矿井交岔点（精选7篇）
矿井交岔点 篇1
陈四楼煤矿局部采深已达-720 m, 伴随着地质条件复杂、高应力以及采动的影响, 巷道交岔点“牛鼻尖”受力大, 承力断面小, 支护强度低, 易受压变形、遭到破坏。通过对巷道交岔点破坏机理分析与支护方案研究, 决定采用锚网喷一次支护与锚索二次支护的联合支护方案。实践证明:九采区辅助水平胶带巷 (里段) 与胶带下山回风道交岔点实施联合支护方案后, 有效控制了交岔点“牛鼻子”部位压裂、横向鼓出、变形, 取得了良好的支护效果。
1 工程概况
陈四楼矿交岔点开口位于九采区辅助水平胶带巷 (里段) 右帮, 为Y型交岔点 (图1) , 交岔点巷道为直墙半圆拱形, 最大净宽度为4.2 m, 最大净高为3.6 m。施工地段的岩性主要为泥岩和砂质泥岩, 局部受构造影响存在挤压变形带, 围岩松软、易碎, 易片帮, 层理较发育, 煤岩层产状变化较大。
2 Y型交岔点破坏形式
随着煤矿进入深部开采, 深部巷道普遍出现了与浅部开采不同的一些非线性变形现象, 给支护与开采带来了很大难度。深部交岔点同样存在这些现象, 但由于其结构特殊又有其自身的特点, 有必要对交岔点变形机理进行探讨。
(1) 构造应力作用机理。岩层在巷道成形时, 应力状态从三维向二维转变, 在构造应力作用下, 极易发生破坏而产生非线性弹塑性变形, 这是一种与时间有关的变形。这种变形往往导致软岩交岔点支护发生宏观破坏[1,2,3]。
(2) 交岔点巷道顶板下沉。目前, 交岔点主巷和支巷断面距离约4 m, 如果交岔点“牛鼻子”处破坏严重, 失去支撑能力, 使交叉巷道连成整体形成更大断面巷道, 往往造成顶板开裂、下沉, 使“牛鼻子”部位承受更大的压力, 最终造成交岔点破坏。
(3) “牛鼻子”压裂与横向鼓出。将“牛鼻子”看作巷道跨中支护的重要组成部分, 对巷道顶板提供支撑, 抑制顶板挠曲下沉 (图2) 。
对于深部大断面交岔点, 在工程扰动力及深部复杂应力作用下, “牛鼻子”部位岩体易形成碎裂结构。碎裂岩体在竖向压力作用下形成竖向贯通的主裂缝, 将完整岩体切割成各自独立的岩柱, 增大了各独立岩柱的长细比, 促使其在未达到岩体强度的情况下产生侧向失稳及横向鼓出[4]。
3 交岔点“牛鼻子”支护方案
3.1 巷道开口前交岔点加固
巷道开口、贯通施工时, 原巷道的受力平衡被破坏, 一定程度上会影响原巷道的支护效果。因此, 需对巷道开口或贯通处的交岔点进行提前加固 (图3) 或在巷道开挖后及时加固。
(1) 巷道开口前, 在原巷道内至少布置2排锚索加固, 正顶1排, 靠开口侧肩窝附近1排。加固范围:两巷夹角小于 (等于) 60°时, 交岔点侧开口帮向外至少3 m, 另一侧至少至开口帮;两巷夹角大于60°时, 两侧自开口帮向外均不少于3 m。
(2) 巷道开口后, 在巷道内布置3排锚索加固, 正顶及两肩窝各1排。加固范围:“牛鼻尖”向里不少于5 m。
(3) 巷道开口后的锚索加固要紧跟掘进, 以能够布置1排锚索为限。
(4) 锚索间排距一般为1 600 mm×1 600 mm。
3.2 交岔点“牛鼻子”复合支护
在分析巷道交岔点破坏机理的基础上, 根据交岔点的特殊结构和围岩特性, 决定采用锚网喷一次支护与锚索二次加强支护的联合支护方案[5,6]。
(1) 锚网喷支护参数。 (1) 交岔点巷道断面拱部均采用8根20 mm×2 500 mm的左旋螺纹钢高强锚杆, 两帮均采用6根20 mm×2 500 mm的左旋螺纹钢高强锚杆, 锚杆间排距均为700 mm, 底角帮锚杆与水平面成15°夹角倾斜向下。 (2) 每根顶锚杆配备1卷MSCK2350树脂锚固剂及1卷MSM2350树脂锚固剂, 每根帮锚杆配备2卷MSM2350树脂锚固剂。锚杆均为端头锚固, 锚固长度不小于400mm。每根顶、帮锚杆均配备200 mm×200 mm×8mm铁托盘, 顶、帮锚杆锚固力均不小于120 k N, 预紧力矩250~300 N·m。 (3) 施工锚杆时全断面铺设金属网片, 金属网采用6 mm钢筋加工而成, 规格2 000 mm×1 000 mm, 网目100 mm×100 mm, 四边均搭接100~200 mm, 搭接双边均必须连网, “三花”布置, 连网间距不大于300 mm, 采用双股14#镀锌铁丝连接, 布置在“丁”字筋或“十”字筋的交叉处, 连接铁丝扭结不少于3圈, 扭结头外露不超过30 mm。 (4) 喷射混凝土强度等级为C15, 初次喷厚20~50 mm, 网外喷厚20~80 mm, 水泥为普通硅酸盐P.O42.5水泥;砂为中粗砂, 细度模数宜大于2.5, 含水率为8%~10%, 不得使用有酸、碱或含油的水;米石必须坚硬耐久, 粒径5~15 mm。速凝剂标号782-3, 掺入量为水泥质量的2%~5%, 喷拱部时取上限, 淋水区可酌情加大掺入量。锚网喷支护断面如图4所示。
3.3 锚索支护参数
(1) 巷道开口施工“牛鼻尖”时, “牛鼻子”部位打2列对拉锚索加固“牛鼻尖”, 第1列位于“牛鼻尖”向里0.8 m, 第2列位于“牛鼻尖”向里2 m;每列2根, 第1根距巷道底板1 m, 第2根距巷道底板2.5 m。“牛鼻尖”加固要在巷道开口掘进8 m前结束, 包括全部帮锚、对拉锚索、喷浆成巷。“牛鼻尖”对拉锚索如图5所示。
(2) 锚索间排距均为1 600 mm, 锚索必须在巷道复喷前施工, 锚索采用18.9 mm×6 300 mm钢绞线, 每根锚索使用3卷MSM2350树脂锚固剂, 锚固长度不小于600 mm, 锚索截断前露出锁具长度不超过300 mm, 截断后露出锁具长度为150~200mm。锚索托盘规格为250 mm×250 mm×16 mm。锚索支护断面如图6所示。
(3) 巷道开口施工至“牛鼻尖”以里5 m范围内, 锚索紧跟掘进面施工。若巷道顶板稳定, 无脱落、裂隙、离层等情况, 锚索滞后掘进面的距离不超过10 m;若巷道顶板出现下沉、局部顶板脱落、裂隙、离层现象或过断层期间时, 锚索滞后掘进面距离不超过5 m。
4 支护效果
(1) 从交岔点采用该支护方案的情况看, 交岔点处顶板围岩稳定, 顶板最大离层总量不超过16mm, 巷帮相对位移不超过150 mm, 即现有的支护方案抑制了松动圈的发展。
(2) 喷混凝土具有防止风化、充填、黏接、支承围岩活石的作用, 加挂钢网后, 就形成了一个钢筋混凝土层再生拱, 此再生拱使单个支护个体 (锚杆、锚索) 组成了一个有效的支护整体, 和围岩共同发挥支撑作用。
(3) 锚网锚索联合支护作为一种可靠的支护技术, 其“牛鼻尖”部位未出现I型或X型裂纹与横向鼓出等现象。实践证明, 采用锚网 (索) 喷的支护方案较为成功。
5 结论
(1) 锚索网支护体系可以有效控制深部交岔点工程的变形, 支护结构合理, 可以充分发挥其支护的柔性、主动、高强以及让压等特点, 对复杂地质条件下的交岔点也较为适用。
(2) 锚索在调动深部岩体应力、发挥支护体的整体力学效应方面具有很大的优越性, 锚索支护要强调最佳支护时间和选择关键部位进行二次支护。
(3) 深部交岔点的支护设计, 应通过对其变形力学机理的研究, 并根据现场实际条件确定最优的支护参数设计和最佳的施工过程设计。
参考文献
[1]黄乃斌, 孔德惠.大断面交岔点顶板变形与加固控制技术研究[J].采矿与安全工程学报, 2006, 23 (2) :249-252.
