强力锚网(索)

强力锚网(索)（通用7篇）

强力锚网(索) 篇1

1 工作面概况

平煤股份十一矿丁5-6-26071工作面位于二水平丁六采区,地面标高+136～+152 m,工作面标高为-667～-758 m,埋深800～900 m。

丁5煤层平均厚1.46 m,直接顶为厚3.71 m左右的泥岩和砂质泥岩,灰色,节理发育,稳定性较差;基本顶为厚6.20 m的中粒砂岩,浅灰色,含菱铁矿鲕粒,稳定性较好。丁6煤层平均厚2.06 m,顶板为平均厚1.86 m的泥岩或砂质泥岩;直接底为砂质泥岩,灰色,厚度平均为3.82 m,强度较低;基本底为浅灰色的中粒砂岩,厚4.25 m;其下为厚10 m的砂质泥岩。

丁5-6-26071回风巷沿丁5煤层顶板掘进,该巷道为典型的深部半煤岩巷道。

2 支护设计原则

由于丁5-6-26071回风巷开采深度大、顶板破碎,传统的锚杆支护理论如悬吊理论、组合梁理论、组合拱理论已不适合高应力作用下的锚杆支护。根据平煤股份十一矿丁5-6-26071回风巷的具体条件,以锚杆支护围岩强度强化理论[1]、锚杆锚索强力支护理论为指导,确定有关支护材料;采用合理的锚杆支护设计方法,确定锚杆支护参数;正确应用锚杆、锚索高预紧力支护技术,锚网、托盘协调支护技术,锚杆锚索协调支护技术。

根据平煤股份十一矿回采巷道的围岩结构特点,确定锚杆锚索支护原则为:采用高预应力高强锚杆+锚索协调支护。其内容包括以下几点。

(1)采用高强锚杆支护系统,并选择合理的锚固形式。

回采巷道受动压影响时维护十分困难,一般采用高强锚杆、锚网梁组合支护,桁架锚杆组合支护以及锚杆锚索组合支护,形成群锚效应维持巷道围岩稳定。

(2)采用高预应力锚杆。

在复杂困难条件下,往往通过增加锚杆强度与密度来提高支护效果,导致锚杆支护密度过大,支护系统的作用不能充分发挥,支护效果也不理想,而且影响巷道施工速度[2]。目前,国内开发了大扭矩扳手等,使高预应力锚杆的实现成为可能。锚杆支护真正实现主动、及时支护,实现从低强度、高密度到高刚度、高预应力支护的跨越。

(3)合理设置锚索,与锚杆协同作用控制围岩。

在深井条件下,主动安装锚索,利用锚索锚固深的特点,控制巷道围岩的过大位移,控制锚索与锚杆的匹配,使二者协同作用。

(4)采用木垫板,增加锚索延伸量,实现锚杆—锚索协调支护。

根据锚杆锚索协调作用原理,锚杆锚索协调支护设计主要是增加锚索的延伸率以适应围岩变形的需要。具体做法是在锚索钢托板与大托板或钢梁之间放置木垫板(图1),具有提高锚索抗变形能力、减缓顶板冲击载荷的作用。

3 支护设计方案

26071回风巷中需要铺设胶带输送机、轨道、风水管路,还要留设行人及安全间隙,并考虑一定的预留断面,因此设计净断面宽4 400 mm,上帮高3 470 mm,下帮高2 700 mm,中高3 205 mm。

(1)顶板锚杆。

采用高强让压锚杆锚网钢带支护,锚杆Ø22 mm,长2 400 mm。钻孔Ø28 mm,采用Z2335中速锚固剂3卷可实现锚固长度1.85 m;铺设1 000 mm×4 400 mm的金属网,采用4 200 mm长的M钢带以主动加固顶板,顶角锚杆倾斜安装,形成结构效应;锚杆间排距800 mm×800 mm。搅拌完毕,锚杆钻机顶住锚杆静止3 min,放下锚杆钻机,并施加初始预紧力80 kN,等待6 min后,应用扭矩放大器使其达到额定预紧力100 kN。

(2)两帮。

采用锚梁网组合锚杆支护,左旋无纵筋锚杆Ø20 mm,长2 200 mm。钻孔Ø28 mm,采用Z2335中速锚固剂3卷,可实现锚固长1.45 m。铺设金属网、钢筋梯子梁,以保证巷道两帮煤体的完整性,锚杆间排距800 mm×800 mm。搅拌完毕,锚杆钻机顶住锚杆静止3 min,施加初始预紧力40 kN,等待6 min后,增加预紧力到60 kN。锚杆布置如图2所示。

(3)顶板锚索。

采用新型的19根钢丝索体,结构更加合理,明显提高了延伸率。如Ø22 mm的高强度、低松弛钢绞线的抗拉断力超过600 kN,索体延伸率接近7%,真正实现了大直径、大延伸率与高强度。锚索长度7 500 mm,每根锚索配Z2235中速凝树脂药4卷,能够达到锚固长度2 467 mm。锚索间排距1.4 m×1.6 m,顶板上下2根锚索之间采用长为1 700 mm的短M钢带连接。每根锚索用2块200 mm×200 mm×8 mm的钢板作为托盘,其中间夹150 mm×150 mm×100 mm的硬木横纹加工的木托板。顶板锚索布置如图3所示。

4 现场巷道矿压观测

现场监测目的:根据现场监测结果,修改完善初始支护设计,评价其支护效果。每个测站的矿压监测内容包括巷道表面位移、围岩深部位移、顶板离层和锚杆(索)受力情况等。测站布置在距掘进面5 m处,在布置后的7 d内,每天观测1次,此后每3 d观测1次。测站典型的矿压观测结果如图4、图5、图6所示。

(1)巷道表面位移。

从图4可以看出,在巷道掘出的10 d左右,巷道表面变形量和变形速率很大;两帮位移最大超过250 mm,顶板最大为85 mm。巷道顶板由于采用较大的预紧力,有效控制了顶板离层,总体变形较小,观测期内巷道顶板最大下沉量为85 mm,在观测过程中,锚索木垫板的压缩量在30～40 mm,巷道顶板稳定后,巷道顶板下沉速率小于0.5 mm/d。到50 d巷道表面围岩位移基本稳定,以后主要以蠕变为主。

顶板锚杆和锚索采用加长锚固方式,并且锚索有100 mm的木托盘增大锚索延伸率,故开始顶板下沉量和下沉速率较大,围岩得以充分变形,然后顶板下沉量急剧减小至稳定。

(2)深部围岩位移。

从图5可以看出,围岩深部变形和巷道表面变形规律基本一致,巷道掘出后以较大的速率变形,基本稳定后,深部位移和表面位移速率一致,且变形量几乎相等,说明巷道掘出一定时间后,巷道表面的变形是深部岩层的位移造成的。通过观测,帮围岩深部位移在60 mm以上,顶部围岩深部位移在45 mm以上,并且会随着时间以越来越小的变形速率位移。经过长时间的观测,变形速率已经降到0.1 mm/d以下。

