围岩支护（精选9篇）
围岩支护 篇1
0 引言
随着煤炭开采强度的不断增加, 巷道掘进与维护工程量日益增多。尤其当巷道所处围岩地质条件复杂时, 巷道掘进后围岩多处于松散破碎状态, 高围压状态下围岩积聚了大量变形能, 使得巷道围岩表现出初期变形速率快、整体收敛、四周来压及强烈变形等特点, 传统单一支护方式很难达到围岩稳定性控制的目的。因此, 加强针对松散破碎围岩巷道支护技术的研究, 对于提升矿山生产安全性具有重要意义[1]。
1 松散破碎围岩巷道破坏机理分析
借由对过去煤矿松散破碎围岩巷道破坏资料的分析研究, 可知影响松散破碎围岩巷道稳定性的因素主要有三点, 分别为构造应力、高应力与动压、岩性差异。
1.1 构造应力影响性分析
对于松散破碎围岩巷道, 地下构造应力是影响其稳定的重要因素, 特别是通过断层等特殊地质构造时, 过高的构造应力极易导致围岩裂隙的进一步发育, 从而加剧围岩破碎性, 导致作用于巷道围岩支护体的变形压力及松散压力增大, 从而提升了围岩塑性范围, 使得巷道围岩出现流变或泥化现象, 对支护体的稳定及井下生产安全造成严重影响[2]。
1.2 高应力与动压影响性分析
以埋深200 m的深部巷道为例, 其在上覆岩层重量的作用下产生的主应力根据式 (1) 可知为5 MPa:
式 (1) 中, σ为地应力, MPa;γ为上覆岩层平均质量, kg (地质实测可知通常为25 k N/m3) ;H为煤层埋深, m。
而深部巷道围岩的抗压强度多在25 MPa以上, 稳定系数多为0.5左右, 这时在静压作用下巷道多难以维持稳定状态。而当处于煤层回采期间, 巷道动压系数会远高于巷道稳定时的静压系数, 多介于1.5~2之间。由此可知, 对于绝大多数深部巷道围岩而言, 其在高应力及动压的影响下巷道很难依靠自身围岩强度保持稳定, 所以必须通过一系列加固手段提升巷道围岩整体强度, 使其力学性能获得大幅改变, 从而有效实现巷道围岩的长久稳定, 为安全生产奠定基础。
1.3 围岩岩性差异影响性分析
在导致松散破碎围岩破坏的诸多影响因素中, 围岩岩性差异对巷道稳定影响显著。根据专业调查统计显示, 若巷道修建于灰岩、砂岩等高强度岩层中, 其稳定性往往不易受外界因素 (动压、高应力等) 的干扰, 而当巷道处于页岩、砾岩等强度较低的岩层中时, 其稳定性则往往极易受到动压影响进而出现变形破坏[3]。
2 松散破碎围岩巷道常见支护工艺
对于高应力松散破碎围岩巷道, 为确保其生产的安全、稳定, 依据巷道破坏状况有两种常用的合理支护工艺, 即锚注预加固联合支护、锚喷注联合支护。现对两种方案进行具体叙述。
2.1 锚注预加固联合支护
对于已发生围岩完全破碎的巷道而言, 其必须重新掘进全新的巷道以替代已彻底损毁的巷道。而对于新掘巷道, 在进行初次支护时必须对原有支护参数进行全面修订, 对锚杆材质及长度进行重新设计并将锚杆同钢筋和金属网等进行联合使用, 从而形成完整的联合支护锚网带。同时, 在初次支护完成后还应及时对锚网带进行二次喷浆加固, 从而进一步增强围岩整体性与强度。通过上述2次联合加固后, 新掘巷道基本可有效承载外部动压的作用。最后施工作业人员还可依据实际情况补打一定量的注浆锚杆, 进一步加强巷道稳定性, 从而有效保障井下生产安全。
2.2 锚注预加固联合支护工艺
对于出现裂隙但尚未完全破坏的松散破碎围岩巷道, 可通过锚注预加固联合支护对其进行加固补救。首先, 通过喷浆作业对巷壁表层裂缝进行封堵并通过打入巷壁的注浆管对壁后破碎围岩进行注浆加固。在注浆作业完成后进一步使用树脂锚杆与注浆锚杆对巷道周边围岩进行全方位深部围岩注浆加固。同时, 针对发生破坏变形的巷道局部位置还应进行独立的二次加固, 从而确保锚杆、浆液及破碎围岩的完美结合, 使三者成为有机联合体, 真正有效实现对围岩稳定性的保护, 为进行安全生产提供保障[4]。
3 松散破碎围岩巷道支护实例分析
龙马煤业南轨道巷道开拓过程遇断层, 断层岩层主要为泥岩和细粒砂岩, 受构造应力和环境水影响, 围岩裂隙极度发育、破碎严重。巷道原支护采用架棚支护方式, 这种方式无法对周边围岩进行有效主动加固, 使得煤体受采动影响严重, 从而导致棚后的空帮、空顶现象频发, 围岩无法有效构成完整承载体, 巷道掘进过程中变形现象严重, 对井下生产的高效开展造成了严重威胁。鉴于此, 通过相关围岩支护理论的研究并结合龙马煤业南轨道巷道实际地质条件, 提出巷道喷锚注联合支护方案。
3.1 联合支护方案
a) 预注浆加固。工作面两帮分别布设两注浆孔, 注浆孔距顶 (底) 板和煤壁分别为500 mm与250 mm, 向巷帮内倾斜20°, 注浆孔孔深6 000 mm, 间距1 000mm, 孔径42 mm。钻孔注浆每3 200 mm (4个掘进循环) 为1次注浆循环;
b) 煤帮喷混凝土。向巷道两帮喷涂厚度10 mm左右的混凝土涂层, 对裂隙进行封堵的同时, 确保锚杆预紧力达标;
c) 锚带网锁联合支护。巷道断面为矩形断面, 尺寸4 200 mm×3 500 mm。顶板选用左旋螺纹钢锚杆、3 200 mm W型钢带及金属网实施联合支护。锚杆长度2 500 mm、直径20 mm, 配备直径28 mm的树脂药卷加长型锚固, 锚杆布设间排距为750 mm×800 mm, 共布设5根;锚杆长度2 500 mm、直径20 mm, 配备直径28 mm的树脂药卷加长型锚固, 锚杆布设间排距为800mm×600 mm, 共布设3根;巷道两帮选用右旋螺纹钢锚杆、2 800 mm M型钢带及金属网实施联合支护, 锚杆长度2 500 mm、直径20 mm, 配备直径28 mm的树脂药卷加长型锚固, 锚杆布设间排距为800 mm×600mm, 共布设4根;顶板依照五2- 1- 2的形式布设长锚索进行加强支护, 锚索长度8 300 mm、直径15.24 mm, 布设在钢带之间, 并配合托盘共同使用, 布设时锚索间排距1 600 mm×800 mm;
d) 锚杆注浆加固支护。在巷道顶板上每间隔3排螺纹钢锚杆布设1排注浆锚杆, 对煤体进行注浆加固。注浆锚杆长2 000 mm、直径25 mm, 注浆孔深2 000mm、孔径42 mm。同时在巷道两帮依照800 mm×3 200mm的间排距分布设3个注浆孔。
3.2 支护效果分析
依照方案进行支护作业后对巷道围岩变形进行检测, 图1为巷道围岩变形量示意图。通过图片分析可知, 通过支护作业, 巷道两帮及顶底板变形均获得有效控制, 两帮变形最大25 mm, 顶底板移近量最大60mm, 均处于安全控制范围内, 支护取得了理想效果。
4 结语
松散破碎围岩支护问题作为深部巷道支护中极为常见的安全问题之一, 对井下生产的安全高效开展有着严重威胁。因此, 对于矿山企业而言如何通过科学、合理的支护工艺实现此类巷道的有效支护, 对于保障煤炭生产的持续与安全进行意义显著。作为一名合格的煤炭技术人员理应投身相关工艺的探索中, 从而为中国煤炭产业的长久发展提供保障。
参考文献
[1]王清标, 张聪, 王辉, 等.松散破碎岩体锚固与监测技术应用研究[J].防灾减灾工程学报, 2014 (6) :771-777.
