B060210新型塑料膨胀套金属锚杆在回采巷道的应用.doc

新型塑料膨胀套金属锚杆在回采巷道的应用张自成 王长发 何风强 梁 文 王义和【宁夏煤业(集团)公司 宁夏 银川 750001】摘 要 介绍一种用于煤矿回采巷道支护的新型锚杆，分析研究该锚杆在回采巷道工业性试验中的力学性能及支护特性。结合支护效果与其它支护形式进行技术经济比较。关键词 塑料膨胀套锚杆 工作原理 承载能力 效益煤巷锚杆支护技术在煤炭企业中已得到了广泛的采用。锚杆就其用途而分，有可回收和不回收两类，但除具有可回收特性，同时又具有可卸压性能(与具有可让压性锚杆，让压特性略同)的锚杆却并不多见。由宁煤集团公司石嘴山矿区科研所与西安科技大学合作研制的KX-03型塑料膨胀套金属锚杆是在KX-01型与KX-02型基础上研制的第三代新型塑料膨胀套金属锚杆。通过对前两代塑料膨胀套金属锚杆的锚固头、腔体(膨胀套、锥体等)和选用的材料进行改进，使其具有可卸压与可回收两大承载特性。经宁煤集团公司石嘴山二矿2441(下)回风顺槽、2453运输顺槽、2463运输顺槽三条回采巷道共720m的工业性支护试验，取得了较好的技术经济效果。1 工作原理KX03型塑料膨胀套可回收金属锚杆，由膨胀套、锥体、金属杆体、托板和螺母组成。膨胀套是一个圆柱体套筒，圆柱体内腔是一个锥形空腔，柱体壁在两端开有不连贯的缝(图1)。图1 膨胀套膨胀套用不延燃塑料制成。锥体放置在膨胀套内，用不延燃硬塑料制成，其内埋有金属骨架和螺母(图2)。锚杆杆体是一根圆钢，两端有螺纹，一端同锥体内螺母连接，另一端拧上螺母固定托板。图2 锥 体这种锚杆采用端头锚固，使用时先将金属杆体装入锥体内，把膨胀套套在锥体上一起伸到锚杆孔内预定位置。在外力作用下，膨胀套与锥体运动方向相反，二者相互楔紧。膨胀套由于柱体壁开缝而张开，与孔壁挤压摩擦，使锚固头承载(图3)，产生锚固力，起到锚固作用。上好托板后锚杆整体承载，产生初始锚固力。图3 整体结构和工作原理这种锚杆的锚固力大小与锥体、揳入膨胀套的深度成正比。在顶板围岩压力增加的过程中，锚杆杆体随顶板围岩的下沉变形向孔外移动，锥体揳入膨胀套的深度不断增加，锚固力还会逐渐加大。2 锚杆的特性2.1 可卸压性这种锚杆由于其结构特点和工作原理而具有卸压性能，这种支护特性可以通过锚杆支护抗力与围岩压力、位移关系曲线反映出来。如图4，曲线为静压作用下围岩压力与位移关系曲线，曲线为动压作用下围岩压力与位移关系曲线，曲线f1为锚杆似柔支护特性曲线，f为锚杆富裕支护似柔特性曲线，为锚杆支护前巷道围岩位移，为静压作用下维持围岩稳定的最小支护抗力，为动压作用下维持围岩稳定的最小支护抗力。锚杆的卸压性能通过以下2种方式获得。图4 围岩压力与位移关系(1)锚杆沿曲线f1变化。即在静压作用下与围岩压力曲线I的支护平衡点为点1，对应的支护抗力与位移分别为与，在动压作用下与围岩压力曲线的支护平衡点为点2，对应的支护抗力与位移分别为与。当顶板动压由曾加到时，顶板下沉变形，锚杆杆体随之向外移动，锚固力增大，支护抗力上升到，顶板位移从增加到。在动压作用下支护平衡点为点3，顶板动压从下降到，顶板在下沉变形过程中得到卸压；当顶板动压从增加到时，顶板再次下沉变形，锚杆杆体随之再次向外移动，锚固力再次增大，支护抗力上升到，顶板位移从增加到。在动压作用下支护平衡点为点4，顶板动压从下降到，顶板再次在下沉变形过程中得到卸压；当顶板动压再次增大时，重复上述过程。由此可以看出，锚杆在顶板动压增大时，允许顶板适量变形，支护抗力随锚固力的增加而增大，顶板在下沉变形过程中得到卸压。(2)锚杆沿曲线f变化(增加锚杆支护密度等)。即在静压作用下与围岩压力曲线的支护平衡点为5点，对应的支护抗力与位移分别是与，显然、，支护抗力富裕量，位移增量。