(3)锚杆受力。

分别安置6套YZS-300锚杆液压枕来监测帮锚杆、顶板锚杆和顶板锚索支护受力状况。帮锚杆施加预紧力60 kN,顶锚杆预紧力80 kN,顶锚索预紧力120 kN,监测结果如图6所示。

从图6可以看出,锚杆(索)受力在掘进工作面后方30 m左右范围内增加最快,然后增加趋缓,帮锚杆受力最大140 kN,顶锚杆受力最大220 kN,锚索受力在280 kN以上,都达到了很高的工作阻力,充分发挥了锚固作用。锚杆受力只代表巷道表面锚杆支护的托锚力,随着时间的延长,锚杆托锚力逐渐增加,但增加速率较小。从锚杆(索)受力来看,托锚力的大小与围岩变形并不十分一致,说明后期围岩运动有一定的蠕变现象。

5 结论

(1)根据平煤股份十一矿深部回采巷道的围岩结构特点,以锚固体强度强化理论为指导,提出了预留断面强力锚杆锚索协调支护理念,并且对十一矿丁5-6-26071回风巷支护进行了初步设计。

(2)工业性试验表明:高强预应力锚杆对深井巷道支护效果良好,巷道断面能够满足安全生产要求。

参考文献

[1]侯朝炯,郭励生,勾攀峰,等.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社,1999.

[2]康红普,王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社,2007.

强力锚网(索) 篇2

1 工程概况

河南能源义煤公司常村煤矿21220 工作面位于21 采区3 条下山西翼, 自上而下第10 个工作面, 上部为已回采完毕的21200 工作面, 下部为未开掘的21240 工作面, 西部与跃进井田相邻。工作面可采走向长689 m, 倾斜长268 m, 21220 运输巷位于21采区下部, 巷道埋深800 m, 设计长度690 m。

2 巷道围岩变形特征及应力分析

21220 运输巷沿2-3 煤层底板 ( 留底煤1. 5 m) 掘进, 煤层顶底板均为泥岩, 直接顶为深灰色泥岩, 疏松易滑落, 直接底为灰黑色炭质泥岩, 局部夹多层薄煤线, 松软, 遇水易膨胀。

2014 年7 月对井下进行了煤岩体地质力学原位测试, 21220 运输巷附近最大水平主应力25. 25MPa, 垂直应力19. 08 MPa, 最小水平主应力13. 46MPa, 应力场形式为 σHV, 即 σH> σV> σh, 原岩应力场为高应力值场。

天地公司技术人员采用顶板窥视仪对已掘进的21220 运输巷外段进行顶板窥视, 通过窥视发现巷道浅部煤岩体破坏较为严重, 煤岩体存在离层和破碎现象, 而深部煤岩体相对较为完整; 窥视结果表明21220 运输巷围岩变形由浅部向深部发展较快, 原支护技术不能有效控制巷道围岩变形。

3 支护方案优化

3. 1 原21220 运输巷外段支护

常村煤矿原21220 运输巷采用锚网 ( 索) 架36U-6. 0 m拱形支架配合液压抬棚复合支护方式, 棚距800 mm。巷道全断面打设Ø22 mm × 2 500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 挂设10#铁丝金属网, 锚固方式: 树脂加长锚固, 每根锚杆配K2350 和CK2340 树脂锚固剂各1 支, 锚杆托板为方形碟状铁托盘 ( 基本为平托板) , 锚杆间排距700 mm × 800mm; 锚索为Ø17. 8 mm × 8 000 mm低松弛钢绞线锚索, 锚索托梁采用500 mm长的12#矿工字钢短节制作, 锚索间排距均为1 500 mm, 每排4 根锚索; 巷道中间打设1 道液压抬棚, 液压抬棚最大工作阻力为2 200 kN。

通过对巷道顶板围岩监测可知, 3 个月后巷道顶板平均下沉0. 5 m, 底鼓1. 5 m, 两帮平均位移1m, 产生变形的原因为: ①巷道围岩承载力低, 遇水及掘进挠动影响, 浅部围岩容易产生结构型破坏, 自身失去承载能力; ②主动支护体系失效, 锚杆锚索难以锚固在巷道顶板坚硬且稳定的岩层中; ③锚杆、锚索抗拉强度低难以抵抗巷道围岩变形, 锚杆、锚索托盘出现脱落现象。

3. 2 36U大棚距强力锚网 ( 索) 支护原理及技术

高应力下软岩巷道[3]支护技术关键是控制巷道直接顶板的离层, 直接顶的离层会使两帮载荷增大, 导致两帮煤岩体松动半径的增加, 继而直接顶的有效跨度加长, 离层长度和高度进一步扩大, 同时底板有效跨度加大, 底鼓持续积累, 这样的恶性循环是高应力下软岩巷道难以支护的根源, 因此对高应力作用下软岩巷道采取合理的支护形式缩小巷道围岩松动圈半径, 进而有效地控制巷道围岩稳定。经过与天地科技股份有限公司合作, 通过分析21220 工作面运输巷围岩结构及现场破坏状况, 对原巷道支护参数进行优化, 采用强力锚网 ( 索) 大棚距36U支架联合耦合支护[4,5,6]控制巷道围岩。采用新支护形式能够实现支护体与围岩之间在强度、刚度以及预应力耦合, 通过柔性支护产生有限控制变形释放围岩压力, 再通过刚性支护控制围岩的有害大变形, 从而实现支护一体化及荷载均匀化, 进而有效控制深部巷道围岩大变形破坏。

( 1) 锚杆及锚索。①锚杆采用Ø22 mm × 2 400mm高强度左旋无纵筋螺纹钢筋加工而成, 每根锚杆配高强度M24 螺母以及高强托板调心球垫和尼龙垫圈, 托板采用拱形高强度托板。采用树脂全长锚固, 每根锚杆配3 支低黏度树脂锚固剂 ( 1 支MSK2660 树脂药卷及2 支MSM2660 药卷) 。巷道全断面铺10#铁丝金属网, 锚杆垂直于巷道岩面打设, 锚杆间排距为900 mm × 900 mm。②顶帮锚索直径均为22 mm, 采用119 股高强度低松弛预应力钢绞线加工而成。顶锚索长度6 300 mm, 帮锚索长度4 300 mm。每根锚索采用1 支MSK2335 和2 支MSZ2360 树脂锚固剂锚固, 锚固长度1 970 mm。托盘采用300 mm × 300 mm × 14 mm高强度可调心托板及配套锁具, 承载能力550 kN。顶板锚索与锚杆进行插花布置, 锚索位于2 排锚杆之间, 间排距均为1 800 mm; 两帮锚索呈“五花”布置, 上帮每两排锚杆之间布置2 根锚索, 下帮每2 排锚杆之间布置3根锚索, 锚索距巷道底板垂直距离不小于800 mm, 帮锚索间排距为900 mm × 1 800 mm。