[2]祁和刚.煤巷交岔点大断面联合支护研究[J].矿山压力与顶板管理, 1997 (3) :166-167.
[3]韩立军, 付厚利, 林登阁.动压下集中交岔点加固技术研究[J].矿山压力与顶板管理, 2001 (3) :34-36.
[4]靖洪文, 何国彬, 陈凤池, 等.深井软岩巷道锚喷网支护试验研究[J].建井技术, 1994 (Z1) :28-30.
[5]刘文涛, 杨生彬, 王晓义.深部复杂地质条件下矿井交岔点支护关键技术研究[J].探矿工程 (岩土钻掘工程) , 2006 (11) :54-57.
[6]王晓义, 何满潮, 杨生彬.深部大断面交岔点破坏形式与控制对策[J].采矿与安全工程学报, 2007, 24 (3) :283-287.
巷道交岔点联合支护技术 篇2
传统的U型钢三岔口交岔点施工方法有3种: (1) 采用工字钢穿杆, 配合U型钢棚抬棚施工。优点是施工材料简单;缺点是巷道空顶面积大, 顶板难以维护, 返修难度大。 (2) 采用U型钢异型梁开口, 工字钢对棚作为抬棚。优点是开口工序简单;缺点是受压不均匀, 抗压及抗侧压效果较差。 (3) 采用矿工钢梁作为穿梁, 工字钢对棚作为抬棚。优点是断面可以较大;缺点是施工困难, 耗用大量钢材, 整体连锁性差, 抗压强度差。根据现场顶板破碎、巷道断面大等实际情况, 济源鹤济克井二矿在11011回风巷三岔口交岔点施工中采用U型钢矩形棚与U型钢半圆拱形棚联合支护法开口技术, 有效解决了工字钢及U型钢连锁抬梁大断面开口带来的压力大、支护强度低、顶板破碎难以施工等难题。
1 支护方案设计
传统L形U型钢异型梁开口抬棚使用矿用工字钢对棚作为开口抬棚, 棚梁跨度大, 巷道压力大, 棚梁变形快, 棚腿受侧压影响容易变形脱落, 支架稳定性差, 支护强度低。为消除这些影响, 改矿用工字钢梯形抬棚支护为U型钢矩形棚内套架U型钢拱形棚作为抬棚支护, 把U型钢半圆拱形棚 (规格3.8m×3.0 m) 和U型钢矩形棚 (4.5 m×3.0 m) 2种支护形式结合起来, 将U型钢拱形棚套在U型钢矩形棚内, 半圆拱U型钢棚顶部托住矩形棚梁, 增加了一个支点, 矩形棚腿套在拱形棚腿上, U型钢拱形棚直腿部分与U型钢矩形棚腿重叠, 并在每根腿上用2个大卡缆卡紧 (图1) , 柱腿下部焊有长方形或正方形底座, 2个腿底部共用1块大脚钢板 (400 mm×400 mm×8 mm) 底盘, U型钢棚抬棚与11011回风巷内U型钢拱形基本棚3块拉板相连接, 稳定性、连锁性好, 可大大提高三岔口抬棚的支护强度。
2 U型钢异型梁的规格标准
(1) U型钢异型梁根据施工地点巷道的U型钢支架规格型号加工, 每棚异形棚采用三节式, 每棚1个棚腿, 棚腿与运输下山基本棚腿一致。异型梁弯梁段梁体的前半段弧度与主要巷道U型钢支架顶梁的弧度一致, 另一段为直梁, 直梁与弯梁搭接长度为600 mm, 并用2个U形卡缆连接 (图2) 。为防止打滑及便于连锁加固, 在距梁头500 mm处焊接150mm高的工字钢作为梁爪。
(2) 连接件是连接、卡紧U型钢棚的装置, 是保证U型钢棚支架具有一定工作阻力和一定可缩量的关键部分。每棚采用4个“双夹板卡缆”固定U型棚梁与腿搭接部位, U型钢棚梁与腿搭接长度为400 mm, 卡缆间距250 mm;棚与棚之间用厚度不小于8 mm、宽度不小于100 mm的钢板作为拉板连接, 每棚3块拉板, 分别布置在巷道中线和两侧腰线上, 每棚3块拉板连接卡缆采用3块U型钢棚单卡缆连接;每架U型钢棚采用7个卡缆, 3块拉板 (异型钢梁棚与基本棚数目一样) ;卡缆螺栓螺母扭矩不低于200 N·m。
(3) 背帮背顶材料是支架与围岩之间的填充隔离材料, 使用直径不低于40 mm的矿用背木, 采用矿用阻燃塑料网, 用塑料绳扣扣相连, 目的在于改善支架的受力状况和保持围岩的稳定。
3 交岔点施工工艺
(1) 根据11采区运输下山巷道中心线, 按照架设基本棚的方式, 先架设6棚异型梁棚 (图3) , 在异型梁直梁侧 (开口侧) 先打2根特制U型钢点柱, 将异型梁打紧背牢, 棚距600 mm。根据中线调整异型梁后上拉板螺母, 初扭矩200 N·m以上, 然后架设2对半圆拱U型钢棚和U型钢矩形棚复合抬棚, 在异型梁中间及开口一侧用2块铁拉杆进行连锁。
(2) 架异型梁棚时, 先一帮挖柱窝栽腿, 异型梁一端插入和搭接在柱腿上。梁腿搭接长度400 mm, 棚梁柱腿搭接吻合后, 用2个卡缆固定。未开口一侧异型梁应排齐, 开口一侧异型梁梁体要水平放置, 并打2根点柱加固, 以利于开口复合抬棚的架设。
(3) 背紧帮、顶, 检查支架支护质量。支架的可缩性可以用卡缆的松紧程度来调节和控制, 要求卡缆上的螺帽扭紧力不低于200 N·m, 以保证支架的初撑力。
(4) 架设2对开口U型钢矩形棚, U型钢矩形棚梁要与异型梁接触良好, 不平处加木楔, 棚口、柱头要垫薄木楔, 防止打滑。
(5) 开口U型钢矩形棚架设好后, 在U型钢矩形棚梁下套架2棚U型钢拱形棚。
(6) 施工过后, 在下帮梁头并一棚基本棚, 与11011回风巷内基本棚用3根铁拉杆相连接, 可防止抬棚支护向开口侧推移。
4 联合支护技术优点
(1) 支护效果好。原U型钢异型梁开口采用工字钢对棚作为抬棚, 受压不均匀, 抗压效果较差, 不可缩承载能力较小, 在不稳定围岩支护中, 变形量较大, 多用于巷道净断面小于7 m2的巷道。矿用工字钢对棚施工困难, 耗用大量钢材, 整体连锁性差, 抗压强度差。而采用U型钢矩形棚与U型钢半圆拱U型钢棚联合支护法开口技术承载能力较大, 特别是在顶板压力较大、三岔口断面较大时, 支架变形量小, 并且克服了三岔口支护抗压和抗侧压能力弱的缺点, 延长了巷道的使用年限, 减少了维修量。
