围岩控制技术

围岩控制技术（通用10篇）

围岩控制技术 篇1

1 工程概况

某矿2106工作面采用走向长壁式一次采全高采煤法, 大巷采用皮带运输, 皮带提升, 工作面采用单体液压支柱配合金属顶梁支护。2号煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩, 厚度为1.20~4.00 m, 平均厚度为2.30 m。底板为黑色泥岩、砂质泥岩, 厚度为1.50~6.30 m, 平均厚度为3.20 m。受区域构造控制, 本井田总体为一轴向北西的背斜构造, 地层倾角一般5°~8°, 局部达25°左右。井田内发育17条断层及1条背斜, 未发现陷落柱及火成岩构造, 其中, F1正断层位于井田西部边界一带, 走向N10-18°W, 倾向NE, 倾角70°落差H=210 m, 向南、北均延伸出本井田, 区域延伸长度达10 km。井田内2号煤层巷道揭露。构造应力作用下巷道围岩裂隙发育, 顶板破碎。

2 破碎顶板巷道失稳规律

2.1 巷道原有支护方式

采用网喷支护形式来用于回风大巷断面设计, 局部区域采用锚索加强方式支护。网片的搭接间距为100 mm, 用钢丝网进行固定, 采用矩形布置, 锚杆的参数为20×2 000 mm, 规格为800 mm×800 mm, 外露长度为50 mm, 用型号为CK2350锚固剂进行锚固, 每根锚杆配2卷锚固剂。原支护方案采用36U型钢、混凝土喷层、钢梁支护。36U型钢间距为500 mm, 采用普通强度连接件连接半圆拱钢梁与直腿钢梁, 搭接长度400mm。钢筋网搭接长度为100 mm×100 mm, 钢筋网底部连接处两边各安设4对卡子, 钢筋网顶部安设2对卡子。采用强度等级为C20混凝土进行喷层支护, 喷射厚度为150 mm,

2.2 U型钢支护数值模拟分析

从图1可以看出, 由于U型钢刚度低, 并且底板支护没有到位, 底臌量的增加, U型钢底部发生弯曲, 削弱对围岩控制作用。巷道底臌量可达250 mm, 底臌量较大的原因在于U型钢无法对巷道底板进行有效支护。巷道底臌引起围岩流变, 进而导致巷帮发生位移, 最终引发围岩失稳。

基于上述分析可知, U型钢支护存在如下问题。

1) U型钢难以对破碎顶板有效支护。由图1可以看出, 西回风大巷承受构造应力较强, 且随埋深增加围岩松动范围增大, 这对于巷道的维护来说很重要。从力学角度来看, 巷道开挖后, 顶板围岩在拉应力作用下断裂、冒落, 节理裂隙进一步发育, 导致U型钢难以接顶, 不能有效提供径向应力, 难以控制破碎区发展。

2) U型钢支架不能提供主动支护力。U型钢的顶部与周围岩石没有密切贴合, U型钢不能起到立竿见影的支护效果, 只有周围岩石发生一定的形变之后, U型钢才能起到支护作用, 当支护强度达到200 k N/m2以上时, 对周围岩石的形变才能起到支护作用。只有及时地向周围岩石给予充分的支护, 才能保证巷道的安全。

3) U型钢支架不适应滑动破碎围岩巷道非对称变形特征。U型钢支架支护难免与周围岩石存在空隙的现象, 不规则、破碎的岩石与U型钢不能完全无缝的贴合, 这样就存在U型钢受力不均引起局部承受过多, 导致连接件偏载、移动, 当U型钢连接件受力超过自身强度时出现损坏[1,2,3,4]。

4) 底板缺少有效支护措施。巷道底板的支护不足使得底板迅速隆起, 这样U型钢两边的支架会向中间移动, 当产生这种移动后, 导致U型钢两边的底角不牢固。当将底板隆起部分铲除时, 使得两边支架更加松动而产生移动, 因此U型钢难以发挥支护承载作用。

由此可见, 将U型钢用于周围松软破碎、围岩不完整的岩石巷道, 并不能给予充足的承载力去支护巷道, 发挥不了U型钢本身的作用。而U型钢集中受力, 导致其整体对周围岩石的承载力降低, 使用寿命变短, U型钢毁坏。

3 支护方案及工业性试验

基于普氏理论, 顶板自然平衡拱下方围岩采用“预紧力锚杆联合钢带、金属网”支护, 目的是将原有单根锚杆点支护扩展成为面支护, 防止自然平衡拱下方岩层离层、垮落, 将拱下方岩体组合为次承载层与自然平衡拱上方联系。因此锚杆长度至少应大于冒落区域, 锚杆拉力之和应不小于冒落拱下方岩石重量。改进支护方案如图2所示, 采用锚杆、锚索、W型钢带、混凝土喷层联合支护。采用MSGLD-335/22×3 000型锚杆, 预应力不小于5 t, 顶板锚杆间排距750 mm×750 mm, 帮锚杆间排距750 mm×750 mm, 底角锚杆在高帮一侧与水平线夹角为30°, 低帮一侧为45°, 形成不对称底角锚杆支护。金属网搭接长度100 mm, 均匀布置。采用强度等级为C20混凝土对巷壁喷射支护, 厚度150 mm。在巷道顶板中心及量肩窝处安设规格为17.88×6 300 mm预应力锚索, 预应力不小于300 k N。经工业性试验, 顶板下沉量大大降低, 仅为48 mm;巷道底臌状况也大大改善, 最大底臌量仅为62 mm, 围岩稳定性增强, 取得良好支护效果。

注:岩层角度变化时, 应调整各锚杆角度, 尽量增大锚杆与岩层面的夹角。

4 结语

通过对巷道周围滑动破碎的岩石形变特点以及原支护的U型钢受力分析, 针对具体的破坏特征提出“不对称底角锚杆联合锚索支护技术”, 同时也进行了实际施工的应用, 取得了较好的支护效果。

参考文献

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[3]刘长武, 陆士良.水泥注浆加固对工程岩体的作用与影响[J].中国矿业大学学报, 2000, 29 (5) :454-458.

[4]刘再斌, 南生辉.陷落柱治理注浆工程效果检查技术[J].煤炭工程, 2008 (6) :59-61.

围岩控制技术 篇2

关键词：树脂锚固 钢带锚杆 预应力锚索

随着我矿生产布局调整的需要，我开拓区施工的巷道大部分都存在着距离远，地质条件复杂、多样性强，为满足今后的109采区、86采区等开拓任务的需要。对现有开拓2队、掘进二区8队施工的-500皮带大巷围岩支护性能总结出特殊条件下（地质构造、围岩破碎、淋水、条件复杂等）針对开拓巷道的锚杆、锚索、桁架对巷道围岩的控制技术，即采取了钢带锚杆锚索桁架联合支护的基本结构对巷道顶板围岩进行控制，充分发挥了顶板的自承能力，支护效果良好，已取代了大量的架棚支护，其施工工艺简单、省工省力、便于掘进施工，降低支护成本，巷道断面利用率高，减少巷道挖掘量。

1 地质概况

以我矿-500东翼皮带大巷为例，该巷道施工过程中西部揭露周小庄向斜，并穿越向斜两翼，设计“K”点向前270米左右为向斜轴部，向斜轴西部巷道穿顶，预计巷道穿越1煤组和2煤组，岩性以砂泥岩互层为主。向斜轴东部穿底，先后穿越1煤组、2煤组、3煤(1.0～2.0m)、4煤组、51煤(1.0～2.0)、52煤(0.7～1.5m)、7煤（1.2～5.0m）、81煤、82煤(1.0～2.3m)、83煤；7煤、82煤为突出煤层。

2 巷道支护设计

掘进二区8队在进入里段施工时，频繁穿煤，地质条件复杂，围岩交差，在支护方案设计上一开始仍是沿用单纯的刚性架棚施工，支护效果和施工质量、当月进度均不能达到要求。后根据109大巷围岩治理支护设计的经验，改变支护为钢带、锚杆、锚索桁架联合支护，取得了良好的支护效果，并为以后复杂地质条件下大断面岩巷围岩支护积累了宝贵经验。

2.1 钢带锚杆支护参数的确定

锚杆长度L按下式计算

L=L1+L2=L3

式中：L1——锚杆外露长度一般取L1=0.04m。

L2——锚杆有效长度，m。

L3——锚杆锚固长度根据上二卷药2460、Z2950型树脂药要求，一般取L3=0.7~0.9m。

显然锚杆外露长度L1与锚固长度L3是容易确定的关键是方向确定锚杆有效长度L2，我们采用普氏自然平衡拱理论确定L2的大小

即当f≥3时 L2=B/2f。

式中：B——巷道跨度，B=4.0m。

f——普氏岩石坚固系数，取8-10。

则L2=1—1.25m。

得L=1.94—2.19m因此锚杆长度选2.4m。

锚杆直径d：根据公式d≥1.785√Q/δt。

式中：d——锚杆杆体直径mm。

Q——锚固力＞80KN。

δt——螺纹钢抗拉强度，查表δt=0.9KN/cm2。

得d=22mm选取锚杆直径d=22mm。

锚杆排间距D：根据公式D=(Q/KRr)2/1。

式中：D——锚杆间距。

K——锚杆安全系数，一般取1.5~1.8。

r——岩石容重，取23.52KN/m3。

得D=0.83m。

根据我矿实际情况，确定排距为0.8m，间距0.8m配M4型四眼钢带，钢带规格为长×宽×厚=3700×150×5mm

2.2 锚索支护参数的确定

锚索数目确定：

根据公式N=K-W/P断。

式中：N——锚索数目。

K——安全系数。

P断——锚索的最低破碎率，KN。

W——被悬吊岩石的自重，KN。

W=B·εh·εr·D。

B——巷道掘进宽度，m。

εh——悬吊的岩层厚度，m。

εr——悬吊的岩层的平均容重。

D——锚索排距，m。

3 锚索构件材料制作和施工工艺

3.1 锚索构件材料制作

钢绞线采用φ16.7mm，最低破断率为260.7KN，在锚索的锚固段用铁丝焊一些铁刺得用它对树脂锚固剂均匀搅拌，在锚固端1.5m处焊一挡圈，防止树脂下流，充分发挥树脂锚固剂的锚固效果。