( 2) 支架。支架采用36U-6. 0 m三心拱可缩性支架, 棚距1 200 mm。支架净宽6 000 mm, 直墙高为1 700 mm, 净高3 800 mm, 净断面18. 5 m2。支架顶部让压500 mm, 两帮让压300 mm, 支架顶部空间部分用木实绞架均匀接顶。支架梁腿搭接600 mm, 搭接处均采用3 套金属卡缆固定, 距支架拱顶中心500 mm及支架腿底以上1 500 mm处各用一套金属卡缆及金属拉板固定, 金属拉板长620 mm; 巷道正中间打设一道液压抬棚加强支护[7,8]。

( 3) 锚固力及预紧力。锚杆承载力不低于297kN, 锚杆预紧力不小于400 N·m; 锚索承载力不低于550 kN, 张紧力不低于210 kN。

4 应用效果分析

为了监测巷道支护效果, 在21220 运输巷设置矿压综合观测站, 对巷道表面位移、顶板离层以及锚杆、锚索受力进行了监测, 并对矿压测站监测数据进行分析。

4. 1 顶板离层监测

21220 运输巷试验巷道段每隔30 ~ 50 m安装1个顶板离层仪, 深基点设置为6 m, 浅基点设置为2. 4 m, 通过对巷道顶板离层观测结果可以看出, 顶板离层值较小。顶板岩层比较稳定, 这也说明了全长锚固高预应力高强度锚杆支护体系能很好地控制巷道顶板岩层的稳定 ( 图2) 。

4. 2 锚杆、锚索受力监测

为了监测锚杆、锚索受力情况, 在巷道顶帮锚杆、锚索上安装受力计, 实施监测锚杆、锚索受力状况 ( 图3) 。

( 1) 由于锚杆初期施加预紧力较大, 后期增长不大, 随着煤炮的发生, 偶尔出现波动, 整体呈现逐渐平稳的趋势, 锚杆最大受力180 kN。

( 2) 锚索初期预紧力为210 ~ 245 kN, 预紧力经过张拉损失后均保持在140 ~ 170 kN, 随着巷道掘进进行, 锚索受力逐渐增加, 当发生煤炮后, 锚索发生了较小波动, 与锚杆相比, 波动较小, 后期稳定后, 其受力为160 ~ 450 kN。

4. 3 巷道围岩变形分析

巷道掘进初期, 围岩变形较大, 两帮变形量约3mm / d, 顶板变形约20 mm / d, 巷道围岩变形随着与掘进工作面距离和持续时间而趋于稳定, 最终巷道顶底板最大变形量约500 mm, ( 其中顶板下沉100mm, 底鼓400 mm, 底鼓主要是受巷道淋水影响) 两帮最大移近量为450 mm。巷道采用强力锚网 ( 索) 、大棚距新支护后, 巷道围岩得到了有效控制, 巷道支护整体趋于稳定 ( 图4) 。

5 结语

( 1) 通过对常村煤矿21220 工作面运输巷围岩结构及变形破坏特征分析得出巷道围岩为高应力软软岩体, 原巷道锚网 ( 索) 支护强度低不能与巷道围岩进行耦合是造成围岩失稳变形破坏的主要原因。

( 2) 采用强力锚网 ( 索) 大棚距支护技术能有效降低支护成本, 与原巷道支护相比可节约成本750元/m, 具有良好的经济效益。

( 3) 采用强力锚网 ( 索) 大棚距支护技术能有效控制巷道围岩变形, 确保巷道围岩稳定, 减轻巷道返修次数, 对类似工程的施工具有借鉴意义。

摘要：常村煤矿21220工作面运输巷埋深大、围岩应力大, 受掘进及回采动压影响巷道支护困难。通过研究巷道围岩变形破坏机理、采用耦合支护理论及深部煤巷控制技术, 提出了强力锚网 (索) 大棚距支护控制新支护技术方案。应用结果表明:巷道顶板最大位移量为100 mm, 底板最大位移量为400 mm, 两帮最大位移量为450 mm。巷道顶底板及两帮位移量较原支护体有明显减少, 新支护技术能够充分发挥围岩的主动支护能力, 提高了围岩的整体承载能力, 巷道围岩变形得到了有效控制。

关键词：大断面,巷道围岩,强力锚网 (索) ,支护技术

参考文献

[1]钱鸣高, 石平五, 许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2010.

[2]张科学, 郝云新, 张军亮, 等.孤岛工作面回采巷道围岩稳定性机理及控制技术[J].煤矿安全, 2010 (11) :61-64.

[3]何满潮, 张国锋, 齐干, 等.夹河矿深部煤巷围岩稳定性控制技术研究[J].采矿与安全工程学报, 2007, 24 (1) :27-32.

[4]康红普, 王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2007.

[5]孙晓明, 杨军, 曹伍富.深部回采巷道锚网索耦合支护时空作用规律研究[J].岩石力学与工程学报, 2007, 26 (5) :895-900.

强力锚网(索) 篇3

1 工程概况

潘一东区12521综采面为西一采区-848 m水平11-2煤层首采工作面, 工作面标高-823～-738 m, 地面标高+21.5～+22.1 m。该面11-2煤层赋存稳定, 煤层倾角3°～9°, 结构简单, 以暗煤为主, 硬度稍大, 煤层厚1.70～2.87 m, 平均厚2.26 m。根据相应测试结果, 最大主应力在20 MPa以上, 预计矿压显现剧烈。

(1) 巷道围岩。

煤层直接顶为复合顶板, 由砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、粉砂岩、细砂岩和11-3煤层组成;基本顶为灰色—灰白色细砂岩。直接底为砂质泥岩, 砂泥质结构, 块状为主, 偶见植物化石, 层面见云母碎片, 性脆, 断口为参差状;基本底为灰白色细砂岩和粉砂岩。根据勘察资料 (图1) , 巷道围岩裂隙发育, 稳定性差, 尤其是巷道顶板岩性变化大。

(2) 水文地质。

该面水文地质条件简单, 预计主要充水水源为煤层顶板砂岩裂隙水, 在工作面巷道揭露断层带附近, 裂隙发育或顶板破碎地段可能有滴、淋水现象。

2 巷道围岩变形机制及支护原理

2.1 深井煤巷围岩的变形力学机制

煤层巷道 (如工作面巷道) 基本是沿煤层顶板施工的, 巷道顶板基本上为层状顶板[4]。巷道开挖前, 煤层顶板之上的层状岩层相互挤压咬合, 不会沿层面发生滑移错动。巷道开挖后, 层状岩层会产生2类破坏效应:①由于各岩层刚度不同而产生沿垂直层面方向上的离层膨胀;②沿层面方向的相对剪切滑移。这两种破坏效应将使岩层产生2种变形, 即巷道围岩的结构变形和巷道围岩的松动扩容变形。深井高地应力条件则加剧了这两种变形的发生。

