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改变锚杆施工工艺,煤矿顺槽掘进进尺能达到600米/月?
2026-01-31  出处:煤客网  煤客新闻网  煤矿网  来源:网络   人气:0   

“之前有幸听过中国矿业大学张农教授的讲座,内容是以葫芦素煤矿为案例讲解如何改变锚杆施工工艺,讲的通俗易懂,非常好,让我这样的小卡拉也能明白,现在记忆犹新,张教授说通过改变施工工艺,葫芦素煤矿顺槽掘进能达到500-600m/月?万能的网友能否验证一下”

         2024年听了一次中国矿业大学张农教授的视频讲座,张农教授讲的很浅显,讲到葫芦素煤矿的时候,经过改良支护方案,掘进速度达到500-600米每月,当时会议室所有人无不小声惊叹,我也觉着,哎,不错奥。当时我所在的矿是有冲击地压,每月进尺最多280米。
锚杆长度与围岩损伤的关联机制


下图是原设计支护图锚杆间距1m,张教授团队做了锚杆长度1m、2m、3m、4m、5m的支护效果试验。
随着锚杆长度增加,复合顶板巷道变形得到明显控制,顶板围岩变形方式发生根本转变,由原来大范围“三角”型断裂式下沉变为浅部小范围“圆弧”型均匀式下沉。同时发现,当锚杆长度≥3 m时,围岩变形量和其变形区域非常接近,尤其当锚杆长度分别为4m和5 m时,围岩变形范围几乎未发生改变,说明锚杆长度过长时,在预紧力不变的情况下并不能对复合顶板起到有效的加固。
所以说锚杆长度适度即可,太长了对控制变形意义不大。但是往下看。
为不同长度锚杆支护巷道围岩裂隙分布状况。通过对比得出,裂隙演化具有明显的分化,当对巷道支护后,顶板裂隙演化方式发生根本改变。首先,顶煤未发生破断,仍与直接顶相黏结。再者,不同长度锚杆下裂隙扩展方式及扩展深度也发生新的变化。当无支护时,顶煤发生破断,且在顶煤破断区域上方岩层产生贯穿的倾斜裂隙,延伸深度达4 m。当锚杆长度为1 m时,虽然顶煤未破断,但锚杆以外仍有贯穿的倾斜裂隙,即锚杆锚固区以外裂隙严重发育。当锚杆长度为2 m时,锚杆锚固区内裂隙化程度减弱,同时,锚杆锚固区以外未形成倾斜裂隙,说明裂隙扩展方式发生改变,但在锚固区以外广泛分布微小裂隙,在采动压力作用下,微小裂隙容易发生扩展,影响巷道长期稳定。当锚杆长度为3 m时,锚杆锚固区以外裂隙急剧降低,但在锚杆端头区域仍存在微小裂隙,由于锚杆端头区域属于剪切损伤区,微小裂隙极易相互贯通,对巷道后期维护极其不利。而当锚杆长度为4和5 m时,裂隙分布在锚杆锚固区浅部,锚杆端头区和锚固区以外均无裂隙发育,围岩裂隙化程度显著降低。
总的来说锚杆长一点还是好的,可以控制顶板微小裂隙的继续延伸。如果继续延伸,松动范围就会随着时间越来越大,巷道就会发生变形。还有锚杆一定要注意防腐,生锈的锚杆拉力会降到设计拉力的70%。
02

顶板厚层锚固系统
    张教授团队提出顶板厚层锚固系统,其核心思想是抑制锚固区裂隙的扩展与贯通, 控制顶板挠曲变形,避免垮冒失稳,实现巷道顶板安全。顶板厚层锚固系统的内涵是利用高强长锚杆在顶板及时构建水平和垂向上均能实现应力连续传递的厚层稳态岩梁,如图12所示。

相比组合支护系统,厚层锚固系统具有以下特点:

(1)顶板抗弯刚度大。厚锚固层提高了顶板稳态岩梁的强度和抗弯刚度,带动深部岩层参与承载, 实现了深浅位移的联动。

(2)裂隙化程度低。消除了顶板拉应力区,实现了不同层位围岩的应力连续均匀传递,裂隙化程度显著降低。

(3)锚杆支护效率高。通过使用单一化高强锚杆来构建顶板厚层锚固岩梁,克服了组合支护工艺的复杂性,提高了锚杆支护效率,大幅提升了巷道掘进速度,破解了采掘失衡的难题。