3.2 施工工艺

锚索井下施工可以分为：钻锚索孔——锚索安装——预应力张拉2道工序。

3.2.1 我们对打锚索孔采用MQT-130锚杆机配1.0m长φ19mm六方钻杆进行钻孔，钎杆与钎杆之间采用联接套联接，现钻眼效果很好。

3.2.2 锚索安装:锚索安装时先把5卷树脂药放入孔内，用钢绞线推入孔底，然后采用MQT-130锚杆机配底座进行搅拌，搅拌时间40s。

3.2.3 预应力张拉：树脂药搅拌40分钟后，进行上锚索托板，装锁具，然后采用SDB手动油泵配张拉千斤顶进行预应力张拉，张拉力控制在20-25Mpa，达到要求后退千斤顶，锚索锁定后外露留有150mm钢绞线。

4 支护效果和经济分析

以往在复杂地质条件下局部漏顶事故常有发生，造成不安全隐患和经济损失，架棚支护增加了人工和材料费用，巷道断面使用率低，而采用锚杆、锚索桁架支护后，比U型钢棚每米节约支护费用500元，每月可节约人工费用2万元，且支护效果很好，充分发挥顶板自承能力的基础上增加巷帮对巷道顶板的支承力。

5 结论

采用预应力锚杆锚索桁架支护技术解决了巷道围岩软弱层理发育，整体稳定性差的复合层顶板和近距离煤层构成的复杂地质条件下的支护问题，其施工简便，断面利用率高，工期短费用低，同时能保证施工人员安全，很有推广价值。

软弱围岩隧道施工控制关键技术 篇3

随着城市建设的高速发展,为满足城市交通需求,各种城市公路隧道的建设也越来越多。而这些城市公路隧道大都面临着埋深浅、地质情况复杂、施工环境要求高等困难。对公路隧道的设计、施工、监测的技术要求也越来越高。

在软弱围岩中修建大跨度浅埋隧道,开挖方式主要有中隔壁工法、侧壁导坑法、台阶法、台阶分部开挖法等方法或其中的组合,而支护方式通常采用锚喷、锚网喷、锚喷网架、锚喷网架注浆、钢架支护、钢筋混凝土支护、注浆加固和预应力锚索支护以及多次支护、联合支护等形式。20世纪90年代,软弱围岩隧道施工采用计算机分析和工程实践相结合的综合分析方法。20世纪末期,一些便于工程推广的专用计算机程序软件得以成熟和发展,信息化设计使经验方法科学化,使力学计算具有实际背景,形成了以施工监测、理论分析、经验判断相结合,地质调查、设计、施工相交叉的施工设计方法。

国内近来在软弱围岩中已建成的大跨度隧道如:沪宁高速公路的南京市中山门隧道(净宽12.5 m,埋深10.5 m左右)、京珠高速公路广东省的大宝山隧道(最大开挖宽度为16.5 m)、广东省广州市环城高速公路的白云山隧道(净宽31.5 m,为三车道二联拱隧道,埋深小于4 m)等。这些隧道的成功修建也将我国隧道施工技术提升到了一个新台阶。

1 公路隧道施工技术与理论

公路隧道的常规施工方法为矿山法施工(因最早应用于采矿坑道而得名),又称钻爆法[1]。在矿山法中,坑道开挖后的支护方法一般分为钢木构件支撑和锚杆喷射混凝土支护两类。作为隧道施工方法,习惯上将采用钻爆开挖加钢木构件支撑的施工方法称为“传统的矿山法”;而将钻爆开挖加锚喷支护的施工方法称之为“新奥法”。并形成了两大理论体系,即传统矿山法的松弛荷载理论和新奥法的岩承理论。

松驰荷载理论认为:稳定的岩体有自稳能力,对隧道不产生荷载;而不稳定的岩体则可能产生坍塌,需要用支护结构予以支承。这种作用在支护结构上的荷载就是围岩在一定范围内由于松弛并可能塌落的岩(土)体的重力。这是一种传统的理论,其代表人物有泰沙基和普氏等专家。它类似于地面工程建筑考虑问题的思路,至今仍被广泛地应用着。

岩承理论认为:隧道围岩自身有承载自稳能力,不稳定围岩丧失稳定是具有一个过程的,如在这个过程中提供必要的支护或限制,则围岩仍然能够保持稳定状态。这种理论体系的代表人物有腊布希维兹、米勒·菲切尔、芬纳·塔罗勃和卡斯特奈等学者。这是一种比较现代的理论,它已脱离了地面工程建筑考虑问题的思路,而更加接近于地下工程建设实际,近半个世纪以来已被广泛认可、接受及推广应用,并且表现出了十分广阔的发展前景。

“松弛荷载理论”着重注意结果和对结果的处理;而“岩承理论”则更加注意过程和对过程的控制,即对围岩自承载能力的充分利用。因此,两大理论体系在原理和方法上各自表现出不同的特点。

2 新奥法施工的主要开挖方法

隧道的开挖方法需根据断面形状、隧道长度、施工工期、工程地质、周围环境等条件综合确定。在洞口浅埋地段、断层破碎带等软弱围岩中施工时,由于地质条件较差、围岩破碎、施工困难、易塌方,因此,在施工前应进行充分调查,对各类施工工法进行比较,有针对性地进行施工组织设计,确保隧道安全快速施工。软弱围岩中大跨度浅埋公路隧道的主要开挖方法有:中壁法、双侧导坑法和台阶分步平行开挖法,具体如下:1)中壁法。中壁法主要有CD法和CRD法两种,常用于掌子面不稳定,埋深较浅及围岩较差的隧道工程中。该方法因纵向分割断面,其开挖断面相对较小,故能确保掌子面的稳定,若支护及时,可防止隧道周边围岩松弛范围的扩大。当地质变化较大时,CD法、CRD法易于与其他施工方法进行转换。2)双侧导坑开挖法。在埋深浅、围岩特别差以及地表沉降控制严格的工程中常使用双侧导坑法,双侧导坑开挖法主要有眼睛法和双侧导坑超前法两种。该施工工法能确保掌子面的稳定并能有效控制隧道周边围岩松弛。超前导坑法施工中的超前导坑能探明前方的地质情况,遇到不良地质时可在开挖前采取预防措施,然而,当地质条件变好时改变施工工法比较困难。3)台阶分步平行开挖法。在工程实践中,中壁法和双侧导坑法有以下很难克服的缺点:施工空间小,限制了大型施工机械的应用,降低了工效;临时支护多,投入大,不经济;施工中各工序相互干扰较大。所谓台阶分步平行开挖法,即采用分步平行开挖;分步平行施作拱墙初期支护;混凝土仰拱超前施作;构成稳固的初期支护体系,保护围岩的天然承载力,有效抑制围岩变形。适用于浅埋、软弱岩层中的大跨隧道施工。

3 公路隧道施工监控技术

3.1 公路隧道施工监控的目的

公路隧道施工监控的目的主要有[2]:1)确保安全:通过监控量测,掌握围岩和支护的应力状态,进行动态管理,根据量测信息,科学施工。2)指导施工:量测数据经过分析处理,预测和确认隧道围岩最终稳定时间,指导施工顺序和确定二次衬砌的施作时间。3)修正设计:根据隧道开挖后所获得的量测信息,进行综合分析,检验和修正施工预设计。4)积累资料:已有工程的量测结果可以间接地应用到其他类似工程中,作为设计和施工的参考资料。

3.2隧道施工监控的基本原则

监控量测是隧道新奥法施工中的重要组成部分,是一项综合工程技术,应从监测目的到监测资料的整理与应用等整个过程全面系统的考虑,现场实施时需注意以下几点:1)隧道监测设计应在围岩条件和工程性状预测的基础上进行,以施工期监测为重点,特别是围岩稳定性和支护结构工作状态的监测。2)观测项目和测点的布置应满足预测模型的要求,监测系统应能全面监控隧道工程的工作性状,统一考虑各种内外因素所引起的相互作用。3)观测仪器布置要合理,注意时空关系,控制工程的关键部位。4)在条件许可时,尽量采取预埋监测的方式;不具备预埋条件时,应紧跟掌子面及时埋设。5)安全监测设计要纳入正常工作范围内,出现新问题时要及时补充或修改监测设计。6)仪器监测点的布置、测桩的埋设应该在典型断面、有代表性的位置、围岩特殊的位置。以仪器监测为主,人工巡视与仪器监测相结合。

3.3施工监控的主要内容

现场量测项目根据其重要程度分为必测项目(A类量测)和选测项目(B类量测)[3],具体如下:1)A类量测:A类量测是必须进行的常规测量,是判断围岩稳定状态、判断支护结构工作状态,指导设计施工的经常性量测,是新奥法监测的重点项目。A类量测主要包括隧道洞内目测观察、洞壁收敛量测、拱顶下沉量测、锚杆抗拉拔力量测等项目。这类量测方法简单、费用少,但对修改设计、指导施工所起的作用却非常大。2)B类量测:B类量测是对一些具有特殊意义和具有代表性意义的区段进行的补充量测,是以判断隧道围岩松动状态、喷锚支护效果和为以后设计积累资料为目的的量测。主要包括锚杆轴向力、喷层应力、钢拱架应力、围岩内部位移、地表下沉、隧道内弹性波速测定、岩体物理力学性质测定等项目

摘要：针对软弱围岩隧道跨度大、埋深浅、地质情况复杂、施工环境要求高等特点,对此类隧道的施工控制关键因素进行了探讨,提出了新奥法施工的主要开挖方法,为软弱围岩隧道施工积累了经验。

关键词：公路隧道,软弱围岩,施工控制,开挖方法

参考文献

[1]黄成光,于敦荣.公路隧道施工[M].北京:人民交通出版社,2002.

