大断面软岩巷道

大断面软岩巷道（通用9篇）

大断面软岩巷道 篇1

随着巷道的开挖, 将会破坏岩体的原有岩应力状态, 从而会引起应力重新分布, 围岩将向巷道内移动。底鼓的形成是由于巷道埋深的增加, 断面会不断地加大, 围岩位移也将不断增加, 以致造成巷道围岩的破坏, 底板岩体向巷道内移动, 大断面软岩巷道矿压的重要特征之一就是底鼓的出现。

1 高地应力巷道变形的原因

分析巷道地鼓变形破坏的原因, 可以归纳为三个方面: (1) 开采垂深较大, 在800~1 000m之间, 原岩应力变大; (2) 由于多煤层同时开采, 造成应力的叠加。为了减少下山巷道, 保护煤柱压煤, 因此, 各采区下山巷道集中重叠布置在采区中部的同一保护煤柱内。 (3) 巷道底板岩性差, 遇水极易膨胀。因为底板为炭质泥岩, 含有植物化石成分。巷道变形破坏情况如图1所示。

2 巷道底鼓类型与机理

巷道底鼓根据巷道底鼓形成的力学作用机理, 大致可以分为5种: (1) 挤压挠曲性底鼓。在水平压力的作用下, 层状岩体会产生挠曲变形, 沿巷道底板临空方向出现凸起, 形成巷道底鼓。 (2) 挤压流变性底鼓。在水平构造应力的作用下, 以巷道底板为沿空自由面, 底板软弱破碎, 形成巷道底鼓。 (3) 剪切性底鼓。底板岩体在受到剪切作用下, 剪切滑移岩块在外压力作用下发生剪切错动, 并向巷道内凸出, 形成巷道底鼓。 (4) 膨胀性底鼓。岩石浸水后, 会发生岩体膨胀, 出现岩体扩容现象。同时, 岩体在膨胀应力的作用下, 加剧岩体变形, 形成巷道底鼓。 (5) 复合型底鼓。对于处在复杂条件下的巷道工程, 巷道围岩受多因素的影响和制约, 在多因素共同作用下, 形成复合型巷道底鼓。

具体形成情况如图2所示。

3 巷道底鼓控制对策研究

根据巷道机理, 如果采用被动的、比较单一的支护方式, 效果不是很好, 最大限度地发挥锚杆支护作用, 实现支护一体化, 应该加固围岩, 充分调动其自身的支撑能力。

3.1 支护的设计理念

选择的底鼓治理方案:要加固顶帮之后, 采取以锚注支护为核心的联合支护方案设计。具体做到以下几点:第一, 就是要提高整体支护的强度, 使围岩的变形得到有效控制, 以达到最大限度地利用围岩的自承能力的目的;第二, 从优化设计参数出发, 使锚杆和锚索承载能力相协调, 以达到最大限度地发挥耦合支护能力的目的;第三, 采用底角和底板注浆锚杆来控制底鼓量, 以达到有效抑制底板鼓起的目的;第四, 采用槽钢加固, 使得锚注加固圈和原岩体紧密结合, 形成有效的支护结构, 从而实现控制巷道底鼓的目的。其支护结构如图3所示。

3.2 支护效果分析

经过此之后, 支护的效果明显, 围岩应力集中区也向着巷道的表面移近, 并且底鼓量明显减少, 控制效果好。

结束语

由以上的分析可以看出, 巷道是一个有机的整体, 受到多种因素影响, 其单一的支护效果并不明显, 要想更好地控制巷道的两帮移近量和底鼓量, 更好地防止局部破坏, 进行全断面支护是个很好的方法。因此, 为了实现支护一体化和荷载均匀化, 最终实现支护系统的最佳耦合支护状态, 达到控制围岩稳定性的目的, 要实施锚索+底角底板注浆锚杆+槽钢的耦合支护方法。

摘要：随着经济的快速发展, 煤炭需求量不断地升高, 在开采能力和开采强度日益增加的条件下, 会出现巷道底鼓等一系列问题, 影响这煤炭的生产, 为了控制围岩的稳定性, 本文对高地应力巷道变形的原因、巷道底鼓类型与机理、巷道底鼓控制对策研究进行分析, 以实现支护一体化和荷载均匀化, 最终要实现支护系统的最佳支护状态。

关键词：大断面,软岩巷道,底鼓,耦合控制对策

参考文献

[1]陈炎光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.

[2]姜耀东, 陆士良.巷道底鼓机理的研究[J].煤炭学报, 1994, 19 (4) :343-351.

[3]柏建彪, 李文峰, 王襄禹等.采动巷道底鼓机理与控制技术[J].采矿与安全工程学报, 2011, 28 (3) :356-360.

大断面软岩巷道 篇2

关键词:大断面巷道 快速掘进 掘进机 切割工序 施工工艺

中图分类号:TD263.2 文献标识码:A 文章编号:1674-098X(2011)03(c)-0058-01

时下,国内的岩巷掘进工程大多采用较为传统的普通钻爆法或以钻爆法为主的岩巷机械化作业。这样的施工方式不仅单进低、费用高,还会造成采掘工作接替紧张,最终严重影响矿井的安全生产。工程领域亟需从岩巷所处地质条件出发的,合理的岩巷综掘一体化技术以及相关的管理体系,以确保矿井安全、高效的生产工作。

1 改进挖掘机械加快掘进速度

1.1 掘进机的局部改造

简单举例,开滦矿区某工程采用S-100综掘机掘进,并且对掘进机进行了合理的局部改进,将普通型截齿更换为高强度截齿,从而实现千米截齿零消耗的目标,有效的节省了工序,通过这种方法月进尺可以得到大幅度的提高,进而为螺旋钻机采煤的接续提供了有力保障。

工程中采用的掘进机具对两个齿轮油泵、两套操纵油路进行了分立控制,同时对刮板以及链环进行了合理改造,成功解决了S-100综掘机在使用过程中内外喷雾接头外露、耙爪速度较慢、易蹩卡、易碰伤,分流器不同步等常见问题,极大程度提高了耙爪的装载能力,进而使得掘进机性能得到了充分发挥。

该工程采用的掘进机冷却系统中的冷却芯经常出现故障,而且冷却系统出现故障后易造成油脂乳化、水油相串等问题。更换冷却系统与更换油脂的费用都非常高昂,耗时较长,可能影响正常施工。对此,可以对冷却系统进行合理改进,将外冷却器变更为蛇形管路,内置于油箱中进行冷却,最终达到良好的效果。

1.2 合理化的切割工序

在改进机械的同时,上节所述的开滦矿区针对不同的岩石特性,指出了采取不同的切割顺序的工序,以能保证掘进速度。当掘进松软煤层时,相关管理规划部门提出从工作面的下角由下向上切割。首先切底掏槽,以保证掘进机在切入过程中的高稳定性,进而为装载和提高切割速度提供方便;当工作面岩石性质为硬煤时,为了防止切落大块煤导致影响装运速度,该工程采用自上而下的顺序;当工作面为半煤岩时,工程策划部门指出应先切割煤,再切割岩石,即采用先软后硬的工作顺序。在切割过程中,还应充分考虑煤岩的层理结构,不可横断层理,导致影响切割速度。

2 优化施工工艺加快掘进速度

巷道掘进的各个工序中,支护、出矸、打眼放炮是三大主要工序。三大工序中,各工序并非独立进行的。由于时间、空间、人员数量上的限制,各个工序在配合上存在相互联系、互相制约的关系。施工的顺序、时间、空间、人员等方面的不协调会强烈影响影响掘进速度。鉴于这种情况,欲提高掘进速度、实现高进高效,则必须保证作业过程中合理调配三大工序的时间与空间。

实现出矸、迎头打眼、锚杆支护平行的交叉作业;选用全断面光面爆破掘进,加强“两掘一喷”的循环作业等方法均能够提高掘进速度。在工作人员进入掘进迎头时,可以将施工所需要的全部材料、机具运送到工作地点。上一班次放炮后,暂时不清理迎头。当迎头上半部分炮眼打完后,再用装岩机集中的清理迎头,把从迎头往后5m的矸石扒运送到后路,给迎头留下足够的空间,然后开始打下半部分的炮眼。

扒矸过程中尽可能把矸石平摊,避免堆积。迎头扒干净以后,再统一将装岩机的滑轮定位在距离迎头15～20m处。装岩机连续扒矸,侧卸装岩机进行前后运动,以配合扒矸。中间15m的预留空间内,继续安设两帮、顶板锚杆。当下半部炮眼施工进行到一半的时候,则由放炮员、班长以及其他空闲人员开始对上半部分的炮眼进行装药,然后集中给下半部分炮眼装药。这时候,放炮员和班长开始联线,按照规定放炮。如此一来就可以实现出矸、打眼、安设锚杆的平行交叉作业,大幅度缩短循环时间。

