围岩水环境（共7篇）
围岩水环境 篇1
引言
在我国, 缓倾斜厚煤层煤炭产量占总产量的40%以上, 很多矿区赋存有3.5m以上的厚煤层且均为主采煤层。一般矿井目前采用分层不铺网综采开采工艺, 顶分层开采后, 下分层开采还要等到陷落顶板在自然条件下生成再生顶板后, 其稳定性与综采设备及配套的适应性难以保证;同时, 稳定需要时间长、开采难度大等不利因素, 极易造成大量煤炭资源损失浪费;第三, 因上分层的开采扰动, 顶板覆岩及地表容易产生漏风通道, 采空区局部瓦斯等有害气体超限和遗煤自燃发火倾向严重, 使下分层开采潜在风险大增, 加剧了安全开采难度。目前, 大采高一次采全厚在6.0m以下煤层中应用较多, 如晋城、潞安、大同、阳泉、邢台、徐州、兖州、阜新、神府及东胜煤田。某煤矿大采高长壁工作面6.2m采高及其破碎围岩特征使之处于独特地位, 研究6.2m采高的开采工艺是一项极具挑战意义的课题。由于工作面采高大、采面长、回采巷道断面大, 在开采过程中对回采巷道和工作面端头围岩影响较大, 该范围内力学变化特征复杂, 可能造成工作面附近巷道或端头变形破坏, 影响生产。因此, 采用非线性大变形数值计算软件FLAC3D建立三维采场数值计算模型, 对该矿工作面和回采巷道变形破坏规律进行数值模拟, 并对采场围岩变形特征进行分析, 为工作面开采及回采巷道参数确定和优化提供了科学依据。
1.现场开采技术条件
该矿主采煤层埋深为180m, 平均厚度为6.1m, 顶板为泥岩和粉砂岩, 底板为粉砂岩, 平均倾角10°。大采高工作面位于井田的南翼采区, 地面标高为1200m, 工作面标高为1010～1020m, 工作面倾斜平均长度250m, 主采煤层煤层硬度系数f=2.5, 全井田可采。根据现场勘测调查, 该工作面煤层中节理发育, 顶板岩石较破碎, 受采掘震动、松动影响, 节理易变成裂隙, 可能造成煤层片帮、顶板冒落。
2.计算模型
根据岩石力学参数和现场工程调查结果, 结合工作布置并考虑边界效应, 建立FLAC3D三维数值计算模型 (宽×厚×高=400m×150m×200m) 。模型侧面限制水平移动, 模型底面限制垂直移动, 沿走向方向为工作面推进方向。工作面推进方向沿y轴正方向, 采用Mohr-Coulomb plasticitymodel, 应变模式采用大应变变形模式, 用brick单元模拟煤岩层, 模型底部限制垂直移动, 上部施加上部岩层等效载荷, 模型前后和侧面限制水平移动, 整个模型由628075个单元组成, 包括656208个节点。计算模型见图1 (a) 。三维数值计算模型见图1 (b) 。
3.数值计算参数
根据现场取样和岩石力学试验结果, 当载荷达到强度极限后, 岩体产生破坏, 在峰后塑性流动过程中, 岩体残余强度随着变形发展逐步减小。因此, 本计算采用应变软化模型, 以反映岩体破坏后随变形发展残余强度逐步降低的性质。计算中采用莫尔一库仑 (Mohr-Coulomb) 屈服准则判断岩体的破坏:
式中, σ1、σ3分别是最大和最小主应力, c、φ 分别是黏结力和摩擦角。当fs>0时, 材料将发生剪切破坏。在通常应力状态下, 岩体的抗拉强度很低, 因此可根据抗拉强度准则 (σ3≥σT) 判断岩体是否产生拉破坏。
根据现场地质调查和相关研究提供的岩石力学试验结果, 考虑到岩石的尺度效应, 模拟计算采用的岩体力学参数见表1。
采空区垮落材料具有宏观连续和不可逆压缩变形的特点, 垮落矸石在各向同性压力作用下造成永久性体积缩小和应变硬化现象。这种体积硬化力学行为可以用体积硬化模型描述 (图2) 。
综放过程中, 随着回采面的不断向前推进, 采空区的矸石也随之冒落。采空区冒落的矸石是一种松散介质, 宏观上, 它对顶板支撑的力学作用可近似地用变形不可逆支撑体表述, 需要考虑的是, 随着工作面的推进和时间的增长, 矸石在覆岩作用下逐步被压实, 材料的密度ρ、弹性模量E和泊松比υ随时间而增加。已有研究表明, p、E和υ变化规律可由以下经验公式表述:
ρ=1400+800 (1-e-1.25t) (kg/m3)
E=15+200 (1-e-1.25t) (MPa)
υ=0.05+0.2 (1-e-1.25t)
式中, 时间t的单位为年。上式反映出ρ、E和ν随时间呈指数增长的变化关系, 最终达到恒值。
研究区内的垂直应力随深度线性变化, 考虑构造应力的影响, 在煤层倾向的水平应力取与垂直应力相等 (σy=σz) , 沿煤层走向的水平应力取垂直应力的0.75倍 (σx=0.75σz) 。
4.计算结果及分析
4.1回采巷道变形特征