2.2 锚杆—锚索支护体系作用原理

锚杆—锚索支护体系的作用原理就是在巷道开挖初期发挥锚杆的柔性主动支护效应, 后期发挥锚索的悬吊作用, 从而将锚岩支护体特性与锚索力学特性有机地结合起来, 达到控制巷道大变形的目的[5]。对于深井高应力煤层巷道的围岩控制, 通过锚杆提供足够高的初始预紧力和合理的支护强度, 从一开始就对围岩进行强有力的控制, 消除围岩的初期松动变形, 调动围岩整体承载能力[6,7]。

3 支护原则

(1) 高初始支护强度, 实现一次有效支护原则。

锚杆支护应尽量一次支护就能有效控制巷道围岩变形, 避免二次支护。

(2) 高预紧力原则。

预紧力是锚杆支护中的关键因素, 是区别锚杆是主动支护还是被动支护的主要参数, 只有高预紧力的锚杆支护才是真正的主动支护。高预紧力的锚杆支护不仅可以消除岩层内原始的裂缝空隙, 使各个岩层成为一个整体, 同时高预紧力通过钢带、托板的有效扩散, 有效提高了锚固体的整体刚度, 从而有利于保持顶板的完整性。

(3) 相互匹配原则。

为最大限度地发挥锚杆支护的整体支护作用, 锚杆各构件的力学性能及锚杆和锚索的预紧力应相互匹配, 实现深部、浅部围岩体的共同承载。

(4) 分段设计原则。

由于12521首采面掘进区域范围内顶板岩性相变较大, 为了实现经济有效支护, 应根据顶板岩性结构分区段确定12521首采面两巷锚索网支护参数。

4 支护方案设计及支护参数

巷道设计断面为5.0 m×3.4 m (宽×中高) 。基于围岩地质条件和地应力现状, 结合前述分析, 借鉴淮南矿业集团顾桥矿南区等深井巷道支护经验, 采用工程类比与数值模拟相结合的方法, 确立以预应力锚索为核心的分段支护方案。典型的巷道支护断面如图2所示。

(1) 巷道顶板支护。

①锚杆+M5钢带。采用Ø22 mm×2 500 mm锚杆, 材质为MG400, 间排距为900 mm×800 mm, 预紧力>180 N·m, 采用2支Z2380锚固剂;M5钢带长4.8 m, 排距800 mm, 每根钢带安装6根锚杆。②金属网。采用10#镀锌铁丝机械编制, 搭接长度不得低于100 mm;网孔<50 mm×50 mm。③锚索+14#槽钢。砂岩区段:锚索为Ø22 mm×6 300 mm, 间排距为1 200 mm×1 600 mm, 预紧力>90 N·m;采用3支Z2380锚固剂。14#槽钢长2.6 m, 排距为1 600 mm;每根槽钢安装3根锚索。泥岩区段:锚索为Ø22 mm×7 300 mm, 间排距为1 200 mm×800 mm, 预紧力>90 N·m;采用3支Z2380锚固剂。14#槽钢长2.6 m, 排距为800 mm;每根槽钢安装3根锚索。

(2) 巷道两帮支护。

①采用Ø22 mm×2 500 mm锚杆, 材质为MG400, 间排距为750 mm×800 mm, 预紧力>180 N·m, 采用1支Z2380锚固剂;M5钢带长3.2 m, 排距800 mm, 每根钢带安装5根锚杆。②金属网。采用10#镀锌铁丝机械编制, 沿帮部竖直铺设, 沿纵向用铁丝搭接, 网孔<50 mm×50 mm。

5 支护方案数值模拟分析

采用FLAC3D对潘一东区12521首采面两巷锚网索支护方案进行数值模拟, 矩形巷道实际断面为宽×高=5.0 m×3.4 m。根据巷道所处的实际地质条件, 对模型进行适当的简化, 合并一些较薄的软弱夹层, 并且不考虑岩体和矿体中的结构面、裂隙和软弱夹层强度的影响。三维计算模型尺寸为长×宽×高=305 m×100 m×125 m, 其共划分52 260个单元, 60 129个结点。采用Mohr-Coulomb plasticity model本构模型, 应变模式采用大应变变形模式, 采用brick单元模拟煤层及围岩, 采用结构单元Cable模拟锚杆和锚索, 模型侧面限制水平移动, 模型底面限制垂直移动, 模型上部模拟上覆岩层的所受重力, 施加垂直应力18.75 MPa, 煤岩层物理力学参数见表1, 模型如图3所示。

图4为不同条件下巷道围岩最小主应力云图, 由于岩体抗拉强度比抗压强度低很多, 易发生受拉破坏, 因此, 拉应力区即是围岩潜在的破坏区, 可从最小主应力云图中是否出现拉应力区判断围岩是否破坏。图4显示, 2种不同条件下巷道顶板围岩均未出现拉应力区, 说明巷道支护状况良好。

砂岩顶板区段, 巷道左帮、右帮、顶板、底板表面最大位移分别为328, 331, 109, 342 mm, 泥岩顶板区段巷道左帮、右帮、顶板、底板表面最大位移分别为319, 321, 133, 338 mm, 由此可以看出巷道围岩变形呈现出明显的差异。顶板岩性相对较差导致泥岩顶板区段顶板下沉量较大, 但是两帮移近量及底鼓量均有所减小, 这是由于该区段顶板锚索支护密度大, 而顶板锚索对巷道两帮及底鼓的控制有利。数值模拟表明, 2种方案下巷道最小断面均能满足巷道安全使用需要, 说明12521回采巷道锚索网支护方案设计合理。

6 现场监测分析

为掌握潘一矿东区12521首采面巷道锚索网支护的矿压显现规律, 验证锚索网支护的实际效果, 并为该矿类似条件巷道选择合理支护方式与支护参数提供实测依据, 对巷道的变形和顶板离层进行了现场监测 (图5、图6) 。

监测数据显示, 巷道开挖后有一个变形逐渐增大的过程, 7～10 d基本达到最大, 其后便呈现稳定状态, 监测结果与数值模拟结果能较好地吻合。图5显示, 泥岩区段两帮移近量在250～450 mm, 顶底板移近量在250～350 mm;砂岩区段两帮移近量在200～250 mm, 顶底板移近量在100～150 mm。这说明, 砂岩区段巷道变形控制效果较泥岩区段好。图6显示, 各测站顶板深部和浅部离层曲线变化趋势基本一致, 泥岩区段顶板深部离层量在70～90 mm, 浅部离层量在50～60 mm, 砂岩区段顶板深部离层量在50～60 mm, 浅部离层量在25～45 mm。同样说明, 由于泥岩比较破碎软弱, 变形量要大于砂岩区段。总体来看, 采用上述支护方式完全能够满足首采面巷道支护的要求。