(2) U型钢矩形棚与U型钢半圆拱形棚联合支护法开口技术成本低。根据该矿生产状况和地质条件, 矿用工字钢对梁当穿梁, 架设时需成对架, 而异型梁U型钢矩形棚与U型钢半圆拱形棚联合支护法开口只需3节。相比之下, U型钢矩形棚与U型钢半圆拱形棚联合支护法开口既减少了材料成本, 也减少了工人劳动成本, 为矿井实现高产高效创造了良好的条件。
(3) U型钢矩形棚与U型钢半圆拱形棚联合支护法开口在地压作用下, 拱梁曲率半径逐渐增大, 当它和柱腿的曲率半径相等时, 沿搭接处柱腿弯曲部分产生微小的滑移, 使支架下缩, 这时围岩压力得到卸除。该矿巷道围岩变形量和压力都比较大, 使用U型钢矩形棚与U型钢半圆拱形棚联合支护法开口技术更有优越性。
5 应用实例
11011回风巷与胶带下山夹角88°, 胶带下山和11011回风巷均使用3.8 m×3.0 m的29U型钢支护, 扎角13°。交岔点设计U型钢矩形棚, 下宽3.8 m, 按3.0 m净巷高, 矩形梁长4.5 m, 两端放置在U型钢腿柱头及U型钢梁上的U形槽内。矩形直腿上段长1.6 m, 焊接有长300 mm的U型钢柱头, 下段长2.4m, 2节搭接1.0 m, 用2个U形卡卡紧拧牢, 下段用2个U形卡与半圆拱U型钢棚卡紧拧牢。
自2011年9月施工完成后, 到目前巷道变形量不大, 净高约2.8 m, 净宽约3.6 m, 至今仍在正常使用。而该矿2012年4月施工的11011运输巷口, 采用的工字钢对棚作为抬棚, “刀把梁”作为穿梁支护方式, 因巷道变形严重已于2013年9月重新翻修。
6 结语
矿井交岔点 篇3
金佳矿井设计生产能力180万t/a, 是贵州盘江精煤公司的主力矿井之一。9号煤层为“三软”煤层, 石门在煤层段变形速度较快, 给后续回采巷道开口及维修施工造成了很大的难度。加之9号煤层属自燃发火煤层, 由于矿压显现, 极易在煤层地段形成无数裂缝, 长时间缓慢供氧, 易导致煤层自燃发火。为了解决支得住, 对石门过9号煤层岔口段进行联合支护技术。
2 联合支护方案确定
2.1 巷道采用原有支护形式、变形状态
支护方式为29号金属U型钢棚, 棚距0.6m, 半圆拱型断面, 下净宽5.2m, 净中高3.7m, 腿窝深度250mm, 架间使用Φ16mm的圆钢加工的金属拉杆。矿井为两翼向采区中央开采, 因动压原因导致+1810运输石门变形, 制约了矿井安全生产。反复修复了多次都没有找到合理有效的支护方式, 特别是过9号煤层地段, 巷道变形尤为明显。巷道有效利用周期不足两年。9号煤层段巷道变形主要表现是断面缩小不规则, 支架梁腿扭曲变形甚至折断, 小范围漏煤 (矸) , 裂缝大范围延深, 帮顶岩石失稳。
2.2 联合支护方案确定
+1810运输石门9号煤层段采用过锚网喷、锚网+金属U型棚联合支护、金属U型棚支护的几种支护形式均没有解决支得住的难题, 我们在总结过去多种支护方式的基础上, 确定进行多种支护相统一结合的方式, 即巷道刷大后先进行锚网 (主动支护) →架设金属棚→在金属棚与锚网之间浇灌砼→在砼的下方使用锚杆、锚索补强。
第一步为锚网索主动支护。锚杆间排距600×600mm, 锚索间排距1200×1200mm, 采用锚索配合补强。第二步在石门内满足回采巷道宽度要求时, 与中心线垂直方向各架设29号U钢金属棚对棚。第三步在工字钢骨架上铺设金属网和席子, 浇灌砼, 全部充填严实, 二次主动支护。第四步砼达到保养期后, 在每组工字钢的中间打入Ф26mm, 8m长锚索, 用锚索和托盘把工字钢拉紧, 相应减小工字钢的跨度, 同时进行补强。
2.3 支护参数选择
1) 顶、帮采用Ф20mm, 长2400 mm等强全螺纹锚杆, 锚杆间排距600 mm×600mm, 全长锚固, 使用自加工加力扳手紧固锚杆螺母。第一次主动支护。2) 29#U型钢支架:下净宽5200mm, 净中高3700 mm, 搭接长度400 mm, 卡缆间距150 mm, 三副卡缆。对棚中心距400 mm, 对棚净空长度5200 mm。3) 工字钢梁:11#号工字钢加工, 长度6400 mm, 对梁布置, 梁间中心距200 mm, 组间距800 mm。4) 钢筋网:使用Ф6.5mm钢筋加工的钢筋网, 尺寸为长度×宽=2000×1000 mm, 网格100×100 mm, 作为铺设席子浇铸砼的骨架。5) 席子:在钢筋网上铺设竹席, 竹席为长×宽=2000×1000 mm, 厚度3 mm。6) 砼:厚度300 mm (超高宽部分全部充严实) , 强度C20, 用喷浆机作为送料设备进行充填, 确保顶板与砼密切接触, 第二次主动支护。7) 补强锚索:在砼达到保养期后, 用Ф26mm, 长度8m的锚索布置在对梁中间, 排距800 mm, 间距1000 mm, 使用6只树脂锚固剂端头锚固, 并用厚12 mm、长×宽=350×350 mm托盘托住对梁, 预紧力30MPa, 对11#号工字钢梁进行补强, 第三次主动支护。
3 施工工艺过程
刷大顶帮至要求尺寸→打顶、帮锚杆孔, 打顶部锚索孔→挂钢筋网→安装顶、帮全螺纹等强锚杆及锚索并上紧托盘→分别架设29#金属U型钢对棚两组→在对棚上安装11#号工字钢梁 (成对安装) →在工字钢梁上铺设钢筋网→在钢筋网上铺设竹席→浇铸砼→砼养护→在成对工字钢梁中间打锚索眼→安装锚索。
4 支护效果