3 工程上的困难与对策

3.1 高角度胶带运渣下滑问题

以范矿的3031为例,该工程为下山掘进,为有效保证后路出碴的胶带化,该工程相关部门铺设了可移动式的高角度胶带。在完成安装后,因坡度大,碴块的重力远大于其与胶带间的摩擦力,碴块在机尾不断翻滚、打滑无法运走。经过生产实际分析研究,工程部门认为该问题主要是由于碴块与胶带间的摩擦力太小导致不能将碴块拉走,进一步造成了碴块的翻滚,直接的影响了机尾人员的人身安全。实际操作中该工程相关单位采用了以下方法:首先,在高角度胶带上覆盖一层旧胶带,既能增加碴块与胶带间的摩擦力,又能有效解决碴块翻滚难题;其次,在高角度胶带上每隔5米铆一块500mm×500mm的胶带补丁,从而进一步增大摩擦系数。通过以上方法,既解决了胶带运输的问题,又能防止大坡度上山运输胶带滚渣伤人。

3.2 掘进飘巷困难的问题

范矿3031下山掘进,由于坡度相对较大,巷道掘进过程不断出现“底高”问题,需重新从后路卧底开始返工,严重的影响了掘进进度。经组织调度室、生产技术部人员现场跟班后发现,区队在轮尺画线点眼的过程中,掏槽眼的位置偏上,底眼的设计不合理。工程相关部门及时组织技术人员针对新南总矿的实际情况制定、完善了相关的科学合理的炮眼布置图。首先,增加了掏槽眼数量,将掏槽眼的位置下移至基拱线以下,以解决底眼爆破效果差的问题,同时,在原有的基础上增加了一排底眼,并切增加了底眼的装药量。矿领导多次带领相关科室人员到区队班前会议上进行讲解,使得井下工作现场的操作、验收人员对这个问题都有了深刻的认识,从而彻底解决了“底高漂巷”这一困难。

3.3 喷浆与掘进之间的矛盾

随着巷道掘进速度不断增加,相关领域的工作人员逐渐发现传统的“两掘一喷”的组织模式,在喷浆工作中已经不能全面满足生产需要,同时,喷浆的质量也在不断下降。经过认真的研究施工队伍实际情况,相关部门提出并落实了“三掘两喷”的新工作模式。在巷道内投入两台喷浆机与一台跟头渐进来进行初喷作业,另外一台滞后迎头进行复喷作业。喷浆班次的安排由过去的一个班次增加到两个班次,如此一来既解决了喷浆速度问题又提高了喷浆的质量与效果。

4 结语

当代工业发展要求我们摸索、总结特殊条件下的大断面岩巷的系统优化综合设计与快速掘进工艺,同时为以后类似条件下的岩巷掘进工程提供实际经验和相关依据。在此,本文笔者希望能为以后不同条件下的岩巷掘进提供经验和依据,并为进一步成熟和完善大断面岩巷下山的快速掘进技术起到奠基和推动作用。

参考文献

[1]薛鹏,等.岩巷快速掘进技术的研究[J].煤矿现代化,2010,6.

[2]宋合聚,等.庚组半煤岩巷道快速掘进技术的研究与应用[J].煤矿现代化,2010,6.

大断面软岩巷道 篇3

大断面软岩巷道, 历来是开拓工程的难点, 其跨度大、自然冒落拱高, 破碎圈范围大, 破碎层接触面积多, 围岩稳定性差, 成巷速度慢, 施工安全系数低, 在以往的支护中大多采用架棚支护, 但架棚支护的弊病又是空, 控顶时间长, 生产事故多等诸多问题, 近年来, 随着锚喷锚索联合支护在大断面软岩巷道中的成功使用, 给大断面软岩巷道支护带来了可喜的前景, 从根本上解决了空, 控顶时间长的弊病, 达到了先封顶后支护的目的, 减少了事故的发生。

怎样进一步解决好锚喷锚索支护在大端面软岩巷道中的推广使用呢, 还有待于在实践中进行探讨及总结, 本文就其问题以梅河六井-50、暗井车场子与暗主井交岔点施工为例, 就大断面软岩巷道使用锚喷锚索联合支护进行探讨与实践。

2地质概况

梅河六井位于梅河煤田西南部, 梅河二井井田南部, 地理坐标东经125°26′-125°41′, 北纬42°20′-42°27′地质年代为新生界下第三系, 开拓区域为下含煤组E2, 开拓巷道岩性为普氏系数:砂岩f=0.85, 泥岩f=0.9, 灰色页岩f=2.13, 煤f=1.2, 由于岩性有松散软易风化, 遇水软化、膨胀的特点, 岩普氏系数较低, 属软岩范畴。-50暗主井车场子交岔点位于九层煤底板, 岩性为褐色泥岩及白色粗砂岩, 根据煤科院围岩松动圈分类法, 该岩石级别Ⅳ-Ⅴ级之间, 为一般不稳定围岩, 即属于LP/cm=200-300大松动圈, 其主要特征是遇水软化膨胀, 围岩变形量大, 变形持续时间长, 为1-6个月, 根据现场所揭露的岩性分析, 刚性支架不能有效地支护顶板, 采用锚喷锚索试验性支护, 锚杆长度2.4m, 锚杆间距为0.6×0.6m, 三花布置, 锚深2.3m, 旄索长度5.4m, 锚深5.0m, 锚索间距1.5m, 如岩性过于松软, 巷道变形量过大, 则采用锚喷与U型钢棚联合支护, 即在锚喷锚索的下方备上U型棚。

该交岔点的变化断面为3.4-8.5m, 长度为17m, 属于大跨度。根据自然冒落拱高度H=B/2f, 式中H为自然冒落拱高度, B为巷道跨度, f为岩石系数, 在岩石系数一定的情况下, 在设计巷道断面一定的情况下, 利用锚杆的特点, 即改变围岩结构, 提高围岩强度, 并在巷道开凿过程中, 使煤岩层径向力在一定条件下向外充分释放, 使其减小到最低程度, 从而达到减小自然冒落顶高度, 减小跨度, 提高安全度, 达到安全生产的目的。

3施工顺序及方法

见图, 先施工Ⅰ部, 即开凿巷道的顶部, 宽约为全宽的2/3-3/4 (小断面部分4m以下可全断面一次开够) , 断面超过4m为全断面的3/4, 断面超过6m后应该施工全断面的1/2, 施工前先安设好激光指向仪, 确定拱高参数, 开凿后把正顶锚上要求必须按光面爆破打周边眼, 周边眼不准超过0.4m, 实行单段空气柱式爆破, 掏槽眼与辅助眼以能破岩为主准。拉底眼必须够深, 达到设计要求。

施工达到S1后, 要打锚索, 因为此时打锚索可不用人工搭跳, 方便作业。S1一般长度6m, S1是Ⅰ部的第一段, 第一段Ⅰ部施工后, 施工Ⅱ部第一段, 即全断面拱形部分全部, Ⅱ部施工后, 必须把S1留有L长度, 如果全部施工将给S2部及Ⅱ部后期施工造成困难, 因拉底后, 将出现断面过高, 不利于向前施工锚网, S1的长度应考虑到开凿后期径向力的释放情况, 使其得到充分的卸载, 根据六井围岩分类为IV-V类, 故此留有2-3m的L, 人员站在自然高度平台上作业, 能提高功效, 保证安全。

施工Ⅱ时, 可根据现场所揭露的围岩性质而定, 也可以把Ⅱ分为Ⅱ、Ⅱ/两次施工, 逐渐掘送。Ⅱ部施工后要喷浆封闭, 之后再向前开凿, 整个交岔点上部竣工后再拉底施工Ⅲ部, 达到设计要求。

4大断面软岩的围岩观测

大断面软岩施工后, 必须进行围岩位移观测给以后施工提供可靠的依据, 找到应注意的问题, 找到规律。

-50暗主井交岔点围岩观测:

位置:交岔点第15m位置。

通过观测, 大断面软岩巷道施工中, 水平移近量小于垂直移近量, 后期垂直移近量不可忽视, 后期垂直移近量往往决定锚网锚索支护的成败, 故此在巷道设计中应考虑到顶板后期下沉量, 留有一定的余地, 要求保证断面, 由于-50暗主井车场考虑到了后期下沉, 现在顶板垂直移近量稳定后, 仍能达到设计高度。

