煤巷锚杆支护参数设计方法
煤巷的突出特点就是承受采动支承压力,围岩破碎,变形量大。巷道锚杆支护设计,首先要对巷道所经受采动影响过程及影响程度进行准确的评估,对巷道使用要求和设计目标要予以准确定位。比如,是按采动影响时的支护难度设计支护,还是按照采动影响前的使用要求设计,不同的设计思想,结果大不相同。
目前,我国煤巷支护设计方法大致分为三类,即工程类比法、理论计算法及实例法。
1)工程类比法
工程类比法是当前应用较广的方法。它是根据已经支护的类似工程的经验,通过工程类比,直接提出支护参数。它与设计者的实践经验有很大关系。然而,要求每一个设计人员都具有丰富的实践经验是不切实际的。为了将特定岩体条件下的设计与个别的工程相应条件下的实践经验联系起来进行工程类比,做出比较合理的设计方案,正确的围岩分类是非常必要的。进行围岩分类后,就可根据不同类别的岩层,确定不同的支护形式和参数。
(1)巷道围岩分类方法
围岩分类方法的研究工作历史悠久,早在18世纪,在采矿及各地下工程已开始用分类的方法研究围岩的稳定性。随着采矿和人们对岩石物理力学性质认识的不断深入,国内外围岩分类研究得到了迅速发展,据不完全统计,有影响的围岩分类有五六十种之多。
a. 普氏岩石分级法
该法用岩石坚固性系数f(普氏系数)来对围岩分类,f值等于岩石的单向抗压强度除
以10。坚固性系数是岩石间相对的坚固性在数量上的表现,它最重要的性质在于不论是何种抗力,以及这种抗力是如何引起的,而给予岩石相互之间进行比较的可能性。普氏岩石分级法来自实践,并且有抽象概括的程序可取,所提出的岩石坚固性系数值简单明确,到目前仍有一定的使用价值。
b. 煤矿锚喷支护围岩分类
为了适应巷道锚杆支护的需要,原煤炭工业部颁布的《煤炭井巷工程锚喷支护设计试行规范》制定了煤矿锚杆支护围岩分类,见表1。该分类综合考虑了岩石的单向抗压强度、岩体结构和结构面发育状况、岩体完整性系数、围岩稳定时间等多种因素,是一种典型的多指标分类方法。
c. 围岩松动圈分类
围岩松动圈是一个定量的综合指标,它是建立在对巷道围岩实测的基础上,几乎不作任何假设,用现场实测和模拟试验,研究围岩状态,找出围岩松动圈这一综合指标,用来作为围岩分类的依据。这一分类方法简单、直观性强、易于掌握,受到众多煤矿巷道设计与施工人员的欢迎。
经过大量的现场松动圈测试及其与巷道支护难易程度相关关系的调研之后,依据围岩松动圈的大小将围岩分成小松动圈,中松动圈、大松动圈三大类六小类,如表2所示。
2)理论计算法
在岩石力学支护理论的发展历程中,人们试图做像地面结构那样能够较为准确地确定支护荷载,用理论计算方法设计支护结构,这是岩石力学工作者长期追求和奋斗的目标。经过众多学者和科技工作者的长期研究和实践,理论设计支护日渐完善,成为很多国内外专家巷道支护设计的主要手段。
目前,常用的锚杆支护参数设计方法有以下几种:
(1)悬吊作用理论设计锚杆支护参数;
(2)承压拱理论设计锚杆支护参数;
(3)松动圈支护理论设计锚杆支护参数;
(4)扩容理论设计锚杆支护参数。
3)实测法
根据现场实际观测资料,利用岩石力学原理与数理统计方法进行巷道支护的设计方法已被许多国家采用。
我国一些矿区,利用超声仪实测巷道围岩松动圈的方法,进行软岩锚喷网支护参数的设计,取得了较好效果。澳大利亚、英国利用对围岩特性的综合测量结果,进行支护系统的设计。观察内容有地应力、顶板岩层位移及锚杆承载特性等参数,根据实测资料、巷道的地质环境及岩石力学原理,确定支护的参数。煤巷锚杆支护参数和设计方法的确定
锚杆支护参数确定方法取决于锚杆支护理论,锚杆支护理论不同,锚杆支护参数的确定方法也不同。
1 悬吊作用理论设计锚杆支护参数
1)锚杆长度的确定
L=L1+L2+L3
式中 L——锚杆长度,m;
L1——锚杆外露长度,m;
L2——锚杆有效长度,m;
L3——锚杆锚固长度,m。
(1)锚杆外露长度L1的确定
L1=垫板厚度+螺母厚度+(0.02~0.03)m
一般L1=0.15m。
(2)锚杆有效长度L2的确定
锚杆有效长度L2的确定方法有三种,一是采用声波法测出巷道围岩松动圈范围;二是采用岩层探测分析仪进行测量;三是采用解释法中普式自然平衡拱理论确定L2。
a. 岩层探测分析仪确定L2
b. 普式自然平衡拱理论确定L2
巷道顶锚杆有效长度L2的确定:
式中 f——普氏系数;
B——巷道跨度,m;
H——巷道掘进高度,m;
——内摩擦角,(º)。
(3)锚杆锚固长度L3的确定
L3 = 0.3~0.4m
2)锚杆间排距的确定
对锚杆支护巷道,考虑施工工艺通常取间排距相等,锚杆间排距D按下式计算:
D≤0.5L
3)锚杆直径的确定
锚杆直径d可按下式计算:
2 组合梁理论设计锚杆支护参数