图3 (a) 为回采巷道位移特征, 运输巷和下运输巷断面较大, 相距较近 (4lm) , 所以, 相互作用影响明显, 位移变化范围大。从图3 (b) 可看出, 运输巷道底板位移较大 (0.019m) , 顶板较底板小, 下运输巷也具有相同的特征, 在位移图中, 两条巷道顶部位移轮廓有相互重叠区域, 该区域位移值为0.01m左右。图3 (c) 正剪应力最大值为1.2MPa, 负剪应力最大值为0.91MPa, 出现在巷道的四角区域, 负剪应力的向岩层深部延伸较大, 总体看来, 回风巷受剪切影响小, 运输巷影响最大, 主要由于巷道断面较大所致, 也与巷道之间相互影响有关。
4.2切眼三维 (空间) 力学特征
布置切眼和联络巷后, 位移特征变化明显, 见图4。水平剖面中, 位移最大区域处于运输巷与切眼、联络巷交汇处底板, 位移最大值达到0.026m, 同时, 底板最大位移轮廓向切眼方向延伸范围较大。倾向剖面中, 切眼倾斜下部区域位移变化较上部明显。在运输巷附近, 开挖切眼位移与运输巷道位移叠加, 巷道顶部位移轮廓向顶部岩层延伸范围较大, 运输巷与切眼交汇 (下端头) 右上方顶板及顶煤区域为变形较大区域。底板与顶板位移特征相同, 但其变形影响范围较小。回风巷与切眼交汇区域, 由于巷道断面较小, 交汇空间较小, 所以, 相对运输巷其位移变化明显范围也较小。
布置切眼和联络巷后, 其最大主应力见图4 (c) 和图4 (d) 。由于岩层地质赋存特征所致, 切眼附近围岩倾斜上部区域变化较下部明显。运输巷附近, 顶板应力释放范围较大。底板最大主应力与顶板特征相似。水平剖面中, 在运输巷区域, 特别是运输巷与切眼交汇区域 (工作面下端头) , 出现四个主应力较高区域, 其中, 靠近工作面一侧的两个高应力区域较采空区一侧应力值大, 且影响范围也较采空区一侧大, 从应力值大小可以看出, 最大主应力值为5.5MPa。回风巷上端头区域也出现了高应力范围, 但相对下端头影响范围和应力值较小。
同样, 从工作面煤体内塑性区分布特征 (图5) 可看出, 工作面倾斜下部区域较倾斜上部区域塑性区范围大, 下端头处塑性区范围最大, 以剪切破坏为主, 运输巷和切眼靠近煤壁一侧塑性区向煤体内部延伸范围大 (20m) , 上端头塑性处范围较小。
4.3不同推进距离力学演化特征
图6为开采过程中最大主应力演化特征, 随着工作面推进, 零应力范围增大, 顶底板破坏范围增加, 从前方煤壁最大主应力值可看出, 随着推进距离的加大, 最大主应力值也增加, 开挖切眼时, 应力峰值为4.5MPa, 峰值位置距离工作面3m左右;推进12m时, 应力值峰值为5.5MPa, 峰值位置距离工作面3m左右;推进距离达到40m时最大主应力达到6MPa, 应力峰值距离工作面约9m左右;当推进至60m时最大主应力值为6MPa, 应力峰值距离工作面9m左右。
5.结论
(1) 大采高工作面回采巷道变形主要集中在运输巷和下运输巷区域, 巷道顶板变形量较大, 且两条巷道顶部变形具有叠加效应, 巷道四角部位受剪切作用影响范围较大, 两帮煤体处于高应力状态, 可能导致煤体片帮现象。
(2) 布置切眼后, 围岩的力学状态明显改变, 特别是在工作面下端头 (运输巷与切眼交汇区域) 应力集中和位移变化较明显, 根据最大主应力和塑性区特征分析, 切眼与运输巷靠近煤壁一侧为破坏较严重区域, 破坏范围达到20m左右。其次运输巷与联络巷拐角区域破坏较严重, 以上为下端头区域为开采过程中主要支护控制区域。由于回风巷断面较小, 上端头变形破坏程度低。
(3) 随着工作面推进, 工作面顶板变形量和破坏范围增加, 煤壁前最大主应力峰值增加, 最大值达到7MPa左右。在推进距离达到40m左右时, 煤壁前方应力峰值达到最大值。随着工作面推进, 下端头靠近煤壁一侧应力继续增大, 需加强下端头措施, 防止煤壁破坏等现象发生。
参考文献
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围岩水环境 篇2
1 地下工程围岩稳定性因素
1.1 岩石性质及岩体的结构
围岩的岩石性质和岩体结构是影响围岩稳定性的基本因素。从岩性的角度, 可以将围岩分为塑性围岩和脆性围岩, 塑性围岩主要包括各类黏土质岩石、破碎松散岩石以及吸水易膨胀的岩石等, 通常具有风化速度快, 力学强度低以及遇水软化、崩解、膨胀等不良性质, 故对隧道围岩的稳定最为不利;脆性围岩主要指各类坚硬体, 由于岩石本身的强度远高于结构面的强度, 这类围岩的强度取决于岩体结构。
从岩体的结构角度, 可将岩体结构划分为整体块状结构、层状结构、碎裂结构、散体结构。松散结构及破碎结构岩体的稳定性最差;薄层状结构岩体次之;厚层状块体最好。对于脆性的厚层状和块状岩体, 其强度主要受软弱结构面的分布特点和较弱夹层的物质成分所控制, 结构面对围岩的影响不仅取决于结构面的本身特征, 还与结构面的组合关系及这种组合与临空面的交切关系密切相关。软弱夹层对围岩稳定性的影响主要取决于它的性状和分布。一般认为软弱夹层的矿物成分、粗细颗粒含量、含水量、易溶盐和有机质等的含量是决定其性质的主要因素, 软弱夹层的强度较低, 不利于隧道围岩的稳定。
1.2 岩体的天然应力状态