[2]亓忠明.高应力松散破碎围岩巷道支护技术研究[J].能源与节能, 2014 (6) :178-180.
[3]刘晓宁.松散破碎半煤岩开拓巷道围岩变形破坏机理及控制技术研究[D].徐州:中国矿业大学, 2014.
[4]汪占领, 林健.松散破碎煤巷高预应力锚杆支护技术研究及应用[J].煤矿支护, 2014 (1) :18-20.
围岩支护 篇2
淮南矿业集团谢桥煤矿1242（3）工作面位于西翼C组采区西翼13-1煤层四阶段，东起西翼C组采区下山，西至F5-1边界断层，北邻1232（3）运输顺槽，南至13-1煤-650m底板等高线，工作面标高-651～-551m，可采走向长2920m，倾斜长360m，煤厚2.7m～6.0m，均厚4.8m，煤层倾角11°～16°，平均14°，可采出量905.2万吨，为淮南矿业集团迄今为止斜长最长工作面。
2、1242（3）高抽巷现有支护状况
1242（3）高抽巷原为锚网支护，巷道变形后采用U29型钢支架支护。在动压影响下U型钢支架大多扭曲、断裂，为加大支护强度将支架顶部补打锚索，帮部补打护棚锚杆，但支护状况并没有明显改观，巷道变形无法得到有效控制，造成巷道顶板下沉严重、两帮位移量局部达到1000mm、底臌量平均达到1200mm，以致打运及出货系统无法正常使用。为了保证巷道正常掘进，必须对巷道进行拆刷架、并反复卧底。
3、1242（3）高抽巷支护技术方案
为了确保该巷正常掘进及工作面回采期间巷道能够正常使用，必须解决目前巷道变形、底鼓的现状。结合高抽巷现场的围岩条件和现有支护状况，制定了高强度的支护方案。
4、技术方案
4.1、由原来的单一的锚网支护变更为锚网索支护。
4.1.1、锚杆强度在以前基础上进行加强。
巷道支护锚杆由原来的?20×2000mm锚杆变更为?22×2500mm锚杆。并将锚杆间排距由以前的800×800mm加密为700×700mm。并在巷道底角及底部增加4根锚杆。
锚杆材质均为MG400。MG400锚杆相当于4级建筑螺纹钢，其力学性能指标为：屈服强度不小400MPa，抗拉强度不小于570MPa，延伸率不小于18%，从而提高锚杆支护强度。顶、帮锚杆设计锚固力分别为100KN和80KN，预紧力矩设计不低于180N.m。
4.1.2、锚索强度在以前基础上进行加強。
由于原来巷道顶部未使用支护锚索造成巷道顶板下沉严重，为此加大锚索支护强度。巷道支护锚索顶板按“…5555…”型式，在巷道两帮按：…222…“型式布置。锚索间排距1000×800mm，每根锚索铺设300×300mm×16mm钢垫片。
5、在锚网索支护基础上进行补强加固措施如下：
当过断层、顶板较为破碎、稳定性差、岩性变软、或有淋（滴）水现象、或锚索锚固段深入到稳定的岩层里小于1200mm等情况时，必须停止施工，采取增加锚索长度。如锚杆支护无法保证支护效果，采取架棚支护，并进行喷注浆加强支护。
5.1、喷注浆加固机理
喷注浆加固的原理就是利用浆液充填岩壁内的裂隙，将松散破碎的岩体胶结成整体，其加固机理主要体现在以下3个方面：第一、它可以改善岩体结构的力学性能，提高岩体的整体强度，增加岩体自身的承载能力；第二、浆液可以封堵岩体内裂隙、隔绝空气防止风化，避免岩体强度因水和空气的影响而大幅降低.
5.2、注浆支护参数
巷道全断面布置注浆孔，间排距为1200×1400mm，每循布置8个注浆孔，孔深2.5m，孔径42mm。注浆管规格：Φ26.75×3.25×1500mm，注浆压力：2～3MPa，注浆稳压时间3～5分钟。注浆液为单液水泥浆，水灰比为1：1，水泥采用32.5#矿碴水泥。
6、采用上述支护方案，有以下几个问题需要引起注意：
6.1、在施工期间，现场必须配备相关量具，加大对锚杆、锚索支护质量的监督，确保支护质量符合设计要求。
6.2、对于在施工过程中存在的相关问题，及时采取相应措施。例如底板施工底角及底部锚杆后仍存在底臌量较大的问题，必须在原有基础上对底板全断面进行底板锚杆施工，如仍不能达到要求，就必须施工底板锚索配钢带进行加强支护。
通过对该巷道采取了高强度的支护，目前该巷掘进期间地压治理取得了初步成效，避免了因支护强度不够造成的地压、围岩变形明显的现象，为该工作面顺利回采奠定了基础。
（作者单位：淮南矿业集团谢桥煤矿生产技术科）
浅析松散围岩巷道支护技术 篇3
随着煤炭开采强度不断增加, 巷道掘进与维护工程量日益增多。尤其当巷道所处围岩地质条件复杂时, 巷道掘进后围岩多处于松散破碎状态;高围压状态下围岩积聚了大量变形能, 使巷道围岩表现出初期变形速率快、整体收敛、四周来压及强烈变形等特点, 传统单一支护方式很难达到围岩稳定性控制的目的[1]。
1 工程概况
A矿井田境内地质构造极发育, 该矿西翼轨道巷道埋深在600 m, 大巷所处岩层主要为泥岩和细粒砂岩, 受构造应力和环境水影响, 围岩裂隙极度发育、破碎严重。巷道原支护采用传统锚网喷支护方式, 出现严重围岩变形现象, 虽经多次维修但变形量仍较大, 对矿井正常生产造成很大影响。
2 巷道变形破坏机理
分析矿井巷道地质情况, 巷道变形破坏因素是多方面的, 各因素所引起的影响程度各不相同。综合分析可知, 巷道变形破坏因素主要为以下几个方面:
a) 地应力大。测试巷道围岩应力得出, 巷道围岩所处地质条件较为复杂, 断层、动压等影响使围岩所受地应力极大。结合原支护方案的支护情况, 巷道拱顶多处发生剪切滑移现象, 并且支护体有整体外移迹象, 进一步反映了巷道围岩在高地应力作用下产生碎涨蠕变;
b) 围岩性质。该轨道巷道所处围岩性质主要为粉砂岩, 并且围岩中含有遇水膨胀的高岭石与伊利石, 围岩整体较为破碎, 属于Ⅳ~Ⅴ类围岩。巷道围岩存在严重的开石蚀变和风化现象, 局部地段围岩在高地应力作用下有明显的工程软岩特性。随着巷道服务年限增长, 围岩碎裂现象日益严重, 围岩中积聚了巨大的碎涨变形能, 增加了巷道支护难度。并且, 由于碎涨变形能在围岩中不均衡分布, 其施加在支护结构的力亦不均匀, 使支护结构局部受力过大而出现严重破坏;