03

跨界长锚固技术

      利用高强长锚杆构建厚层稳态岩梁实现应力均化的锚固技术,称为跨界长锚固技术,要求锚杆需突破临界锚固厚度,实现跨界支护。然而,普通锚杆受制于巷道高度的制约,其长度一般处于临界支护范畴,在锚杆锚固区边缘或在锚固区以外易产生损伤离层破坏,当巷道遇到冲击动载时,锚固区外离层将快速发育,极端情况下锚杆连同围岩一起垮冒,所以,普通锚杆的支护效能很低。跨界长锚固技术突破非连续变形区和似连续变形区后,在高预紧力的加持下,将形成顶板高强度和高刚度的厚层锚固岩梁,消除了锚杆端头损伤裂隙区,极大限制了浅部围岩不协调变形,遏制了离层的产生,确保了巷道的安全。

     新支护试验点选为葫芦素煤矿21205工作面运输巷,该巷顶煤厚度约为0.5 m,顶煤自稳性较差,且与直接顶黏结力低,再加上水平构造应力大,顶煤容易在分界面发生离层破坏。21205运输巷原有支护仍采用锚杆锚索组合支护形式,支护方案如图2所示。支护效果如图13所示。


从图13可以看出,原有支护对顶煤的护表效果较差,锚杆初锚力较低,顶煤出现不同程度的脱落,如图13(c)所示。同时,大范围煤帮呈严重的“V”型片帮,单侧最大片帮深度达1.2 m,如图13(b)所示。片帮造成巷道宽度大幅增加,局部巷宽达7.9 m,极大影响巷道顶板的长期稳定。



该巷采用掘锚机进行掘进与支护,然而当前掘进速度仅500 m/月,采掘接替严重紧张,具体有以下制约因素:

(1)组合支护密度高,操作相对复杂,制约了支护效率。顶板支护为锚杆锚索组合支护,每排布置6根锚杆,锚杆规格为ϕ20 mm× 2 200 mm,间排

距为900 mm× 1 000 mm;每排布置3根锚索,锚索规格为ϕ17.8 mm× 6 200 mm,间排距为1 500 mm×3 000 mm。高密度的锚杆锚索支护操作复杂,需要人工反复操作,自动化程度低,制约了支护效率。

(2)掘进装备效能未充分释放。巷道采用山特维克MB670型掘锚机进行施工,施工顶板锚杆的机载钻机有4台,而顶板有6根锚杆和3根锚索,总有钻机处于闲置状态,未能充分发挥掘锚机效能;再者,在施工循环中,割煤耗时占30%,而支护耗时却占60%,支护是制约掘进速度的关键因素。

(3)煤帮片帮严重,施工钻孔时,塌孔现象频发,影响工序正常运转,煤帮支护效率极低。

支护技术方案

基于节4.2研发的顶板厚层锚固系统,综合考虑掘锚机施工条件,提出不等间距单一长锚固支护技术,并设计21205运输巷长锚固支护方案,如图14所示。


(1)顶板支护顶板采用ϕ21.8 mm× 4 000 mm单一跨界锚索支护,每排4根垂直布置,间距不一,排距为1 500 mm;
每根锚索搭配1节CK 2370型和1节Z2370型树脂药卷、1块300 mm× 300 mm× 16 mm拱形钢托盘、1个KM 22型锁具;ϕ6 mm钢筋网的网孔100 mm×50 mm;使用ϕ28 mm钻头,外露长度约为300 mm;预拉力不小于160 kN。

(2)煤帮支护

帮部非回采侧选用ϕ20 mm× 2 200 mm右旋等

     新支护方案在21205运输巷共推广应用1 105 m,平均日掘进28.5 m,按照每月正常工作时间28 d计算,平均月掘进798 m,比矿方原有掘进速度(500m/月)提高了59.6%。将锚杆锚索组合支护变更为单一化厚层锚固,明显提高巷道掘进速度,有利于煤矿缓解采掘失衡的问题。



      张农教授还讲了下以后的新锚杆,就是一种锚索,但是一端同锚杆一样可以使用螺帽紧固。这样就减轻工人的施工难度,降低体力,同时可以增加锚杆的支护长度,减少间排距,提高施工效率。
 

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