岩体的天然应力是岩体的自重应力、构造应力及残余应力在某一个具体地区以特定方式作用的结果。大量实践资料证明, 大多数地区岩体的天然应力状态水平应力大于垂直应力。一般情况下, 隧道轴向与水平主应力垂直, 以改善隧道周边的应力状态, 当水平应力很大时, 隧道方向最好与之平行以保证边墙的稳定性。岩体的天然应力对隧道的影响主要取决于垂直于隧道轴向水平应力的大小与天然应力的比值 (ζ) , 它们是围岩内应力重分布状态的主要因素。最大天然主应力的数量级及隧道轴向的关系, 对隧道围岩的变形特征有明显的影响, 因为在最大主应力方向围岩破坏的概率及严重程度比其他方向大。
1.3 地质构造
褶曲和断裂破坏了岩层的完整性, 降低了岩体的力学强度, 岩体经受的构造变动次数愈多, 岩层的节理裂隙就愈发育, 岩体的稳定性也就愈差。因此, 隧道应尽可能避免设在坚硬和软弱岩层之间的岩层破碎带、褶皱或断层带;在无法避免的情况下, 隧道应尽量设在坚硬岩层中, 或尽量把坚硬岩层作为顶层围岩。褶皱的形式、疏密程度、轴向与隧道轴线的交角不同, 围岩的稳定性不同, 这是由于褶皱的核部岩层受到强烈的张力和压力的作用, 故核部的岩层就比翼部的岩层破碎得多, 因此, 隧道横穿褶皱翼部比横穿核部有利。如果隧道通过断层, 断层宽度愈大, 走向与隧道轴向交角愈小, 在隧道内出露的愈长, 对围岩稳定性影响愈大。另外, 断层破碎带物质的碎块性质及其胶结情况也都影响围岩的稳定性。
1.4 地下水
围岩岩体中地下水赋存条件与活动状况, 既影响围岩的应力状态又影响围岩的强度, 进而影响隧道围岩的稳定。围岩中地下水状态一般可以分三级, 即干燥、有渗水、潮湿。实践证明, 只要隧道围岩是干燥的, 即便是通过软弱的或破碎的岩层时, 围岩的稳定性较好或危害比较微弱。当隧道处于含水层中或隧道的围岩透水性较强, 即隧道围岩中有渗水或潮湿时, 地下水对隧道围岩稳定性的影响比较明显, 主要表现在静水压力作用、动水压力作用、软化作用和溶解作用、对可溶岩体的溶蚀作用及对滑动面的润滑作用等。
2 围岩稳定性与围岩控制
围岩稳定性评价是地下工程围岩稳定性的基础, 也是地下工程规划选点、可行性评估、设计、工程造价定额预算及工程施工的重要依据。地下工程整体稳定性评价常采用的方法可以分为:定性评价法、解析分析法、数值计算及模拟试验法四大类。工程上主要采用定性评价法, 分类的目的是对围岩的整体稳定程度进行判断, 并指导开挖与系统支护设计。围岩分类的思路, 首先对围岩体质量进行评价, 然后结合考虑工程因素对围岩的稳定性进行判断;根据测试及类比, 建议供设计参考使用的地质参数;确定各类围岩的开挖、支护准则。一个比较科学、合理并符合地下工程围岩实际情况的围岩分类, 是人们正确认识地下工程围岩工程地质特性的共同基础, 可以指导工程地质勘测和地下工程设计及施工, 有助于合理选择设计理论和方法, 提供支护设计参数以及施工方法和施工工艺。围岩的稳定性主要是靠围岩本身的强度和支护的共同作用形成的共同体。
3 围岩稳定性监测
现场量测是新奥法的三大支柱之一。地下工程信息化施工主要是以现场量测为手段的一种设计、施工方法, 这种方法的最大特点是可在施工时一边进行隧道围岩变形及受力状态的各种量测, 一边把量测的结果反馈到设计、施工中, 从而最终确定施工方法、开挖顺序和支护参数, 使设计、施工更符合现场实际。
对于地下工程稳定性的监测与预报是保证工程设计、施工科学合理和安全生产的重要措施[4]。隧道新奥法施工技术就是把施工过程中的监测作为一条重要原则, 通过监测分析对原设计参数进行优化, 施工中坚持“预探测、管超前、严注浆、小断面、短进尺、强 (紧) 支护、早封闭、勤量测”的二十四字方针[5,6]。
4 锚杆工作载荷与围岩稳定性
锚杆作为支护系统的一个重要组成部分被广泛地应用于地下巷道围岩的加固与支护中。在这些工程应用中, 根据围岩的性质以及服务特点采用全长锚固锚杆、部分锚固锚杆以及端锚式锚杆, 对围岩进行加固。不同的锚杆甚至相距很近的锚杆中所承受的拉应力也由于锚固条件的不同而不同。即使是同一根锚杆由于开挖过程中应力的重新分布, 锚杆的受力也会在服务期限内发生改变。这些应力的作用会造成锚杆位移甚至断裂, 大大降低了支护系统的稳定性。锚杆的安装作业以及操作工人的锚固技巧也影响锚杆中的预应力与锚固质量, 因此, 非常有必要对锚固质量、锚杆的完整性以及锚杆中的应力状态进行实时监控。当前的检测手段主要是以破坏性的测试方法为主, 给工程施工带来很多不方便。
地下结构围岩稳定性处在随时空不断变化的状态之中, 是一个非确定性问题。在围岩及其支护结构失稳之前采取有效的加固措施, 达到主动控制围岩变形及其稳定性的目的。围岩应力的动态、实时监控可为我们超前获取围岩压力活动信息, 主动采取必要的控制措施提供有效可靠的技术手段。