c) 水理作用。据该矿地质资料勘测, 巷道围岩所处环境水量较大, 有构造裂隙带水、岩脉裂隙水等多种围岩水类型。巷道长时间受到环境水的侵蚀、溶解与冲刷, 使围岩物理力学性质发生改变, 降低了围岩承载能力;
d) 巷道掘进。该矿巷道掘进方式为爆破, 爆破会加速围岩破碎松动, 使浅部围岩松散破碎程度加剧;
e) 原支护方案不合理。该巷道原有支护方式为锚网喷支护方式, 巷道支护初期就表现出明显的破坏变形, 表现为部分锚杆断裂、顶部掉渣剥落, 后期甚至出现严重的巷道变形现象。分析其原因主要有两个方面: (a) 巷道支护阻力不够, 高地应力作用下锚网喷支护阻力不能够承载外部巨大的弹性能; (b) 支护方案不合理, 由于巷道围岩较松散, 锚杆支护在其中并不能发挥良好的控制效果[2]。
3 松散围岩巷道控制
分析轨道大巷变形破坏特征及机理可知, 传统的单一支护方式很难达到松散围岩稳定性控制的目的。同时, 由于巷道围岩中积聚了大量碎涨变形能, 一味增加支护刚度不符合深部围岩控制原则。结合相关工程施工技术与围岩控制理论, 设计对轨道大巷采用“U型棚+锚索注”联合支护方式。
3.1 U型棚+锚索注联合支护机理
锚索注与U型钢棚联合支护的支护机理为:锚注支护形成外承载结构, 起到加固巷道围岩、封闭围岩表层和防止围岩垮落的作用;并且锚杆支护有一定的柔性, 能够通过变形释放部分为弹性能。U型钢棚能够为锚杆支护提供较大的径向应力, 形成一个内承载结构;并且U型钢棚和锚杆支护之间可垫加木板、矿用背板等装置, 起到柔性过渡的作用, 通过自身变形来吸收一定围岩压力, 降低围岩对U型钢棚的压力损害。U型钢棚与锚网喷联合支护形成一个连续的承载结构, 锚索注加固围岩维持围岩稳定, 充分发挥围岩的自身承载能力;U型钢棚提供支撑力确保锚网喷注的支护效果, 二者协同支护, 确保围岩稳定性。
3.2 支护参数
新支护方案施工工艺为:巷道扩修至设计断面→初喷混凝土→锚网一次支护→复喷混凝土→U型钢棚二次支护。支护关键参数设计如下:
a) 初次支护。帮顶实施高强度锚杆支护, 并施加较大的预紧力;顶帮均采用螺纹钢锚杆, 顶板锚杆参数为:直径22 mm、长度2 400 mm、间排距800 mm×800 mm, 两帮锚杆规格与顶板锚杆相同, 但间排距变为800 mm×900 mm;顶帮锚杆均采用树脂锚固剂进行锚固, 锚固剂为两支, 规格Z2550。锚索3根, 中顶与两肩窝各一, 间排距控制在1 600 mm×3 000 mm。锚网安装结束后进行复喷混凝土, 喷层厚度控制在100mm;
b) 二次支护采用U钢。U型钢支护时机应选取围岩变形能释放到一定程度时进行, 由于原支护方案中围岩变形能已经得到了大幅度的释放, 所以全断面U型钢支护可在锚网喷支护7 d后进行。U型钢主要为3节型钢搭接完成, 各节U钢均具有一定的曲率弯曲;扁钢长1 100 mm搭接处用下限位式双槽夹板和螺栓进行连接;棚距为800 mm, 用扁钢作为拉杆连接。钢棚锁腿采用卡缆与高强锚杆, 锁腿锚杆数量为8根, 底角锚杆下摆15°, 孔口距底板位置300 mm, 其余锚杆距离底板1 000mm;
c) 注浆加固。注浆加固采用浅孔注浆方案, 从底角依次向上进行注浆施工。注浆材料选用普通水泥浆液, 水泥∶水∶添加剂比例为1∶2∶0.08, 注浆压力控制在3MPa~5 MPa, 视注浆范围进行调整[3]。
4 工程支护效果
为了解新支护方案支护效果, 在采用新支护方案后对西翼轨道大巷围岩表面收敛位移情况进行观测, 为期90 d。观测期间巷道累计变形量如图1所示。
分析轨道大巷围岩变形收敛曲线可知, 巷道顶底板与两帮变形均较小, 顶底板移近量55 mm~60 mm, 两帮变形量20 mm~25 mm, 巷道围岩变形均在安全允许范围内。而由围岩变形曲线波动情况得到, 围岩变形经历了三个阶段, 即急速增长、缓慢增长和趋于稳定。急速增长阶段 (2 d~20 d) , 此阶段的围岩变形量占到了整个围岩变形量的多大部分, 约为70%, 而且锚网喷与U钢支护初期能够阻止围岩过度变形。缓慢增长阶段 (20 d~60 d) , 这一阶段的两帮和顶底板变形量为9 mm和12 mm, 表明:随着围岩变形, 外部U型钢支护阻力逐渐增加, 提高了支护体的承载能力;变形稳定阶段的围岩变形速率及变形量均非常小, 逐步达到稳定状态。围岩整个变形周期较长 (90 d) , 巷道围岩表现出较强的流变特性, 这亦验证了高地应力作用下松散围岩变形特点。
5 结语
西翼轨道巷道围岩变形机理为:松散围岩巷道在高地应力作用下产生围岩变形, 受环境水、围岩特性的影响加剧了围岩变形速率, 进而导致原支护失效。U型钢棚支架与锚索注支护加固能够形成一个连续的承载结构, 锚网喷支护加固围岩形成外承载结构;U型钢棚形成内承载结构, 提供支撑力确保内承载结构的支护稳定性。轨道运输巷道采用U型钢棚支架与锚索注联合支护后, 巷道围岩变形较小 (顶底移近量55 mm~60mm, 两帮收敛在20 mm~25 mm) , 支护体受力情况良好, 巷道未出现明显围岩变形及底鼓现象。工程实践证明, 锚索注与U型钢闭合支架支护技术在深部软岩巷道支护中的应用具有推广价值, 能够控制松散围岩巷道变形与稳定。
摘要：松散围岩巷道控制是煤矿开采难点之一。通过充分调研, 揭示了西翼轨道大巷变形破坏机理, 分析松散围岩巷道支护要点, 设计并应用了“锚索注+U型钢棚”联合支护体系, 监测结果表明该支护体系能够抑制围岩大变形, 取得良好支护效果。
关键词：松散围岩,变形机理,围岩控制,锚注+U型钢棚
参考文献
[1]张合超, 吴浩源.回采巷道预应力锚杆支护参数模拟优化研究[J].煤炭与化工, 2015 (7) :10-13.
[2]方新秋, 赵俊杰, 洪木银.深井破碎围岩巷道变形机理及控制研究[J].采矿与安全工程学报, 2012 (1) :1-7.