[2]翁汉民.地下工程量测与试验[M].成都:西南交通大学出版社,1989.

[3]夏才初,李永盛.地下工程测试理论与监测技术[M].上海:同济大学出版社,1998.

围岩综合治理技术现场应用 篇4

关键词：树脂锚固 钢筋网 锚杆 预应力锚索 注浆

1 109轨道大巷概况

109轨道大巷开窝于-400大巷按α：6°方位，3‰上坡施工至“S13”后；调向按α：55°方位，3‰上坡施工109轨道大巷里段。

2 掘进工艺

109轨道大巷采用钻爆法掘进，有关掘进施工工艺、参数和工序衔接等按原作业规程进行。

3 支护方案总体设计

通过对童亭矿109轨道大巷的初步调查与分析，认为该巷道距离远、服务年限长、地质条件复杂，部分地段围岩具有薄层状、碎裂、松散、膨胀、强风化蚀变和高地应力作用等特征。以此为依据，设计该巷道的总体支护方案为：

3.1 为保证今后巷道底臌严重时清底工作的顺利进行，在原设计断面的基础上，将巷道底板向下超挖200mm，铺设石子、水泥道床、30kg钢轨。

3.2 巷道开挖达到设计断面要求后，立即进行全断面锚-网基本支护。

3.3 加打顶板预应力小直径锚索。

3.4 对巷道围岩进行初次喷射混凝土，喷厚20~30mm（预留锚索孔和注浆孔位置）。

3.5 滞后迎头40m左右（或掘后30d左右）对巷道围岩进行注浆加固。

3.6 滞后注浆20~30m（或注浆后20~25d），对巷道全断面进行第二次喷射混凝土，顶、帮喷至设计厚度150mm。

4 施工技术与工艺

4.1 锚-梁-网基本支护

4.1.1 基本支护的作业顺序：先拱顶，后两帮。

4.1.2 锚杆参数：采用高强螺纹钢锚杆。锚杆直径Φ=22mm，锚杆长度L=2400mm；两帮和顶板锚杆间排距800mm。

4.1.3 锚杆钻孔机具选择：采用风动锚杆钻机MQT-

120打顶板锚杆孔，YT-7665风锤打帮锚杆孔。锚杆孔深为2.3~2.4m。

4.1.4 锚固形式：采用加长端头锚固方式。

4.1.5 锚固剂及其长度：采用树脂卷锚固剂。树脂卷顶板用Z2460型、两帮用Z2950型；经计算：顶板锚杆锚固剂长度1.2m，两帮锚杆锚固剂长度：1m。

4.1.6 钢筋网和托盘：钢筋网为8#钢筋焊接的普通正方形金属网，网格80×80mm，长2m、宽1m。托盘的承载能力应与锚杆的力学性能相适应，使用中间突出的Φ140×8mm中孔Φ24mm的圆形钢托板。

4.1.7 锚杆施工工艺：每循环锚杆支护的施工工艺为，打顶板中间一个锚杆眼——铺设顶钢筋网——装树脂卷——安装中间顶板锚杆——用锚杆机打其它锚杆孔并安装锚杆——打两帮锚杆孔，铺设钢筋网，安装锚杆。

4.2 当基本支护完成以后，立即进行顶板小直径锚索的施工。锚索布置方案：在巷道拱顶轴线上和距巷道拱顶轴线向两边各2.0m处布设三道锚索，锚索间距2.0m，排距2.5m。在实际施工中，每孔使用3卷Z2460型，预紧力以200KN为宜。

4.3 初次喷射混凝土。基本支护完成后，立即对巷道全断面围岩表面进行初次喷射混凝土，喷层厚20~30mm（预留锚索孔和注浆孔位置）。喷浆材料、喷浆技术与工艺按原作业规程进行

4.4 巷道围岩注浆加固

4.4.1 注浆加固的技术原理。注浆加固围岩的巷道稳定技术，是一种在巷道中滞后作业的后注浆技术。它与在巷道破碎围岩地段的修复工作不同，这种注浆工作是在巷道沿未稳定的过程中进行的，是为巷道进一步稳定提供更好的围岩条件。

4.4.2 注浆加固时机选择的原理。按现代支护理论，巷道围岩稳定后的变形大小主要和围岩的破坏程度与破坏范围大小有关，而围岩的破坏程度和破坏范围大小除了和岩体原来的强度和围岩应力大小有关外，还和支护强度和支护作用时间有关。

有效地进行注浆加固的先决条件是：①考虑浆液易于渗流。②考虑注浆固结体强度。

注浆时间的选择要考虑围岩的裂隙的发育程度、浆液固结的岩体强度、所需控制的围岩变形量及注浆工艺等因素。

4.4.3 注浆加固时机的确定。根据巷道的一般变形规律，掘后2~3d内完成其最终变形量的5%~15%，此时注浆绝大部分后续变形将由于围岩被加固而受到有效抑制。

4.4.4 注浆加固深度的确定。注浆深度是控制巷道变形的主要因素之一。注浆深度越深，稳定巷道变形的能力也越高。但由于深部围岩的完整性较好，强度较高，过深的注浆既没有意义，进浆也困难。因此一般考虑渗透条件和注浆孔的施工方便，注浆深度略超过围岩裂隙发育的深度为界。

裂隙发育深度的经验公式：ry=(0.78+2.13УH/Rc)·a=(0.78+2.13×9.45/15)×2.5=5.3m

式中，УH—岩石容重与巷道埋深乘积，取У.7g/cm3，H=350m，УH=9.45Mpa；Rc—岩石单轴抗压强度，取围岩的平均值15Mpa；a—巷道半径，取2.5m。因此，裂隙发育范围为2.8m。

4.4.5 注浆孔布置。在两帮、两底角和底板布置注浆孔。巷道两帮和两底角是围岩塑性区首先发展的部位，控制好两帮和两底角有利于巷道的整体稳定。为减少注浆工作量和节省注浆材料，仅在两帮、两底角和底板进行注浆。考虑到岩体浆液渗透距离，便于注浆孔施工和进行注浆工作，设计的注浆孔布置：底板三个注浆孔，两帮各一个注浆孔，两底角各一个注浆孔。注浆孔排距2.1m，即每三排基本锚杆布置一排注浆孔，注浆孔长度均为3.0m，注浆布置在两排基本锚杆的中间。

4.4.6 注浆孔施工。根据设计的钻孔参数、孔口位置、注浆孔深度和方位等打注浆孔，至设计深度，并将钻孔内积水、岩悄吹洗干净，钻孔完成后，安装注浆锚杆。

4.4.7 注浆锚杆。注浆锚杆采用1/2英寸无缝钢管制作，长度按需要确定，长度=钻孔长度+100mm。锚固段长1.0m，尾部螺纹段长100mm。锚杆外径20mm，注浆段有若干交叉射浆小孔，将锚杆前端砸扁。注浆锚杆搞屈服能力为60.5KN，搞破沁能力为105KN。

4.4.8 封孔。常用的封孔方法有四种：①采用布袋封孔；②采用空心式快硬膨胀水泥药卷封孔；③采用棉线封孔；④采用胶胀式封孔器封孔。

在试验过程中，根据现场的条件和工人的使用情况，从以上四种封孔方法中选择采用空心式快硬膨胀水泥药卷封孔方式，适宜童亭矿的推广使用。

4.4.9 注浆材料的选择与浆液配制。结合在煤矿巷道加固围岩注浆方面常用的注浆材料，考虑童亭矿109轨道大巷的实际情况，为保证技术上的加固效果和注浆材料的成本，初步确定首先采用普通硅酸盐水泥，掺入适量的速凝剂制成水泥浆，在进行技术经济比较的基础上再确定今后推广应用的注浆材料及其配比。

4.4.10 注浆压力的确定。根据注浆经验和研究，锚喷巷道围岩注浆压力以不超过5MPA为宜。童亭矿巷道围岩岩性差，裂隙发育，估计在围岩松动圈内注浆压力较小，但在围岩应力集中区和泥岩中注浆时，将需要较高的压力。综合分析，注浆压力暂按2~5MPA考虑，在试验过程中通过观测进一步确定合理的注浆压力。

4.4.11 注浆泵的选择。注浆泵是注浆工作的关键设备，是决定注浆系统的主要因素，经过对国内主要生产厂家的调研，选择镇江煤矿专用设备厂生产的QZB—50/60型气动注浆泵。该泵为单缸双作用往复浆泵。主要特点是气压传动，体积小，重量轻，排液具有定压自动调量的性能，适合巷道围岩的注浆加固。

4.4.12 注浆系统的选择。考虑①井下施工条件限制，注浆工作受掘进、运输干扰，难以严格控制注浆时间，尤其在工艺技术不熟练的情况下更难控制。②双液注浆在混合前长时不凝固，可以实现一次拌料，多次反复注浆，保证注浆效果。③双液注浆系统既可以进行双液注浆，又可以进行单液注浆。④新型双液注浆泵的应用也为简化注浆系统创造了条件。因此在井下试验中选择双液注浆系统。

4.4.13 注浆量。由于围岩裂隙发育程度及围岩松动程度和岩体结构的差异，单位体积的围岩注浆量差别较大。保证足够的注浆量是浆液充分充填围岩裂隙、孔隙的必要条件。单孔及巷道断面注浆量受多因素控制，只有针对具体条件在试验中确定，一条巷道地质条件相近时，变化范围也较大，只有通过加强注浆监控来保证注浆量。