5主要经济技术指标对比

由于该交岔点采用分次开凿法及锚喷锚索联合支护获得成功, 使经济效益大大提高, 与前期施工的±0车场子交岔点对比综合效益及各项经济技术指标都明显占优, 其主要经济指标如下:

5.1单进

±0车场子与暗主井交岔点用26天完成, 单进为19.61m/月。

-50车场子与暗主井交岔点用12天完成, 单进为42.5m/月。

5.2效率

±0车场子与暗主井交岔点0.03m/工。

-50车场子与暗主井交岔点0.067m/工。

5.3主要支护成本

±0车场子与暗主井交岔点:51架棚, 总费用为:13.923万元。

-50车场子与暗主井交岔点:用螺纹锚杆支护。

锚杆:740根×40.00元=29600元;

锚索:30根×55.00元=1650元;

托板:30×30=900元;

锚具:21.5×10=215元;

打锚杆用的钎子, 钎子头, 锚药:3384元;

多用的网子 (顶网双层马尾5m) 0.4348吨;

4100×0.4348=1783元;

合计:37532元。节省支护费用:139230-37532=101698元。

6结论与建议

大断面软岩巷道 篇4

关键词：大断面巷道；下部开拓；开筒支护

中图分类号：TD352 文献标识码：A 文章编号：1009-2374（2013）17-0103-02

1 井田概况

山西兰花沁裕煤矿有限公司井田位于沁水县城西南直线距离约19km处的杏则村北侧，行政区隶属沁水县土沃乡管辖，井田地理坐标为北纬35°33′32″～35°34′47″，东经112°02′12″～112°06′50″。

井田面积为11.1214km2，呈不规则多边形，东西最长约7.0km，南北最宽2.5km，开采标高+989.97至+749.97m。

根据矿井井筒实际揭露及施工钻孔资料，井田内赋存地层由老到新依次有：奥陶系中统峰峰组（O2f）；石炭系中统本溪组（C2b）；石炭系上统太原组（C3t）；二叠系下统山西组（P1s）；二叠系下统下石盒子组（P1x）；二叠系上统上石盒子组（P2s）；第四系中更新统（Q2）；全新统（Q4）。

图1 新掘回风井筒平硐与原副井筒相对位置示意图

石炭系上统太原组和二叠系下统山西组为本区主要含煤地层。其中石炭系上统太原组地层厚度50.45～112.5m，平均76.09m。15号煤层为区内稳定可采煤层，煤层厚0.93～5.80m，平均厚2.24m，可采煤层含煤系数2.94%。二叠系下统山西组平行整合于太原组地层之上，为区内主要含煤地层之一。主要可采2号煤层发育于其中部。本组地层厚度41.7～66.65m，平均54.35m，可采2号煤层厚0～2.40m，平均厚1.40m，含煤系数2.58%。

2 工程概况

沁裕煤矿回风井筒利用原副井筒进行改造，原副井筒为半圆拱形，直墙高1.8m，巷道宽度为4.6m，坡度22°，口处30m为钢筋混凝土支护，其余部分为锚喷支护，现设计回风井筒口处为平硐开拓，在原副井筒正下方开口，留6m厚的岩层，掘至28m时和在原副井筒相交，为了防止原副井筒顶板因下部井筒开挖扰动而发生塌落，确保井筒的长期安全与稳定，我矿采用以下支护方案，取得了良好的效果。沁裕煤矿新掘回风井筒平硐与原副井筒相对位置示意图，如图1所示。

3 支护方案

3.1 原副井筒加固支护

原副井筒支护分为两段：第一段井口至变坡点（新掘平硐和原副井筒掘透后底对顶处）以上8m处，第二段变坡点上下8m段。

第一段支护方案：

在其顶板采用锚索加强支护，设计锚索采用高强度、低松弛、大延伸率结构的钢绞线，规格为Φ17.8×6500mm，间排距为1.6m×1.6m，每个断面布置两根锚索位于顶板两侧，间距为1600mm。每根锚索采用K2335型锚固剂一支和Z2360型锚固剂两支进行锚固，安装预紧力不低于100kN，不高于120kN。锚索托盘为300mm×300mm×16mm的方形钢板，其中心孔径为19mm。

第二段支护方案：

由于变坡点处井筒断面变大，为了维护围岩的稳定，对变坡点上下各8m范围内的井筒采用锚杆+锚索共同支护，选取锚杆规格为直径20mm，长度2200mm的BHRB335型左旋无纵筋螺纹钢，间排距为0.8m×0.8m，锚杆预紧力不小于100NM，锚固力不小于100kN。锚索规格为Φ17.8mm×6500mm，间排距为1.6m×1.6m，安装预紧力不低于100kN，不高于120kN。其中锚杆、锚索间隔布置，即一排锚杆紧邻一排锚索。

3.2 新掘平硐支护

根据设计确定，井筒净断面：宽4.6m，高4.1m，拱高2.3m，墙高1.8m。新掘平硐采用U型钢+金属网+喷砼的支护方式。

每架支架采用3段29U型钢组成，分别长5.16m、5.16m、3.63m，相邻U型钢间的搭接长度为450mm。

为确保支护施工的安全，在U型钢架设过程中需要进行临时支护。可采用“吊环+钢管+U型钢+金属网”来实现。分别在紧邻迎头的两架U型钢的拱顶中央及两肩安设吊环，每掘进一个循环（进尺1.6m），将三根直径80mm、长3.5m的钢管分别穿过前后两架U型钢上安设的吊环并伸至迎头作为临时支护的前探梁，在前探梁上放置两架U型钢的拱顶段，在U型钢与围岩之间铺设拱部金属网（网孔边长为100mm的金属网）。

每完成一个掘进循环，及时架设临时支护，在临时支护的保护下挖U型钢腿窝，支设U型钢棚腿，用U型钢卡子将作为临时支护的拱顶段与棚腿连接起来，在两帮的U型钢与围岩之间铺设金属网并与作为临时支护的拱顶金属网连接牢靠（搭接不小于200mm并用铁丝双排拧紧），相邻两架U型钢之间用拉杆连接以防倒架事故发生，最后喷射混凝土覆盖U型钢。

如遇顶板松软、容易发生塌落的部位，为了防止冒顶事故的发生，确保施工安全，需采用超前支护。鉴于井口至变坡点段距离较短，且超前锚杆具有操作简单、施工方便、成本低、作用效果快等特点，设计采用超前锚杆进行超前支护，锚杆规格采用BHRB335型左旋无纵筋螺纹钢，各断面布置7根锚杆，锚杆直径20mm，间排距为0.8m×0.8m，锚杆与顶板的夹角为30°。

4 实际施工效果

沁裕煤矿依照以上支护方案先对原副井筒进行了加固支护，并组织质量检测小组对所安装锚杆、锚索进行了认真检测，确保支护质量。然后按照设计进行风井平硐开拓，并按照以上支护方案进行支护，施工过程中平硐上方原副井筒未发生任何异动，直至俩巷道顺利贯通，确保了该项工程的安全顺利进行。

实践证明：

（1）在大断面巷道下方进行巷道开拓，利用锚杆配合锚索对上部巷道进行加固，只要支护参数设计合适，就能有效防止其由于受下部巷道开挖扰动而垮塌。

大断面软岩巷道 篇5

我国学者在深井巷道控制方面进行了大量研究探索与实践, 取得了诸多成果。何满潮院士总结分析了深部与浅部岩体特性, 最大区别主要表现在具有“三高一扰动” ( 高应力、高地温、高岩溶水压、强烈开采扰动) 的恶劣环境; 柏建彪、侯超炯研究认为, 深部巷道围岩控制的基本思想是加固围岩强度, 转移围岩的高应力, 以及采用合理的支护技术; 康红普提出了高预应力、强力支护理论, 并进行了大量的工程实践。本文在前人研究的基础上, 以滕东煤矿- 1 050 m轨道大巷为例, 分析深部大断面软岩巷道变形破坏机制, 并提出了“超前卸压与支护+ 锚网喷+ 高强鸟巢锚索+ 注浆加固”联合支护方案, 实现深井大断面软岩巷道围岩大变形控制, 并为其他深井巷道支护提供借鉴。

1 工程概况

1. 1 地质条件

滕东煤矿- 921 m北翼二水平轨道大巷埋深为1 050 m, 断面形状为拱形, 净宽5. 5 m、净高4. 8 m, 是连接井底车场与轨道上山的主要运输巷道。要求服务年限长, 对巷道变形要求严格, 关系到矿井的正常生产与运营。