围岩支护 篇4
关键词：铁路隧道；软弱围岩；超前支护；监控量测
中图分类号：U455 文献标识码：A 文章编号：1009-2374（2013）13-0035-02
由于浅埋隧道大部分属于特殊地形，它具有地形偏压、表层软弱堆积物、风化带、软弱围岩、难以形成承载拱等不利因素，严重影响了浅埋隧道的施工工程质量。根据浅埋隧道的独特地质影响，在进行隧道的开挖过程中，极有可能会出现拱顶下沉急剧增大、地表开裂、隧道净空收缩、掌子面失稳等现象，不利于隧道的施工。
1 浅埋隧道软弱围岩管棚超前支护分析
1.1 超前支护体系及其必要性分析
1.1.1 超前支护体系分析。超前支护体系主要包括管棚、超前锚杆、小导管超前注浆、深孔注浆以及地表注浆等。另外，超前支护一般适用于隧道围岩的自稳性较低的情况，通过采取超前支护，可以有效地避免出现坍方。
由于部分隧道属于软弱破碎地质，即使可以通过采用深孔注浆起到止水固结的作用。然而，此种方法仅能起到一部分范围固结的作用，而超前支护体系通过超前锚杆或超前小导管，在开挖隧道之前以钻孔排水的方式进行排水降压，防止地下水压过大而影响隧道施工工程的质量。另外，通过超前支护的方式，其钻孔深度一般都大于注浆的范围，可以有效地提高隧道施工工程的质量。
1.1.2 浅埋软弱围岩隧道施工时采取超前支护的必要性。
（1）如上所述，在进行浅埋软弱围岩隧道的施工工作时，极易出现掌子面失稳及地表下沉的现象。通过采取超前支护及监控量测技术，并结合相关改善地层、管棚、水平高压旋喷、药液压注及垂直锚杆等措施，以科学、合理的支护方法增强支撑力，并防止支护及地表出现下沉的情况。
（2）采取超前支护对于浅埋软弱围岩隧道施工的作用如下所述：首先，超前支护方式的支护结构一般类似于一个沿隧道纵方向的梁结构，可以有效地产生刚性梁效果。其次，超前支护可以通过在掌子面前方形成壳结构，用其刚性及厚度提高隧道掌子面及其周边围岩的稳定性。最后，通过超前支护中的注浆法，可以有效地提高隧道围岩的强度，改善其周边环境。
1.2 超前支护分析
1.2.1 管棚。
（1）管棚的分类及适用范围：管棚主要分为短管棚及长管棚，它的超前长度一般为5～30米，主要适用于隧道围岩非常软弱、破碎，而且变形量极大的情况。
（2）管棚施工技术原理及操作分析：管棚的施工原理为在隧道开挖之前在隧道开挖轮廓线的外弧线上放置一个伞形的金属保护棚架。由于该棚架的构造为一系列由一定间距排列的大惯性矩的钢管构成，可以有效地保护隧道下部地层的开挖工程顺利进行。
管棚的施工操作技术如下：首先，使用钻机打出一定深度的钻孔。其次，将所钻的钻孔一并插入于金属钢管之中。最后，使用注浆机将水泥砂浆或混合浆液压入，水泥砂浆或混合浆液凝固之后便可以正式进行隧道的开挖工程。
1.2.2 超前锚杆。
（1）超前锚杆的材料：超前锚杆一般主要使用普通的砂浆锚杆或药包锚杆、迈式锚杆，砂浆锚杆的适用范围
较广。
（2）超前锚杆的作用：另外，超前锚杆的作用为提前加固，它可以用于隧道开挖工程施工之前，通过使用超前锚杆，可以有效地加固周边环境，提高隧道的施工质量及施工效率。
1.2.3 小导管超前注浆。
（1）小导管超前注浆的适用范围及作用：小导管超前注浆法一般适用于碎石土及砾石土较多、风化较为严重或节理发育等软弱围岩条件下的隧道工程施工。它只需采用常规小型机械便可以进行施工，而且可以有效地保证隧道施工过程的安全性。加上小导管超前注浆法的操作简便性、良好的加固止水作用以及超前支护作用，目前它已广泛应用于稳定各大隧道围岩的稳定性工程中。
（2）小导管超前注浆的操作分析：小导管超前注浆法一般是通过沿着隧道开挖掌子面上所设计的开挖轮廓线之外0.2～0.3m处钻孔，并安装小钢花管进行高压注浆。注浆主要采用水泥及水玻璃作为浆液，可以有效地加固隧道内的松散围岩，等浆液达到一定强度后，便进行隧道工程的开挖。
1.2.4 深孔注浆。
（1）深孔注浆的分类及适用范围：深孔注浆一般主要分为两种方法，即深孔充填注浆与深孔劈裂注浆。它一般主要适用于断层破碎地带、软弱破碎围岩、地下水极发育或极易形成涌水、坍方的隧道工程。
（2）止浆墙的必要性及具体操作方法：止浆墙可以有效地避免隧道开挖面出现垮坍的现象，从而提高注浆的质量及隧道施工工程的安全质量。止浆墙的具体操作方法为：第一，在隧道开挖面钻孔，埋设注浆专用孔口管，并将钢筋网焊接于孔口管处。第二，将钢筋网网格间距设为30厘米，再喷射15～20厘米厚的C20级混凝土，从而形成止浆岩盘。
（3）注浆作业：注浆所需的材料主要分为三种：第一种主要为无机材料，其适用范围较广，主要包括水泥、水泥砂粉、水泥粘土、水泥-水玻璃等无机物。第二种为有机材料，但有机材料的价格较高，增加了施工成本。第三种为复合材料，其操作方法及劳动保护复杂，而且价格昂贵，使用性不高。注浆法一般采取分段累进注浆的方式，其具体操作方法如下所述：首先，通过将注浆混合器连接于孔口管上进行试压洗孔，以便清洗干净孔眼内的石渣。其次，对其大约注水两三分钟，确保围岩的空隙通畅；在注浆的过程中应当由专人记录好注浆的时间及注浆量、注浆时的压力变化情况，还有止浆墙、围岩、支护等的窜浆情况。最后，在注浆作业结束之后，必须将注浆部件拆洗，彻底清洗注浆机，防止注浆机损坏。
2 浅埋软弱围岩隧道施工监控量测技术
2.1 监控量测的目的和意义
2.1.1 监控量测通过及时掌握围岩位移和支护变形的动态，可以科学、合理地安排工序，以便及时修改支护参数。遇到突发情况时，可以通过监控量测及时查找原因，以便及时采取措施解决问题，提高隧道施工工程的安全性及经济效益。
2.1.2 监控量测有利于施工人员熟悉、了解本工程浅埋段围岩压力的基本特征以及支护的效果，并作为施工资料留存归档，供日后的工程参考。
2.2 浅埋软弱围岩隧道施工监控量测技术分析
浅埋软弱围岩隧道施工的监控量测技术主要应用于隧道施工前阶段及施工中阶段。
2.2.1 在施工前阶段的监控量测技术主要通过地质调查、直接剪切试验以及现场试验等方法确定隧道围岩的特征，其中包括鉴定隧道围岩的构造、物理性质等方面。
2.2.2 在施工中阶段的监控量测技术主要通过现场监视隧道的施工实际状态，包括检查超前锚杆的加固效果及松弛范围，量测坑道周边的位移情况、支护结构的内应力以及支护结构与围岩间的接触应力，以便及时控制变形情况并采取有效的措施修正，提高隧道施工工程的质量及安全性。
由于浅埋隧道软弱围岩的自承能力较低，极易导致地层变形，影响隧道工程的施工质量。因此，在进行浅埋隧道软弱围岩的施工时，必须结合超前支护方法以及监控量测技术，及时采取有效的措施，提高隧道工程的施工质量及其经济效益。
参考文献
[1] 邓文龙.隧道现场围岩级别判定方法探讨[J].科技资讯，2010，（11）.
[2] 李德章.复杂环境下超浅埋地下通道施工技术研究
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[3] 中华人民共和国铁道部.铁路车站及枢纽设计规范[M].北京：中国铁道出版社，2010.
[4] 周伟.浅谈隧道监控量测在软弱围岩中的应用[J].科技资讯，2011，（9）.