7 结语

以淮南矿业集团潘一矿东区12521为背景, 对深井高应力煤巷围岩支护进行了研究, 并通过数值模拟对所采取的深井煤巷锚梁网支护方案进行了论证, 结果表明:砂岩区段巷道变形控制效果优于泥岩区段的控制效果;各测站顶板深部和浅部离层曲线变化趋势基本一致, 但泥岩比较破碎软弱, 变形量要大于砂岩区段。总体来看, 巷道围岩均未出现破坏, 支护状况良好, 采用上述支护方式完全能够满足首采面巷道支护的要求。

摘要：针对潘一东井12521工作面回采巷道的地质特征, 分析了深井高应力煤巷围岩的变形力学机制, 结合现场地质条件, 针对巷道围岩岩性结构变化提出了以采用预应力锚索为主、其他支护为辅的深井煤巷锚梁网支护方案, 并通过数值模拟论证了该方案下巷道围岩的稳定性。现场监测结果表明, 巷道变形稳定, 支护状况良好, 说明12521回采巷道锚索网支护参数选择合理, 证明了该方案的可行性。

关键词：深井高应力,煤巷,分段支护,数值模拟

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强力锚网(索) 篇4

关键词：动压影响,锚网索联合支护,支护潜力,结构稳定性

0 引言

随着米村矿资源的枯竭, 为有效保障矿井煤炭产量, 根据采掘接替计划, 将逐步对26大巷及28大巷煤柱进行回收。目前米村煤矿26采区和28采区正常回采已接近尾声, 因此在26大巷煤柱及28大巷煤柱回收过程中, 大部分既有巷道及硐室将报废, 但承担矿井-150 m水平排水泵房将服务至煤柱回采结束。根据26大巷及大巷28煤柱回采设计, 28大巷煤柱回采工作面停采线距其水平距离约40 m, 26煤柱回采工作面停采线距其水平距离约65 m。这将使得-150 m水平泵房受到强烈的采动影响。作为-150 m水平的核心硐室, 泵房必须正常服务至水平报废, 因此亟需根据泵房的地质采矿条件, 研究其合理的支护方式, 以使泵房经受住26大巷和28大巷煤柱回收引起的采动影响, 保证泵房的正常使用。文章针对米村煤矿-150 m泵房进行支护技术研究。

1 地质概况

郑煤集团米村矿主采煤层为二1煤层, -150 m泵房附近二1煤层平均厚度3.5 m, 泵房布置在距二1煤层20～30 m的底板岩层中, 围岩主要为砂岩、灰岩和砂质泥岩。存在有2条断层分别为F1:36°∠60°H=0～8.0 m和F2:30°∠65°H=0～5.6 m。泵房地质剖面图如图1所示。

2 失稳破坏原因分析

-150 m泵房先后进行过多次扩修、加固, 泵房实际支护方式为多层复合支护, 内有钢轨拱梁、锚喷网支护, 加内壁料石砌碹和混凝土碹支护, 二层支护之间采用100 mm厚矿碴充填。泵房设计净宽4.8 m, 净高4.4 m, 现变形特征主要表现为两帮强烈内移和顶板下沉, 造成巷道严重变形的原因如下: (1) 泵房围岩强度较低。泵房布置在二1煤层底板中, 围岩虽主要为砂岩、灰岩和砂质泥岩, 但附近存在2条断层, 导致部分巷道围岩较为破碎, 且层理、节理裂隙较为发育, 在高应力作用下极易沿裂隙面滑移错动; (2) -150 m泵房在邻近采区承受多次强烈采动影响, 且在停采线附近受永久煤柱高支撑压力作用。大量研究结果表明, 工作面开采形成的支撑压力往往数倍于原岩应力, 局部应力集中系数甚至达到原岩应力的5～6倍。且在26大巷煤柱和28大巷煤柱回收过程中, 受煤柱上支承压力叠加的影响, 围岩变形将更加严重。 (3) 支护承载性能难以得到充分发挥。锚网支护对巷道围岩的赋存条件依赖性很高, 巷道所处围岩节理裂隙较为发育时, 难以充分发挥锚杆支护主动承载的性能。

3 锚网索联合支护技术设计

3.1 锚注加固技术

钻孔窥视仪对泵房帮部及顶部的深部围岩完整性观测结果表明, 围岩极为破碎, 故先采用锚注加固技术。此技术不仅可以改变围岩的松散结构、提高岩体的粘结力与内摩擦角, 而且封闭裂隙防止水对岩体的侵蚀。

3.2 锚网索联合支护技术

当打入锚杆后, 由于锚杆和围岩的相互作用, 巷道围岩受力状态发生改变。锚杆对岩体的加固作用机理主要表现在提高围岩的整体刚度, 增强了围岩的抗变形能力, 加强了岩体的整体性;锚杆的组合拱作用, 使围岩处于三向受力状态, 提高了围岩的承载能力。锚杆的存在, 增大了岩体整体的刚度, 使岩体变形更加协调。网的主要作用是防止锚杆间的松软岩石垮落, 均衡围岩载荷分布, 提高支护的整体性。锚索作为一种新型的加强支护方式, 由于锚固深度大, 可将下部不稳定的岩层锚固在上部稳定岩层中, 同时可施加预紧力, 主动支护围岩, 能够充分调动巷道深部围岩的强度。其支护的特点是最大限度地利用深部围岩的自撑能力;对锚杆支护形成的承载拱的薄弱部位进行结构补偿, 最大限度地发挥刚性锚杆的支护能力;充分转化了围岩中膨胀性塑性能;适时支护, 主动促稳而不是被动等稳[1]。该技术的本质是各构件优势相互促进, 结构相互补充, 从而构建一个具有高承载能力和高稳定性的支护系统。

4 锚网索联合支护技术方案

基于以上分析, 确定-150 m泵房支护参数如下:先对泵房进行喷浆处理, 封闭围岩与支护体。注浆锚杆长度为2 500 mm, 间排距为2 000 mm。树脂锚杆选用φ22×1 800 mm左旋螺纹钢高强锚杆, 锚杆托盘为高强拱形托盘, 托盘规格为150 mm×150 mm×10 mm, 采用规格为K2350和Z2350各1支树脂锚固剂加长锚固, 预紧力矩不低于300 N·m。锚索选用型号为φ17.8×8 000 mm, 材质为1 860钢绞线, 每根锚索使用规格为2支K2350和1支Z2350树脂锚固剂, 锚索托梁采用300 mm的18#槽钢沿巷道走向布置, 预紧力不低于90 kN, 并配合使用φ14 mm钢筋梯子梁轴向布置。辅助支护的钢筋网选用φ6 mm经纬网, 相邻网片搭接100 mm, 并每隔300 mm用铁丝连接牢靠。支护断面如图2所示。