锚杆无损监测是近年来发展的一项新的监测技术。基于锚杆荷载无损检测的地下结构围岩稳定性评估与预测, 就是在巷道围岩变形的关键点处, 通过特征锚杆在激发荷载作用下动态响应 (加速度) 的现场检测和实时分析, 获取特征锚杆工作荷载的变化信息, 随时掌握巷道围岩压力与变形的活动规律。根据锚杆工作荷载与围岩变形特征的对应关系, 对地下结构围岩及支护结构的稳定性做出实时判断和安全评估[7,8]。为地下支护结构的优化设计、加固补强提供及时可靠的决策依据。变信息相对滞后为超前获取, 被动防护为主动加固。
5 结语
地下工程围岩稳定性是一个极其复杂的问题, 在实际工程中更是受到了许多因素的影响。许多学者花费了大量时间与精力研究这个问题, 在巷道支护参数的确定方面取得了很大进展。在围岩稳定性监测方面, 提出了许多检测手段与方法, 但是, 在实际施工过程中, 大多数检测手段还是以经验为主, 所以, 把监测数据与围岩稳定情况联系起来并且能够定量分析成为了学者近年来研究的重点, 本文介绍的利用锚杆无损监测把锚杆工作载荷与围岩稳定性评价联系起来的方法是很有效的, 这种方法拥有定量分析、全程监测、不会损坏锚杆 (原有支护强度) 等优点, 值得大力研究发展。这种监测体系的建立必然对地下工程施工有重大的推动作用。
摘要：对影响地下工程围岩稳定性的自然因素进行了详细分析, 讨论了围岩稳定性与围岩控制的方法与思路, 介绍了围岩稳定性的监测方法和手段, 论述了锚杆工作载荷与围岩稳定性的相互关系, 用锚杆无损监测的方法来全程监测围岩稳定性对研究围岩稳定及工程施工具有很大的指导意义。
关键词：围岩稳定性,锚杆,围岩控制,锚杆无损监测
参考文献
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软弱围岩隧洞施工 篇3
富水水库放空隧洞工程位于湖北省阳新县境内长江水系与富水流域中下游交界处的龙港镇, 为富水水库除险加固工程。隧洞设计为圆形断面, 开挖洞径8.0m, 洞长312m, 洞口边坡设计为1:1。
隧洞轴线顶全线住有居民, 最大隧洞埋深只有54米, 施工的安全直接影响到居民的生命财产的安全。放空隧洞设计洞线地段位于通山复式背斜之排楼倒转背斜的南翼, 其地层出露主要为下志留系水云母页岩, 质软易风化, 水云母含量80%以上。裂隙中含有黄铁矿, 遇水软化, 并有硫化物析出。围岩属Ⅳ——Ⅴ类围岩, 岩体稳定性差, 自稳时间短的特点。现象表现为挖掘机挖不动, 遇水成泥浆。
由于进水闸及引渠基坑的开挖造成洞轴线方向边坡及右侧边坡的蠕变, 还未达到进洞面, 就形成边坡最大水平位移达到95cm、垂直位移达35cm, 边坡喷锚支护被破坏, 导致居民住房裂缝最大达12cm。为此, 湖北省水利厅主要领导及专家多次到施工现场检查指导工作。
2 问题分析
本工程存在的主要问题是洞口边坡失稳、洞挖难度大, 不能按常规爆破施工。经过多次专家会讨论、分析, 大家一致认为导致边坡失稳的主要原因是:地址条件差;设计边坡太陡;业主、设计、监理、施工均无类似经验。
专家们认为, 处理好边坡, 隧洞是可以继续施工的。但是洞挖应采用人工风镐开挖结合小药量松动爆破及逐孔间隔控制爆破的施工方法施工, 爆破参数必须经现场多次试验确定。
3 解决问题的方法、步骤依据
3.1 边坡截、排水处理
在边坡开挖线上挖排水沟 (50cm×60cm) , 浆砌块石衬砌, 水泥砂浆抹面。边坡用彩条布覆盖。
3.2 进洞口进行锁口
为抑制边坡下滑, 并使洞顶围岩厚度达到规范要求, 首先进行了混凝土锁口。
根据地质情况差、泥质页岩易软化的特点, 我们根据我单位在伯利兹马卡尔电站引水隧洞的施工经验, 提出隧洞锁口方案, 设计人员及监理人员进行了多次研究, 最后同意实施。开挖过程中密切关注边坡的稳定情况, 在开挖到高程37.00m时边坡开始缓慢地蠕变;为确保边坡安全和施工安全, 主坡和左右侧坡不再下挖, 即进行进洞锁口施工, 施工情况如下:为确保进洞开挖前期施工的围岩稳定, 我方在施工中采用了钢筋混凝土锁洞口, 混凝土洞口的外形为城门洞拱盖形, 净宽8m, 净高8m, 即在隧洞洞身之外进行锁洞口。锁口范围:自0-009桩号开始锁洞口, 沿现状主坡锁口至0+000桩号;同时在主坡和侧坡上浇筑贴坡混凝土, 使锁洞口混凝土结构与侧坡、主坡连成一个整体, 以利于锁口混凝土结构的稳定。锁口混凝土结构图见下图。锁口采用钢筋混凝土结构, 并在洞脸先打棚架锚筋, 以便于隧洞开挖时与支护钢拱架连成一体, 形成棚架结构。锚筋外露1~1.5m与混凝土锚接。同时考虑到岩石为强风化页岩, 属Ⅴ类围岩, 锁口时在主坡上洞顶范围内垂直洞轴线方向打入锚筋, 并将锚筋预留1.5m长与锁口贴坡混凝土衔接, 使岩体与锁口混凝土拱盖连为一体, 增加锁口的稳定性。
3.3 放缓边坡
将进水闸沿洞轴线向上游移9m, 使边坡达到1:1.5。锁口完成后进行闸室、渐变段及放空洞第一节的施工。待混凝土到龄期后, 进行土石方回填, 回填至48m高程后再进行洞挖。