草帽山隧道围岩支护模拟分析 篇5
该隧道为单洞双车道, 隧道正下方存在一个小溶洞, 隧道支护结构为曲墙式带仰拱复合衬砌。主要参数如下:隧道衬砌厚度为30cm;采用C25钢筋混凝土为衬砌材料;隧道围岩是Ⅳ级, 隧道洞跨是13m, 隧道埋深是80m;溶洞近似圆形, 溶洞的半径是1.2m, 溶洞与隧道距离12.8m;围岩材料采用Drucker—Prager模型;隧道拱腰到拱顶布置30根Φ22锚杆。隧道围岩的物理力学指标及衬砌C25钢筋混凝土的物理力学指标见表1。
2 支护模拟
从图1～图3看出, 在隧道开挖和支护条件下:地表土层位移沉降量最大, 最大总位移是3.32cm, 埋深越深, 位移量越小, 最后接近于零;在X方向上, 位移最大值在地表土层位移最大, 位移最大值是1.01cm, 位移最小值在模型的最底层, 最小值约为0cm, 总之, 说明在X方向上位移很小, 在工程上可以忽略不计;在Y方向上, 地表土层位移沉降量最大, 最大总位移是3.32cm, 与总位移分布情形相同, 这与工程实际情况相符合。
从图4～图6看出, 在隧道开挖和支护条件下:在X方向上, 最大压应力分布在拱腰中间, 隧道应力集中明显, 以隧道中线基本上成对称分布, 最大压应力值为0.83MPa, 最大拉应力也分布在拱腰中间, 这与锚杆的作用力有关, 最大拉应力值0.65MPa, 在Y方向上, 最大压应力分布与X方向上应力发布相似, 最大压应力值为0.27MPa, 最大拉应力也分布在拱腰中间, 这也与锚杆的作用力有关, 最大拉应力值为0.30MPa;在Z方向上, 压应力分布情况与X、Y方向应力分布相似, 最大压应力值为0.16MPa, 最大拉应力值为0.13MPa, 溶洞周围的应力比较小, 对隧道影响可以忽略不计。
从图7～图10看出, 在隧道开挖和支护条件下:第一主应力的最大压应力值是0.16MPa, 分布在隧道拱腰中部, 第一主应力的最大压应力以隧道中心线对称分布, 溶洞对第一主应力影响很小, 在图中没有明显显示, 可以忽略不计, 第一主应力的最大拉应力值是0.80MPa, 也分布在隧道拱腰中部, 最大拉应力的绝对值比最大压应力绝对值要大得多;第二主应力的最大压应力分布, 分布在隧道拱腰中部, 第二主应力的最大拉应力以隧道中心线对称分布, 溶洞对第一主应力影响很小, 在图中没有明显显示, 可以忽略不计, 第二主应力的最大压应力值为0.22MPa, 第二主应力的最大拉应力也分布在隧道拱腰中部, 分布情况与第一主应力相似, 但是拉应力的面积比第一主应力拉应力的面积大, 第二主应力的最大拉应力值是0.18MPa;第三主应力的最大压应力也分布在隧道拱腰中部, 第三主应力的最大压应力也以隧道中心线对称分布, 从图中看出溶洞对第三主应力影响很小, 在图中没有明显显示, 可以忽略不计, 应力集中现象严重, 第三主应力的最大压应力值是0.84MPa, 第三主应力的最大拉应力分布情况和最大压应力一样, 这与锚杆作用有关, 另外从图中看出, 第三主应力作用的面积比第一主应力、第二主应力作用的面积都小, 第三主应力的最大拉应力值是0.13MPa;等效应力的最大应力在隧道拱腰中部左侧, 应力集中现象明显, 左右两侧明显受到张拉, 左侧的应力比右侧的应力大, 而溶洞周围应力很小, 等效应力的最大应力值是0.65MPa, 等效应力的最小应力值位于地表土层, 等效应力的最小应力值约为0MPa。
从图11～图15看出, 在隧道开挖和支护条件下:拱腰处的梁支护弯矩最大, 仰拱处的梁支护弯矩也比较大, 说明这两个地方要加强支护, 弯矩的最大绝对值207.69kN.m;从梁支护剪力分布图得到梁支护剪力的最大绝对值389.91kN, 拱腰处的梁支护剪力的最大应力, 说明拱腰处的应力相当集中, 拱顶的剪力为零, 其他部位剪力都比较小;从梁支护轴力分布图中得到梁支护轴力绝大部分为拉力, 只有在拱脚梁支护轴力是压力, 梁支护轴力的最大值为79.12kN;从锚杆轴力和轴应变分布图看出最底层的轴力最大, 也就是拱腰中部轴力最大, 而且轴力变化最大, 这也说明了拱腰中部应力非常集中, 平时应重点监测, 加强支护, 从锚杆轴力分布图得到锚杆轴力的最大绝对值469.26kN, 其余锚杆轴力的绝对值较小, 从锚杆轴力分布图得到锚杆轴应变的最大绝对值9.2×10-6, 其余锚杆轴应变的绝对值较小。
3 结论
(1) 从各条件下的应力分布图、梁支护弯矩分布图、梁支护剪力分布图、梁支护轴力分布图、锚杆轴力分布图、锚杆轴应变分布图都可以看出, 拱腰中部应力集中明显, 应加强拱腰的支护和监测。
(2) 从各条件下的总位移矢量云图, X方向位移云图、应力云图, Y方向位移云图、应力云图, Z方向应力云图, 第一、第二、第三主应力云图, 等效应力云图得到, 距离隧道12.8m半径为1.2m溶洞, 对隧道施工和运行影响有限, 可以不必考虑对隧道的影响。
摘要：详述了草帽山隧道的工程概况和主体设计, 基于大量的施工现场跟踪调研资料, 研究草帽山隧道围岩变形的原因;在分析隧道整体详细情况的基础上, 运用隧道工程现代支护最新成果和施工方法, 结合数值模拟方法和数学模糊理论, 从围岩变形稳定性的理论、支护方法模拟出最适用于草帽山隧道的支护方法, 为现场施工提供了有力的理论支持。
松软破碎围岩地层掘进、支护方式 篇6
1 地质基本概况
煤矿井底车场为卧式车场,3#—4#交叉点及-325轨道石门是矿井运输的首要咽喉通道,其所处围岩岩性以炭质泥岩为主,该岩层节理裂隙极为发育,遇水极易泥化膨胀,该岩层位于巷道中下部,见图1;局部巷道顶部为二1煤,该煤层极为软弱,且极易风化、潮解,由于二1煤顶板为完整性很高的中粒砂岩,在掘进过程中巷道围岩局部冒落严重。
2 原掘进支护状况
井底车场3#—4#交叉点及-325轨道石门初期掘进按照常规的掘进方法掘进放炮,由于岩石及煤层极为破碎松软,极易发生冒顶事故,原使用的前探支护,不能有效的控制顶板冒落,工作面放炮后在支护过程中,大量破碎矸石冒落,初期采用放炮后及时喷浆的方法也不能阻止矸石冒落,对施工生产安全造成极大威胁。
最初设计为普通锚网支护,锚杆间排距为800×800mm,该支护难以控制巷道围岩的强烈变形,采用了补打顶板锚索和36U型钢棚支护进行修复,并对巷道全断面进行喷浆封闭,但巷道修复后大量存在喷层开裂、锚索梁大量屈服破坏现象,巷道两帮也存在明显变形。最大变形量达到0.8m。
3 钢管帷幕法前探支护掘进方式
针对岩石破碎松软的特点,根据围岩性质及施工工艺分析,主要是在放炮后初期临时支护不能阻挡顶板破碎岩石的大面积垮落,在巷道施工前采用1寸钢管按照200mm间距围绕巷道轮廓线对巷道顶板围岩封闭,钢管长度3米,采用少装药、放小炮的施工方法,每次掘进1.5m,钢管在未施工巷道的剩余长度为1.5米,相当于在掘进中施工了超前支护,人员在超前支护的掩护下立即进行架设U型钢支护施工,有效的控制了巷道围岩冒落,保证了巷道成型质量及施工速度。确保了施工安全。
4 新型支护技术、
4.1 36U型钢+壁后、巷底注浆
4.1.1 36U型钢棚架设在巷道掘进出断面后,立即对其进行对其进行喷浆临时支护,然后按照设计0.5m间距架设36U型钢棚,在36U型钢棚后敷设一层Φ6.5钢筋焊接的金属网,网孔100×100mm,以便对36U型钢棚后空隙进行矸石充填。充填完毕后喷浆100mm将充填层覆盖。
4.1.2 36U型钢棚壁后充填注浆采用36U型钢棚作为基本支护,针对36U型钢棚壁后不均匀空隙,同时考虑到巷道围岩裂隙十分发育的实际情况,采用充填注浆技术加固围岩,一方面通过注浆将支架与围岩耦合为一体,实现支架与围岩共同承载;另一方面通过注浆加固围岩,提高围岩体本身的稳定性。
4.1.3通过巷底注浆使底板松软岩体、注浆结石体和锚杆有机地结合成整体,改变了岩体的力学特性,增加了岩体的强度和完整性,有效改善了底板的应力状态,控制巷道底臌,缓解巷帮内移,从而提高支架的稳定性。
4.2 技术措施
