深部煤巷高强螺纹钢锚杆支护技术研究

深部煤巷高强螺纹钢锚杆支护技术研究

1深部煤巷高强螺纹钢锚杆支护技术协庄煤矿位于新滩煤矿的西部。煤炭系统的地层属于石膏第二沉积体，呈一条直线结构，向北倾斜。协庄煤矿1958年建矿,1962年投产,设计生产能力为120万t/a,1996年改扩建工程完工后,设计生产能力达到180万t/a。矿井开拓方式为主斜、副立多水平混合式开拓,共划分为四个水平,-50m水平、-300m水平、-550m水平和-850m水平。目前已进入-850m水平开采,采用轻型综采工艺,属典型深井开采。随着开采深度的增加,深部煤巷支护越来越困难,原来20MnSi全螺纹钢锚杆已不能满足要求,巷道出现两帮及顶底板变形量大,顶板离层严重等现象,需要重复翻修,巷道支护费用增加,给安全开采带来影响。2004年11月开始,本矿与煤炭科学总院北京开采所合作在-850m水平1202E运输巷开展了深部煤巷高强螺纹钢锚杆支护技术研究,取得了显著的效果。1202E运输巷对应地面标高为+167m,井下标高为-980～1020m,巷道埋深达到1147～1187m,巷道正常沿二煤顶板掘进,该区域内煤2煤层走向80°～90°,平均厚度2.4m,厚度稳定,煤层倾角20°～26°;直接顶为砂质页岩,性脆致密,水平层理发育,破碎易冒落,厚6.5m;其上为煤,,黑色、松软破碎,厚为0.5m;直接底为粘土岩,遇水膨胀变软,厚度0～0.5m;其下为砂质页岩,厚2.2m。巷道为锚带网支护:断面形状为梯形。巷道掘进断面11.1m2,全宽3.7m,全高3m,巷道净断面8.84m2,净宽3.4m,净高2.6m。2支出的设计2.1带梁锚杆支护方案采用锚带网及锚索联合支护,采用3600“W”钢带配10#菱形铁丝网(4000×1000)及6根Φ22全螺纹钢等强锚杆(两肩窝L2400,其余为L2200)支护顶板,间距750mm,排距1000mm;两帮各采用Φ20×L2000全螺纹钢等强锚杆配钢丝绳梯子梁(或钢筋梯子梁、皮带梯子梁)及塑料网(上帮网3500×1000、下帮网2000×1000)护帮,上帮4根,间距1000mm,下帮3根,间距1000mm,锚固方式为加长锚,每根锚杆使用两根Z2835型树脂锚固剂。菱形网及塑料网规格为50×50。按照每3m打安一根锚索加强支护,其距迎头最大距离为50m,锚索长度6m,间距3m,安设在巷道中间偏上0.2m位置。从原支护设计现场实施情况看,传统全螺纹钢锚杆由于预紧力低,无法满足深部煤巷支护需要。通过分析可知原20MnSi全螺纹钢等强锚杆主要存在以下缺点:①由于该锚杆螺距为12mm,相对较大,螺纹导升角大,螺母与螺杆摩檫力大,造成锚杆预紧力小,在300Nm预紧力矩条件下,实测锚杆预紧力仅为10～15kN,不能及时有效地控制围岩的变形破坏;②采用335号钢材,钢材强度小,不能有效约束顶板围岩变化;③由于初锚力小,在深部高应力围岩条件下,锚杆受力增幅较大,很快达到70～80kN,甚至达到屈服极限。2.2高强托盘锚杆针对深部高地应力条件,需进一步加强支护,采用高预紧力高强锚杆支护,该锚杆技术特征为选用25#左旋无纵筋螺纹钢杆体,长度2.4m,杆尾细螺纹为M27,采用滚压加工工艺成型,滚丝长度120～150mm,螺距3mm。极限破断力400kN,屈服极限294kN,延伸率17%。锚杆配件:采用高强锚杆螺母M27×3,配合高强托盘调心球垫和尼龙垫圈,托盘采用拱型高强度托盘,承载能力不小于40t。根据煤矿支护技术手册,锚杆安装预紧力与尾部螺纹规格及预紧力矩相关,其换算公式为:预紧力=5.25×预紧力矩/螺纹规格,预紧力矩为300、400、500、600、800Nm时,预紧力分别为58.3、77.8、97.2、116.7、155.6kN。该锚杆的创新点有以下四点:①预紧力大,通过尾部右旋细螺纹及尼龙减摩垫圈加大了锚杆对围岩的主动约束力,从而控制围岩的变形,与预紧力低的螺纹钢锚杆相比,可降低支护密度;②预紧力锚杆不易松动,比其他类型的锚杆受放炮震动影响小,如全螺纹钢锚杆距迎头10m范围内松动较为严重;③杆体采用左旋螺纹,而全螺纹钢锚杆为右旋螺纹,目前安装紧固螺母的工具为右旋,采用左旋螺纹右旋安装方式有利于锚固剂的搅拌,能够提高锚固段的密实度,锚固效果好;④此种锚杆使用机械安装,安装可靠性高,避免了人工操作的随意性,保证了安装质量,而全螺纹钢锚杆使用扳手人工紧固,随意性强,难以保证足够的预紧力。2.3锚固、锚杆、盘锚钢带支护结构锚杆支护初始设计采用有限差分数值计算程序FLAC3.3,进行多方案比较,最后得出合理的锚杆支护初始设计。巷道采用树脂加长锚固强力锚杆锚索组合支护系统。锚杆选用25#左旋无纵筋锚杆,长度2.4m,杆尾细螺纹为M27,采用滚压加工工艺成型。