采用锚杆+锚索+金属棚+工字钢梁+浇砼+锚索联合支护体系在+1810运输石门9号煤层岔口段支护中取得了技术上的突破, 给石门过“三软”煤层提供了技术支撑。1) 施工时的安全。石门过“三软”煤层地段巷道修复, 采用联合支护的方式, 实现主动支护, 且有利于施工安全。2) 有效封堵。采用砼对岔口顶板进行全部充填, 防止了漏风, 大大降低了煤层缓慢氧化的过程。3) 利于回采巷道开口。“三软”煤层岔口预留, 利于以后回采巷道开口。4) 岔口稳定性。“三软”煤层岔口联合支护, 为多种主动支护形式, 提高了支护强度。这种支护形式已经七年, 通过巷道矿压观测, 两帮移近量及顶板下沉量只有10mm左右。
5 经济效益及安全可靠性
矿井交岔点 篇4
交岔点是矿井运输的咽喉部位, 跨度大, 服务年限长, 支护可靠性程度要求高。在交岔点支护技术中, 以往用的较多的为料石砌碹、钢梁棚式支护、锚杆支护。近年来, 由于锚网索支护具有主动、让压以及施工快速等优越性, 已逐渐成为大断面交岔点支护技术的主流[1]。但是, 在深部复杂高构造应力和岩性状况不利的情况下, 由于对交岔点变形机理研究不够深入, 支护技术不到位, 锚杆支护的交岔点出现局部支护状况恶化, 失稳返修现象较为普遍, 不得不采用二次支护或用锚网与钢架联合支护, 且支护效果不太理想。
本文从具体工程实例出发, 通过对交岔点的变形机理的研究, 探讨深部复杂地质条件下的支护关键技术及对策。
1 工程背景
该交岔点位于平煤六矿三水平戊二采区轨道上山425处, 为Y形交岔点。工程底板标高-648.4m, 最大净宽8.295m, 最大净高为5.466m。施工地段的岩性主要为泥岩和砂质泥岩。局部受构造影响存在挤压变形带, 围岩松软、易碎, 层节理较发育, 为典型的碎裂岩体结构类型。巷道开挖后, 受高地应力影响, 岩体质量显著降低。
2 巷道变形破坏机理及原因分析
2.1 变形破坏调查根据相邻巷道 (三水平戊二轨道暗斜井) 实
地查看, 主要出现了以下几种变形破坏现象: (1) 两帮收敛 (三水平戊二轨道暗斜井最大两帮收缩量达500mm) ; (2) 巷道底臌 (三水平戊二轨道暗斜井最大底臌量达600~800 mm) ; (3) 局部地段巷道混凝土剥落, 围岩外露; (4) 由于受构造应力影响, 巷道变形具有非对称性。上述变形及破坏现象, 采取局部补强措施后, 巷道基本能保持完好。
2.2 变形破坏机理分析复杂地质条件下, 影响交岔点稳定性的
主要因素为构造应力, 软弱岩性和巷道空间结构, 其变形力学机制, 主要归结为以下4种类型, 即构造应力作用机制、自重应力作用机制、岩体结构变形机制和大硐室开挖施工过程有关的变形力学机制[2]。
2.2.1 构造应力作用机制岩层在巷道成形时, 应力状态从三维
向二维转变, 在构造应力作用下, 极易发生破坏而产生非线性弹塑性变形, 这是一种与时间有关的变形。这种变形往往导致软岩大断面交岔点支护发生宏观破坏, 由于构造应力一般以水平构造应力为主, 在构造应力显著地区, 巷道两帮的破坏往往颇为明显。在底板岩性较为软弱的情况下, 易发生塑性臌出变形。三水平戊二轨道暗斜井的变形有一定的构造应力作用机制。
2.2.2 施工过程力学机制大型地下交岔点开挖的一个最主要的
特点是围岩各部位的反复加、卸荷过程以及相互之间的扰动。在此过程中, 地下工程围岩都同时存在加载区 (能量积聚区) 和卸载区 (能量释放区) [2]。而且, 它们都是成对相向出现的, 且发生能量的传递和转化。复杂岩体的施工, 对围岩是一个非线性的力学加、卸载过程, 其稳定性与应力路径及过程相关。不合理的开挖顺序和支护方式, 会对局部区域产生过度加载和卸载, 造成塑性区域范围扩大, 最终导致局部岩体失稳。因此, 施工过程的不同, 会对局部区域产生不同的力学效应[3]。
3 主要支护对策及分析
3.1 锚索关键部位耦合支护技术巷道开挖后, 首先对围岩施加
锚网支护, 通过巷道顶底板、两帮移近量以及锚杆托盘应力的监测, 确定支护的最佳时间 (段) , 对巷道围岩关键部位施加高预应力的锚索, 使围岩和支护体达到耦合支护力学状态。其支护的主要特点是: (1) 施加锚索时, 锚索的预紧力要和锚杆的预紧力相匹配, 最大限度地发挥刚性锚杆的支护能力; (2) 利用锚索的二次支护时间间隔, 充分转化围岩中膨胀性塑性能, 最大限度地利用围岩的自承能力; (3) 合理确定锚索的二次支护时间, 适时支护巷道, 发挥锚索的最佳效应。
3.2 双控锚杆“牛鼻子”加固交岔点掘进后, 由于受交接巷道顶
板卸压区和两帮的支承压力区相互叠合影响, “牛鼻子”为交岔点施工的应力最集中的部位, 应力集中系数较开凿前提高40%~50%。在交岔点的“牛鼻子”部位, 岩体两次遭到爆破作用。因此, 交岔点周围形成裂隙区的深度, 往往增大若干倍, 支护体的承载能力增大后, 工作条件恶化。交岔点维护良好, 不仅可以减小高应力积聚, 而且起到一定的减跨作用。当巷道掘到“牛鼻子”处后, 设计要求采用双向锚杆加槽钢穿眼加固“牛鼻子”部位。“牛鼻子”掘出后, 最小处不能打锚杆, 初喷混凝土50mm, 两边铺网处加4道钢带, 用螺栓锚杆全长紧固固定, 安装好后复喷混凝土150mm。
3.3 施工顺序的优化根据施工过程优化原则, 采用先掘主巷,
后开挖支巷的施工顺序。初喷50 mm厚混凝土, 然后打锚杆、挂网, 复喷100mm厚的混凝土。“牛鼻子”和迎脸施工完成后, 掘副巷开窝。断面掘进采用上下台阶施工, 交岔点由小到大正向施工, 每前进一步左帮扩大300mm, 顶板抬高100 m。当两帮刷大到7400mm时, 以7400mm中线为准, 掘至该断面处后回头刷大交岔点, 并逐渐扩大到最大断面。施工中要求减小“牛鼻子“两侧的炮眼间距, 从底板向上都要留光爆层, 必要时可增加一部分空眼。两侧巷道炮眼同时起爆, 尽量减少对“牛鼻子”的震动。施工中如顶板围岩破碎, 可及时采用超前锚杆支护法, 有效地控制顶板, 预防顶板冒落。所以, 在交岔点的施工应推广使用光爆锚喷技术。在条件允许时, 尽量采用全断面一次成巷, 以防止围岩松动。