4.2.1 基本支护
(1)采用四节半园拱形36U型钢支架。
(2)采用钢筋网背板,提高支架的护表性能。
(3)采用双槽形夹板上、下限位卡缆,改进后的卡缆需经热处理,提高其刚度,提高支架的整架性能。要求拱形支架的连接处用3付卡缆,2付双槽夹板限位卡缆,一付普通夹板卡缆。
(4)支架棚距为500mm。
(5)全断面喷浆封闭,喷层厚度100mm。
4.2.2 补强支护
(1)围岩强度补强根据揭露的巷道围岩状况表面,围岩节理裂隙极为发育,且3#—4#交叉点及-325轨道石门处于应力集中区,自身强度较低的炭质泥岩很容易屈服破碎,因此,通过注浆加固手段不仅能够显著改善巷道围岩状况,而且能将已有的36U型钢支护承载能力进一步提高。
①巷帮注浆加固在距巷底500mm、肩窝和巷顶共布置6根注浆锚杆,布置参数见图2。
注浆参数注浆锚杆材质为1寸钢管加工,帮部注浆锚杆长度为3000mm,底部注浆锚杆长度为2000mm,内端为锚固段,中部为带注浆孔的注浆段,长度450mm,钻有10个孔径为8mm的注浆孔,均匀布置,锚杆尾部有40mm长螺纹与注浆泵出浆管高压快速接头连接。注浆锚杆内锚固段采用普通的快硬膨胀水泥药卷,外锚固段采用喷射混凝土密封。
注浆材料的选择主要考虑以下原则:浆材结石体最终强度高,浆液流动性好,配比易调,浆材无毒无味、成本低廉。
根据以上原则及各种注浆材料性能,选用普通425#硅酸盐水泥加水配置而成,其水灰比为0.7～0.8(重量比)。
注浆设备采用镇江江城机械厂生产的QZB-50/6型双液气动注浆泵。
注浆压力是浆液在围岩中扩散的动力。它直接影响注浆加固质量和效果。根据注浆经验,最终注浆压力定为≥2～3Mpa。但在注浆过程中应加强观察,禁止进行破坏性注浆。
注浆量根据注浆经验,结合围岩状况确定每孔注浆量≥50kg浆液。
注浆时间为了防止浆液沿弱面扩散较远,造成跑漏浆现象,注浆时在控制注浆压力和注浆量的同时,必须要控制注浆时间,使注浆时间不宜过长。相反,在围岩裂隙、孔隙、层位不很发育的地方,吸浆速度较慢,注浆扩散较困难,为了提高注浆效果,必须在提高注浆压力的同时适当延长注浆时间。根据实际情况灵活掌握,达到注浆量、注浆压力、注浆时间的可控性注浆。
②巷底注浆加固开挖巷底500mm深后,用C30砼浇注200mm作为止浆层,在砼垫层的基础上进行底板注浆,剩余300mm用道碴充填做为让压区,布置参数见图2。注浆参数同(1)。
5 效果分析
采用钢管帷幕法掘进,大大减少了顶板冒落,解决了在松软破碎岩层中前探支护问题,采用浅打眼、多打眼、少装药,减少了对巷道围岩的破坏,控制了巷道爆破成型,提高了施工安全性确保了安全生产。
采用36U型钢+壁后、巷底注浆,在3#—4#交叉点处布置10个巷道变形观测站,监测巷道围岩变形量,为期3个月的顶底板移近量累计为26mm,巷帮移近量累计为19mm,可见采用该支护后巷道的变形量得到了有效控制。
6 结束语
围岩支护 篇7
1 架木棚子支护存在的问题与锚喷支护方式的选择
采用锚杆和喷射混凝土 (见锚喷) 支护围岩的措施, 60年代以来, 已被广泛采用。锚杆和喷射混凝土与围岩共同形成一个承载结构, 可有效地限制围岩变形的自由发展, 调整围岩的应力分布, 防止岩体松散坠落。它可用作施工过程中的临时支护, 在有些情况下, 也可以不必再做永久支护或衬砌。根据围岩的地质条件, 可以采用多种支护形式:1) 单独采用锚杆, 一般只用于局部;2) 单独采用喷射混凝土, 有时也只用于局部;3) 锚杆结合喷射混凝土, 多用于地下洞室的顶拱和边墙;4) 锚杆和喷射混凝土, 加设单层或双层钢筋网, 可提高喷层抗拉强度和抗裂能力, 从而提高支护能力;5) 锚喷加金属网, 并在喷层内加设工字钢等型钢作成的肋形支撑。上述各种形式的锚喷支护, 所采用的锚杆根数、深度、间距, 喷层的厚度以及金属网和肋形支撑的尺寸等, 均要根据实际情况确定。为搞好支护还需要进行围岩变位和变形等现场量测工作。锚喷支护常紧跟开挖掘进, 平行作业, 特别是在隧洞或地下厂房施工中采用分部开挖的方式时, 可随着开挖断面的扩大, 边挖边喷, 直至全断面完成。
对破碎围岩应首选锚喷支护的支护方式, 采用架木棚子支护主要是防备顶板破碎, 如上面的岩石锚杆吊不住, 顶板在锚杆吊着的厚度内一起冒落。这主要是对巷道施工后, 围岩影响中应力的分布和锚喷支护的原理的不清楚造成的。
巷道施工后, 原岩的应力状态被破坏, 在巷道周围形成非弹性变形区和弹性变形区两个应力重新分布的范围, 弹性变形区中应力升高, 非弹性变形区中的应力降低, 主要表现为自重应力。非弹性变形区的支护目的, 就是维持非弹性变行区的整体稳定不被破坏。
1) 架木棚子支护的缺点。架木棚子支护的方法存在诸多问题, 由于木棚的弹性变形大, 在自重力的作用下, 木棚变形造成顶板下沉, 非弹性变形区增大, 变形地压和松动地压增大, 这个压力往往大于棚子的棚梁的抗剪能力, 从而造成棚子压垮和顶板冒落, 同时, 破碎顶板下沉时, 原来岩石碎块间相互挤压和摩擦的平衡状态破坏, 需要重新组合才稳定。这个过程往往造成碎石刹顶的裂隙中冒落或把刹顶木料破坏, 逐渐造成顶板大面积冒落。另外, 棚子支护不能把围岩和空气隔开, 随着顶板岩石的风化, 部分岩石将脱落, 造成顶板的稳定状态被破坏, 在自重应力的作用下, 顶极只能下沉寻找新的平衡, 这个过程中往往造成片帮、漏顶、把棚子压垮等。
2) 锚碰支护的优点。锚喷支护避免了棚子支护的缺点, 避免了破碎围岩和空气接触所造成的风化, 同时, 把顶板围岩凝结加固成一个整体, 不会因自重应力引起的顶板下沉造成碎石松动脱落而产生冒顶, 不对围岩发生应变时施加外力支护, 而是把破碎的围岩加固结合成一个整体对抗非弹性区的应力。锚喷支护挤压加固作用使顶板处于三向受力状态, 从而使岩体强度得到提高, 通过组合作用和锚杆本身的抗拉作用, 可以把破碎的围岩悬吊于上方完整坚固的岩体上。这几种作用同时并存、综合发生作用, 锚喷支护破碎围岩巷道的效果好于架棚子支护。
2 锚喷支护和木棚子支护的经济效益比较分析
2.1 锚喷支护
喷浆混凝土的水泥、砂子重量比按1∶3计算, 喷浆巷道规格按宽×高=2.6×2.5m2、喷厚5cm计算。
水泥的比重1.6、河砂的比重1.3, 则水泥和砂子的体积比为1∶3.7。
1m3混凝土中水泥价格为: (1/4.7) ×1.6×400=136 (元)
1m3混凝土中砂子价格为: (3.7/4.7) ×1.3×40=41 (元)
速凝剂: (1/5) ×1.6×5%×1800=29 (元)
1m3混凝土价格为:136+41+29=206元
巷道断面周长为10.2m (算底板相当于回弹量) , 每m喷混凝土量为10.2×1×0.05=0.51 (m2)
每m巷道喷浆的材料费为:0.51×206=105.1 (元)
每m巷道需要喷浆的人工费为18元/m
每m巷道需要打2套锚杆, 人工费为20×2=40 (元)
每m巷道需要打2套锚杆, 人工费为:5元/棵×2棵=10 (元)
每m巷道锚喷浆支护的成本为:105.1+18+40+10=173.1 (元)
2.2 架木棚子支护
每m巷道按1架棚子, 需3棵3m长的桦木圆木, 圆木的小头直径不得小于18cm, 按18cm计, 每棵圆木的材积为0.090m3。
刹邦、刹顶、顶帽、排楔料每架棚子需坑木0.05m3 (不全部封邦、顶) 。
1架棚子用料:0.090×3+0.05=0.32 (m 3)
材料费:0.32×500=160 (元)
人工费:24元/架
架棚子维护1m巷道的成本为160+24=184 (元)
通过以上对比可以看出锚喷支护巷道的成本低于棚子支护的成本。锚喷支护的服务年限为10-15年, 而棚子支护的服务年限一般为2-5年。
巷道施工遇破碎围岩时, 特别是过断层等特殊地质构造时, 均应采用锚喷支护的支护方式。
参考文献
[1]徐永圻.采矿学.徐州:中国矿业大学出版社, 2003.