根据地震勘探成果, 断层密集, 且落差较大, 地层倾角变陡, 构造程度复杂。该巷断面大, 围岩主要为花斑泥岩, 泥岩中含有45% ~ 65% 具有强膨胀性的蒙脱石, 遇水膨胀软化, 强度低, 平均抗压强度小于6 MPa, 属于高应力大断面软岩巷道。巷道位于主采煤层42 m以下, 易受开采扰动影响, 使巷道变形时间长, 顶板下沉、两帮内挤、底鼓、支护体 ( 锚杆、锚索) 失效增多。

1. 2 破坏特征

北翼运输大巷在多断层等构造复杂地质条件下开挖, 返修、强动压影响下, 巷道变形加剧, 需要多次返修支护, 但依然未能控制巷道变形破坏。

( 1) 顶底板移近量大, 巷道片帮严重。

( 2) 流变性显著, 巷道开挖和返修后较长时间仍不能稳定, 变形速率高。

( 3) 随着巷道开挖爆破, 受开采扰动影响, 围岩原平衡应力状态反复被打破, 围岩应力不断变化, 造成围岩不稳定变形破坏与动态失稳特征。

( 4) U型钢普遍显现弯曲折断现象, 锚杆杆体出现折断, 部分锚杆托盘松落, 局部出现大面积混凝土掉落。经过修复后, 围岩变形趋缓, 但仍不能保持长时间稳定。

2 巷道破坏机制分析

2. 1 高地应力作用

深部高地应力是影响巷道变形的主要因素之一[2]。据相关理论、试验、模拟研究表明, 深部开采巷道垂直应力高于水平应力。巷道开挖前, 围岩均处于三向应力平衡状态; 开挖后, 围岩应力重新分布, 形成高应力差。在开挖前, 该差值很小, 小于围压强度; 巷道开挖后, 围岩应力卸荷, 主应力差迅速增加, 巨大的主应力差必导致围岩内部产生滑移错动, 围岩将经历损失扩容—剪切滑动变形—碎胀大变形进入围岩碎裂塑形区。所以, 在此区域内, 巷道围岩应力差高、强度极低。

2. 2 地质构造作用

深部岩体历经千年的地质构造运动作用, 内部结构含有大量的孔隙、节理、裂隙等形成弱结构体, 岩体内部含有多种松散矿物质成分, 使岩石内聚力降低, 它的存在打断了岩体完整性、连续性, 使岩体呈现各种非连续力学现象。深部巷道开挖工程中, 受采动应力、断层地质构造影响, 诸多裂隙贯通, 从而使岩体强度和稳定性极度降低, 从力学性能上来讲, 就是内摩擦角、内聚力等参数减小。 - 1 050 m轨道大巷赋存在多断层、褶曲等地质构造带, 使得围岩节理裂隙极其发育, 围岩稳定性大幅度降低。在强烈的开采扰动作用下, 岩体易发生碎裂, 引起巷道失稳变形, 若支护措施不当, 易导致巷道破坏[3,4,5]。

2. 3 深部岩体的强蠕变特性与水理作用

岩体在不同围压条件下表现出不同的峰后特性, 因此最终破坏时应变值也不同。在浅部开采中, 岩体以脆性为主, 通常没有连续性变形或塑性变形;而进入深部开采以后, 在高围压和高地温条件下, 岩体表现出明显的蠕变特征, 在开挖后岩石风化, 遇水膨胀, 强度降低, 且更加表现出软岩特征[6,7]。

3 深部巷道控制对策

3. 1 深部软岩巷道支护原则

( 1) “对症下药”原则。软岩类型多种多样, 不同的变形力学机制, 软岩巷道的变形和破坏状况不同, 对应的支护对策也不相同。只有正确分析软岩变形力学机制, 找出软岩变形破坏的原因, 才能通过“对症下药”支护措施, 达到软岩巷道支护的稳定。

( 2) 二次支护原则。软岩巷道初期变形量大、变形速度快, 应采取二次支护成巷的方法, 一次支护主要是加固围岩, 提高其残余强度, 在不产生过度膨胀变形的条件下、利用可缩性支护控制围岩变形卸压, 二次支护要在围岩变形稳定后适时完成, 给巷道围岩提供最终支护强度和刚度。

( 3) 顺序原则。要做好软岩支护工作, 需注重并合理地运用复合型向单一型转化技术, 即与软岩变形工程中每个支护顺序、时间、效果密切相关, 因此本巷道采取的支护顺序是应力转移—及时主控—刚柔互补—长短结合—补强加固[8,9,10]。

3. 2 支护对策

根据- 1 050 m轨道大巷围岩变形破坏特征、失稳机制研究分析, 对巷道采用传统单一常规的支护是无法有效控制深井巷道围岩持续性变形, 且深井巷围岩具有高弹性能, 无法释放, 企图一次性采用高强支护易引发冲击地压、岩爆等动力灾害发生, 需采取新的支护理念与支护方案。根据原支护破坏特征与理论分析确定, - 1 050 m轨道大巷采用超前卸压与支护+ 锚网喷+ 高强鸟巢锚索+ 注浆加固联合支护, 提出联合支护控制。

( 1) 针对巷道围岩高应力变形能, 提出超前钻孔爆破卸压及架后预留变形空间实现能量释放, 在保证围岩具有自承能力条件下, 最大限度上释放高应力弹性能。

( 2) 针对围岩地质构造复杂, 节理裂隙极度发育, 岩体强度低等特征, 对掘进面前数米软弱岩层进行超前预固结, 形成管棚支护, 在顶板内形成预应力圈, 增强岩体强度力学特性, 提高软弱破碎岩体的粘聚力, 避免在开挖时发生冒顶。

( 3) 针对围岩松散, 锚杆作用力范围小, 采用W型钢带, 能使锚杆预应力面积扩大, 增强围岩整体强度。

( 4) 针对软岩巷道关键部位受力高, 围岩不稳定, 采用二次补强加固支护。

3. 3 支护参数

( 1) 超前支护参数。超前管缝式注浆锚杆选直径为42 mm、长度为2 500 mm的锚杆, 布设密度600mm × 1 000 mm。

( 2) 一次支护参数。顶、帮锚杆采用高强预应力让压锚杆, 规格为 φ22 mm × 1 800 mm, 间排距700 mm × 800 mm。采用2 卷树脂锚固剂锚固, 设计锚杆预紧力大于40 k N, 采用球形托盘。金属网采用规格为 φ7 mm的钢筋, 网格呈经纬网布置100mm × 100 mm。W钢带型号为WD-275, 宽295 mm、厚4 mm、长4 500 mm。拱顶锚索采用高强锚索, 规格为 φ17. 8 mm × 8 000 mm, 拱顶与锚杆间隔布置, 呈均匀布置, 每排4 根, 采用3 卷Z2350 树脂锚固剂锚固, 锚固长度1 500 mm, 预紧力不小于160 k N。

( 3) 二次补强加固支护参数。注浆锚杆采用无缝钢管制作, 规格 22 mm × 2 000 mm, 间排距均为1 600 mm; 注浆采用P. O42. 5 普通硅酸盐水泥, 水灰比0. 6, 在水泥浆中掺加水泥质量2% 的高效早强减水剂, 注浆压力2. 0 ~ 2. 5 MPa; 砌碹采用强度等级C50 混凝土, 厚度500 mm。最终形成的巷道支护断面如图1 所示。

4 工程效果验证

上述研究成果及支护方案在滕东矿- 1 050 m大巷实际施工进行了应用, 并对现场进行了为期50d的巷道表面位移监测, 监测结果如图2 所示。巷道两帮最大移近量38 mm, 顶底板最大移近量30mm。巷道初期支护后, 围岩变形增长速率较快, 第25 天, 对巷道进行了补强加固, 顶、底板和两帮变形量明显减缓并趋于稳定。