在动压作用下与围岩压力曲线的支护平衡点为点6，对应的支护抗力与位移分别为与，显然、，支护抗力富裕量，位移增量。当顶板动压再次增加时，顶板继续下沉变形，顶板位移从增加到，由于支护抗力有足够的富裕等，位移增量，能够保证锚固力不再增加，支护平衡点从点7平移到点8，此时支护平衡点8对应的支护抗力与位移分别为、(最小支护抗力时的位移)，支护抗力富裕量，位移增量,支护抗力与顶板动压保持的平衡趋近最大动态平衡。上述2种方式卸压变化有时可以交替进行，在支护的平衡点支护抗力存在着富裕量。这种富裕量能够保证锚杆支护过程中的卸压性能，同时也造成支护平衡点的斜率产生突变，突变的结果是锚杆的似柔性增大，卸压变化更加明显。应当指出锚杆的卸压性能并不是绝对的，其它支护形式也都或多或少呈现出来，只不过它的卸压变化显著一些。2.2 可回收性这种锚杆设计独特的一面就是金属杆体可以从锥体内卸下回收，重新配上锚固头复用。试验过程中锚杆的回收率达到80以上。3 支护试验3.1 试验概况试验地点为二矿2441(下)回风顺槽、2453运输顺槽及2463运输顺槽，巷道总长1845m。巷道断面为梯形，上帮高2700mm、下帮高1800mm，宽2400mm，掘进断面积为5.4m2。试验共使用锚杆2777根，支护巷道720m，其中1822根回收并复用2次，支护巷道592m。3.2 地质条件上述3条回采巷道分别位于四层煤、五层煤、六层煤，煤层厚度分别为0.9m、2.1m、2.35m，煤层倾角1921。2441(下)回风顺槽的伪顶为钙质页岩，块状，厚O.1m；直接顶为页岩，薄层状，节理发育，厚1.2m，坚固性系数f值为3.5。2453运输顺槽的伪项为灰质页岩，破碎、节理发育，厚0.18m；直接顶为砂质页岩，薄层状，厚13.1m，坚固性系数f值为2.8。2463运输顺槽的伪项为页岩，破碎、节理发育，厚0.9m；直接顶为砂质页岩，破碎、薄层状，节理发育，厚1.36m，坚固性系数f值为4.4。3.3 锚杆布置根据回采巷道围岩地质特征，按照锚固均匀压缩带原理设计锚杆参数。巷道顶部使用这种锚杆，直径42mm(金属杆体直径16mm)、长1200mm，菱形交错布置，间排距600600（mm），每排45根，密度3.125根m2。两帮使用木锚杆，直径38mm、长1400mm，交错布置，间排距700700（mm），上帮4根，下帮3根，锚杆支护巷道布置详见图5。图5 锚杆布置3.4 承载能力3.4.1 锚固力锚杆通过锚固头产生锚固力锚固围岩，锚固力为：式中：膨胀套外侧面积；膨胀套与孔壁的摩擦系数；膨胀套塑料的弹性模量；膨胀套的最大壁厚；锥体的锥度；锥体揳入膨胀套的深度。由上式可见，当锚杆尺寸定型后，锚固力仅与锥体膨胀套的深度成正比。理论计算每根锚杆锚固力。实测初始锚固力为，后期锚固力为。测试结果见图6。图6 锚固力 Q=31.80.26u3.4.2 支护抗力根据锚杆的布置，按照锚固均匀压缩带原理计算其支护抗力为：式中支护抗力系数，其值由下式确定。当锚杆深度超过塑性区时：当锚杆全位于塑性区或松动区时：式中：均匀压缩带内半径， ；均匀压缩带外半径，；（弹性区时）（塑性区时） （松动区时）、围岩分别处于弹性、塑性、松动状态时对应的岩石内摩擦角。显然，同一岩体中。巷道半径；锚杆间距；锚固深度；锚固力；锚杆密度（根/m2）由于=1.2(m)、=0.6(m)、=30、=20、=I.15(m)，经计算，=1.5(m)、 =1.763(m)、=2.0、=1.04、=0.3185，代入支护抗力公式得：3.5 矿压观测对采用这种新型锚杆支护后的回采巷道进行了矿压观测，其内容主要为顶底板和两帮移近量、移近速率、断面收缩率等。