷中按柱距2000mm支设一排木点柱做为信号柱;点柱要支直支牢,用木楔楔紧。

步骤a中,中间的顶锚杆规格为φ20mm×2200mm的20MnSi左旋无纵筋螺纹钢锚杆。

步骤a中,顶板支护使用树脂药,所用树脂药使用规格为K2330和Z2360 。

顶板离层观测:

离层仪在钻孔中布置2个测点,1个布置在距顶板1.8m深处,另一个布置在距顶板5.5m深处。共布置3个,沿切眼掘进方向60m处安设一个,100m处安设一个,140m处安设一个。观测结果如图2所示。

结果表明:1#、3#测点处大约均在掘出30d时离层量达到最大值30mm,上覆煤柱应力集中区的2#测点在掘出30d时离层量达到最大值80mm。

因为锚杆的工程延伸率较大(13%左右)属柔性支护,只对刚性支护的钢绞线最大允许延伸量进行验算:

根据公式△L≥(1.8-Fy/221)%×L

△L————锚索自由段延伸量 Fy————锚索预紧力,KN

L————锚索自由段长度

代入数值△L≥(1.8-80/221)%×4300=62mm

而锚索扣垫托盘允许变形量大约为30mm,所以钢绞线实际允许的最大变形量为30+62=92mm,加上巷道开掘后锚索安装前顶板会有20~30mm左右的初次下沉量,故锚索锚固处顶板最大允许下沉量可以达到110~120mm左右钢绞线不会发生破断。

从上图的观测数据可知:顶板最大离层量80mm<钢绞线的最大允许变形量110mm~120mm,支护安全有效。

表面位移观测:

采用“十字交叉”法进行表面位移观测,共布设3个测站,分别为50m处,90m处,130m处,连续观测30d,两帮相对收敛量为10~20mm,顶底板相对收敛量为20~80mm。观测结果如图3所示,从图示观测结果来看,1#、3#曲线表示的非煤柱段巷道的表面位移较小,2#曲线表示的煤柱应力集中区两帮相对收敛量20mm.,顶底板移近量最大处达到80mm,但也在支护允许的变形范围之内。

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