5 支护效果分析

为了验证泵房设计支护方案的有效性, 在巷道中布置表面位移测站, 采用该锚网索联合支护方案施工后2个月内, 即使在28煤柱工作面回采的强烈动压影响下, 巷道两帮移近量仅为55 mm, 顶底板移近量为30 mm, 完全能满足26、28煤柱工作面回采期间泵房正常使用的断面要求。

6 结论

锚网索联合支护就是从考虑支护结构和围岩的相互作用入手, 增大岩体整体的刚度, 均衡围岩荷载分布。支护系统中各个构件优势互补, 充分发挥各自的支护潜力, 从而有效地维护巷道的稳定性。米村煤矿-150 m泵房实施锚网索联合支护技术, 成功地在动压影响下控制了巷道强烈变形, 为类似巷道的支护形式和参数的选择积累了经验。

参考文献

强力锚网(索) 篇5

1 工程概况

凉水井煤矿42108回风顺槽断面设计主要为矩形, 巷道平均埋深190m。该工作面回风顺槽顶板为层状复合顶板, 煤层上岩体为软硬交替层状岩石, 其中有少量夹矸, 夹矸平均厚度为0.15m。巷道顶板直接顶为泥岩, 老顶为砂岩, 老顶单轴抗压强度R c=23M Pa, 抗拉强度R t=23M Pa。老顶岩性为上部粗砂岩, 下部细砂岩, 岩体中含石英, 长石及云母。直接顶泥岩平均为1.9m, 含植物化石及黄铁矿结核。直接底为粉砂岩, 平均厚为1.5m, 灰色、灰黑色, 硬度中等, 夹石英砂岩薄层。老底为粉砂岩加石英砂岩, 平均厚度为11.43m, 灰色, 黑灰色, 粉砂岩、石英砂岩互层, 硬度中等, 为石英砂岩时硬度较硬, 含植物化石等。

2 原有支护方式分析

原有顶板支护参数如下:A.锚杆为φ20m m左旋无纵筋螺纹钢筋, 长度2.2m。锚杆间排距0.9×0.8m, 每排4根锚杆, 中间与顶板垂直;钻孔直径为28m m, 锚固长度为950m m。B.锚索采用φ17.8m m钢绞线锚索, 长度为7.0m, 外露长度250m m。采用2+1+2形式布置, 锚索排距1.6m, 单双交替布置, 锚索间距为1.3m, 两边各1.0m, 1根时布置在巷道中间;锚固长度1.5m。原有巷帮支护参数如下:锚杆采用规格为φ18×2000m m左旋螺纹钢, 排距为0.8m, 锚杆间距0.9m, 每排3根锚杆, 上留200m m, 下留500m m。锚杆角度:巷帮上下角部锚杆与水平线成10°布设, 其余锚杆垂直煤帮布设。

为了分析研究原有支护方案的支护效果, 对工作面回风顺槽原有支护段顶板下沉情况, 两帮收敛情况进行了监测。现将部分监测结果总结如下。

42108工作面回风巷道监测断面共监测20d, 顶底板累计移近量达17.95m m, 顶板最大沉降速率为6.69m m/d, 最终沉降速率不超过0.15m m/d。两帮累计收敛量达56.93m m, 最大收敛速率为23.39m m/d, 最终收敛速率不超过0.49m m/d, 分别见图所示。

由以上监测结果可以看出42108工作面回风顺槽在巷道开挖后12d时间内顶板变形趋于稳定, 原有支护体系存在一些缺陷, 对顶板岩层及两帮的控制力度不够。在巷道开挖后, 支护抵抗顶板垂向荷载的效果不好, 导致顶板下沉量大, 巷道收敛变形大, 所以需要对支护参数进行优化。

3 支护参数优化效果分析

对凉水井煤矿42108回风顺槽支护参数优化方案如下:A.锚杆。顶部4根锚杆, φ18×2000m m型左旋螺纹钢锚杆, 间排距为900×1000m m, 锚固长度1200m m, 靠近两帮的两根锚杆与水平呈45°进行锚固;巷道两帮各3根锚杆, φ18×1800m m型左旋螺纹钢锚杆, 间排距为900×1 000m m, 锚固长度1200m m。B.锚索。取锚索长度为6.5m, 锚固长度为1.8m (注:单根锚固剂长600m m) , 锚索间排距为1.6×3m。

在对42108工作面回风顺槽支护体系进行优化后, 为了验证优化后的支护体系有更好的支护效果, 将所得优化支护参数应用于42108工作面回风顺槽50m试验段, 并在实施后对试验段进行跟踪监测。

在巷道试验段施工时紧跟工作面进行巷道顶板下沉量、两帮收敛等内容的监测。在原有支护情况下42108工作面回风顺槽顶板最大下沉量为34m m, 两帮最大移近量为55m m。监测结果显示顶板下沉稳定时间仍为12d左右, 但是巷道顶板最大下沉量为17.8m m, 比原支护体系有所降低, 同时巷道两帮最大收敛量为32.6m m, 两帮收敛量明显下降。

4 结论

通过对原有及优化后的支护方案进行跟踪监测, 发现应用优化后的支护方案后, 巷道顶板稳定性良好, 巷道顶板没有出现任何裂缝, 巷道两帮也没有片帮情况出现。因此支护优化方案是合理的, 可以为其他类似地质条件巷道的支护设计提供理论参考。

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大断面开切眼锚网索支护技术研究 篇6

随着现代化矿井开采技术的发展, 矿井开采强度与规模的增加, 开采工艺的机械化水平不断提高, 各种大型设备应运而生[1]。为满足井下通风、行人、运输和大型设备的安装要求, 小断面的巷道已经不能满足生产的要求, 巷道的断面越来越大[2]。巷道断面的增加给其维护带来了巨大的困难, 大断面巷道的支护问题已经严重影响了煤矿的安全高效生产, 并引起了人们越来越多的关注[3]。回采工作面开切眼是采煤工作面设备安装的通道, 其特点是断面大, 服务时间短, 并且不受回采动压影响[4]。因此, 大断面开切眼巷道的支护既要保证支护效果, 又要考虑到服务期限, 降低其支护成本。王庄煤矿3502工作面开切眼巷道掘进断面积达到45m2, 由于断面超大, 支护难度较普通巷道显著增加。为满足巷道支护要求, 本文根据锚网索支护的内外承载结构原理, 对3502开切眼的支护实践展开研究。