4.4.14 为了保证注浆效果和防止在围岩习面处浆液扩散较远，造成跑漏浆现象，注浆时除了要控制注浆压力和注浆量，还要注意控制注浆时间。相反，在围岩裂隙、孔隙不太发育的地点，注浆速度较慢，浆液扩散较困难，为了提高注浆效果，必须在提高注浆压力的同时，适当地延长注浆时间。每孔注浆时间一般控制在30MIN左右。

4.4.15 注浆工艺过程。注浆工艺过程为：施工准备→钻孔→安装注浆管→开泵注浆→清洗设备。

4.4.16 注浆的施工组织。注浆作业包括打眼、运料、拦料、封孔、注浆、清洗、移动注浆系统等工序，其中打眼、封孔和注浆为三个主要工序。考虑空间的限制和不影响巷道的运输等因素，将打眼和注浆两个工序分开进行。超前打出数排注浆眼，并超过一班的注浆进程，滞后一段距离注浆。岩巷注浆打眼较复杂，安排专人施工。按两个人一台气腿式凿岩机，一班打20~30个眼计算，每天安排两班打眼，可满足一班的注浆进度。循环注浆，每班可注5~8排眼，约10~16m。

4.4.17 注浆监控及质量检查。井下试验中总结出一套简便易行的综合监测技术：通过试验确定注浆终压后调定；密布注浆孔使两排间及断面内注浆孔渗透范围重叠，掌握不同部位单孔注浆量变化范围的情况下采取排间交替间隔注浆方式尽可能反复多注，保证注浆效果。

综上所述，锚网索喷注浆复合支护方式完全适用于巷道距离远、服务年限长、地质条件复杂，满足围岩具有薄层状、碎裂、松散、膨胀、强风化蚀变和高地应力作用等特征的巷道支护强度。

围岩控制技术 篇5

相似模拟以相似模拟理论为基础进行的实验室模拟试验手段, 利用事物或现象间存在的相似特征, 研究自然规律, 是一种与理论研究结果进行对比分析的有效技术手段。该方法适用于难以用理论分析法获取结果的研究对象[1,2]。为研究红岭煤矿沿空巷道围岩变形及应力分布演化规律和锚杆 (索) 支护效果, 拟采用相似模拟实验方法研究采空区形成、巷道开挖、超前支承压力对沿空锚杆 (索) 支护巷道稳定性的影响。

1 模拟实验方案

1.1 实验模型设计

实验模型采用长、宽、高分别为2 500 mm、200 mm、1 500 mm的钢模型架。该模型的正面和背面都用钢板固定, 模型顶部安装液压缸, 通过油泵加压来模拟不同的煤层埋深。

1.2 相似条件的确定

根据相似定律, 对于两个相似的力学系统, 在任何力学过程中, 其相对应物理量满足相似条件[3,4]。几何相似常数按下式计算:

式中:al为原型与模型长度比, 一般;lp为原型长度参量, m;lm为模型长度参量, cm。

确定模型的几何相似常数即。根据相似原理与量纲分析, 其他常数确定为:容重相似常数ar=1.7, 应力相似常数ao=34, 时间相似常数。由此可以确定模型的力学参数, 进而确定相似材料的配比。

1.3 模型的实验过程

模型的原始参数取自红岭煤矿15141工作面上巷综合柱状图及实验区域的地质资料。实验区域煤岩力学参数如表1所示。实验过程中首先依据模型规格计算出各分层材料使用量, 然后依据模型尺寸附上模板, 将调配好的材料倒入模型架挡板之间, 进行捣固, 至所设计的高度。各层之间使用云母粉间隔, 待干燥5 d后将两侧模板拆掉, 持续干燥数天后进行模拟开挖并进行观测和记录。模型相似材料配比如表1所示。

加载模型顶部的目的是模拟上覆岩层自重, 采用液压进行加载, 加载介质由14块矩形钢板组成, 加载板与模型材料之间设置8 mm厚钢板。超前支承压力在煤层开采后形成, 虽然该值随着离煤层的距离增加而趋于缓和, 但模拟煤层深度较小时, 上部边界载荷呈不均匀分布, 且易受到岩性影响。为了尽可能减小岩性的影响, 需在模型及加载重物间安设适当刚性的介质层, 使介质层与下覆岩层相互作用以产生符合实际情况的分布压力。

在模型顶底板共布置5条观测线, 顶板3条, 底板2条, 各测线间隔5 cm, 布置顺序从上至下, 观测点成均匀布置;模型充分干燥后, 对制作的模型预加载, 达到上覆岩层相似比例的压力;开挖模型右侧的煤层, 形成采空区;当采空区顶板垮落稳定后, 开挖巷道;在巷道内布置锚杆 (索) 联合支护, 如图1所示。其中锚杆参数为:直径20 mm、预紧力50 k N, 长度2 200 mm, 顶板锚杆间排距700 mm×700 mm, 两帮锚杆间排距800 mm×800 mm。将锚索布置在巷道顶板中线两侧取代原有锚杆, 间距为2 100 mm。模型中的锚杆、锚索用直径约为3 mm的铁丝代替。

1.4 主要测试手段

在二1煤层顶板和底板共布置5条观测线, 命名顺序从上至下为第一排至第五排;观测点基本沿煤层倾向呈均匀布置, 间隔约为16.6 cm。采用PENTAXR-322NX型光学全站仪监测围岩的移动变形。采用CL-YB-114型压力传感器监测煤层底板的应力分布, 间距为20 cm的压力传感器。采用平衡箱和采集仪采集压力传感器数据。使用压力油缸对模型进行逐级加载, 上覆油缸加载数值由液压控制台压力表观测。

2 模拟实验结果分析

2.1 应力分析

根据埋深计算, 煤层底板原岩应力为15.9 MPa。采空区开挖、巷道开挖、超前支承压力影响下煤层底板应力演化过程如图2所示。采空区距巷道底板中点20 m, 采空区开挖前, 各测点原岩应力为理论值。

采空区开挖后, 从左到右应为原始应力、应力集中、卸压、应力恢复4个阶段[5,6], 但模型宽度有限, 实际应力分布为实体煤底板, 为应力升高区, 采空区底板为应力降低区, 呈单峰分布, 应力峰值25.02 MPa, 应力集中系数1.57, 距离采空区4 m, 距离巷道底板中点16 m;采空区底板竖向应力为10.51 MPa。开挖巷道后, 煤层底板应力呈现双峰分布, 左侧竖向应力峰值为19.99 MPa, 应力集中系数为1.26, 距巷道底板中点8 m;右侧竖向应力峰值为28.02 MPa, 应力集中系数为1.76, 距巷道底板中点12 m, 距采空区8 m;巷道底板中点竖向应力降低为11.02 MPa, 采空区底板竖向应力无明显变化。由此可见, 巷道开挖改变了煤柱应力分布, 使煤柱峰值点竖向应力增大3 MPa, 峰值点位置向巷道底板中点移近了4 m。

当对巷道进行锚杆 (索) 联合加固以后, 采用液压控制系统和油缸对上覆岩层增压至2倍埋深的上覆岩层重量, 模拟超前支承压力对巷道稳定性的影响, 得到煤层底板应力分布如图2所示。从图2中可以看出, 底板应力仍呈双峰分布, 峰值点位置没有变化, 竖向应力峰值有了较大提高, 其中巷道左侧峰值应力为25.02 MPa, 应力集中系数为1.57, 巷道右侧煤柱峰值应力为34 MPa, 应力集中系数为2.14;巷道底板中点压力升高为11.83 MPa, 采空区底板竖向应力升高为11.53 MPa。

2.2 纵向位移分析

纵向位移分析, 分为采空区开挖后、巷道开挖后、超前支承压力作用下3个阶段观测纵向位移变化[7], 为保持与底板应力测点间距一致, 将实测数据内插为测点间距4 m进行分析, 得到3个阶段测点纵向位移及总的纵向位移, 如图3所示。

(1) 从图3 (a) 可以看出, 采空区开挖后, 呈现距采空区越近顶板下沉量越大的规律。距采空区16 m之外的巷道顶板的纵向位移变化量比较小, 增大速度也较慢;距采空区16 m之内, 随与采空区距离减小, 变形量增速较快。采空区左侧边界顶板位移量最大为96 mm, 采空区顶板垮落。距采空区4 m以外, 底板下沉量稳定在20 mm左右;距采空区4 m范围内, 下沉量迅速减小, 在采空区范围出现了底板鼓起的现象, 在距采空区边界8 m的位置, 底鼓量达到了40.4 mm。总体上, 距离煤层越近的顶板测线纵向位移越大;底板靠近煤层的第四测线, 煤柱区域的下沉量和采空区区域的鼓起量均大于下方的第五测线。

(2) 从图3 (b) 可以看出, 巷道开挖后, 由于在巷道周围存在破裂区和塑性区, 所以在巷道中心位置0处顶底板纵向位移量比较大, 顶板位移量为93.2 mm, 底板鼓起量为19.4 mm;巷道与采空区之间的煤柱区域承受较大竖向应力, 其纵向变形也比实体煤侧大。由于纵向应力峰值位于距采空区8 m处, 各测线在该处的测点纵向位移也较大, 第三测线测点纵向位移量达到98 mm;采空区底板鼓起量较小, 约为5.6 mm。底板测线下沉量远小于顶板测线, 煤柱区域底板测线最大纵向下沉值为12.4 mm。

(3) 从图3 (c) 可以看出, 超前支承压力作用下, 测点纵向位移曲线与巷道开挖后的曲线规律大致相似, 在巷道中点位置顶底板纵向位移量比较大, 顶板下沉102.4 mm, 底板鼓起25.6 mm;煤柱区域顶板下沉量大于巷道左侧实体煤区域, 煤柱区域顶板最大下沉量为106 mm, 底板最大下沉量为30.4 mm;受超前支承压力影响, 采空区边界顶板下沉量最大, 达160 mm, 采空区巷道底鼓量变大, 达57 mm。