通过对这些观测数据的整理分析，可以检验锚杆参数设计的合理性以及经受采动影响的适应性，与其它支护形式实际支护效果进行比较。3.5.1 掘进期间表1为掘进期间这种新型锚杆支护段巷道与异形矿用工字钢支架支护段巷道矿压观测结果比较。表1 掘进期间两种支护形式矿压观测结果比较顶底板最大移近量（mm）两帮最大移近量（mm）最大相对移近速率（mm/天）断面最大收缩率(%)顶底板两 帮新型锚杆支护98649.14.7843.52支架支护16787146.346.99图7为掘进期间根据矿压观测数据建立的巷道围岩移近量u与掘进工作面距离S的回归方程曲线。a表示锚杆支护段巷道回归方程曲线，b表示异形矿用工字钢支架支护段巷道回归方程曲线。曲线: u=-21.631255+33.25773曲线b: u=-18.848379+49.415976图7 移近量与工作面距离关系回归曲线（掘进期）3.5.2 回采期间表2为回采期间这种新型锚杆支护段巷道与异形矿用工宇钢支架支护段巷道矿压观测结果比较。表2 回采期间两种支护形式矿压观测结果比较顶底板最大移近量（mm）两帮最大移近量（mm）最大相对移近速率（mm/天）断面最大收缩率（%）顶底板两 帮新型锚杆支护2302387.98.2312.16支架支护2902498.418.2714.66图8为回采期间根据矿压观测数据建立的巷道围岩移近量u与回采工作面距离S的回归方程曲线。a表示锚杆支护段巷道回归方程曲线，b表示异形矿用工宇钢支架支护段巷道回归方程曲线。曲线: u=232.06017S-0.1882827+226.43983曲线b： u=253.41303S-0.2003625+273.5图8 移近量与工作面距离关系回归曲线（回采期）从表1、表2、图7、图8及上述4个回归方程中可以看到，掘进期间锚杆支护段巷道开挖影响范围距掘进工作面55m以内，开挖剧烈影响范围距掘进工作面20m以内；异形矿用工宇钢支架支护段巷道开挖影响范围距掘进工作面约80m以内，开挖剧烈影响范围距掘进工作面25m以内。回采期间锚杆支护段巷道回采影响范围距回采工作面40m以内，回采剧烈影响范围距回采工作面20m以内；异形矿用工字钢支架支护段巷道回采影响范围距回采工作面50m以内，回采剧烈影响范围距回采工作面23m以内。掘进和回采期间，锚杆支护段巷道断面总体收缩16.68，异形矿用工宇钢支架支护段巷道断面总体收缩21.63。3.5.3 观测结果分析锚杆较大地利用掘进断面，锚杆间的力学联系使围岩不易发生局部抽空、冒顶现象。异形矿用工宇钢支架架后超挖量很大，背顶、刹帮不实，易导致围岩松动，围岩初期变形量较大，巷道易受破坏。异形矿用工字钢支架属刚性支护，动压作用下易遭破坏，支护后巷道稳定性差，围岩在集中应力作用下变形量较大。锚杆具有一定的滑移性能，可以充分发挥围岩自承能力共同抵御动压作用，支护后巷道稳定性较好，围岩在集中应力作用下变形量比异形矿用工宇钢支架支护小。锚杆支护段巷道回采期间的两帮移近上升很快，移近速率较大。这主要是由于巷道侧压增大时木锚杆的支护强度不能完全适应围岩变形的需要，对于今后使用锚杆支护的回采巷道应增加两帮支护的强度。4 技术经济效益使用这种新型锚杆比管缝式锚杆安装方便、劳动强度降低、支护工效提高，巷道断面利用率比异形矿用工宇支架支护巷道高，工程进度快1.2倍。采用它支护有利于回采工作面上下端头管理，极大地避免了上下隅角瓦斯积聚；采空区放顶及时，减少材料运输量。试验期间共用新型锚杆支护回采巷道720m，与管缝式锚杆相比节约44136.96元，与异形矿用工宇钢支架相比节约36396.96元。5 结束语二矿720m回采巷道支护工业性试验证明：KX03型塑料膨胀套可回收金属锚杆具有及时承载效果好、可卸压和可回收等支护特性，适用于复杂地质条件下回采巷道支