3.4 隧洞施工
根据隧洞开挖施工的实际情况, 隧洞开挖后围岩有少量裂隙水渗出时, 岩体将在短时间内 (1~3小时内) 随着围岩的裂隙及节理面进行垮落, 施工中采用边开挖边支护, 人工风镐开挖结合小药量松动爆破及逐孔间隔控制爆破的施工方法施工, 取得较好的效果。
3.4.1 施工程序
掌子面开挖前的施工准备→排水处理→掌子面预处理 (超前锚杆施工) →隧洞掘进及临时支护 (钢架、挂网、喷射混凝土施工) →基础面处理→隧洞混凝土衬砌→养护→转入下一循环。
3.4.2 隧洞开挖衬砌施工方法
由于洞口受山坡岩体压力, 渗水不利因素影响, 且放空洞岩层属水云母页岩, 有松散性、质软、易风化、自稳时间短的特性, 在进洞开挖施工过程中, 将开挖施工中采用上台阶法和短台阶法进行施工。开挖方法分为两种, 一种是采用手风镐进行开挖;一种是采用手风钻造孔, 小炮爆破开挖结合光面爆破开挖进行施工。对于桩号0+003~0+007段及断层破碎带的掘进采取手风镐进行开挖, 采取台阶法进行施工, 先进行左侧上半部施工, 然后进行右侧上半部施工, 最后进行下半部施工;采取短进尺进行施工, 每次施工长度为1.0m, 边开挖边支护。
其它地段采取手风钻造孔、小炮爆破开挖结合光面爆破开挖进行施工, 上台阶法结合短台阶法进行开挖, 超前支护结合钢支撑的方式进行支护。根据围岩的特点采取多钻孔、少装药、短进尺、逐孔起爆的方式进行开挖施工。控制进尺 (钻孔深度控制在1.8m, 每一循环进尺控制在1.5m) , 采取火雷管结合导火索进行逐孔点火起爆, 每孔的装药量根据现场试验进行确定;保持围岩不受过分扰动和减轻因爆破造成的应力集中, 并争取在开挖爆破后5小时内进行喷混凝土支护, 对出露围岩面进行封闭, 维护爆破后围岩的稳定性。
上台阶进洞开挖利用下半圆拱力支撑上半圆围岩的稳定, 待上半圆进洞2~4个循环 (每个循环为1~1.5m) , 并待支护达到稳定后, 再进行下半圆隧洞石方开挖施工。下半圆开挖采用人工风镐开挖。开挖顺序见图2。
隧洞爆破施工布孔装药见图3:
施工中装药量:
施工出渣采用人工配合2m3装载机装渣并运输至洞口, 5t自卸汽车运输至弃料场, 投入装载机1台, 自卸汽车3台配合装运。完成一次爆破的出渣 (按虚方115m3石渣计算) 需2~3小时。
由于工作掌子面存在渗水, 地质条件较差, 洞身开挖采用超前锚杆进行超前支护, 钢桁架、钢筋棚架配合支护。
步骤1:打设超前锚杆, 采用气腿式手风钻沿开挖轮廓线进行造孔, 水平倾角为5°~8°, 孔深为4.0m, 孔距为40cm, 锚杆采用长4m的φ25mm螺纹钢, 并在最初打设锚杆的位置设立一弧向钢筋, 将锚杆外露部分连接成一体, 下一排锚杆与上一排重叠的部位为50cm, 并将外露部分焊接在钢支撑上。在开挖后, 首先对开挖顶面及侧面进行初喷混凝土, 喷射厚度为3~5cm, 在开挖前进1~2m时, 及时进行喷护。
步骤2:采用钢支撑支护, 钢支护采用10cm槽钢与φ25mm螺纹钢组合支撑, 在半圆形拱架拱脚部位打支撑锚杆, 锚杆规格:4Φ25, 孔深3.0m, 利用药卷锚杆 (LH200型浸水式锚固剂, 实际施工中锚固力能满足施工要求) , 在孔口外露端焊接钢板一块作为连接板:钢板厚10mm, 长8cm, 宽12cm。该钢板连接板作为拱架的支座。在安装钢桁架时, 在支座底部采用100×25×5cm的木板支撑基础, 将已经制作好的拱架运至洞内进行拼装;钢桁架间距为1.0~1.5m, 焊接在锚杆铁板拱座上, 根据开挖情况在左侧安装钢桁架支撑并与锚杆连接钣焊为一体, 同时对顶部一侧的桁架顶部竖立临时钢管支撑, 在完成右侧开挖后, 安装另一侧钢支撑, 并与先安好的钢支撑顶端、锚杆、连接钣焊为一体, (在顶部的两侧用两根水平钢筋连接, 要求按永久连接件焊接牢固) 。
步骤3:钢桁架纵向用钢管或钢筋将其连接为一个整体, 钢管间距为50cm, 采用钢筋时为Φ20间距25cm, 钢管 (钢筋) 与钢桁架采用焊接方式连接。
步骤4:在上半部开挖面布设钢筋网片。
步骤5:对形成钢格网的构架进行喷混凝土施工, 增强该部位的整体强度, 喷射厚度以盖住钢桁架为准。通过钢桁架支护, 使围岩基本处于稳定状态, 保证进洞爆破开挖、衬砌施工工艺正常进行。
喷射混凝土是利用压缩空气为动力, 将混凝土拌和料借助喷射机械通过输送料管和喷嘴直接喷射到喷面上并快速硬化的施工技术。配合比要求:能满足所需的强度要求, 粘附性较好, 能获得密实的混凝土;回弹量少、粉尘少, 不发生堵管。根据这些要求, 采取以下控制措施进行控制:水泥用量控制在350~400kg/m3;水泥用量过少, 则回弹量大, 初期强度增长慢;水泥用量过多时, 一是不经济, 二是喷射施工时粉尘增多, 恶化了施工环境, 另外在混凝土凝结过程中收缩较大, 会产生裂缝。