3.4 支护参数的优化深部大跨度软岩巷道支护参数的确定, 原
则上依据弹塑性理论和围岩软化模型, 并结合工程类比方法进行确定。
3.4.1 锚索锚索的长度取6.5m。由于深部工程载荷加大, 且有
剪应力存在, 最大断面采用7根Φ17.8mm钢绞线锚索, 树脂药卷五个, 锚索间排距2.1m, 随断面减小, 锚索逐次减少到3根, 为非对称布置。
3.4.2 锚杆锚杆的长度以产生塑性软化区的范围确定, 沿巷道
周边布置Φ22mm×2400mm的螺纹钢高强锚杆, 最大断面锚杆数量为21根, 间排距700mm×700mm。树脂药卷三个, 采用加长锚固锚杆。
3.4.3 金属网软岩巷道对网的作用要求很高, 通过网对巷壁的
约束, 能够有效改善围岩应力状态, 发挥锚固体的整体效能。采用专门设计的具有较高刚度的6号钢筋焊接平网, 将网格尺寸减小为80m m×80 m m, 改善了帮顶部的整体支护效果。
4 支护效果
从该交岔点采用新支护方案的情况看, 支护状况良好, 近2个月的观测显示, 巷道两帮的最大相对移近量仅为75mm, 顶底板的相对移近量为60mm, 最大离层量为10mm, 工程围岩变形已基本稳定。实践证明, 采用锚网 (索) 喷的支护方案较为成功。
5 结论
5.1 锚索网支护体系可以有效控制深部交岔点工程的变形, 支
护结构合理, 可以充分发挥其支护的柔性、主动、高强以及让压等特点, 对复杂地质条件下的软岩交岔点也是较为适用的。
5.2 锚索在调动深部岩体应力、发挥支护体的整体力学效应方
面具有很大的优越性, 锚索支护要强调最佳支护时间和选择关键部位进行二次支护。
5.3 深部交岔点的支护设计, 应通过对其变形力学机制的研究,
并根据现场实际条件确定最优的支护参数设计和最佳的施工过程设计。
参考文献
[1]靖洪文, 何国彬, 等.深井软岩巷道锚喷网支护试验研究[J].建井技术.1994. (4.5) :28-30.
[2]何满潮, 景海河, , 孙晓明.软岩工程力学[M].北京:科学出版社.2001.
深部软岩交岔点扩巷加固技术 篇5
随着矿井逐渐向深部延伸, 矿井在用交岔点存在着断面大、服务时间长、应力集中、失修严重等问题, 特别是布置在软岩中的交岔点, 存在着变形量大、修复困难、修复时可能影响矿井正常生产的状况, 这一切都严重威胁着矿井的安全生产。
柳泉煤矿-420 m水平交岔点为直交三角交岔点, 位于中央轨道下山下部车场尽头, 始建于2004年, 由于该交岔点围岩条件差, 受上覆3煤采动影响, 应力比较集中, 变形较为严重。目前, 该交岔点的高度、宽度已不能满足通风、轨道运输要求, 而该交岔点又是为全矿井服务的, 担负着矿井-420 m水平两翼及以下进风、轨道运输、行人等任务, 它的失修, 已严重制约着矿井的发展, 成为矿井向两翼及深部开采的瓶颈, 同时也危及矿井安全生产, 必须进行改造。交岔点位置如图1所示。
2 交岔点地质条件
柳泉煤矿可采煤层为二叠系下石盒子组3煤和山西组7煤, 3煤平均煤厚1.2 m, 大部可采, 7煤平均煤厚0.9 m, 局部可采, 3、7煤相距127 m。目前矿井3煤已开采至-700 m水平, 7煤只开采-610 m水平。矿井-520 m水平以上主要巷道系统均布置在3煤底板岩层中。3煤为典型的“三软”煤层, 巷道变形量大, 维护困难。回采巷道即煤巷, 根据井下现场实测, 顶、底板移近量平均0.5 m/月, 两帮移近量0.6 m/月。-420 m水平交岔点位于3煤底板岩层中, 距3煤25 m。上覆3煤回采时留设60~100 m保护煤柱。围岩为泥岩:灰色, 夹紫红色及黄褐色斑块, 富含粘土质, 遇水易膨胀变形, 该层泥岩厚8.4 m, 其上依次为细砂岩4.3 m, 泥岩3 m, 细砂岩2.49 m, 粘土岩1.8 m, 3-2煤0.7 m, 泥岩1.2 m, 3煤1.2 m;其下为粉砂岩3.3 m, 中粗砂岩0.29 m。
3 交岔点现状
目前, -420 m水平交岔点受压整体下沉, 变形严重, 巷道墙角全部内扎, 浇筑体大面积开裂、脱落, 部分钢筋外露, 巷道高度、宽度逐渐缩小, 如表1所示。巷道由半圆拱型已变成纺锤形, 影响通风和行车安全, 已多次进行锚网修复和卧底。
4 对矿井通风、运输的影响
由于该交岔点是为全矿井服务的, 矿井-420 m水平以下及两翼用风均由此通过, 交岔点处实测风量、风速如表2所示。
由表2可知, 虽然南、北通道风速未超过《煤矿安全规程》规定的最高风速8 m/s, 但已比较接近, 矿井一旦增加用风量, 该处风速可能超限, 再者由于交岔点断面小, 增加了通风阻力。
-420 m水平采用CDXT-2.5B型蓄电池电机车牵引1t固定式矿车运输, 轨距600 mm。该型电机车外形尺寸为长×宽×高=2 450 mm×948 mm×1 600 mm, 只能勉强通过南、北通道, 但与巷帮安全距离不够, 容易发生电机车挤人事故, 再者, 随着矿井机械化水平的提高, 大型综采、综掘设备无法通过, 制约着矿井的发展。
5 修复方案
首先对-420 m水平交岔点及周围巷道进行注浆加固, 然后对北翼通道进行扩巷处理, 使其满足矿井通风及运输要求, 再对交岔点进行整体加固后, 封闭左侧通道, 使其变为单轨单侧分岔交岔点, 最后对-420 m水平轨道运输系统进行调整。施工期间, 可通过-420 m水平变电所, 临时解决-420 m水平以下用风量不足问题, 如图2、3所示。