矿压监测结果表明, 联合支护有效降低了软岩大变形速率, 显著改善了支护效果, 实现了深井大断面软岩巷道的有效控制, 支护后巷道如图3 所示。

5 结论

( 1) 在受高地应力作用的巷道中掘进, 采用超前钻孔爆破卸压技术提前释放围岩应力, 改善前方岩体的应力环境, 降低了锚索支护系统上的载荷, 提高了支护质量。

( 2) 深井岩巷支护是一项系统工程, 需要多种支护方法在空间和时间上配合, 最大限度发挥各支护优点, 才能达到联合支护的效果。

( 3) 现场矿压监测结果表明, 滕东矿- 1 050 m大巷通过此支护方案成功控制了巷道围岩的大变形, 可为类似巷道支护提供借鉴。

参考文献

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大断面软岩巷道 篇6

南翼轨道大巷原设计巷道层位处于7煤层顶板10 m至8煤层底板20 m之间, 因断层褶皱影响, 导致巷道多次穿煤, 又因巷道压力大和围岩节理发育, 采用“锚网+全封闭36U”支护也无法控制其变形, 两帮移近量最大达1 450 mm, 底鼓量最大达2 000 mm, 全封闭马蹄形“U”型棚底拱翻起, 棚梁挤尖, 卡缆崩断, 巷道后路严重破坏变形, 经常前掘后修, 严重影响了施工进度和安全。虽然经巷道层位设计优化, 巷道位于82煤层底板下18 m左右, 但因围岩以铝质泥岩、粉砂岩为主, 竖向裂隙发育, 巷道围岩整体强度较低, 可锚性较差, 采用先锚后架联合支护仍不能有效控制巷道剧烈变形。

1 传统支护体系存在的问题分析

在大断面高地压松软破碎围岩条件下, 单一的支护形式不能有效地控制巷道的变形, 多选择“先锚后架”或”锚锚 (注) ”等复合支护形式。但采用“先锚后架”或“锚锚 (注) ”复合支护时, 存在以下3个方面的问题:

1) 掘进过程中围岩松软破碎, 锚杆可锚性较差, “先锚后架”或“锚锚 (注) ”的锚杆缝合加固围岩的效果不好, 整个支护体系强度欠佳。

2) 采用“先锚后架”或“锚锚 (注) ”复合支护时一次支护均为锚杆支护, 二次支护时会把一次支护予以隐蔽, 使一次支护的施工质量难以监督检查而不能保证质量。

3) 锚喷支护过后套棚时, “U”型棚壁后充填不实, 架棚和锚杆支护不能同步承载, 造成支架因不均匀承载而容易破坏。

2 “架喷锚注”支护方案

为找到科学合理的支护方案, 有效控制巷道变形, 减少巷道维修工程量, 经与中国矿业大学合作, 在分析以往支护方案存在的问题的基础上, 制订出一套针对松软破碎围岩的支护方案——“架喷锚注”支护, 并在实践中逐渐改进优化, 形成了一套较为科学的松软破碎围岩综合控制技术体系, 较好地控制了南翼轨道大巷的变形。

2.1 支护参数及施工工艺

南翼轨道大巷巷道净断面尺寸:底宽×中高=5 360 mm×4 160 mm。工艺流程:架设“U”型棚→初喷壁后充填→打帮部锚杆、锁腿锚杆→浅孔注浆壁后充填→打顶部锚杆、锚索→复喷→深孔强化注浆。

南翼轨道大巷“架喷锚注”支护情况见图1。

1) 架设“U”型棚。

架设U36拱形棚, 节与节之间搭接长度500 mm, 用3副卡缆固定 (两端为限位卡缆) , 棚距600 mm。棚与棚之间用铁棚撑固定, 每棚搭接处采用1个铁棚撑, 铁棚撑放在中间1个卡缆处, 铁棚撑采用宽100 mm、厚10 mm的钢板加工而成。采用钢筋笆腰帮过顶。钢筋笆采用Φ10 mm冷拔钢筋电弧焊加工而成。

2) 初喷壁后充实。

架棚完毕后, 初喷混凝土封闭围岩, 并将“U”型棚后充填密实, 喷厚120 mm, 确保将“U”型棚完整封闭。混凝土配比为m (水泥) ∶m (黄沙) ∶m (石子) =1∶2∶2。初喷紧跟迎头。

3) 棚外采用锚杆复合支护并用锚杆锁腿补强。

滞后迎头三棚进行帮部锚杆 (起拱线以下) 支护, 锚杆间距为800 mm, 排距600 mm。同时最下一根支护锚杆兼作锁腿锚杆用, 配合特制加工的锁腿卡缆进行锁腿, 防止棚腿内敛。锚杆规格:GM22/2800-570, 每根锚杆使用3卷Z2550型树脂药卷。

4) 浅孔充填注浆。

浅孔注浆滞后掘进迎头5 m左右实施 (前探梁后) , 进行封堵大型裂隙和浅层破碎围岩体加固, 使喷层和浅部围岩形成一个密实的注浆硬壳帷幕。

a.采用风锤进行钻孔, 每排5孔布置, 间距1 500 mm、排距1 200 mm;钻头直径42 mm, 短注浆锚杆孔深1.5 m。

b.注浆锚杆:注浆锚杆长1.2 m, 采用Φ15 mm钢管制成, 钢管底端砸成扁状;前端孔径8 mm, 后端孔径4 mm;采用空心速凝水泥卷封孔, 短注浆锚杆封孔深度为0.3 m。

c.注浆材料采用525#普通硅酸盐水泥, 水灰比0.85~1.0;注浆压力一般不超过1.0 MPa, 注浆量以不发生大量跑浆为准。

d.注浆顺序:按从下向上顺序注浆, 尽可能低压注浆, 依次向上把棚后空区充填满。

5) 顶部锚杆、关键部位锚索补强。

在浅孔充填注浆结束后一个圆班时间, 采用GM22/2800-570锚杆对顶板进行支护 (滞后迎头8 m左右) , 锚杆间距为800 mm, 排距600 mm。在巷道顶区及帮部每三棚距 (1 800 mm) 布置5套锚索 (锚索与锚杆错开布置) 。顶板锚索规格:Φ17.8 mm×6 300 mm, 每排按间距2 000 mm对称中顶均匀布置3套;帮部锚索规格:Φ17.8 mm×4 500 mm, 每排2根, 在底板向上800 mm处施工并下扎15°。安装锚索时每孔使用1卷K2550和3卷Z2550型树脂药卷, 预紧力120 kN。锚索补强应在复喷与深孔注浆前完成。

6) 复喷混凝土。

锚杆、锚索加强支护安装结束后再进行一次喷浆 (厚度100 mm) , 防止锚杆、锚索暴露在空气中锈蚀, 并为深孔强化注浆做准备。

7) 深孔强化注浆:

a.每断面7孔布置, 排距1 800 mm, 间距1 800 mm, 均匀布置, 两帮最下一根注浆锚杆开孔至巷道底不大于300 mm, 并向下扎30°;钻头直径42 mm, 孔深2.6 m;注浆压力为3 MPa。

b.注浆锚杆长度2 600 mm, Φ 15 mm钢管制成, 钢管底端砸扁并拧成麻花状 (长度200 mm) ;钢管底端1.0 m长度内错开钻孔, 孔径由大逐渐变小, 前端孔径8 mm, 后端孔径4 mm;锚杆底部采用1卷Z2550型树脂药卷锚固, 并采用空心速凝水泥卷封孔, 封孔深度为0.8 m。

c.注浆采用525#普通硅酸盐水泥, 水灰比0.85~1.0, 注浆滞后耙矸机10~20 m实施。

2.2 关键技术保证措施

1) “U”型棚每处搭接位置采用限位卡缆固定, 卡缆螺母拧紧力矩不小于300 N·m。

2) 锚杆安装时应尽量避开铁棚撑, 以使锚杆托盘能够贴紧岩面, 锚杆螺母拧紧力矩不小于300 N·m。

3) 喷砼时应先喷棚后再喷棚中间, 迎头一棚一次喷砼, 若局部空间不能一次喷实, 应在下一次喷砼时, 调转喷头再复喷一次, 保证棚后喷实。

4) 喷砼时要喷前洒水冲刷, 喷后7 d内3班洒水养护。

5) 对于过松软破碎围岩或穿煤层段, 采用超前预注浆并配合撞楔超前控制顶板, 防止因放炮震动造成掉顶。巷道顶部布置5~7根超前预注浆锚杆, 注马丽散固化松软破碎围岩, 超前注浆锚杆可兼作撞楔使用, 撞楔间距不大于200 mm。

在巷道围岩稳定的条件下, 取消深孔注浆, 保留浅孔注浆, 浅孔注浆必须在初喷后施工。

3 支护效果

为观测支护效果, 在南翼轨道大巷每40 m设置1个测站, 每个测站均采用十字布点法布置观测点, 2009年共设置27个测站。

通过观测, 采用“架喷锚注”支护的巷道开挖后8 d巷道顶底板移近量较大, 最大移近速度5 mm/d, 一般32 d后趋于稳定, 稳定后顶底板移近量为60~100 mm;两帮前6 d移近速度较快, 但变形量相对较小, 15 d后趋于稳定, 稳定后两帮最大移近量为30 mm。