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[3]张先尘等.中国采煤学.北京:煤炭工业出版社, 2003.
锚杆支护作用对围岩控制效果浅析 篇8
1 锚杆的支护机理
1.1 改变围岩受力状态
巷道开掘后引起围岩应力的重新分布,围岩位移与破裂是一个能量释放过程,其中岩体的弹性应变能的量级很小,而且弹性位移以声速传播,弹性应变能很快释放,不会作用于锚杆上。
塑性区中的弹塑性应变释放的应变能,如果没有支扩,将使岩体颗粒间的联系削弱,即强度削弱,以致破裂,一部分能量将转化为声能和热能。在有锚杆支护的条件下,岩体的弹塑性变形受到锚杆的阻挡,其能量除有一部分仍用于使岩体变形破裂外,另一部分能量消耗于锚杆受力与变形,转化为锚杆的弹性能,后者表现为阻挡功能,有碍于围岩继续变形。当围岩与锚杆共同处于稳定状态时,围岩能够承载自身重量和上边岩层对它的作用力[1]。
因此,围岩既是施加于锚杆上外载荷的来源,其自身又是承载体。经加固围岩的变形受到了锚杆的约束,受力状态由二向受力变成了三向受力,提高了其强度,增加了自身的承载能力。岩层的抗压强度远大于抗拉强度,在岩层经锚杆加固后,固岩更可能处于受压状态。
1.2 形成挤压加固顶板
挤压加固理论认为,顶板安装预应力锚杆后,在锚杆的预张力作用下,围岩内形成锥形压缩区。若锚杆排列适当,锥形压缩彼此重叠起来,围岩中便形成一定厚度的均匀压缩带,可以将其视为由巷道两帮煤体为支点,厚度一定的组合拱。它不仅能保持自身的稳定,而且能承受地压,阻止上部围岩的松动和变形。锚杆预应力一方面在锥形体压缩区内产生压应力,增加节理裂隙面或岩块间的摩擦阻力,阻止岩块的转动和滑移,这意味着增大了岩体的黏结力,提高了破碎岩体的强度;另一方面,锚杆通过锚头和垫板对围岩产生的压应力,改善了围岩的应力状态,使压缩带内的岩石处于三向受力状态,从而使岩体强度得到提高。
1.3 加固岩梁降低顶板所受张拉强度
可以将巷道顶板简化为等截单跨梁,经锚杆加固后,其刚度增大,挠度变小,视同于顶板下沉量变小。挠度变小就意味着拉应力变小,顶板受力状态得到改善,稳定性增强。按照组合梁理论,层状顶板可视为n层顶板组成的叠合梁,顶板打入锚杆后,将多层顶板组合成一体,形成组合梁。由材料力学可推出,n层叠合梁的跨中挠度为组合梁的n2倍,成几何级数增加。同样的多层岩梁,经锚杆加固后,其挠度大幅度下降。显然,梁中部挠度越小,对控制围岩也越有利。
1.4 降低岩梁所受的弯应力
由材料力学可知,组合梁的刚度大于叠合梁,如岩梁为n层时,组合梁最大弯应力仅为叠合梁的1/n,岩梁层数越多,组合效果越好。
锚杆支护作用并非孤立存在的,实际上是相互补充的综合作用,只不过在不同地质条件下某种支护作用占主导作用而已。
2 锚杆的安装方向对支护效果的影响
锚杆锚固岩层,一方面锚杆是通过其安装方向与岩体重力方向或位移方向一致而承受拉力,使杆体产生轴向应力,以杆体的抗拉刚度与强度来抑制岩体位移及破裂。另一方面,无论是组合拱(梁)还是悬吊作用,都有一个共性,就是杆体穿过岩层越多,组合效果越好,沿层理面的移动阻力越大,黏结分层的整体作用越强,顶板梁的挠度越小,顶板梁的支承力也就越大。因此,在布置锚杆时,要垂直层理面布置,这样锚杆的加固作用能提高许多。
3 锚杆支护参数对支护效果的影响
一般认为,为了达到锚杆支护效果,锚杆的锚固部分应伸入到松动围岩之外的稳定岩层中。在综采工作面切巷中,特别是遇到断层、裂隙带等地质构造时,围岩松动范围在2m以上,如果选用2m以上的锚杆,在经济上不合理,施工也很困难。根据锚杆挤压加固和组合梁作用,只要在锚杆群的作用下,在破碎围岩中能够形成足够厚的均匀压缩带,即可起到支护作用。均匀压缩带原理认为锚杆锚固深度l、间距D与均匀压缩带的关系如下:
锚杆下端非均匀压缩带厚度t1=D/2;锚杆上端非均匀压缩带厚度t2=(D/2)×[(R+l)/R];故锚杆上下端非均匀压缩带总厚度t1+t2=D(1+l/2R);所求锚固均匀压缩带的厚度t=l-D (1+l/2R);
式中:R为巷道计算半径,非圆形巷道按外接圆半径计算。
锚杆密度为1/D2 (根/m2)。
由上式表明:
1)相同锚杆锚固深度间距不同,其t值也不同。其间距愈小,均匀压缩带愈大,通常要求t>l/3,在技术上、经济上才合理。
2)长度相对较短、密度较大的所谓“短密锚杆”,其均匀压缩带反而比长而稀的锚杆效果要好。
3)如果支护参数不合理,致使t→0,则不管其锚杆的锚固力有多大,锚杆的长短如何,其支承能力趋于零,不能保持围岩的整体稳定性和有效的支护作用。
4 结论与建议
1)锚杆对围岩的控制,主要是把周边围岩一定厚度范围内的岩石,均匀压缩成能承受一定荷载的稳定岩体,充分发挥围岩的强度和自承能力,变荷载为承载体,达到保持围岩稳定的作用,起到有效的支护效果。
2)锚杆垂直层理面布置,能够穿过更多的岩层,提高组合梁的抗弯能力,降低岩梁的挠度,增加其承载能力。
3)锚杆安装角度对锚杆垂直铆入顶板深度有直接影响,在锚杆支护参数确定的情况下,建议施工过程中使用液压或风动锚索(杆)钻机。
4)锚杆的长度和密度是锚杆支护的2个重要参数,适当缩短锚杆的长度,加大锚杆的密度,有利于增加压缩带的厚度,提高围岩的自承能力,保持围岩整体稳定性。
摘要：从改变围岩受力状态、形成挤压加固顶板、加固岩梁及降低岩梁所受的弯应力等方面，阐述了锚杆的支护原理，分析了锚杆的安装方向和锚杆支护参数对支护效果的影响。
关键词：锚杆支护,围岩控制,支护效果
参考文献
破碎围岩超大断面切眼支护 篇9
关键词：破碎围岩,超大断面切眼,长锚杆