胶骨比 (水泥:砂加石) 宜为1:4~1:5;砂率:砂率宜控制在50%~60%。砂率的大小影响喷混凝土的性能, 还影响其力学性能。砂率过大因粗集料不足, 喷射时石子对混凝土冲击捣实力不大, 使喷混凝土的强度降低;同时砂多使集料表面积增大, 达不到相应的坍落度和流动性。水灰比:水灰比控制在0.5~0.6。水灰比的大小影响喷混凝土的回弹率和强度, 水灰比过小强度虽高但回弹率较大;水灰比过大时则强度低。
4 效果
富水水库放空洞工程完成工程量已超过2/3, 目前, 工程正在安全稳步的推进。锁口和闸室的外移, 确保了工程的安全。总之, 隧洞施工方案是成功的。
摘要：对软弱围岩中的隧洞施工安全问题进行了分析, 提出了有效的施工方案, 并对软弱围岩中的隧洞施工方法进行了详细的阐述。
围岩压力的影响因素 篇4
1 围岩压力类型
硐室开挖破坏了围岩的应力平衡状态, 导致围岩变形甚至遭到破坏。为了保障硐室的稳定、安全, 必须采取支护措施来阻止围岩的变形和破坏。这样, 支护结构与围岩之间就会产生相互作用, 围岩作用于支护结构上的力就是围岩压力。围岩压力可以分为垂直压力、水平压力和底部压力。在采矿工程中, 围岩应力和围岩压力都被称为矿山压力。广义的围岩压力包括变形压力、松动压力、膨胀压力、冲击和撞击压力。
1.1 变形压力
变形压力被称为“变形围岩压力”, 是由于围岩的变形受到支护的抑制而产生的围岩压力。变形压力的大小与原岩应力的大小、岩体的力学性质、支护的结构刚度和支护时间等因素有关。一般使用弹塑性、黏弹塑性原理对变形压力进行分析, 包括解析法和数值分析方法。
1.2 松动压力
松动压力包括塌落围岩压力和块体滑落围岩压力, 是由于硐室开挖而导致围岩松动或塌落, 并以重力形式直接作用在支护上形成的围岩压力。因此, 较大块体的稳定性问题可以采用块体理论进行分析, 塌落岩体形成的围岩压力可以采用普氏理论、泰沙基理论、有关规范的围岩压力计算公式等进行分析。
1.3 膨胀压力
岩体具有吸水、膨胀、崩解的特性, 由此引起的围岩压力被称为“膨胀压力”。岩体的膨胀性主要取决于其中蒙脱石、伊利石和高岭土的含量, 以及外界水的渗入和地下水的活动特征。膨胀压力与岩体的状态、隧道的结构形式等因素有关, 膨胀荷载的大小通常根据经验数据或测量结果来估计。
1.4 撞击和冲击围岩压力
撞击围岩压力是回采工作面上覆岩层剧烈运动时对巷道支护所产生的压力;冲击围岩压力是指围岩积累了大量弹性变形能之后, 突然释放所产生的压力, 又被称为“岩爆”。
2 围岩压力的影响因素和确定方法
2.1 围岩压力的影响因素
围岩压力主要取决于以下几个因素: (1) 初始应力状态和硐室的形状、大小。圆形、椭圆形和拱形硐室的围岩应力集中程度较小, 围岩压力也就相对较小。围岩压力随跨度的增加而增加, 但不一定成正比。例如, 我国单线和双线铁路隧道的跨度相差80%, 但围岩压力相差仅为50%左右。在稳定性较差的岩体内开挖硐室, 实际的围岩压力往往比按照常用方法计算得到的压力大得多。 (2) 地层岩性和地质构造。地层岩性和地质构造条件不同, 岩体结构特征和质量就不同, 相应的, 岩体的变形和破坏特征及围岩压力也就不同。 (3) 地下水的影响。软化岩体会直接形成压力。 (4) 支护的形式、时机和刚度。当围岩出现松动圈或塌落拱时, 支护结构主要用来承受松动岩体或塌落岩体的重量, 从而起到承载作用, 可以将这类支护称为“外部支护”;当围岩处于有限变形中, 支护结构主要用来限制围岩的变形, 从而起到约束作用, 这类支护被叫作“内承支护”或“自承支护”。通过化学灌浆、水泥灌浆、锚杆、预应力锚杆、喷混凝土等方式加固围岩, 可以提高围岩的自承能力。支护时机的早晚、支护结构本身的刚度与围岩变形限制程度有关。 (5) 时间。流变效应或变形的时间滞后效应与围岩变形的发展有关, 从而影响了围岩压力的大小。 (6) 施工方法。掘进的方法不同, 对围岩的扰动程度也就不同。 (7) 埋深。包括上覆岩层安全厚度和初始地应力。
2.2 围岩压力的确定方法
大体上, 围岩压力的确定方法主要有以下几种: (1) 现场实测法; (2) 连续介质力学方法, 包括解析法、数值分析 (有限元、有限差分法、边界元法和流形元等) ; (3) 非连续介质力学方法, 例如离散元法; (4) 围岩分类法, 包括公路、铁路围岩分类法; (5) 散体围岩压力理论, 包括普氏理论和太沙基理论等; (6) 块体理论和赤平投影分析法; (7) 工程地质类比法; (8) 物理模拟法。
摘要：围岩在硐室开挖的过程中起到了一定的承载作用, 它的受力形式复杂多样, 相应的确定方法也各有不同。其破坏形式和破坏特点主要取决于岩体的结构特征。
关键词：岩体,硐室,围岩,支护
参考文献
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[2]何宁, 娄炎, 娄斌.CFG桩复合地基加固桥头深厚软基[J].水利水运工程学报, 2010 (04) .