通过近1 a的观测, 南翼轨道大巷采用“架喷锚注”支护效果显著, 巷道收敛变形得到了有效控制, 巷道压力显现较以往同等条件其他支护方式大为减小, 彻底解决了松软破碎围岩难以支护的问题, 杜绝了以往 “U”型棚支护或“先锚后架”支护时前掘后修现象。

4 结语

“架喷锚注”支护技术, 变“先锚后架”为“先架后锚”, 创新了支护理念, 使“锚”—“架”联合支护更加有效, 解决了大断面高地压松软破碎围岩巷道支护难题, 具有以下优点:

1) 锚杆在架棚初喷后施工, 便于监督检查, 有利于保证锚杆施工质量。

2) 一次支护为架棚支护, 提高了施工安全环境, 有利于顶板安全管理。

3) 先架后锚的施工工艺, 提高了锚杆的主动支护质量及围岩整体强度, 解决了支架与锚杆支护的不耦合承载问题, 确保支架与锚杆同步承载, 提高了支护体系的整体承载能力。

4) 关键部位进行锚索及锚杆锁腿加固, 并滞后注浆, 使整个支护体系支护强度大大提高, 能有效控制巷道变形。

5) 施工工艺灵活, 可多工序平行作业。

6) “架喷锚注”和“先锚后架”施工工艺对比, 杜绝了巷道前掘后修现象, 提高了掘进进度, 节约了修复费用。 根据实际发生费用测算“架喷锚注”的施工工艺每米节约成本7 000元, 南翼轨道大巷2009年进度700 m, 节约支护成本490万元, 经济效益明显。

摘要：由于孙疃煤矿南翼轨道大巷地压高、围岩裂隙发育, 采用“先锚后架”联合支护形式, 巷道变形量大, 时常前掘后修, 严重影响施工进度和安全。经分析总结, 提出了“先架后锚”支护理念, 并在实践中逐渐优化改进, 形成了“架喷锚注”支护工艺体系, 有效地控制了巷道变形, 避免了前掘后修现象, 并且有利于质量过程控制和安全管理, 经济和安全效益显著提高。

大断面软岩巷道 篇7

随着煤炭开采越来越向深部发展, 巷道围岩压力愈来愈大, 矿井全断面来压巷道的支护与维护问题显得越来越突出[1,2]。实践表明, 施工巷道进入临界埋深范围, 必须研究破碎软岩施工控制技术和保持巷道长期稳定的围岩加固技术[3,4]。能否解决好此类巷道的支护等问题, 是煤炭开采向纵深发展和实现安全生产的关键, 迫切需要进行深入研究和探索[5]。

文章结合祁南矿34下采区运输及轨道下延巷道的具体工程地质情况, 采用锚注二次联合支护方案[6,7,8], 有效地控制了深部全断面来压软岩巷道的变形。

1 工程地质概况

祁南矿34下采区运输及轨道下延巷道整体布置在32煤层底板下23~41 m范围内。其巷道附近岩性综合柱状图如图1所示。

根据矿上以往资料分析, 得到如下工程概况:①巷道施工段在-800 m以下水平, 地压活动较为强烈, 需加强支护及顶板管理工作。②类似巷道施工时围岩应力变化较剧烈, 在过断层过程中, 表现为应力较集中和水平应力大。③根据具有类似工程地质条件的邻近采区一轨道下山 (在-650 m水平以下) 等巷道情况看, 巷道周围岩性较差, 压力显现情况严重, 巷道破坏严重。④巷道服务年限长, 对变形控制要求较高。

从相邻采区生产情况看, 类似服务年限的巷道变形较大, 主要是巷道全断面来压大, 帮部和底板变形严重。

2 支护方案及支护参数的确定

2.1 支护分析

由于本采区轨道、运输下延及轨运联巷服务期限长, 经过理论分析和数值模拟分析得出:

(1) 原有支护条件下巷道围岩变形很大, 垂直位移由于受到水平应力作用, 主要集中在顶底板;水平位移受到垂直应力的作用, 主要集中在两帮, 而且两帮位移明显大于顶底板移近量;受高地应力影响, 巷道的底鼓较大, 两帮底角处受损严重, 巷道不能够正常使用。

(2) 通过锚注加强支护后, 垂直应力和水平应力场分布范围相对原支护条件下的应力场明显减小;水平应力主要分布在巷道的两帮位置, 拉应力区域相应减小, 说明锚杆起到支护作用, 使围岩成为统一的承载结构巷道围岩顶底板移近量减小70%以上, 两帮移近量减小37.5%。巷道围岩基本稳定, 底角部位受损已消除, 底鼓较小, 巷道能够符合要求进行使用。

2.2 支护方案

(1) 一次锚网喷支护。断面形状设计为直墙半圆拱型, 一次支护方式采用锚网喷支护, 具体支护参数如图2所示。

(2) 二次锚带网索支护。二次支护是采用锚带网索支护, 二次支护时机为:滞后一次支护50 m, 以释放一定的巷道压力和围岩变形。

具体支护方案如图3、4所示。

(3) 全断面注浆加固。二次支护结束后立即喷浆封闭, 然后进行全断面注浆加固。①注浆锚杆采用普通注浆锚杆, 规格为φ22×2 050 mm。采用端头锚固, 树脂药卷型号为1×K2350, 每个孔口采用快硬水泥药卷封孔。②注浆锚杆整个断面布置, 帮部和顶板注浆锚杆间排距为1 400 mm×1 400 mm, 底角锚杆下扎25°。③采用的注浆顺序为:从下向上、左右交替顺序作业的方式, 每个断面内注浆锚杆从下向上先注帮部注浆锚杆, 再注顶板注浆锚杆。

(4) 施工工艺。根据巷道开挖后围岩变形特征, 针对围岩变化趋势采取分步支护, 具体施工工艺如下:初喷→顶部锚杆支护→帮部锚杆支护→复喷成巷→二次锚网带支护→锚索补强→全断面注浆复喷

3 矿压观测结果

3.1 巷道帮部位移观测

70 d的矿压观测数据显示, 34下轨道及运输下延巷道两帮累计变形量如图5所示。

从图5可知, 巷道掘出70 d后两帮平均变形总量为126 mm, 平均变形速度1.8 mm/d, 变形速度较小, 已经基本趋于稳定。但是深井巷道围岩在基本稳定以后还会随着时间继续流变, 所以巷道两帮在未来的一段时间内还会继续以一个较低的速度进行收敛。巷道的两帮变形剧烈期基本在巷道掘出后的前30 d, 在掘出50 d以后没有其他扰动的情况下, 变形基本趋于稳定。

3.2 巷道顶底板位移观测

巷道顶底板变形变化趋势如图6所示。

从图6分析可知:

(1) 巷道掘出后90 d内的顶板平均下沉量为76 mm, 数值比较均匀且比较小, 顶板支护比较好, 下沉量不大。

(2) 巷道掘出后90 d后, 顶板的下沉速度是0.6 mm/d, 巷道顶板在掘出60 d后进入一个缓慢的下沉期, 顶板的下沉基本趋于稳定。巷道顶板在掘出90 d后依然在缓慢下沉, 深部巷道与浅部巷道相比, 需要更长的时间去达到巷道围岩的平衡稳定。此外深部巷道的流变也是巷道顶板继续下沉的重要因素。

通过矿压观测分析可以得出:锚注二次联合支护后, 该巷道两帮平均变形总量为126 mm, 巷道的顶板平均离层总量为76 mm, 巷道整体变形完全满足使用要求。

4 结论

采用“锚、注”二次联合支护方案, 有效解决了祁南矿34下采区运输及轨道下延巷道全断面来压难以控制的难题。工程应用结果表明:巷道围岩完整、稳定, 没有出现大的破坏, 支护效果良好, 取得了良好的技术经济效果。此方案为该矿类似地质条件下的全断面来压巷道支护提供了经验。

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大断面台阶施工法在软岩中的应用 篇8

1 概况

窑街煤电集团有限公司三矿1400轨道下山1300甩车场布置在该矿井田范围内四、五采区分界线处, 距煤二层底板垂高60m, 埋深500m, 该设计巷道穿过层位较为复杂, 断裂构造等较多的地质构造带, 主要岩性为翠绿、深绿色绿泥片岩、杂色滑石片岩、板岩及千枚岩, 节理裂隙发育, 岩层的完整性很差, 围岩构造应力大。

甩车场交岔点设计形状为直墙半圆拱断面, 斜长18.6m, 设计坡度为-24°, 交岔点起始点宽度4m, 净断面积12.7m2, 牛鼻子处最大跨度9.5m, 净断面积48.1m2。交岔点平面图如图1所示。