(4) 如图3 (d) 所示, 测点纵向位移总变形量曲线与图3 (b) 、图3 (c) 曲线规律大致相似;在巷道底板中点位置, 顶板测线总纵向位移量最大为239.6 mm, 底板总鼓起量为16.6 mm;煤柱顶底板测点均有不同程度下沉, 顶板最大下沉282 mm, 底板最大下沉74 mm;采空区上方顶板最大总下沉量为342 mm, 底板总鼓起量最大为103 mm。

2.3 巷道表面位移分析

在试验过程中, 将锚杆端部作为测点, 对巷道表面变形也做了简单的观测, 巷道总体变形量较小, 顶底板移近量约423 mm, 两帮移近量约为255 mm。巷道围岩仅出现局部掉块, 未丧失整体性, 未出现垮塌现象, 说明锚杆 (索) 联合支护技术能够有效控制巷道围岩, 可承受超前支承压力影响。

3 结论

(1) 沿空巷道煤层底板纵向应力呈现非对称双峰分布状态, 巷道两侧均存在纵向应力峰值, 其中煤柱侧集中应力峰值较大。

(2) 开挖卸载导致相应位置顶板下沉量较大, 采空区及巷道底板存在不同程度的底鼓, 超期支承压力影响导致顶板下沉及采空区和巷道底鼓更加明显, 应力集中区域测点下沉量较大。

(3) 沿空煤层巷道在高密度锚杆 (索) 联合支护作用下, 巷道围岩总体变形量较小, 可承载工作面的超前支承压力作用。

摘要：为研究沿空巷道锚杆 (索) 联合支护效果, 结合红岭煤矿15141工作面上巷的现场实际情况, 对该巷道围岩稳定性进行了相似模拟试验研究。结果表明, 沿空巷道的煤层底板竖向应力呈现非对称双峰分布, 其中煤柱区域集中应力较大;采空区及巷道顶底板竖向应力较低、顶板下沉量和底板鼓起量较大;锚杆索联合支护技术可起到锚固围岩的作用, 巷道总体变形量小, 且可承载超前支承压力作用。研究结论对沿空煤层巷道支护实践有指导意义。

关键词：沿空巷道,围岩应力变化,锚杆 (索) 支护,相似模拟

参考文献

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沿空巷道围岩控制技术研究与应用 篇6

1 地质条件概况

110工作面距离采取地表680 m, 巷道垂直应力计算值为15.79 MPa。工作面直接顶为灰色细砂岩, 平均厚度17.99 m, 老顶为2.05 m厚的灰色粉砂岩。底板为0.93 m厚的灰色粉砂岩, 老底为24.14 m的粉细砂岩互层。区段护巷煤柱宽6 m。

2 巷道支护参数的确定

通过理论计算和数值模拟确定煤柱塑性区的宽度和应力分布规律[2]。针对这种应力不匀称分布特点和该巷道的使用年限和使用特定, 采用不对称设计, 工作面一侧帮采用玻璃钢锚杆支护[3]。根据巷道使用要求, 确定巷道断面为矩形, 规格4×2.5 m。

(1) 锚杆长度确定

从锚杆悬吊理论出发, 锚杆的总长度L应按下式计算:

式中L1为松动圈外锚杆锚固长度, 取0.3 m;

Lp为锚杆有效长度, 为1.4 m;

L2为锚固段长度值, 为0.3~0.4 m。

为保证肩角出锚杆的支护效果, 锚固剂采用2管树脂药卷。锚杆预应力扭矩不小于120 N·m。锚杆实际长度L取为2.4 m。

(2) 锚杆间排距的确定。

采用等距离布置, 单一锚杆所受的载荷, 即Q≥γlpa 2。

式中γ为岩石容重, 取为26.9 kN/m3;

Q为单一锚杆负担岩石重量, 70 kN。

(3) 顶部钢梯及护网。

考虑煤层顶板情况, 为使单根锚杆锚固力转化为整体支护力, 提高锚杆的整体支护强度[4], 顶部选用承载能力大的W钢带作为顶部构件梁系统, 其关键作用与倾斜锚杆组合成整体支护住顶部岩石发生跨落。

(4) 锚索支护参数。

预应力锚索采用7Φ15.24 mm的高强度低松弛矿用钢绞线制成。长度为6.2 m, 锚固长度不小于1.5 m。

3 支护方案及施工技术

3.1 技术方案

根据110工作面巷道围岩地质条件, 锚索长度取6.2 m;锚索间排距取1.8 m, 采用锚网索支护。支护材料型号为:顶板使用L=2.4 m、φ=20 mm螺纹钢锚杆加长锚固和锚索采用SK2550三块加长锚固, 工字钢托盘支护, 紧贴顶板并敷设10#菱形金属网及W钢带。两帮采用L=1.6 m、φ=20 mm玻璃钢锚杆和双抗网, 树脂药卷2管锚固进行支护。顶帮用钢带及金属网、双抗网:W钢带规格为4×0.15 m。金属网采用10#热镀锌低碳钢丝加工制成, 双抗网规格为:5×2.5 m。

3.2 施工要求

前排锚杆距迎头不超过0.9 m, 顶板挂网紧跟迎头, 两帮挂网可滞后迎头5 m, 并且两帮底部裸露不得超过0.8 m, 顶板锚杆必须打在钢带预留孔内。顶、帮网必须贴紧岩面, 并有一定预拉力。锚索支护按照规定间排距必须紧跟迎头, 锚索预应力不小于150 kN。遇有围岩稳定性较差时, 锚杆间排距适当缩小, 并且帮部护网更换为金属网。

4 巷道支护效果

设立观测站对留巷和支护效果进行观测, 以下所得数据为各个测点掘进期间巷道位移和受力的观测结果。

4.1 巷道表面位移监测

随巷道掘进头的前移, 巷道开始变形, 主要变形量都产生在巷道掘进前期, 约一周范围内, 变形量的值和速率都较大。顶板变形主要集中在掘进初期, 90%的变量发生在这个阶段。两帮变形大于顶板, 变形趋稳周期长, 约15天左右。

4.2 围岩深部位移监测

工作面掘进期间, 对巷道顶部煤体深部位移进行了监测, 以研究分析巷道顶部围岩变形状态。由围岩深布位移曲线可以看出, 顶部煤体浅部 (锚杆锚固范围内) 煤层离层值约总位移量的30%~40%, 中部 (锚杆锚固端至锚索自由段端部) 离层值约占总位移量的40%~50%, 而锚索锚固段以上离层位移值约占总位移量的10%~20%。从离层的分布范围看主要的离层总量不大, 主要发生在顶板浅部和中部, 浅部为锚杆作用区, 中部为锚索作用区, 结合存在少量锚杆、锚索断裂的情况, 可以看出:锚杆、锚索改善了围岩结构, 起到了应有的支护效果。上端发生离层进一步证明了支护方案的有效性, 同时也说明锚索在改条件下主要起悬吊作用。

4.3 锚杆 (索) 轴力监测

使用锚杆 (索) 测力计对锚杆 (索) 受力进行检测, 根据现场监测结果, 锚杆受力与表面位移监测的变化趋势基本一致, 都在掘进前期。煤柱宽度较小时, 巷道顶板锚索、锚杆受力值大。从现场支护效果看, 有部分锚索、锚杆破断失效现象, 失效锚杆主要出现在煤柱侧帮及肩角区域, 失效锚杆约占锚杆总数的10%~20%。从破坏形式来看, 锚索为拉破坏, 锚索受拉后钢绞线单根破断, 后剩余钢绞线逐步受拉破断;顶锚杆破坏主要形式为锚杆杆体受剪破坏;玻璃钢锚杆普遍存在拉断或者螺纹滑脱破坏, 说明锚杆受力大于螺纹钢锚杆的强度;煤柱侧帮向内发生了明显位移, 尤其是顶板的接触面, 位移量达到50 mm, 该区域内锚杆以拉剪破坏为主。

5 结论

(1) 根据现场条件, 采用不对称支护, 有利于工作面回采和采煤机维护又兼顾支护效果和安全管理。

(2) 现场观测表明, 在6 m煤柱情况下, 支护方案可行, 取得了较好的支护效果。

摘要：通过对稳定煤柱留设尺寸的计算, 确定巷道的合理位置, 在此基础上提出了沿空巷道的的支护方案, 按照方案实施后, 矿压观测结果显示, 取得了较好的效果。

关键词：沿空巷道,支护,技术应用

参考文献

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围岩控制技术 篇7

1 工程概况

某隧道的起点为DK237+763, 终点为D326+821, 隧道全长890.5km, 隧道中设置有5座斜井, 最大埋深值为768m。隧道内部存在断层破碎段, 断层破碎段的起讫里程为DK292+192~643, 均为V级围岩, 总长度为451m。高地应力是断层破碎围岩出现的主要原因, DK292+192~643中的围岩受到高地应力及地壳运动的影响, 已经变得密实且破碎, 在开挖隧道后发现围岩多呈粉末状。断层破碎段当中的断层泥砾δ0为350k Pa, 破碎岩δ0为620k Pa, 视电阻率在45Ω·m~280Ω·m之间, 岩体波速在2581m/s~2814m/s之间。为了保证隧道施工的顺利进行, 决定对该段围岩进行特殊处理。