[3]黄生根.CFG桩复合地基现场试验及有限元模拟分析[J].岩土力学, 2008 (05) .
[4]李春旺, 孙强.几何相似体应力-应变分布相同时的载荷关系[J].空军工程大学学报 (自然科学版) , 2011 (02) .
软弱围岩隧道施工技术 篇5
一、软弱围岩隧道地质特点以及危害
1.地质特点
软岩, 主要是指第四系全新、中更新、更新统的坡残积土部分, 范围包括江河湖岸和池塘冲积、淤积层, 人工杂填土、水田、溶洞充填物、新老黄土、风积砂等。普遍具有内磨擦角小粘聚力弱及流滑、蠕变、膨胀、湿陷等不稳定的特点。一般南方地区软土含水量偏大, 扰动易液化呈液态流动, 北方地区软土含水量较小, 失水后易呈固态流动, 扰动易崩坍。北方地区软土浸水饱和, 极易流失并很快失去承载力。
2.工程特性
软岩扰动后, 自稳能力下降, 松动圈不断扩大, 围岩压力逐渐增加, 再次稳定的时间很长, 支护及衬砌结构承受围岩压力, 极易引起支护结构变形、收敛、下沉和衬砌结构开裂等事故和病害, 同时往往伴随地表下沉、失水等环境问题。软岩由于具有稳定性差、易崩塌溜滑等特点, 洞口段拉槽施工极易引起大范围牵连性滑动, 因而难以接近仰坡, 进洞困难。洞内施工, 由于承载力不足, 易导致支护结构下沉收敛, 同时掌子面围岩自稳力差, 易涌出和坍塌, 施工困难, 危险性大。软岩自稳时间短, 一般采取化大为小, 分部施工的方法, 因而工序繁多, 应力转换频, 封闭环形成的时间长, 安全与进度、进度与质量的矛盾突出。
3.软弱围岩的危害
软弱围岩的透水性能较差、固结速率缓慢等特点往往会使施工工程中的路面所具有的稳定性和承载性相对较差。一旦有较大的负载外力施加到路面上时, 很容易对路面的质量产生较大的影响, 从而危及交通安全。除此之外, 软弱围岩所带来的危害还会体现在路堤滑坡和路基沉降这两个方面。首先, 由于软弱围岩自身透水性和固结速率的基本特点所产生的影响, 往往会导致公路的稳定性较低。尤其是在坡度路面的施工建设中, 不稳定的软弱围岩在受到较大强度的外力作用时随时都会发生滑坡, 从而产生施工事故。而另一个方面, 由于软弱围岩的含水量比较大, 而且其内部有着很多的微小间隙, 以软弱围岩为基础建设的路面承载力极为有限。而在施工过程中难免会对其长时间持续施加高强度外力, 在力的作用下很容易发生路基沉降, 更严重的甚至会导致路面坍塌断裂的后果。而这也是绝大多数软弱围岩所带来的最为常见的路面危害。
二、软弱变形机制及控制原则
围岩的变形机制一般有多种情况和多个方面, 这主要是由岩石的复杂性决定的, 多数情况下变形机制主要可以分为以下两个方面。
1.材料变形机制
当围岩变形时通常是经过弹性变形、塑性变形及黏性变形来实现材料变形的一系列过程, 故材料变形主要包括这3种变形。
2.岩层结构变形
层状围岩的弯曲变形、软弱夹层的挤出变形、块状围岩的滚动变形以及土砂围岩的挤密或者松弛变形及结构面的滑动变形均为岩层结构变形的形式。
3. 隧道软弱围岩变形控制原则
软弱围岩隧道变形控制的整体原则为将围岩变形控制在容许范围内, 也就是满足:U≤U1, 其中, U为隧道施工后围岩的总变形量, U1为围岩容许变形量, 也就是变形控制标准隧道围岩的总变形量与掌子面超前变形、挤出变形、后方变形有关。因此, 围岩总变形量可以表述为:U=U1+U2+U3, 其中, U1、U2、U3, 分别代表掌子面超前变形量、挤出变形量、后方变形量。只有掌子面超前变形量、挤出变形量、后方变形量总和不大于围岩容许变形量才能确保软弱围岩隧道施工的安全性隧道开挖过程中, 所遇到的围岩类型不同, 自稳性较强的软弱围岩可以在隧道施工初期提供充足的支护时间, 另一类稳定性较差的软弱围岩, 由于其自身的稳定时间较短, 没有多余的时间设置初期支护, 那么就要严格限制围岩的变形, 确保围岩变形在容许的范围内。
三、控制围岩变形措施
在施工中一定要在地质资料详实的基础上科学分析并加上超前预报, 才有可能避免事件发生。在软弱围岩中, 支护结构和围岩共同构成了承载的支护体系, 而控制围岩发生形变的关键就在于对支护体系的利用。在隧道施工过程中应重视前方封堵及后方加固, 以对塌方区域进行合围, 从而有效地避免塌方恶化, 提高施工安全性。开挖创造条件, 有利于控制先行和后期围岩、支护变形, 隧道开挖后应及时进行初期支护, 包括喷射混凝土、锚杆、钢拱架等, 从而有效地对围岩变形情况进行控制。另外施工过程中还应尽量减少开挖的断面及跨度, 以有效地对围岩及支护变形情况进行控制, 避免塌方。另外, 对于软弱围岩地段应保证掌子面有足够的稳定性, 可通过对拱顶超前支护、稳定拱脚的锁脚锚管等进行维护的方式提高其稳定性。在对支护结构进行设计时应确保其可更好地进行支护结构封闭, 且应有利于整体稳定的封闭环状结构形成, 进而尽可能减小支护自身变形。此外, 还可利用超前支护方式, 这种支护方式主要利用超前小导管, 在隧道施工中, 支护前方围岩, 加固周边地层, 利用双层小导管加固松散地段, 进而有效扩大加固圈范围。