扩巷修复后净断面积为S净=8.5m2。交岔点通过风量2 850 m3, 风速5.59 m/s, 满足通风要求, 而且有效降低了通风阻力。扩巷修复后巷道净宽3.2 m, 轨面上净高3.0 m, 满足电机车运输要求。
6 修复方法
扩巷工作必须在对交岔点围岩进行注浆加固后进行;施工顺序:注浆加固→扩巷→交岔点加固→运输系统调整;交岔点扩巷施工采用先锚网后浇筑的施工方式, 锚杆间排距700 mm×700 mm, C30钢筋砼浇筑厚度500 mm, 中间扎双层钢筋, 钢筋使用直径20 mm圆钢, 网格200 mm×200 mm, 层间距300 mm。交岔点加固采用C30钢筋砼浇筑:浇筑厚度500 mm, 中间扎双层钢筋, 钢筋使用直径20 mm圆钢, 网格200 mm×200 mm, 层间距300 mm, 充填采用毛石砼, 或先充填毛石, 预留注浆孔, 注水泥浆。
7 结论
扩巷修复前采用注浆对交岔点进行加固, 使破碎的围岩形成一个整体, 提高了围岩的整体性、稳定性和自承力。同时, 在满足矿井通风、运输、行人安全的条件下, 先对交岔点直道、北通道砌墙加固, 再对北通道扩巷处理, 最后加固封堵南通道, 这样既满足了修复期间矿井通风、运输要求, 也提高了交岔点扩巷修复的安全性。
摘要：针对柳泉煤矿-420 m水平交岔点破坏的实际情况, 从提高自身围岩稳定性和承载力出发, 采取先注浆, 再整体加固, 再扩巷修复的方案, 有效地解决了交岔点修复施工期间的通风、运输问题, 同时也提高了修复期间的安全性。
矿井交岔点 篇6
关键词：断层带,丢煤区,逆向交岔点,协同支护
某矿己15-23040回风巷里段是为开采早期因技术难题不能回采丢煤区域上方的煤炭资源而设计施工的, 里段斜风巷平行于断层带, 此区域压力大、支护难, 特别是上交岔点跨度大, 与正常施工方向相反, 进一步增加了施工难度。逆向交岔点支护的成败是此项工程的关键。
1施工地质条件
己15-23040工作面回风巷顶板为砂质泥岩, 底板为泥岩, 遇水易膨胀, 己15煤厚1.5 m, 里段位于己16, 17-23020工作面上方, 层间距12 m;斜风巷与落差为1.0, 2.8, 7.0, 1.5 m的断层带平行, 相距20～30 m;上交岔点与一般交岔点方向相反, 距落差7.0 m的断层不足30 m。地层综合柱状如图1所示。
2交岔点稳定性分析
(1) 重轨配合工字钢支护具有抗压和护表能力强的特点, 能够较好地控制浅部围岩产生的剪胀变形;但支架承载能力有限, 且支架承载性能很大程度上受支架—围岩相互作用关系的制约, 同时支架的高强度、高护表性虽然能够限制巷道围岩的破坏、失稳, 但还是难以适应围岩产生的大变形, 导致支架结构破坏、失衡。
(2) 当前锚网支护对地质构造和围岩赋存条件依赖性高, 尤其是在地质构造带次生断层多, 围岩松动破碎巷道中锚网支护护表性能不佳, 较难控制浅部围岩产生的强烈的剪胀变形, 使得锚网支护在围岩浅部难以形成稳定、有效的承载结构。
(3) 斜风巷位于地质构造带内, 与多条断层平行, 带来的次生断层多, 围岩极为破碎, 应力分布不一致, 巷道成型差, 支护难度大。
(4) 回风巷里段及斜风巷与下部综采面相对位置差, 位于丢煤区上方, 施工过程中不但受到超前支承压力影响, 同时丢煤区内高集中应力作用下形成的底板位移场对巷道两帮围岩稳定性影响极大。
(5) 上交岔点与一般交岔点方向相反, 距落差7.0 m的断层不足30 m, 工作面即将回采到上交岔点时需边回采边缩面抽撤液压支架, 因此迫切需要对施工顺序和支护方式持续改进, 以保障掘进、安装、回采、缩面过程中支护设备的正常使用。
3施工方案设计
3.1支护方式
(1) 锚网支护。
采用Ø20 mm×2 400 mm高强左旋无纵筋螺纹钢、让均压树脂锚杆配合W钢带、金属网 (图2) , 锚杆间排距为800 mm×700 mm。
(2) 抬棚支护。
采用43 kg/m铁轨做抬棚梁, 11#工字钢梯形棚搭接抬棚。
(3) 锚索支护。
采用高应力让均压锚索, 11#工字钢索梁 (图3) 进行支护, 锚索长6.5 m, 间排距为1 200 mm×1 000 mm;两帮采用Ø20 mm×2 400 mm高强左旋树脂锚杆, 间排距均为1 000 mm。梯形支架顶梁长3 600 mm, 两腿长3 000 mm。
3.2施工顺序
锚网支护→锁口棚及抬棚→锚网支护→联锁锚索、护腿锚杆→补套抬棚。
3.3施工方法
己15-23040斜风巷上交岔点采用综掘机掘进、放炮辅助施工的方法。
4施工方案实施
一般交岔点先施工插梁, 再搭设抬棚, 最后施工锁口棚。而逆向交岔点无法施工插梁, 更无法搭设抬棚。因此采取以下持续改进的施工顺序和协同支护技术 (图4) 。
(1) 先用锚网支护方式施工锁口棚区域, 即图4中1—11顺序施工完毕后, 架设锁口棚。
(2) 搭设抬棚, 用护腿锚杆固定。
(3) 采用锚网支护方式施工插梁区域, 即图4中12—17施工完毕后, 施工架设相对应的插梁。
(4) 采用锚网支护施工其余插梁区域, 即图4中18—24施工完毕后, 架设对应的插梁和锁口棚。
(5) 按锚索支护方式, 插梁之间布置单孔11#工字钢索梁锚索联锁支护, 抬棚梁下双孔11#工字钢索梁锚索均匀布置;按锚网支护方式, 在距底板1.0 m位置, 双孔钢板锚杆盘施工护腿锚杆。
(6) 工作面即将推进到逆向交岔点时, 需要边回采边缩面抽撤液压支架, 考虑到动压影响, 补套6.0 m×2抬棚。
5注意事项
(1) 斜风巷采用29U拱棚破顶300～400 mm施工。采用锚网支护方式施工锁口棚区域, 即图4的1—11顺序施工时逐步破顶至600～800 mm, 以保证协同支护高度和满足抬棚“高、双、暗、平”要求。