2 支护设计原则

2.1 一次支护原则

锚杆支护应尽量一次支护就能有效控制围岩变形, 避免二次或多次支护, 以及巷道维修。一方面, 这是矿井实现高效、安全生产的要求, 就主运输巷道和硐室等永久性工程而言, 需要保持长期的稳定, 不能经常维修;另一方面, 这是锚杆支护本身的作用原理决定的。巷道围岩一旦揭露立即进行锚杆支护效果最佳。

2.2 高预应力原则

预应力是锚杆支护中的关键因素, 是区别锚杆支护是被动支护还是主动支护的重要参数, 只有高预应力的锚杆支护才是真正的主动支护, 才能充分发挥锚杆支护的作用。一方面, 要采取有效措施给锚杆施加较大的预应力;另一方面, 通过托盘、钢带等构件实现锚杆预应力的扩散, 扩大预应力的作用范围, 提高锚杆体的整体刚度与完整性。

2.3“三高一低、两及时与三径匹配”原则

即:高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度, 及时对巷道拱顶部分揭露的围岩进行打注锚杆并对其及时预紧, 实现锚杆、眼孔、药卷的三径合理匹配原则。在提高锚杆强度 (如加大锚杆杆体直径或提高杆体材料的强度) 、刚度 (提高锚杆预应力、加长或全长锚固) , 实现“三径”匹配以及对岩石实现两及时支护 (顶板属于挤压加固拱, 快速提高预紧力, 尽可能利用围岩原始的强度及加固拱的强度) , 保证支护系统可靠性的条件下, 降低支护密度, 减少单位面积上锚杆数量, 在岩石没有产生变形的情况下及时进行支护, 提高支护强度。

3 施工方法、支护设计及效果

3.1 施工方法

1400轨道下山1300甩车场设计为牛鼻子交岔点, 是近几年来本矿开拓延伸工程中, 大断面、大硐室施工首次遇到的特殊工程, 地质条件差, 因此, 给现场施工技术和实际操作、围岩顶板控制带来困难, 为便于施工和工程技术人员实际操作, 使用“新奥法”即长台阶施工方法 (上、下半断面施工法) , 从交岔点设计基本轨起点开始向前施工5m后, 掘进窝头的底板抬高2.5m为交岔点上部无圆心施工断面中的拱基线, 以施工图中各断面处的数据施工长14m到设计交岔点牛鼻子处停掘 (此处巷道最大掘进断面48.1m2, 净宽度为9.5m, 净高度为3.6m) 。交岔点上部掘进工程完工后, 从底板抬高点处起底刷帮施工交岔点的下部工程 (高度2.5m) , 每前进2m进行一次支护, 直到交岔点牛鼻子处。

3.2 支护设计

根据1400轨道下山1300甩车场的地质条件, 基于支护设计原则, 结合工程实践经验, 提出采用高预应力、强力锚杆与“三径”匹配系统支护巷道。

1300甩车场交岔点采用“锚杆—锚索—钢带—钢筋网—喷砼”联合支护, 使用MQT—130C1型锚杆机施工锚杆孔 (锚索孔) 。锚杆规格为φ22mm×2400mm左旋无纵筋螺纹钢 (QU500) 强力锚杆, 锚杆间排距为700mm×700mm, 呈矩形布置;拱顶部锚杆每根采用1支CK2335型超快速、2支Z2360型中速树脂药卷全长锚固, 其余锚杆使用2支Z2360型中速树脂药卷加长锚固。锚杆配件采用120mm×120mm×10mm的蝶形高强度托盘, 拱高不低于36mm, 配合高强M24快装螺母, 尼龙减摩垫片和高强调心球垫, 力学性能与锚杆强度相配。螺母用BK42型气动扳手预紧, 预紧力达到300N.m, 抗拔力为100k N。

锚索规格为φ17.8mm×7300mm高强度低松弛预应力钢绞线, 间排距1600mm×1600mm, 每根锚索采用1支CK2335和2支Z2360型树脂药卷端头锚固。锚索必须及时张拉预紧, 初次张拉预紧力不低于250k N, 锚索预紧力损失完成后要达到200k N。采用300mm×300mm×16mm的蝶形高强度托盘, 拱高不低于60mm, 配套锁具、配合高强调心球垫, 力学性能与锚索强度相配, 承载能力不低于500k N。

锚杆组合构件采用φ12mm×长2000mm×宽70mm钢带 (钢筋梯子梁) 及φ8mm×长1500mm×宽900mm的钢筋网, 网格为100mm×100mm。钢筋网必须紧贴岩面, 钢带紧压钢筋网, 托盘正向压在钢带上, 每根钢带不得少于3个锚杆固定, 且锚杆、钢带、钢筋网必须连为一体, 锚杆预紧后螺母以外的锚杆外露不大于40mm。

锚杆、钢筋网、钢带安装完毕后喷砼封闭, 喷砼厚度为100mm, 喷砼后锚杆钢带等不外露。断面支护图如图2所示。

3.3 效果

该交岔点在使用正台阶施工法及“锚杆—锚索—钢带—钢筋网—喷砼”联合支护技术后, 有效地控制了顶板, 提高了支护强度, 破碎岩层大断面施工中杜绝了以往出现片帮脱顶、支护失效、变形现象, 巷道围岩保持了完整性。

在通过用测力器对现场锚网喷支护技术的拉拔检查得知, 其支护力度已经达到了锚杆锚固力的设计值, 并在钢筋网、钢带和喷砂浆的作用下, 其支护的强度已明显增大。可见, 其施工方法和支护效果已经体现, 围岩的稳固性得到提高。

4 结论

由于采用了正向长台阶施工法, 将大断面分为上下两部分施工, 有效地降低了施工高度, 减小了一次开挖断面过大对围岩的破坏程度, 同时采用了高预应力、高强度锚杆与“三径”匹配支护系统以及锚索、钢筋网、钢带, 在施工中, 破碎岩石大断面巷道顶板和两帮得到及时的控制, 增强了支护强度, 确保安全施工, 积累了破碎软岩层大断面施工经验。

参考文献

大断面软岩巷道 篇9

随着我国煤矿开采深度的不断增大,巷道工程施工逐渐穿越更为深部的岩层。研究表明: 巷道埋深超过800m后,在高地应力作用下其围岩表现出的力学特 性、变形破坏 特征与浅 部相比明 显不同[1,2],围岩支护难度增大,尤其是软岩巷道。由于支护方法不当导致的深部软岩巷道失稳破坏现象屡见不鲜,严重影响其正常使用,同时后期的反复维修不但影响工程施工,而且将消耗大量财力物力。

针对以上问题,国内外学者采用理论分析、试验研究、数值模拟等手段,开展深部软岩巷道围岩力学特性、变形破坏机理及支护方式、支护强度和参数等方面的研究,为软岩巷道稳定性控制及变形破坏后的修复提供合理方法[3,4,5,6,7,8]。深部巷道工程具有的典型特点是地质条件差异较大且地应力复杂多变,因此其变形破坏模式和支护方法不尽相同[9,10]。目前,深部软岩巷道工程的支护及变形破坏后的修复技术一直是采矿及岩土工程领域研究的热点。

本文结合已有研究成果,以某矿区深部软岩大变形巷道为例,采用现场监测、数值模拟等方法,研究围岩变形破坏规律,在此基础上,提出一种“刚柔”结合的新型支护方法,为软弱大变形巷道围岩稳定性控制并延长巷道安全服务期提供科学依据。

1深部软岩巷道围岩变形破坏特征

某矿区轨道大 巷设计长 度795m,平均埋深1050m,服务年限20年,断面形状为半圆拱形,净宽5m,净高8. 15m。巷道穿越岩体为褐灰色砂质泥岩,岩性较差,且极不稳定,在前期施工中,采用高强 ( φ22 ~ φ24mm) 锚杆及喷射混凝土支护,巷道使用一段时间后,由于围岩变形量大导致无法正常使用, 后经多次维修围岩变形仍无法得到有效控制。

1.1围岩变形破坏特点

根据现场监测数据及变形情况分析,归纳为以下几点: 1巷道围岩变形破坏范围大。通过图1可以看出,巷道轴线方向围岩发生了明显的拱顶下沉、 坍塌,拱腰片帮、岩体脱落等问题,整体表现出强烈的断面收敛和围岩破坏。2变形量大。现场监测结果表明,巷道断面整体收缩变形量大,利用初始锚喷支护方案支护,巷道使用1个月后,拱顶平均下沉量大于120cm,有的位置高达150cm,两帮挤入在150 ~ 200 cm之间。3围岩变形持续时间长,且具有明显的阶段性。现场位移监测数据表明,围岩变形具有明显的流变性。巷道开挖支护后围岩变形在10d左右达到较高水平,之后经历一段时间的缓慢变形后逐渐趋于稳定。现场监测围岩变形如图1所示。