2 隧道断层破碎围岩段施工控制技术分析

2.1 超前注浆预加固控制技术

在对本工程的围岩状况进行考察后决定先采用超前导管注浆技术对隧道岩面进行加固处理。首先沿轮廓线在开挖面设置钻孔, 随后利用小导管将胶凝浆液注入钻孔中, 浆液硬化后便可以预加固断层破碎围岩, 从而起到超前支护作用, 并保证隧道开挖作业的安全性。本工程采用的小导管直径为45mm, 壁厚为4.0mm, 开挖隧道时的循环长度为5.5m, 每个循环之间的搭接长度均>1.5m, 在拱顶120°范围内小导管的环向间距为30m。在施工的过程中将锚固剂填塞到小导管中, 同时在小导管中插入直径为20mm的螺纹钢筋, 以便能够使导管的抗压强度及抗弯刚度得以增强。钻眼时采用YT28型长钻杆, 钻杆长度为4.0m, 钻眼完成后将钻杆拔出, 并将小钢管插入, 在插入钢筋及加入锚固剂的同时注入水泥浆液, 当注浆压力上升到1MPa时可停止注浆施工[2]。对于地下水较为丰富的破碎围岩地段, 本工程结合了深孔注浆工艺, 利用小导管完成平导超前及地表超前预注浆施工。经超前注浆加固控制后, 断层破碎围岩段形成了大范围且厚度达到设计要求的加固区, 在预加固后可进行开挖施工及其他支护作业。

2.2 短台阶开挖控制技术

完成超前预加固处理后本工程采用了短台阶工艺进行开挖施工, 同时起爆上台阶与下台阶, 爆破施工的循环进尺为2.5m, 为避免断层破碎围岩坍塌, 在爆破时将下台阶的炸药用量控制在0.5kg/m3~0.85kg/m3之间, 上台阶为1.0kg/m3~1.3kg/m3。围岩周边眼安放直径为20mm的小药卷, 起爆时采用间隔导爆技术, 周边炮眼的装药量≤0.5kg/m3。为了避免对断层破碎围岩的稳定性造成影响, 在施工中严格控制上台阶的高度, 使其保持在6m左右, 以便留有足够宽度的操作平台, 开挖好上台阶后暂停开挖施工, 3d后开始开挖下台阶, 在开挖过程中确保预支护变形量≤5cm。下台阶与仰拱之间的距离为20m, 以便于施工机械进入开挖操作平台, 开挖好下台阶后暂停施工, 7d后开始处理仰拱, 处理仰拱时确保预期加固的变形量≤10cm[3]。为了加快钢筋绑扎、矮边墙及防水板的施工进度, 在开挖时还要保证掌子面与拱墙混凝土衬砌之间的距离为45m左右, 上台阶及下台阶的开挖施工完成30d后才可在拱墙喷射或浇筑混凝土, 在拱墙施工阶段保证预加固变形量≤25cm。

2.3 围岩支护控制技术

开挖后及时进行初期支护处理, 在支护施工中采用了型钢钢架, 钢架由仰拱部分、上断面及下断面部分组成, 确认钢架的各部分连接牢固后紧贴围岩布置钢架, 如超挖部分较多, 则将预制混凝土块置于超挖部分。为了避免钢拱架出现下沉现象, 本工程在钢拱架与围岩之间焊接了钢板, 钢板规模为15mm×230mm×500mm, 在钢板的定位孔中打入锁脚锚管, 以便增加钢拱架的抗变形能力及避免发生位移。钢筋网的规格为150cm×150cm, 网格间距为25cm×25cm, 在本工程中安装了2层钢筋网, 以减少破碎围岩的回弹量、提高受喷性及加快混凝土的喷射速度。在锚支护施工中使用的锚杆为螺纹钢, 直径为25mm, 钻孔深度达到标准后将浸透的锚固剂塞入其中, 随后插入螺纹钢, 确定锚杆到达孔底后安装好垫板及拧紧螺栓, 将钢架与锚杆尾部焊接牢固。完成锚杆施工后便可以喷射混凝土, 混凝土的坍落度为95mm~105mm, 速凝剂添加量为1.0%~1.5%, 水灰比为0.48。喷射混凝土的顺序为从上到下、先喷墙壁后喷射仰拱, 喷射时喷嘴与工作面应保持垂直, 且两者距离应保持在2.0m左右[4]。在完成混凝土喷射施工及钢架施工后可进行衬砌施工, 衬砌厚度为85cm, 安装好模板后连续灌注混凝土。此外, 对于破碎围岩中的泥带, 则在坍穴口设置临时排水管道, 管道为直径为60mm的钢管, 以便及时排除断层泥, 改善围岩支护效果。

3 结束语

综上所述, 断层中的破裂围岩可对隧道工程的施工质量造成影响。为了有效控制破碎围岩, 避免不良地质条件影响工程建设质量, 则应注意在施工过程中采用科学合理的施工工艺控制破碎围岩, 改善破碎围岩的支护质量及强度。

参考文献

[1]毕强, 葛根荣, 王毅.调整线路平纵断面解决隧道中线施工偏差的原则及方法探讨[J].高速铁路技术, 2014 (1) :53-56.

[2]李文江, 孙明磊, 朱永全, 朱正国, 李玉良.软弱围岩隧道台阶法施工中拱脚稳定性及其控制技术[J].岩石力学与工程学报, 2012, 31 (z1) :2729-2737.

[3]王剑晨, 张顶立, 张成平, 房倩, 苏洁, 杜楠馨.北京地区浅埋暗挖法下穿施工既有隧道变形特点及预测[J].岩石力学与工程学, 2014 (5) :947-956.

骑跨采动压巷道围岩控制技术研究 篇8

1 工作面与运输大巷概况

22319工作面埋深为530m, 其下方间隔40~45m范围内为野青皮带巷, 贯穿整个采面中部, 其采动影响范围为机头硐室层和运输皮带巷, 巷道顶部为均厚1.8m的野青灰岩, 致密坚硬。

2 理论分析

受采动影响, 工作面底板的应力重新分布, 造成底板岩体产生位移、变形, 甚至破坏。研究底板岩体的应力分布规律, 以了解底板变形及破坏规律特征, 优化完善下方皮带巷及机头硐室的加固维护方案。

1) 底板应力分布规律和破坏深度预定。在煤体与采空区交界地区, 采动引起的底板岩层应力在水平方向上划分为4个特征区, 即Ⅰ原岩应力区、Ⅱ压缩区、Ⅲ膨胀区和Ⅳ应力恢复区。底板岩层在垂直方向上划分为4带:矿压破坏带、新增损伤带、原始损伤带、原始导高带[2]。从塑性区的形成及发展过程可可知:煤层开采后, 底板产生支承压力, 当作用区域的岩体所承受的压力超过其极限强度时, 岩体产生塑变, 并且岩体在垂向上受压缩, 则水平方向必然会膨胀, 膨胀部分挤压过渡区的岩体, 将应力传递到这一区。过渡区的岩体继续挤压被动区, 从而过渡区及被动区的岩体在主动区传递来的力作用下向采空区膨胀。底板下一定范围内的岩体, 当支承压力达到或超过临界值时, 岩体中产生塑变, 形成塑性区;当达到岩体完全破坏的最大载荷Pu时, 其作用区域周围的岩体塑性区将连成一片, 使采空区内底板隆起, 已产生塑变的岩体向采空区内移动, 并且形成一个连续的滑移面[3]。此时底板岩体遭破坏最为严重。从而工作面后方采空区内一定长度范围内的底板岩体在不同深度上产生了破坏裂隙。根据统计公式, 结合地质资料, 可得底板破坏深度大约24m。2) 下伏皮带巷受动压影响变形特征及控制技术。经初步分析, 机头硐室距切眼边缘不低于40m, 根据底板应力传递影响范围计算公式推算 式中:a———煤层倾角;θ———β的余角, θ=90-β;β———煤体影响角, 其值在25~55°之间。通常支承压力越大和煤柱尺寸越小, β越大。22319工作面切眼与机头硐室垂直距离Z为50m, 应力扩散影响角β取25°, 求得S应不低于23m, 硐室距切眼水平距离40m以上。由此可得釆动影响不会对下方巷道和硐室产生直接的影响, 但为防止一定的应力扰动, 须及时采取加强支护和监测手段。

3 围岩变形监测

在野青皮带巷, 设置了4个测站。布置了顶板离层仪和测力锚杆仪, 以分析巷道的变形与锚杆受理分布特点。观测数据分析可知工作面推出切眼后测点的数据在观测区内较平稳, 说明所在位置, 下方巷道所受的扰动影响较小。其他测点随工作面推进, 采空区底板逐渐变形, 导致巷道顶板上升, 底板鼓起。当采面继续推进时, 采空区底板应力有所降低, 需及时采取支护加固措施, 控制巷道变形。巷道变形和破坏发展, 以围岩浅部碎胀变形为主, 锚杆拉应力随着碎胀继续而增大。顾锚杆受力随安装时间推移而增大。通过受力曲线图的对比可看出巷道外锚杆的受力大于里锚杆的受力, 分析认为外帮采用的加强支护为每排布置3根锚杆加双抗网维护, 里帮只采用2根锚杆简单支护, 从现场也可以看出外帮完整没有裂隙而里帮则相对较破碎裂隙多, 形成松动岩体和较大的松动圈, 在巷帮受力时造成巷帮和锚杆的整体轴向移动, 故测得外帮受力较大。应力相对集中在1100~1500mm之间。

4 优化加固方案

皮带顶板为均厚1.8m的致密坚硬稳定的野青灰岩基本顶, 采用喷浆支护, 管缝式注浆帮锚杆支护。上覆采面骑跨采动压对巷道造成较大影响, 原支护难以满足围岩控制需求, 需在原有基础上采取补强措施, 措施如下:

1) 野青皮带巷加固。a.顶板采用锚杆加双抗网, 人行道侧挂网, 里侧只打锚杆、钢带不挂网。锚杆间距1米, 排距2.0米。锚索φ15.24mm, 8米长钢绞线, 14#槽钢组距6米, 迈步布置。b.帮锚杆矩形布置, 外帮每排布置3根, 间距1.0m, 里帮每排布置2根锚杆, 帮锚杆采用矿现有φ22mm, 2.2米顶锚杆, 帮网用4.0×1.1米双抗网, 顺巷布置。2) 二部强力皮带机头硐室加固。a.注浆。皮带机头硐室, 采用深浅孔交替布置注浆, 深孔8米, 浅孔3米, 排距4米, 每圈布置13根注浆锚杆。顶板布置四根, 间距2.0米。两端注浆锚杆角度75°, 其余垂直顶板。两帮每侧布置三根注浆锚杆, 底板布置三根注浆锚杆, 注浆锚杆间距为3米。注浆压力为3MPa, 浆液水泥浆水灰比为1:0.6~0.8, 水泥浆比水玻璃为1:0.3~1.0。b.电机减速机基础周围开卸压槽, 宽700mm, 深1000mm, 里面填充石子。c.在底板二次注浆基础上, 对两滚筒电机周围打点锚加固。

5 加固效果

野青皮带巷及机头硐室, 通过二次加固能够有效的改善巷道的围岩变形, 使巷道整体上处在相对稳定的状态, 没有发生较大的变形和破坏。仅在回采的过程中采线前后50m范围内, 巷道两帮局部地方出现极小范围的离层, 以及小块度的片帮。巷道顶板较完整有出现明显的破损现象, 仅在巷道两上隅角出现小块度的落矸。由于工作面回采过后因采动影响而较薄弱的巷道两帮和底板产生一定量的变形和底鼓, 但总体上并不严重, 不影响正常使用。

6 结论

1) 通过皮带巷顶板变形数据分析可得, 采面骑跨采后, 巷道顶板变形最大值160mm, 据监测结果优化加固措施后, 即使受上方采动动压影响, 但巷道的二次加强支护仍能够有效控制巷道的变形维持巷道的稳定。2) 通过测力锚杆数据的分析可得锚杆的轴向受力状态, 最大应力110KN左右, 二次加强支护强度能够使巷道围岩稳定正常使用。3) 皮带机头硐室经过注浆加固、锚索锚杆联合布置及开底板泄压曹等加固措施, 回采的扰动对其影响基本控制。4) 理论上巷道两上隅角会出现应力集中, 但二次加强支护能够提高巷道围岩抵抗变形和破坏的能力, 提高了巷道的稳定性。

摘要：随着矿井开采逐渐趋于煤柱化, 煤柱内运输大巷受骑跨采动影响, 应力重新分布, 导致巷道变形;顾其围岩稳定性支护的难题, 通过科学合理的矿压监控手段来准确评价受采动影响运输大巷的围岩加固是否合理, 并及时完善支护以保证巷道的正常使用。

关键词：采动影响,巷道变形,矿压监测,优化支护

参考文献

[1]邵景.柱孤岛综放采场覆岩运动破坏特征和矿压显现研究[D].[硕士学位论文]辽宁:东北大学矿业工程系, 2003.

围岩控制技术 篇9

关键词： 煤巷 锚杆支护 技术研究

20世纪80年代以来，煤层巷道树脂锚杆支护技术不断成熟，目前已经被世界上一些先进的采煤国家当做是煤矿支护的核心模式。中国也于20世纪80年代末开始大力开展煤巷锚杆应用技术研究和推广应用，并在20世纪90年代末基本与国际先进水平接轨。结合国内外的具体应用现状，目前在支护系统自身存在的一些问题中，比如强度的不足、锚杆的锚固技术不足等，可以借助于高强螺纹钢树脂锚杆技术对其进行弥补，较深入地分析煤巷高强锚杆的作用机理，已经形成一套较为完善的研究体系。

在近些年的发展中，巷道冒顶事故频频发生，而且出现了离层变形的情况，锚杆强度并不是造成冒顶的唯一因素，同样不是单纯地增加锚杆密度便可以实现，我们不能忽视锚杆预拉力在冒顶事件中的作用，并且它的作用要高于锚杆的强度与密度。早在1997年和1998年，郭颂便展开了对巷道稳定性的研究，他指出，水平地应力对其产生一定影响，而且在巷道顶道顶板离层垮冒事故中及底板鼓起现象中，水平地应力是最核心的因素。同时，郭颂的研究表明，可以借助于巷道顶板锚杆预拉力的提升，进而实现对巷道稳定性的提升。

目前业界亟待深入研究锚杆支护技术，对其未来的发展趋势进行预测，对当前已有的技术进行全面应用，并深入研究预拉力锚杆支护技术。当前美国高预拉力锚杆支护技术已取得了显著成效，各项新技术取得了不少成功。这些成功证明：高预拉力锚杆技术可以实现对层状顶板的离层良好的把控，直接带来的结果就是冒顶情况锐减；在同等条件之下，对锚杆的密度进行降低，从而提升了间排距，并且大大减少了锚杆的使用数量；对掘进的速度有效提升，同时良好地提升了支护效率。

1.煤巷层状顶板的预应力结构理论

1.1概念

如果在巷道已经开挖之后，围岩出现了小幅度的变形，那么，较脆的岩体便会随之发生一定的改变，常见的有离层、松动、开裂等，从而降低围岩强度。虽然在煤层巷道开挖过程中会及时地安装上锚杆，然而，如果采用的是一般的锚杆，在不加预拉力的情况下，它仍然是一个被动支护的性质。这种锚杆一般情況下都具有一定的“钢”性，而且用的时候都是尽可能多用。如果一旦顶板出现离层现象，那么，这种锚杆所具有的抗力无法对顶板总体的抗剪能力带来丝毫帮助。它无法对锚杆长度不能覆盖的范围内的离层现象有效控制，仍然会出现垮冒现象。

据相关资料显示，在我国，高强锚杆通常都保持有0.6～0.8m的排距，整体离层现象时有发生，严重的甚至会出现垮冒现象，但是在这种情形之下，锚杆的实际受力不大，整体安全性不高。

由此我们提出了煤巷支护预应力结构的概念为：在实际施工时，可以迅速地给各种支护构件足够的张拉力，并快速地进行传递，一直将其传至顶板，令顶板岩石可以保持横向压缩的状态，以便保护顶板围岩体受到的损害，避免弱面离层问题的出现，从而实现对围岩稳定的保护。目前将之称作是顶板预应力机构。

1.2层状顶板预应力结构理论

1.2.1预拉力（或称预紧力）的大小

预拉力的大小对整个锚杆顶板来说，要想稳定锚杆顶板，预拉力起着至关重要的作用。

出现高水平应力情况时，顶板表面势必会遭受到损坏，而如果预拉力一直增大，能够使整个顶板岩层保持一个横向压缩的情况，这样一来，便可以有效提升抗剪能力，从而阻止它的破坏力继续蔓延。

锚杆参数及预拉力之间要实现一个科学而合理的配置，从而更好地确保锚杆长度覆盖内与覆盖外的顶板岩层不会遭遇离层的损伤。如果预拉力十分强大，顶板岩层的各个层位便会出现负应变以及正应变，此时，无法造成顶板的下沉问题。也就是说，预应力结构能够保证只是在纵向方面有小幅度的变形，而在横向方面不存在变形。

1.2.2水平应力

在既定环境中，水平应力对整个巷道顶板的稳定有一定作用。

如果最大水平应力与巷道轴向处于一种垂直的状态，那么，此时的巷道不见得就难以维护，可以借助于加大预拉力保护顶板一定的稳定性；而如果最大水平应力与巷道轴处于的状态是平行状态，那么，此时巷道并一定就可以实现更好的维护，主要取决于其自身的强度与地应力之间的比例，同时与预拉力的强度有关。

1.2.3顶板的稳定性与巷道宽度和垂直压力的关系

在既定的范围之内，顶板的稳定性并不与巷道宽度及所受的垂直压力直接相关。普遍认为，巷道越宽，则其相应的顶板稳定性便显得越差。但是，这种理论仅仅在被动支护中存在，在这种情况下，拉应力与其破坏程度成正比。

对于顶板的稳定性产生影响的还有其他因素，比如采深因素、长壁工作面超前垂直支撑压力等，这些因素相应而言，也会对其稳定性产生一定的影响，但是影响微小。如果预拉力过大，此时，整个顶板的垂直压力便会不再那么集中，相对而言，两帮维护也更容易操作。在被动锚杆支护原则中，一向是坚持“先护帮，后控顶”，而在主动锚杆支护的原则中，则是坚持“帮顶同治”，此时帮部稳定能够实现与顶部的对比分析。

在施工机具及施工的工艺等方面，目前的研究方向应该集中在高预拉力的实现方面。在相同的地段里，同等的条件下，要尽可能地提升锚杆的预拉力，从而更好地保证稳定性，并且有效地节省成本，进而提升掘进的整体速度。

2.煤巷预应力支护设计方法

2.1设计方法

为了保证巷道锚杆支护这种技术是经济的、合理可靠的，我们就要将重点放在该技术的设计层面。就目前已经出现的设计方法，大致可以划分为三种：一是利用工程类比的手段，这里还包含了应用一些简单的计算公式（如常见的在回采巷道围岩稳定基础上设计出来的方法）；二是理论计算方法，这种典型的计算法有组合拱理论及悬吊理论等；三是采用数值模拟的方式设计所需要的巷道支护杆，计算机的使用已经进入普遍化阶段，这就促进人们利用计算机来模拟巷道支护的设计，比如模拟计算地下岩石工程结构相对应的应力等。

2.2快速、通用、巨型矿山巷道系统三维有限元模型系统的建立

一直以来，有限元数值计算技术都是人们解决在采矿过程中出现的力学问题的主要方法，但是这种方法有一定的局限性（比如仅限于二维模型或者小范围的问题），几乎没有考虑到水平应力的方向性问题。除此之外，原有的数值计算技术设定出的模型往往是针对特定问题，这就使得一旦问题发生变化，已有的模型将不再适用。同时传统的有限元数值计算技术在其整个分析过程（从模型的建立、运行、检测再到最后的结果分析）中需要耗费大量资金和人力。