(2) 锚网支护施工设计高度2.6 m, 底脚处预留800 mm不支护, 以便于重轨配合工字钢架棚施工时预留扎角, 从而减少了劳动强度, 提高了安全系数, 同时保证了巷道宽度。
(3) 放炮辅助施工时, 严格控制炮眼数量和装药量, 以减少对围岩和邻近棚子的震动。
6效果分析
(1) 重轨配合工字钢支护具有抗压和护表能力强的特点, 能够较好地控制浅部围岩产生的剪胀变形, 充分发挥支护承载性能。
(2) 锚网、锚索主动支护改善了围岩受力状态, 提高了围岩整体强度。
(3) 使每个受力点均匀承载4次支护的让均压作用。让均压锚网支护起到了初次让均压支护作用;顶板与棚梁间隙刹实背牢, 再次起到了让均压支护作用;让均压锚索联锁支护、让均压护腿锚杆支护起到了3次让均压支护作用;补套抬棚与原支护的间隙起到了第4次让均压的作用。
(4) 重轨配合工字钢梯形棚与让均压锚杆、锚索协同支护, 使梯形棚支护整体性更好, 受力更均匀。
通过近8个月的位移观测, 抬棚及插梁、护口棚梁、锁口棚梁无明显变形, 让均压锚杆、锚索的让压装置最大移近量20 mm, 两帮棚腿最大移近量350 mm, 满足了安全和回采的需要。
7结语
(1) 合理的施工顺序解决了逆向交岔点无法正常施工的问题。
(2) 三重支护解决了断层带和丢煤区压力大、支护难的问题。
(3) 锚索联锁支护、护腿锚杆与重轨配合工字钢梯棚协同支护效果更佳。
矿井交岔点 篇7
近年来，随着平煤天安股份公司的发展，平煤股份六矿加快了矿井改造建设，逐步向全国一流矿井的方向发展，加快了矿井新采区的开拓和延深，工作面的布置向“深（埋藏深）、远（位置远）、边（井田边）、大（地压大）”的方向发展，为满足矿井发展服务年限长，实现大断面、强支护、一次投入、永久受益的发展目标，减少巷道返修投入，增加支护成本，从而一次到位增加巷道的服务年限，交岔点是矿井运输的咽喉部位，跨度大，支护困难，且服务年限长，支护安全性程度要求高。我们主要以软岩支护的理论为基础，分析设计和施工中存在的问题，找出巷道变形原因，提出针对性支护方案并在实践中研究应用，有效地控制围岩变形，增强支护效果，提高了矿井经济效益。
1 地质概况
该交岔点位于平煤六矿二水平戊-440大巷295米处，为Y形交岔点。工程底板标高-440m，该交岔点全长12.72，最大净宽12.26m，最大净高为6.930m。巷道距地表埋深630m，实验巷道层位岩石多为砂质泥岩、泥岩、细—中细粒砂岩，普氏系数f=5～6，灰色泥岩砂质泥岩，细—中细粒砂岩中。岩层单轴抗压强度5.3～44.3MPa，大部分小于20MPa。内摩擦角26.3～32°。节理裂隙发育，松散破碎。局部受构造影响存在挤压变形带，巷道开挖后，受高地应力影响，岩体质量显着降低。围岩自稳时间短，具有显著的流变特性。
2 影响支护因素分析及支护设计
2.1 影响支护因素分析
2.1.1 围岩应力
该巷道以软弱岩为主在受到煤矿采动影响，围岩应力高。在受力强烈影响期间，巷道围岩的应力集中，因此，采动影响是导致该巷道矿压显现严重的重要原因。
2.1.2 围岩性质
该巷道以软弱岩为主，通过对围岩矿物成分进行取样分析，发现围岩中含有大量的泥岩、沙质泥岩矿物成分。这些含粘土性矿物的岩层强度低，易破裂，遇水软化，是引起巷道剧烈变形的重要原因。
2.1.3 采动应力
通过对巷道的观测，在巷道开挖时必须坚持放小炮控制围岩二次破坏，加强锚网支护的成型，从源头加固锚固拱，随采掘深度的增加，资源的减少，矿井的压力显现，巷道的服务年限随之下降，只有靠围岩自身控制采动力影响才能增加巷道服务年限。该巷道在受到煤矿采动影响，围岩应力高。在受力强烈影响期间，巷道围岩的应力集中，因此，采动影响是导致该巷道矿压显现严重的重要原因。三水平戊二交岔点示意图图1所示。
2.2 支护设计方案
三水平戊二交岔点设计支护形式为：-440大巷与三水平戊二轨下上车场交岔点，扩修设计采用锚网索喷浆+注浆+砂浆锚索联合支护，锚杆采用Φ22*2600mm高强锚杆，间距：700±50mm，排距：800±50mm，每根锚杆配3卷树脂药卷，锚杆外露长度不大于50mm，排与排中间加打五花锚杆，锚索采用Φ17.8×8000mm，间排距1400mm×1400mm，布置于拱部，每根锚索配6卷树脂药卷，锚索外露长度不大于300mm金属网采用Φ6#冷拔钢丝网，网格间距80*80mm，搭接长度100mm，喷浆厚度为150mm。
注浆落后锚网索联合支护，落后距离根据现场实际情况而定，砂浆锚索采用Φ17.8×13000mm，间排距2500mm×3000mm，注浆使用水泥标号不低于42.5级，注浆水灰比为1:0.6-0.8，注浆孔间排距为2000mm×2000mm，钻孔直径为42mm，深浅孔交替进行，按五花布置，深孔深4000mm，浅孔深2500mm，巷道顶、肩窝、底角采用深孔注浆。
3 三水平戊二交岔点支护施工
3.1 支护参数
三水平戊二交岔点设计全长12.72，最大净宽12.26m，最大净高为6.930m，采用锚网索喷浆+注浆+砂浆锚索联合支护。如图2、图3所示。
用Φ22mm×2600mm的螺纹钢高强锚杆，螺纹钢高强锚杆螺纹加长为150mm，整个交岔点锚杆按五花眼布置，对施工过2天的锚杆进行让压观测，第3天进行喷浆，喷浆后再从新挂网在复喷，钢筋网采用Φ6mm的冷拔钢丝网，网孔为60mm×60mm，最终喷混凝土100-10+50mm。
交岔点断面大，为加强顶板控制，在巷道复喷后及时在顶板及两帮补打砂浆锚索进行加固，砂浆锚索采用4根Φ17.8×13000mm的锚索编织而成，普通锚索按1.4m×1.4m间排距间隔分布，注浆锚索间排距按2.5m×3.0m分布，每排5根。