1.2围岩破坏深度

巷道开挖后围岩受到扰动,其破碎区、塑性区大小是支护设计的重要依据。为进一步掌握巷道围岩破坏情况,通过钻孔窥视技术,对破碎区、塑性区岩层的厚度进行探测分析。

现场试验段深部巷道围岩测试采用YS( B) 型钻孔窥视 仪,钻孔方位 与巷道垂 直,钻头直径42mm。每个断面布置7个探孔,分别位于拱顶、两拱肩、两帮和两侧拱脚,探孔设计深度为7 ~ 9m。通过钻孔窥视,获取不同深度围岩变形破坏情况,图2为部分钻孔内部图像。分析围岩破坏情况可知,随着围岩深度的增大,其破坏程度逐渐减小; 不同位置处,围岩的破坏情况并不一致,拱顶处破坏深度和范围较拱腰处大。

根据不同探孔的探测结果,考虑不同深度、不同断面位置处围岩破坏程度,将围岩分为破碎区、塑性区和完整区,其分布如图3所示。通过图3所示可以看出,破碎区深度大致分布在围岩3m之内,该区域围岩松散破碎,裂隙较为发育; 塑性区深度大致分布在围岩3 ~ 7m,该区域内岩体裂隙逐渐减少; 当深度超过7m后,开挖对围岩影响较小,岩体完整性较好。

2深部巷道围岩稳定性控制

在深部煤矿巷道支护工程中,支护方式的选择及支护参数的确定往往是影响支护效果,实现巷道长期稳定的重要研究内容。针对围岩破坏情况,提出“刚柔”结合的大变形巷道围岩新型支护方法,并对其支护效果进行数值分析,为深部巷道的施工与设计提供一定的理论指导。

2.1支护方案

针对深部软岩巷道破坏程度不同,将围岩分为破碎区( 0 ~ 3m) 、塑性区( 3 ~ 7m) 和完整区,为实现对不同破坏程度围岩进行加固并确保支护体系的完整性,同时达到经济合理的效果及巷道的长期稳定性,根据破碎围岩工程现场和室内注浆扩散试验成果,提出“刚柔”结合的大变形巷道围岩新型支护方法,具体实施方案如下:

对0 ~ 3m范围内破坏区围岩,注入水泥 - 水玻璃加固,实现对浅部破碎围岩封闭和加固的效果,为深部塑性区围岩的高压注浆提供条件; 对3 ~ 7m范围内塑性区围岩,由于巷道开挖影响较小,裂隙发育较弱,采用高压注入化学浆加固; 注浆结束后,设置长锚索,将注浆加固区与未受扰动的完整区围岩连接。以上方法实现对巷道围岩的“刚性支护”。

考虑巷道存在的长期变形,“刚性支护”结束后,垫1 ~ 3层木板作为缓冲卸压层,并架设可缩性U型钢支架,实现抵御巷道长期变形的“柔性支护”。

针对松散破碎区和塑性区围岩,根据其监测深度分布采用 ф22 mm × 3000 mm和ф 22 mm × 7000 mm注浆锚索,注浆结束后,设置的长锚索采用 ф22 mm × 9000 mm高强度低松弛预应力钢绞线锚索; 破坏区、塑性区注浆锚索和长锚索三者采用插花布置, 其间排距分别为600 mm × 600 mm、1200 mm × 1200 mm、1200 mm × 1200 mm。底板采用 ф22 mm × 6 200 mm高强钢绞线锚索,其间排距为1300 mm × 1300 mm,施加预紧力为150 k N。掘巷后两个月,待硐室变形稳定后,开始浇筑钢筋混凝土,浇筑厚度为500 mm。巷道支护断面如图4所示。

2.2支护方案数值模拟

根据现场地质勘察报告,计算断面选取巷道埋深为840m。数值计算选取的模型大小为150m × 150m,以巷道底板中点作为模型中心。模型左右侧边界施加X方向水平方向约束,底部边界施加Y方向竖直方向约束,整个模型施加岩体自重压力。根据现场地应力测试结果,在模型上方施加13. 50MPa的压应力,侧压力系数为0. 82。选用摩尔—库伦屈服准则来模拟围岩的变形破坏性质。岩层分布如图5所示。

根据岩体力学试验和工程勘察资料,确定围岩力学参数取值见表1。

为研究所提出的“刚柔”结合的软弱大变形巷道新型支 护方法的 支护效果,应用有限 元软件 ( ABAQUS) 对支护方案进行数值模拟研究。数值计算中,注浆加固圈的支护效果通过提高注浆范围内围岩的力学参数来模拟。研究表明,围岩在进行注浆加固以后,其力学参数会有显著提高,弹性模量一般的都能提高30% 以上,粘聚力和内摩擦角都能提高20% ~ 30%[11],同时考虑现场支护效果,确定注浆加固区计算参数( 见表2) 。

支护方案数值模拟共分为三步: 1模型边界施加初始应力进行地应力平衡; 2巷道开挖并对围岩注浆加固,同时安装长锚索; 3根据施工进度,待注浆后30天,施工缓冲卸压层和U型钢支架。有限元计算模型如图6所示。

图7为新型支护方案下围岩变形及塑性区分布模拟结果。在新型支护条件下,拱顶下沉量仅为7. 44mm,底鼓量约为31. 52mm; 围岩塑性区主要分布于巷道两帮和两侧底角位置,最深处约为1. 82m。 与初始支护方案下围岩变形量监测及其变形破坏范围探测结果对比可以看出,新型支护方案下围岩变形以及塑性区面积及深度均有明显减少。

数值计算结果表明,新型支护方案对巷道起到了良好的保护作用,对于改善围岩受力状态,控制巷道变形,降低松动区范围效果明显。

2.3支护效果

为了监测巷道的变形情况,在整修段巷道内从外口向里80m布置了第一个监测断面,然后每隔50m布置下一个监测断面,共布置了5个监测断面。 在每个监测断面上,巷道顶板正中位置布置红外顶板离层仪,用以监测整修后巷道的顶板变形情况; 在巷道两帮布置多点位移计,用以监测巷道两帮的变形情况。现场监测变形随时间的变化规律如图8所示,可以看出: 经过近5个月的监测可知,整修段巷道每个监测断面顶底板收敛变形值均能控制在60mm以内,两帮收敛量低于15mm,且巷道后期变形逐渐趋于稳定。

图9为巷道支护5个月后的现场效果图,可以看出在新型支护方案下,围岩变形得到了有效控制,经过近5个月的现场位移监测表明,巷道处于稳定状态,工业试验后巷道断面收敛率低于5% 。表明新型支护方案能够满足深部软岩巷道稳定性控制的要求。

3结论

1) 以某深部软岩巷道工程建设为例,采用现场围岩变形监测、松动区钻孔探测等方法,分析围岩长期变形趋势及破坏机理。

2) 针对围岩破坏特征,提出了“刚柔”结合的软弱大变形巷道围岩新型支护方法: 根据围岩破坏深度不同,采用不同注浆方法分区域加固,形成“刚性”承载圈,并在巷道最外部设置缓冲层及可缩性U型钢支架,形成柔性加固圈。

3) 利用有限元模型对新型支护方法的支护效果进行了数值模拟,结合现场监测变形数据分析,验证新型支护方案的合理性。在新型支护方案下,围岩变形得到了有效控制,工业试验后巷道断面收敛率低于5% 。表明新型支护方案能够满足深部软岩巷道稳定性控制的要求,对类似工程的施工具有一定的指导意义。

摘要：深部软岩地下工程围岩稳定性差且具有长期流变效应,由于支护不利导致围岩产生大变形破坏问题趋于突出。针对以上问题,以某深部软岩巷道工程建设为例,采用现场监测、数值模拟等方法,分析围岩长期变形趋势及破坏机理;针对围岩破坏特征,提出“刚柔”结合的软弱大变形巷道围岩新型支护方法:考虑围岩不同深度破坏情况不同,采用不同注浆方法分区域加固,形成“刚性”承载圈,并在巷道最外部设置缓冲层及可缩性U型钢支架,形成柔性加固圈。利用有限元模型对其支护效果进行数值模拟,结合现场监测变形数据分析,验证了新型支护方案的合理性。