用组合梁理论设计锚杆的支护参数适用于层状岩体,裂隙发育的平顶巷道。计算公式如下:
a. 锚杆的长度
若锚杆的控制角按45°计,则b=L-a
锚杆长度按L=1.6~1.8m,锚杆间排距按a=0.6~0.8。取值时,则挤压加固拱的厚度b=0.9~1.2m,且锚固体具有较好的可缩性。
存在缺陷:锚杆的锚固力是影响锚杆控制角的关键因素,而在理论推导中并未涉及锚杆的锚固力。锚杆的控制角度及加固体厚度的计算存在一些问题,因而其支护效果的可靠性受到质疑。此外当加固拱的厚度远小于巷道跨度时,加固拱是否发生破坏不仅与其强度有关,更主要取决于加固拱的稳定性,而在该理论中没有考虑。
4 松动圈支护理论设计锚杆支护参数
松动圈支护理论认为,松动圈的厚度包含了原岩应力的大小、岩体强度、节理性质及采动影响等影响围岩稳定性的重要因素,用松动圈厚度指标LP综合评价围岩稳定性及支护难度,既包含了这些因素的影响,又绕开了测试原岩应力、岩体强度的难题,把它作为确定锚杆支护参数的重要依据,是一种比较实用的方法。
松动圈巷道支护理论,是根据围岩松动圈状态分析阐述锚杆支护机理和设计锚杆支护参数,其设计程序和原则为:
a. 测定或预测新开巷道将要穿过岩层的松动圈(在已揭露类似巷道中进行),包括静态松动圈、采动影响期间的最大松动圈,从而准确把握巷道的支护难度。
b. 根据巷道用途和使用要求,决定是按静态松动圈还是按动压作用下的最大松动圈进行支护参数设计。根据静态松动圈设计,有利于提高掘进施工速度和降低巷道成本,回采期间须超前工作面20~50m增设加强支护;根据动压松动圈设计,能改善工作面端头支护状况和简化顺槽的超前支护,有利于回采工作的顺利进行。
c. 当实测的围岩松动圈LP<1.5m时,悬吊理论是确定支护参数较好的方法,锚杆的悬吊点是松动圈外的未松动岩层或煤层。
d. 当围岩裂隙发育或者实测的围岩松动圈LP>1.5m时,按组合拱理论设计锚杆支护参数。
e. 顶板“斜锚杆”非常重要,其锚固要可靠,长度要伸入到两帮上方一定深度。
f. 一般条件下,金属网或塑料网是必须的,当围岩破碎或者松动圈大于1.5m,要敷设
钢带,以提高锚杆的整体性和支护能力,两帮压力大时也需敷设钢带或钢筋梯。
g. 围岩破碎或变形压力大的条件下,宜选用锚固可靠、承载能力较大(锚固力大于6t)的锚杆,沿空掘巷的沿空侧,须采用全长锚固式锚杆。
综上所述,松动圈理论确定锚杆支护参数如下:
a. 锚杆长度确定
当松动圈厚度L=0.4~1.5m时,称为中松动圈,此时,围岩的碎胀力比较明显,L值一般小于常用锚杆长度,因此在设计上可采用悬吊理论。锚杆长度计算公式为:
L=kh+L1+L2
式中 L——锚杆长度,m;
H——不稳定地层厚度,m;
K——安全系数,一般根据巷道的重要程度及服务年限,取k=1~2.5;
h——不稳定地层厚度,m;
L1——锚杆外露长度,m,一般取值0.1m;
L2——锚杆锚入稳定地层的深度,m,一般取值0.3~0.4m。
传统悬吊理论的最大困难在于如何准确判定不稳定地层的厚度h。松动圈的厚度系实测数值,准确性较高。因此,在确定锚杆长度时直接取松动圈值代表不稳定地层厚度h,取安全系数k=1~1.5。当围岩裂隙发育或者围岩松动圈静态值Lp0、动态值Lpd均大于1.5m时,形成的“锚固层组合拱”是锚杆支护的主要作用机理。锚杆在锚固力的作用下,将破裂了的岩石组织起来,提高其残余强度,形成一定厚度的锚固层。随着围岩的变形,锚固层中将进一步形成次生的“压力拱”承受地压。在跨度和巷道高度一定的条件下,锚杆越长,“压力拱”的厚度越大,承载力越高。理论和实践证明,动态松动圈大于静态松动圈。因此,在选择松动圈值时要视巷道是否受动压影响来确定,一般受动压影响的巷道选用动态值Lpd否则选择静态值Lp0,两者的成本是不一样的。
b. 锚杆间排距的确定
按组合拱理论确定锚杆支护间排距,组合拱厚度:
X3——锚索锚固长度,取1.7m;
X2——潜在不稳定岩层高度,m;
X2 =B
B为巷道跨度,m。
(2)锚索排距
s=3σ/4B2γk。
式中 σ——每根锚索最低破断载荷,260 kN;
γ——煤岩体积力,kN/m3;
B——巷道宽度m;
k——安全系数,取0.5;
(3)锚索间距
m=0.85B/n
式中 n——排数;
B——巷道宽度,m。
锚固长度根据拉拔试验数据,考虑到岩性和施工等影响因素及安全系数确定锚固长度。实践表明:
水泥砂浆锚索锚固长度>2.5m
树脂药包锚索锚固长度>1.0m。
锚索的破坏形式一般是胶结体与钢绞线的粘结被破坏,锚索从胶结体中被拔出。锚索
支护设计中应保证钢铰线与胶结体有足够的粘结强度,才能保证锚索的支护效果。
按GBJ86-85要求:锚索锚固长度La应符合下式:
因篇幅问题不能全部显示,请点此查看更多更全内容