3.2 注浆加固
3.2.1 注浆时机
及时注浆能使围岩保持较高的承载能力，有效约束围岩继续变形。新掘进出来的巷道围岩破坏较小，强度要求较高，要求固结裂隙的浆液固结体粘结强度较高，同时还应有较大的变形能力以适应围岩在这个服务期的变形量。考虑到浆液固结的岩体强度、裂隙的发育程度，所需控制的围岩变形量及注浆工艺等因素，确定在交岔点施工喷浆完毕后5天进行注浆，围岩裂隙充分发育，围岩表层混凝土完整性未破坏前进行注浆，即注浆施工稍落后于复喷混凝土。
3.2.2 注浆孔参数
施工完砂浆锚索后，对巷道顶底板进行注浆加固，设备选用风动ZQBS-8.4/12.5型双液调速高压注浆泵，用YT-28风钻造孔，孔深4m、2.5m，顶帮全封闭均匀布孔，注浆孔间排距2m，深、浅孔五花型间隔布置，注浆孔内安设注浆管注浆。浅孔注浆管采用准25.4×1000mm的镀锌管（岩石较松软固管有难度时，注浆管长度增加到1500mm），深孔注浆管采用3000mm长的注浆管（由准25.4×1000mm的镀锌管出浆端焊接准15×2000mm焊管构成，准15mm焊管四周按300mm间距对称开准6圆孔），准25.4mm注浆管加工为鱼鳞扣，进浆端加工丝扣，装上准25.4mm的球阀以控制孔内浆液。本次注浆以水泥单液浆为主，封口或局部漏浆严重时采用水泥—水玻璃双液浆液。水泥采用P.042.5级新鲜普通硅酸盐水泥，水玻璃采用M=2.4～3.2、P=35～45Be碱性水玻璃。综合以前注浆的参数压力值，此次加固注浆终孔压力3MPa左右为宜，具体情况以不对巷道造成新的破坏为原则。如图4所示。
3.2.2 注浆施工工艺
施工准备→钻孔→安装注浆管→开泵注浆→观察注浆情况→停止注浆→关闭注浆导管阀门→拆除注浆泵与导管连接装置→安装注浆管盖板→清洗设备。
3.3 砂浆锚索施工顺序
(1)打注浆锚索时必须先搭设好牢固的工作台，工作台宽度不低于2.8m，工作台长度不低于4m，确保安全施工。(2)钻机使用时应连接具有良好漏电保护性能的综保装置，每班工作前检查漏电保护性能及电机绝缘状况，严禁电机在漏电状态下工作。(3)钻孔前，将手轮打到空挡位置，空运转5min，确认钻机无异常，并且主轴旋转方向与减速机上箭头方向一致，再装上钻杆、钻头，接通水源。(4)打钻时，严禁戴手套，并把袖口扎好，防止卷住。(5)在开孔时，将手轮按箭头方向缓慢旋转，轻轻接上离合器，当钻头全部进入岩石后，再打紧离合器正常钻进，当钻到所需深度时，应停止钻进，然后按箭头方向反向打紧手轮，主机迅速退回，然后手轮钻到空挡位置，停机进行拆装钻杆工作。(6)在钻孔中，若发生突然卡钎或钻杆弯曲，应立即松开离合器，撤退钻杆，进行检查，若局部岩石较硬时，也可操作离合器缓慢推进。(7)钻孔中如遇到塌孔时必须进行处理，处理方法为：钻孔中注浆固结孔周围疏松的岩块，然后重新扫孔。(8)锚索必须锚固在坚硬岩层中。施工时，可根据实际情况，合理调整锚固深度。调整时技术管理人员必须亲自到现场调查清楚。(9)高压注浆锚索管线强度必须符合要求，管线要完好无损，不能泄露。(10)安装前用水清洗孔内岩粉，安装时将束状注浆锚索人工轻轻推至孔底，推送过程中不要损坏排气管及套在锚索自由端上的塑料套管，锚索推至孔底后要检查排气管是否畅通，如排气管受阻必须检查原因，排除故障，确保排气管畅通。(11)锚索推进后，孔内插入高压胶管，孔口周围用破布塞严封实，封堵长度300mm。(12)准备工作完毕后，开动注浆泵用高压注浆管将配制好的水泥砂浆从注浆管向锚固段注放，注浆过程中设专人观察排气管，当排气管中排出砂浆时要停止注浆，关闭注浆管和放气管。(13)7天后对组合注浆锚索逐根进行涨拉，涨拉前安装锚盘时要先找平孔口，安装和锚具，然后穿上千斤顶进行涨拉，涨拉要逐股分组循环涨拉每根最终涨拉预紧力为200KN。
在施工的同时，对巷道的支护进行了动态的管理。巷道的围岩压力显现不明显，根据测点观测情况，取消钢棚架设，采用锚、网、索、喷+注浆锚索+注浆联合支护。
4 巷道流变观测
巷道收敛变形采用“十”字测点法设点观测，用钢卷尺对巷道变形规律进行量测，观测巷道顶底板移近量、顶板下沉量及两帮移近量。
注浆前三水平戊二交岔点变形情况观测与分析：三水平戊二交岔点在注浆后收敛变形情况图5、图6所示。
在对巷道围岩采取注浆加固以后，巷道变形速率较注浆以前明显降低，是注浆前的1/2左右，实践证明，采用锚网(索)喷+注浆+组合砂浆锚索的联合支护方案在大断面交岔点较为成功。
5 结语
(1)注浆联合锚网索支护体系可以有效控制深部交岔点工程的变形，支护结构合理，可以充分发挥其支护的柔性、主动、快速以及让压等特点，对复杂地质条件下的软岩也是可以适用的。(2)极软岩巷道围岩控制的关键是提高巷道掘进早期的支护强度确保一次支护到位、注浆加固围是合适的支护。(3)交岔点的支护设计，应通过对其流变力学机制的研究，并根据现场实际条件确定最佳的支护参数设计和最佳的施工过程设计。
摘要：介绍了软岩地质条件下,平煤股份六矿二水平-440大巷为软岩巷道,围岩松散破碎,围岩主要以泥岩、沙质泥岩为主,在对巷道围岩强度、支护机理进行了深入的分析,找出了巷道支护的薄弱部位,采用锚、网、喷+注浆+砂浆锚索联合支护技术的应用情况。
关键词：软岩,大断面交岔点,联合支护,注浆加固
参考文献
[1]杨红旗.深部复杂地质条件交岔点支护技术研究中小企业管理与科技[J].2009(11).
[2]刘文涛,杨生彬,王晓义,张艳博.深部复杂地质条件下矿井交岔点支护关键技术研究《探矿工程(岩土钻掘工程)》[J].2006(11).