随着时间的推移，人们重新审视了水平应力方面的问题，开始慢慢质疑在传统有限元计算技术分析下得到的结果的合理性，这也使得传统的方法开始受到挑战。相比传统的思维来说，新的思维要求扩大研究的范围，这也就需要不断地改进有限元方法。

目前市场上有各种有限元软件，其中包括NASTRAN、ABAQUS、ANSYS、ALGOR、ADINA等。在选择有限元软件时，要考虑到各种因素的制约，比如程序本身的功能、前处理和后处理的能力、计算机的容量和速度、用户的工作需要等。

一般来说，现场施工时具备三个特点：地质不稳定、巷道掘进比较快速与必须有支护服务，所以依据这三个特点，通常用ANSYS这款软件。这款软件拥有独立的语言系统（APDL），使用者可以独立的操作编程。这款语言系统拥有普通计算机的语言功能，包括条件、循环和赋值语句等，操作者可以通过变量建立模型。这款语言系统（APDL）结合ANSYS给出的大量宏指令，将采矿过程中的自动化分析和研究提上日程。

参照现在比较典型的设计方法，我们可以利用工具预先设立二维和三维的通用化空间立体模型。通用化的定义：当需要设计时，我们可以在输入提示窗口输入一些数值，确定模型的相关变量，包括采矿深度、岩石的力学性质等，最终就会得到我们想要的一些模型。通用化的出现给限元建模创造了无限可能，使得建模过程方便快捷。

2.3設计步骤

锚杆类型多种多样，每种类型都有自己的适用条件（应力状况、顶板岩性、技术条件、成本因素等）。除了一般锚杆类型外，还有用于二次支护的主动和被动型的锚索（以钢绞线为材质），主动和被动型的顶板系统（分别以钢材和钢绞线为材质的载荷连续传递的系统、两根普通斜锚杆和水平拉杆结合的并且荷载互相独立的系统）。

研究表明，提高顶板稳定性最经济有效的手段就是改变锚杆的预应力。这也就使得预应力的设计成为顶板稳定性设计的重要部分，以下是具体的设计步骤：

（1）通过三维有限元模型来明确巷道的应力情况。

针对这种模型，我们有以下几个重要的设计参数：夹角（度）、深度、最大最小水平应力（σ■、σ■）、关于图面的一些几何尺寸（如煤柱、采空区等）。

（2）大模型完成之后，可以针对特定的部分区域进行专门分析，分割出来的模型就称为子模型。

大模型完成之后会自动输出子模型的边界条件，并且将之附加在子模型上。只要选择合适的子模型边界，我们就可以在子模型中分析锚杆的单元问题，能够这样做的原因就是锚杆所影响到的应力范围是有限的，这也避免我们从大模型中做非线性分析。

主要的子模型参数有：锚杆预拉力、锚杆直径、锚杆长度、岩石层理面的力学性质、锚杆的间距。

以上的锚杆间距并不会作为我们考虑的主要参数，原因就在于它对梁顶板的刚性不会有太大的决定作用，通常采用1.2m×1.2m的布置，这是美国50多年锚杆支护的经验。因此，模型输入时的锚杆间距初选值也用1.2m。但排间距可能要根据计算后得出的所需预拉力进行调整，比如所需预拉力为10t，技术上可达到的最大预拉力为5t，那么锚杆排间距要缩小到0.6m。“刚性”梁顶板，是保证大锚杆间距的基础。

2.4评判标准

水平地应力会给层状的岩体一定的作用力，导致顶部和底部的岩层比较容易被损坏，结果就是岩层发生分离，可是一旦顶部的岩层分离后，其受压能力就会突然下降，支护效果受到影响的同时，会影响到一系列的安全问题，所以巷道稳定性的检验标准就是顶板的分离状态。通常我们将离层这一因素作为主要的考虑对象，所以能够将它们结合，考虑锚杆支护参数时，常常将锚杆预拉力考虑进来，立足于顶板离层研究和计算，最终得到的方案中，巷道冒顶事故的概率极小。特别指出，在岩性有差别和支护条件有差异，所以将围岩形变量定为判定标准不实际的，完全问题得不到保障。

工程上支护是不是符合标准的判断依据是顶板预应力的形成，厚度与承载力决定了巷道是否合格，如何设计支护结构和预拉力的数值，决定了预应力结构的厚度与承载力，以上标准都必须结合实际考虑。

参考文献：

[1]何满潮，袁和生，靖洪文，王方荣，景海河.中国锚杆支护理论与实践[M].北京：科学出版社，2004.

[2]贾金河.煤巷锚杆支护设计与监测软件的开发及应用研究[J].煤矿开采，2004（1）.

围岩控制技术 篇10

1 地质工程条件

河南地方煤炭集团洛阳叁伟煤业有限公司前身为河南省偃师市府店叁驾店煤矿, 位于偃师市府店镇叁驾店村东, 属国有股份制企业, 井田走向长约为1 100 m, 倾斜长约600 m, 面积约0.653 2 km2, 开采二叠系山西组二1煤层。洛阳叁伟煤业有限公司二1煤层特大断面支架换装硐室掘进断面达到96 m2, 围岩中泥岩、砂质泥岩厚度大, 巷帮主要为泥岩且夹有2层煤线, 岩体强度小, 易于发生变形破坏, 围岩稳定性差, 软弱围岩变形持续时间长, 累计变形量大, 加上邻近交叉口密集, 掘进相互之间扰动影响大。支架换装硐室采用直墙半圆拱断面, 为满足大采高支架起吊、组装、维护需要, 确定硐室断面尺寸为宽9 500 mm、高9 750 mm, 净断面积为94.93 m2。

2 支护设计

针对特大断面巷道围岩破碎、应力高的特征, 结合特大断面破碎顶板控制原理, 对特大断面支架换装硐室进行了支护设计, 提出了采用高性能、高预紧力锚杆提高内承载圈强度, 再辅以高强锚索, 在围岩中形成外承载圈, 以内、外承载圈相互作用提高围岩自稳性的控制技术。支护设计中锚杆索布置形式如图1所示。

2.1 支护参数

(1) 锚杆。杆体采用22 mm左旋无纵筋螺纹钢筋制成, 锚杆长3 000 mm, 极限破断力300 k N, 屈服力225 k N, 锚杆延伸率20%。锚杆杆尾螺纹为M24, 采用滚压加工工艺成型;托盘为拱型高强度托盘, 规格为长×宽=150 mm×150 mm, 用厚12 mm的钢板压制而成, 每根锚杆采用2支锚固剂, 1支规格为K2335, 1支规格为Z2360。

(2) 锚索。采用高强度低松弛预应力钢绞线, 公称直径为22 mm, 巷道帮部锚索长8 300 mm, 顶拱部锚索长12 500 mm, 极限拉断力为400 k N, 预应力200 k N;锚索托盘采用高强锚索托盘, 规格为300mm×300 mm×16 mm, 承载力不低于400 k N, 每根锚索采用3支锚固剂, 1支规格为K2335, 2支规格为Z2360。

(3) 注浆锚索。锚索索体公称直径为22 mm, 注浆锚索长8 300 mm;强度为1 760 MPa, 破断力≥420 k N, 中空注浆管内径为7.5 mm, 外径为10 mm;注浆压力≥5.0 MPa, 最大7.0 MPa。

(4) 树脂锚固剂。K2335锚固剂直径23 mm, 长350 mm, 固化时间为快速;Z2360锚固剂直径23mm, 长600 mm, 固化时间为中速。

2.2 布置方式

(1) 锚杆。每个断面布置锚杆37根, 间排距均为700 mm;采用树脂药卷端头加长锚固方式, 采用两支锚固剂, 孔底规格为K2335, 外面1支规格为Z2360;钻孔直径为30 mm;底角锚杆向下10°安设, 其余锚杆垂直巷道表面安设。锚杆外露长度为露出丝扣80~100 mm, 每根锚杆预紧力矩450 N·m, 锚固力不小于120 k N。

(2) 锚索和注浆锚索。 (1) 每个断面布置锚索17根, 顶拱部11根22 mm×15.0 m锚索, 帮部6根22 mm×8.3 m锚索, 间排距均为1.4 m; (2) 每个断面布置注浆锚索20根, 间排距均为1.4 m, 底角注浆锚索向下10°安设, 其余注浆锚索垂直硐室表面安设。锚索和注浆锚索均采用树脂锚固剂锚固, 每根锚索采用3支锚固剂, 孔底为1支K2335, 外面2支Z2360, 锚固长度为2.0 m。距离巷道底板最近处锚索呈向下10°安设, 其余锚索垂直巷道表面安设;锚索外露长度为≤300 mm, 每根锚索预应力不小于200 k N。

(3) 网片铺设方式。网片采用搭接方式铺设, 搭接长度为100 mm, 网片间采用14#铁丝捆绑连接, 双丝双扣孔孔相联。

3 现场观测

过断层大断面煤巷支护完成工业性试验后, 又进行了2个月的矿压观测。

(1) 巷道掘进影响期内顶底板相对最大移近速度16.62 mm/d, 两帮最大移近速度9.37 mm/d, 巷道掘出后15 d左右实现自稳, 变形速度降低, 掘进稳定期内变形速度降低到0.5~1.0 mm/d。

(2) 顶底板相对移近量165 mm, 两帮相对移近量87 mm。

(3) 顶板无明显离层, 最大离层量9.5 mm。从现场看, 未出现锚杆索拉断、锚空失效、锚固力丧失等破坏现象, 锚杆索支护能力得到充分发挥。

4 结语

支护参数设计应根据特大断面硐室的破坏特征和变形特征, 针对性地进行治理。该案例提出了采用高性能、高预紧力锚杆提高内承载圈强度, 再辅以高强锚索, 在围岩中形成外承载圈, 以内、外承载圈相互作用提高围岩自稳性, 进行喷浆防止围岩风化和支护结构锈蚀, 从而有效控制了顶板破碎垮落和围岩剧烈变形。

参考文献

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