我国煤矿开采逐渐进入深部开采阶段, 深部软岩巷道或者硐室不断涌现。这类围岩性质软弱、地应力大、围岩变形严重[1,2,3]。现在支护此类巷道或者硐室主要采用锚杆和锚索联合支护或者二次支护技术。但现场实践表明, 锚索支护仍存在如下一些问题: (1) 由于外端头受力不良及与围岩点接触, 软弱岩体受点载荷, 顶板强化效果不明显; (2) 抗变形性能差, 锚索与锚杆承载不同步, 易超前锚杆集中受力; (3) 实测钢绞线破断力一般在180~250kN左右, 而目前使用的等强型螺纹钢锚杆破断力在170~195kN相近, 强度区别不明显; (4) 内锚固端的三径匹配不合理, 锚固点位置常常内移, 锚固性能不可靠; (5) 由于槽钢托梁抗侧压能力极低, 槽钢很快形成倒扎角, 不易形成有效支护。一旦发生变形, 回收后难以再利用, 这一特性决定了槽钢二次支护利用率低的事实, 因此增大了巷道的支护费用。
为了解决破碎围岩大断面切眼支护问题, 文章提出了长锚杆锚索联合支护技术。
1 工程概况
赵固二矿主采煤层为二-1煤层, 厚度为6.0m~6.59m, 平均6.32m, 1105工作面长度为180m, 采用一次采全高采煤法。1105工作面切眼围岩破碎, 切眼正常段宽度达到了9.2m, 机头机尾段长度共计31m, 宽度达到了10.2m, 高应力破碎围岩条件下的大采高超大断面切眼的支护问题在国内尚无先例, 因此对1105工作面高应力破碎围岩超大断面切眼支护技术进行系统研究具有重要意义。
2 长锚杆介绍
无纵肋螺纹钢式树脂锚杆金属杆体, 选用屈服强度大于335MPa, 抗拉强度不小于490MPa的无纵肋左旋螺纹钢, 其外形尺寸符合锚杆专用螺纹钢的要求。杆体的延伸率大于15%, 杆体直线度≤2mm/m。
杆体直径20mm, 锚固力>105kN;尾部螺纹直径M22mm, 尾部螺纹承载力≥105kN;连接头尺寸直径26.5±5mm, 连接头长度50mm, 连接螺栓规格M18×2, 连接螺栓长度60±5, 连接头的承载力≥139kN;托盘的承载力≥105kN, 尾部螺纹的承载力≥105kN。
长锚杆杆体长度可以根据巷道的高度和锚杆设计长度加工分成两段或更多段用螺栓进行连接, 利用锚杆钻机的扭力自然的把两段连接在一起, 锚杆连接头的承载力不小于杆体极限抗拉力的90%, 远大于锚固力值, 杆体加长后可以保证其锚固力值不降低。具有以下优点:锚杆延伸率与锚杆相同, 是锚索的五倍;整体破断力大于十八吨, 相当于锚索破断力;锚固力可靠, 高于锚索锚固力;比锚索施工方便, 成本更低, 安全性更好等。
3 支护方案
根据切眼围岩条件, 提出破碎围岩超大断面切眼长锚杆锚索协调支护技术[4,5], 支护参数为:
(1) 开切眼分两次掘进, 第一次掘进4800mm, 然后扩刷至9200mm, 第一次掘进支护形式:锚网 (索) +槽钢梁+W型钢带+钢筋梯联合支护。刷帮后支护形式:超长锚杆+锚索+金属网+槽钢梁+W型钢带+钢筋梯联合支护。
(2) 锚杆规格:φ20×2400mm螺纹钢锚杆;间排距:800×800mm, 顶部、帮部锚杆锚固长度分别为1200mm、900mm (一卷快速锚固剂、一卷中速锚固剂) , 帮部锚杆托盘为W型钢带、δ10×150×150mm。超长锚杆规格:φ20×4000mm。
(3) 托盘配合使用, 顶部锚杆托盘为δ10×150×150mm托盘、钢筋梯配合使用, 钢筋梯长度为4160mm。
(4) 槽钢梁锚索规格:Φ21.6×8250mm和Φ21.6×12000mm, 间排距分别为:1400mm×1600mm和1600mm×1600mm, 锚固长度均为2400mm (两卷快速锚固剂、两卷中速锚固剂) , 托盘规格:16#槽钢梁与δ12×120×120mm、δ12×80×80mm钢板和δ50×120×120mm木垫板配合使用;掘进断面、扩刷断面槽钢梁长度分别为4500mm和5100mm, 槽钢梁不准截割, 锚索预应力不低于30MPa。
(5) 点锚第一列和第二列锚索规格为:Φ21.6×12000mm, 其余点锚索规格为:Φ21.6×8250mm;间排距均为:1600mm×1600mm, 锚固长度均为2400mm (两卷快速锚固剂、两卷中速锚固剂) , 托盘采用δ12×400×400mm、δ16×200×200mm钢板和δ50×200×200mm木垫板配合使用, 锚索预应力不低于30MPa。
(6) 金属网片为Φ5.6mm钢筋焊接, 网幅900×1700mm, 网片搭接100mm, 每格用14#铅丝绑扎, 锚杆与钢筋梯打在金属网片接茬处。
4 结束语
在工作面回采约6.2m时, 采空区顶板位移产生突变, 工作面回采约7.5m时, 采空区顶板出现冒落。液压支架顶梁长度为4.8米, 所以此时支架顶梁离开切眼正常段1.4m (采空区顶板悬空10.6m) 时, 采空区顶板出现垮落迹象, 支架顶梁离开切眼正常段2.7m (采空区顶板悬空11.9m) 时, 采空区顶板冒落, 由此可以判断, 在相似地质条件、开切眼断面长度设计为9.2米条件下, 超长锚杆锚索协调支护方案是合理安全的。
赵固二矿1105切眼顶板以砂质泥岩为主, 围岩属高应力环境下破碎围岩。随着工作面的推进, 采空区切眼位置顶板深部岩层首先发生明显位移, 而浅部岩层离层不明显, 说明浅部长锚杆锚固区岩层稳定, 长锚杆很好地发挥了支护作用, 破碎围岩控制效果良好。
参考文献
[1]何满潮, 谢和平, 彭苏萍, 等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报, 2005, 24 (16) :2803-2813.
[2]康红普.深部巷道锚杆支护理论与技术[C].煤炭科学研究总院北京开采研究所建所50周年论文集.地下开采现代技术理论[M].北京:煤炭工业出版社, 2007:50-59.
[3]周宏伟, 谢和平, 左建平.深部高地应力下岩石力学行为研究进展[J].力学进展, 2005, 35 (1) ;91-99.
[4]李季, 刘洪涛, 王世刚, 等.薄基岩大断面切眼超长锚杆锚索联合支护技术研究[J].煤炭工程, 2013 (7) :36-38.