极限破断力400kN,屈服极限294kN,延伸率17%。采用气扳机紧固螺母,拧紧力矩应达到800Nm。锚固方式:树脂加长锚固,采用两支锚固剂,一支为K2835,另一支为Z2860,钻孔直径32mm,锚固长度1440mm。采用W钢带护顶帮,钢带规格:厚度5mm,宽280mm,长度3.8m、3.5m和1.8m。锚杆配件:采用高强锚杆螺母M27×3,配合高强托盘调心球垫和尼龙垫圈,托盘采用拱型高强度托盘,承载能力不小于40t。网片规格:采用金属经纬网护顶护帮,网片规格分别为4.5m×0.9m、3.6m×0.9m和1.9m×0.9m,网孔为50mm×50mm,材料为10#铁丝。锚杆布置:锚杆排距0.8m,每排12根锚杆,顶板锚杆间距900mm,上帮锚杆间距1100mm,下帮锚杆间距为800mm。3例如，监测矿山压力3.1巷道围岩变形量1202E运输巷各种支护形式表面位移观测曲线见图1,观测结果数据见表1。从观测曲线和表1可以看出,三种锚杆支护形式对巷道围岩变形的控制作用和效果差别很大。其中,全螺纹钢等强锚杆支护段巷道变形量最大,两帮移近量高达779mm,顶底板移近量为930mm,其中顶板下沉量为195.3mm;淮北高强锚杆支护段变形量虽然相对于全螺纹等强锚杆支护段有所减小,但减小的幅度并不明显,两帮移近量仍有507mm,是等强锚杆段的63.5%,顶底板移近量866mm,是等强锚杆段的93%,其中顶板下沉量为153mm,为等强锚杆支护段的78.3%;本次支护试验采取的强力锚杆支护段的支护效果和前两者相比具有本质的差别,从巷道宏观观测,整段巷道基本没发生明显的变形,两帮和顶板的煤岩体基本保持完好状态。从变形量分析,试验段巷道两帮移近量仅为173mm,为等强锚杆支护段的22.2%;顶底板移近量仅为281mm,为等强锚杆支护段的30.2%,其中顶板下沉量仅为40mm,为等强锚杆支护段的20.5%;底臌量为241mm为原支护段的32.8%。3.2高强锚杆支护段顶板离层量从图1及表1中可以看出,三种锚杆支护形式的巷道顶板离层变化趋势和表面位移的基本规律是一致的,也就是等强锚杆支护段顶板离层量最大,其中该段最大离层值为127mm,最小56mm,平均80mm;淮北高强锚杆支护段最大离层量86mm,最小39mm,平均57mm,是原支护段离层量的71.3%;强力锚杆支护段离层量最小,其中最大为11mm,最小为2mm,平均4mm,是原支护段离层量的5%,见图2。3.3锚杆受力对比全螺纹钢锚杆支护段锚杆受力变化较为显著,安装时受力较小,安装后一周内受力明显升高,部分锚杆于25天左右达到屈服,而高预紧力锚杆安装时锚杆受力较高,为80kN左右,安装后变化幅度比较小,说明高预紧力锚杆能够及时有效地对围岩提供约束力。3.4巷道支护结构优化淮北改进型预紧力锚杆,虽然预紧力达到5t,但是由于锚杆长度及强度的限制,在高地应力作用下仍不能有效控制顶板离层和约束两帮位移,尽管在锚杆受力和控制巷道变形方面有所改善,但还不能满足支护设计要求。高预紧力锚杆在安装机具的配套、锚杆附属构件的选择及锚固形式上进行了优化,实现了高预紧力、高强度锚杆支护、控制顶板离层,约束两帮位移取得显著效果。1202E运输巷使用高预紧力锚杆,通过利用各种手段进行跟踪观测研究,巷道支护状况发生了根本性的改变,顶板离层量小于10mm,底臌量在300mm以内,帮部位移小于200mm,杜绝了锚杆拉伸破坏,实现了回采巷道一次成巷。锚杆断裂及钢带撕裂现象消失,大大降低了巷道的维修量。4锚杆断裂问题施工采用MQT-120型锚杆钻机打眼及安装搅拌顶板锚杆,使用风煤钻打帮眼,帮锚杆采用风动锚杆安装器搅拌,力矩偏小,后采用防突钻机搅拌帮锚杆,取得了较好的效果。紧固螺母采用2600型气动扳手,预紧力矩仅能达到500Nm,难以达到初设800Nm要求,需进一步研究高预紧力安装机具。试验过程中出现肩角及底角锚杆从尾部滚丝段断裂失效现象,分析认为断裂的原因主要有两方面,一是尾部滚丝段热处理后强度虽有提高,但脆性过大,在深部冲击应力作用下易脆断;二是巷道肩角及底角处一般是应力集中点,锚杆角度与巷壁不垂直,锚杆受弯剪应力,造成锚杆弯断及剪断。通过改变热处理工艺,降低尾部脆性,以及改变巷道形状、调整尾部滚丝段受力状态,使滚丝段仅受拉应力避免受弯剪应力,锚杆断裂问题得以解决。按初始设计采用两块锚固剂,由于搅拌设备力矩小,经常出现锚杆外露超长现象,导致锚杆报废较多,为此采取措施将锚固减少为一快Z2860型,之后锚杆外露得到较好的控制。锚杆检测工具型号偏小,需引进1000Nm扭矩扳手及40t高吨位锚杆拉力计。5四级煤巷支护经济效益分析高预紧力锚杆支护段比原支护巷道多投入材料费用472.91元/m。参照2004年二四层煤巷平均支护费用1400元/m,修复费用为原支护费