1 工程概况

王庄煤矿主采煤层为二叠系山西组3号煤层, 俗称“香煤”, 平均厚度5.08m, 倾角2-6°, 煤层中普遍含1~3层夹矸, 为全区可采的稳定煤层。3502工作面为35采区第2个回采工作面, 采用大采高综合机械化采煤法, 顶板采用全部垮落法管理, 工作面地面标高为1128m-1323m, 井下标高979m-1004m, 走向长度1705.5m, 倾向长度300m。工作面伪顶为黑色炭质泥岩, 结构疏松, 随采随落, 平均厚度0.3m。直接顶为深灰色、灰黑色的泥岩和细粒砂岩, 厚层状, 均匀层理, 平均厚度3.69m, 抗压强度18.3MPa, 抗拉强度1.3MPa, 为软弱岩石。基本顶为中厚-厚层状细粒砂岩, 泥质胶结, 分选中等, 平均厚度3.92m, 抗压强度46.6MPa, 抗拉强度3.29MPa, 为坚硬岩石。直接底为灰黑色泥岩, 薄层状, 上部见大量植物根化石, 平均厚度1.1m, 抗压强度25.1MPa, 抗拉强度1.3MPa, 为中硬岩石。基本底为灰-深灰色细粒砂岩, 薄-中厚层状, 局部相变为粉砂岩, 泥质胶结、分选中等, 平均厚度1.03m, 抗压强度40.1MPa, 抗拉强度1.93MPa, 为坚硬岩石。

2 锚杆索支护内外承载结构控制原理

巷道围岩的内承载结构是指通过采用锚杆、支架或锚注等支护方式, 在巷道周边的破碎区和部分塑性区煤岩体中形成的支护结构体[5]。内承载结构的主要作用是承担小部分围岩应力, 改善围岩应力状态, 对外承载结构提供径向支护力, 保证外承载结构的稳定, 同时通过对破碎区的围岩施加支护阻力, 控制破碎区煤岩体的变形量和变形速度, 内承载结构在巷道围岩的稳定性控制中起着关键作用[6]。

巷道围岩的外承载结构是指通过采用锚索支护, 锚索的锚固长度超过塑性区边界进入弹性区, 锚固端达到支承应力的峰值点附近, 以塑性区和部分弹性区煤岩体形成的支护结构体[7]。外承载结构的主要作用是承担大部分围岩应力, 限制塑性区的扩展, 对内承载结构提供保护, 在巷道的围岩稳定性控制中起重要作用, 是主要的承载结构体[8]。巷道围岩的内外承载结构模型见图1。

通过采用高强锚杆、金属网和钢带联合支护, 对巷道表面围岩施加预紧力并实现预紧力的有效扩散, 可以显著改善围岩中应力状态, 提高围岩体的强度, 形成稳定的内承载结构。在高强锚网支护的基础上, 通过施工小孔径高预紧力锚索, 对巷道围岩施加更大的预紧力, 并调动深部围岩的承载能力, 形成外承载结构。通过内外承载结构的耦合作用, 共同实现巷道围岩的稳定。

3 工程应用

3502工作面开切眼为超大断面矩形巷道, 巷道掘宽9m, 掘高5m, 断面积45m2。巷道沿煤层顶板掘进, 采用综掘机施工, 分两次掘进达设计断面。第一次掘进断面为5.5m×5m, 一次掘进和支护完成后, 在采空区侧进行二次扩帮, 刷扩断面为3.5m×5m。

3.1 具体支护参数

①巷道顶板采用10根高强左旋螺纹钢锚杆加Ф14mm圆钢焊制的钢筋梁, 10#铁丝编制的金属网进行支护。锚杆规格为Ф20mm×2200mm, 配套高强度螺母、高强度托板调心球形垫及尼龙垫圈和拱形高强度托盘, 锚固剂为一支K2335和一支Z2360型树脂药卷。钢筋梁规格为3050mm×80mm+4950mm×80mm, 金属网网孔规格为50mm×50mm, 网片规格为5700mm×1100mm。一次开切眼锚杆间距900mm, 刷扩开切眼锚杆间距950mm, 排距1000mm。中间8根锚杆垂直顶板布置, 角锚杆外斜10°布置。锚固力≥100k N, 扭矩≥150Nm。

②顶板每排锚杆之间布置锚索进行支护, 锚索采用“三四三四”交替布置。锚索规格为Ф18.9mm×6000mm的1×7股高强度低松弛预应力钢绞线, 锚索托盘为300mm×300mm×16mm高强度托盘, 锚固剂为一支K2335和两支Z2360型树脂药卷。锚索间距2000mm, 排距1000mm, 垂直顶板打设。锚固力≥150k N, 预紧力≥100k N。

③巷道左帮采用6根高强左旋螺纹钢锚杆加Ф14mm圆钢焊制的钢筋梁, 高强度阻燃塑料网进行支护;巷道右帮采用5根玻璃钢锚杆加高强度阻燃塑料网进行支护。锚杆规格为Ф18mm×1800mm, 托盘为150mm×300mm×50mm的木托板加120mm×120mm×8mm拱形高强度托板, 锚固剂为一支Z2360型树脂药卷。左帮钢筋梁规格为4200mm×80mm, 塑料网网孔规格为50×50mm, 网片规格为3400mm×1100mm。巷道左、右两帮锚杆间距分别为850mm和1000mm, 排距均为1000mm, 两帮上部锚杆上斜10°布置, 其余锚杆水平布置。锚固力≥50k N, 扭矩≥100Nm。

④当顶板遇裂隙、构造、断层或顶板不稳定等特殊情况, 及时调整支护方案, 改变锚杆和锚索的间排距, 缩小循环进尺, 并制定专项安全技术措施。

3.2 巷道支护效果

3502开切眼按照设计的支护方案进行施工, 每50m布置一个矿压观测站对巷道顶板动态进行监测。根据矿压观测结果, 巷道从掘出后到工作面安装完成期间, 顶板基本未发生离层。监测结果表明, 巷道采用的锚网索+钢筋梯子梁支护方式支护效果显著, 有效控制了巷道围岩变形, 保证了开切眼的稳定与安全, 支护设计比较合理。

4 结论

本文对王庄煤矿3502开切眼的巷道支护进行研究, 形成了以下结论:

①分析了锚杆索支护的内外承载结构原理, 锚杆支护形成内承载结构, 改善围岩应力并对外承载结构提供径向支护, 锚索支护形成外承载结构, 承担支护应力并对内承载结构提供保护。

②提出了适合3502开切眼的锚网索支护技术, 确定了合理的支护参数, 并成功的进行了现场应用。矿压观测表明, 巷道服务期间基本没有发生顶板离层和大变形, 该方案取得了良好的支护效果。

③对于大断面煤巷的支护, 锚网索联合支护方式技术上优越, 经济上合理, 能够有效解决此类巷道的支护难题。本文研究的巷道支护方式和支护参数, 可为类似条件下的巷道支护提供参考借鉴。

摘要：为解决王庄煤矿3502回采工作面大断面开切眼的支护难题, 分析了锚杆索支护形成的内外承载结构的特点, 采用以高预应力锚杆索为核心的主动支护技术, 确定了合理的支护参数, 并进行了现场工业性试验。矿压观测表明, 该支护方式有效控制了巷道围岩变形, 取得了良好的支护效果, 为“高新精尖”大采高工作面的设备安装和顺利回采创造了条件。3502大断面开切眼所应用的支护方案在技术上优越, 经济上合理, 可在类似条件的巷道支护实践中参考应用。

关键词：大断面开切眼,锚网索支护,内外承载结构,煤层巷道

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强力锚网(索) 篇7

对软岩巷硐进行维护在煤矿生产建设中一直没有得到有效的解决, 困扰着煤矿的生产。在软岩巷道施工中, 由于围岩变形量比较大, 在一定程度上影响了其稳定性, 同时增加了施工的难度, 并且巷道屡遭破坏, 导致维修的次数大大增加, 并且需要对其进行多重维护, 严重影响矿井的正常生产和安全运行。由于煤矿的实际生产条件存在差异, 使得国内外无法形成统一的支护方法。为了取得良好的支护效果, 只有对其力学原理进行具体分析, 采用科学合理的支护措施。

我矿井为垂深210m的斜井, 泥岩及砂质泥岩共同构成斜井所处的岩层结构, 对于该岩层机构来说, 其泥岩的特点是:裂隙多, 层理复杂, 易风化, 低强度, 并且遇风风化、遇水膨胀, 泥化现象比较严重。在对井巷进行施工的过程中, 对巷道进行维护难度较大, 尤其是部分巷道已经发生严重的变形, 在一定程度上对其进行多次修复, 但是仍难以确保其稳定。

2 巷硐变形原因

导致巷道发生严重变形的原因主要表现在:首先, 巷道断面较大, 层理较多, 并且应力分布不均;其次, 构成巷硐围岩的泥岩和砂质泥, 岩层强度低, 完整性差。另外, 掘进后处于稳定期的巷硐, 在一定程度上发生着持续蠕变;巷硐两帮的较大变形及底板鼓起直接影响巷硐围岩的整体稳定性, 这些因素在一定程度上, 导致难以对巷硐进行围护。

3 巷硐治理支护技术

3.1 巷硐治理的控制原则

(1) 预留断面, 二次支护, 对围岩、帮角等进行固结和加固。 (2) 在掘进巷硐过程中, 产生集中应力, 围岩强烈变形, 通过“锚、喷、网”支护体系对围岩变形进行控制, 需要进行复喷处理。 (3) 对围岩进行预应力锚索支护和注浆加固, 避免巷硐掘出后稳定期间出现较大的、长时间的蠕变。 (4) 对帮、底进行加固处理, 是确保巷道两帮整体稳定性的重点, 受巷道帮、底变形的影响和制约, 通过用倾斜锚杆和倾斜锚索对巷道底角进行加固, 同时对两帮、底角和底板通过高效速凝材料进行注浆加固处理。

3.2 施工设计

通常情况下, 将材料斜井巷道的断面设计成半圆拱形, 同时按照宽度4000mm, 墙高1500mm, 中高3500mm的标准设计掘进巷道。锚杆规格为Φ28×2600mm, 并且具有强度高, 可延伸的特点, 按照排距800×800mm设置锚杆的间距。如图1所示, 按照设计要求, 将下底角的两根锚杆与底板之间的夹角设置成40°。利用2卷Z2335的中速药卷进行锚固处理, 同时使用普通的钢筋网。喷层厚度控制在50mm, 在一定程度上将钢筋网覆盖。锚索布置如图2所示, 长6.5m, 孔深6m, 排距2.4m。通过4卷Z2350的药卷进行锚固, 锚索托板采用250×250×20mm钢板进行制作。通常情况下, 将4个锚索孔作为注浆孔, 注浆孔深2m, 排距为1.4m。

3.3 施工工序及要求

3.3.1 锚杆施工工序

通常情况下, (1) 巷道掘出; (2) 钢筋网铺设, 每个断面使用4条覬14mm的钢筋梯子梁进行相应的处理; (3) 架设临时支护, 顶部锚杆施工; (4) 帮部锚杆施工后进行喷浆操作。按照上述四个步骤对锚杆进行施工。

3.3.2 锚索施工的要求

(1) 在误差方面, 钻孔深度控制在±20mm, 外露长度控制在100±300mm; (2) 预紧力控制在100k N。

3.3.3 围岩注浆施工

在对围岩注浆进行施工的过程中, 按照喷浆封闭岩面、打眼封孔、拌料注浆、清洗管路、施工组织、注浆监测及质量检查的顺序进行。

4 效果分析

在对现场仪器进行试验的过程中, 按照“十”字布点法, 对施工后巷道的顶板、底和两帮进行布置测点, 观测支护段150m范围内的巷道, 得到变形曲线如图4-1、4-2所示。通过对图进行分析可知, 巷道剧烈变形主要发生在前30d内, 此期间的变形量占总变形量中的50%左右, 当巷道持续变形80d后, 巷道进入稳定期, 此时巷道两帮变形速度基本在1mm/d以内。

通过对现场试验结果进行分析:软岩巷道条件下, 通过将“锚、喷、网”与锚索注浆进行联合, 在一定程度上可以对软岩巷硐围岩的变形进行控制, 巷硐的安全性和稳定性得到保证。

5 结论

(1) 利用“锚、喷、网”、锚索对巷道进行处理, 在一定程度上可以对巷道进行及时封闭处理, 软岩风化现象可以有效避免。通过注浆填充的方式对围岩裂隙进行处理, 提高了软弱围岩的承载能力, 与“锚、喷、网”一起组成喷网组合拱, 同时与锚索组成喷锚注索加固圈, 支护阻力和刚度有了较大的提升, 软岩巷道的围岩变形明显降低, 提高了巷道的稳定性。 (2) 为了有效控制巷道围岩变形, 利用“锚、喷、网”和锚索注浆的方式进行处理, 巷道变形在2个月内趋于稳定, 取得了较好的支护效果。 (3) 对巷道进行“二次支护”, 在一定程度上提高了支护强度和岩体强度, 同时对破碎岩体起到固结的作用, 岩体整体强度得到提高。

摘要：分析了软岩巷硐稳定性影响的因素, 总结了软岩巷道的支护治理原则。并结合现场实际提出了具有针对性的以“锚、喷、网”支护为主、以锚索、注浆支护为辅的支护方案, 通过现场仪器试验, 证明支护效果较理想。

关键词：软岩巷道,二次支护,锚喷支护

参考文献

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[2]吴润玺.特殊岩性边坡锚喷支护质量控制要点[J].中小企业管理与科技 (下旬刊) , 2010 (02) .