四、软弱围岩隧道施工技术的控制重点
1.预防隧道塌方
塌方是软弱围岩在施工中比较常见的一种事故, 如果出现塌方不但会带来严重的经济损失, 还会提高工程施工困难, 因此在隧道施工中对塌方进行预防是十分必要的。施工队伍在进入软弱围岩施工时, 需要对地质情况进行详细的分析, 深度认识地质情况, 依据地质情况合理地安排施工方法和施工进度, 对塌方情况进行全面预防。施工单位需要定期对施工人员进行安全培训, 使施工人员对塌方能够有一个正确的认识, 施工过程中坚持以标准化流程进行, 培养施工人员在工作中的良好行为习惯, 树立“安全第一”的意识。此外, 对塌方的预防还需要不断地提高施工技术, 对管理进行规范, 做好施工技术交底等工作。
2.衬砌防排水
在隧道结构中衬砌防排水通常采用“防、排、堵、截相结合, 因地制宜, 综合治理”的原则。在隧道施工初期就要采取相应的排水措施, 通过对弹簧透水盲管的使用, 利用沟槽将水排出。在软弱围岩隧道施工中, 隧道防水层施工涉及到的要点很多。隧道施工中, 喷射的混凝土表面较为粗糙, 因此在铺设防水板前, 要对粗糙处进行处理, 确保混凝土表面整洁。完成防水板铺设后, 施工人员不能穿带钉子的鞋在防水板上行走, 避免对其产生破坏。此外, 在施工过程中对钢筋的绑扎也需要格外小心, 不能对防水层造成破坏, 如果发现水板处存在小部分遭受了破坏, 补焊时应当通过双层补丁完成。当需要进行钢筋焊接时, 为了避免火花对防水层造成破坏, 在焊接时需要利用石棉对周围进行遮挡, 完成焊接后, 石棉板需要在冷却后再撤走。隧道施工中对混凝土的振捣必须要严格控制振动棒的应用, 禁止与防水层发生接触。
五、结语
Ⅲ类围岩凿岩爆破设计 篇6
关键词：爆破设计,工程地质,参数
1 工程地质情况
根据“石岭隧道”地质调查报告, 石岭隧道穿越的Ⅲ类围岩地段岩体为cd炭质灰岩、灰岩, 含方解石脉, 弱风化, 中厚层状, 灰岩表面有小型溶沟及刀砍纹, 产状280°～300°∠25°～29°, 节理不发育, 岩体完整, 岩溶发育。
根据现场开挖实际记录情况:石岭隧道穿越的Ⅲ类围岩岩体多呈层状排列分布, 其厚度大多在30～80cm之间;倾角在45°～80°之间, 多数向隧道掘进方向倾斜;结构走向与隧道掘进方向呈60°～90°之间角, 含有1～3组不等节理面;岩体的完整性相对较好, 但含有大量的方解石脉, 部分部位还含有少许的石英晶族;在局部地段富含溶沟、溶槽及一系列小断裂裂隙, 内部充填物多为呈流塑状态的黄色黏土, 含水量一般在13%～20%之间。总体而言, 石岭隧道的围岩产状相对于隧道的开挖是有利的。
2 凿岩爆破参数的确定
2.1 开挖断面面积的确定
根据石岭隧道设计端面尺寸要求, 其Ⅲ类围岩全断面开挖面积为S=146.31m2。由于采用全断面开挖不符合实际, 导致开挖断面面积太大, 故设计为上下台阶法开挖。上下台阶以圆心面为分界面, 由此上台阶开挖面积S=83.708m2, 下台阶开挖面积S=62.609m2。
2.2 单位岩体炸药消耗量确定
根据不同开挖断面尺寸的单位岩体的炸药消耗量的计算公式, 可计算不同台阶的单位岩体炸药消耗量。
根据相关经验, 实际单位岩体的炸药消耗量比计算所得应少0.2kg, 故实际单位岩体的炸药消耗量为:
上台阶q上=0.767kg/m3;
下台阶q下=0.82kg/m3。
2.3 炮眼布置个数确定
根据现场多次爆破实验经验的总结, 现将石岭隧道Ⅲ类围岩 (炭质灰岩) 定性在中等可爆岩体和难爆岩体之间。
对于中等可爆岩体, 各台阶炮眼个数:
上台阶:N上=37.6+1.36·83.708=151.4取N上=151
下台阶:N下=37.6+1.36·62.609=122.7取N下=122
对于中等可爆岩体, 各台阶炮眼个数
上台阶:N上=30.9+1.0·83.708=114.6取N上=114
下台阶:N下=30.9+1.0·62.609=93.5取N下=93
将其折中初定石岭隧道上下台阶的炮眼布置个数为:
上台阶:N上=132
下台阶:N下=107
2.4 炮眼深度的确定
依据前数次凿岩爆破的经验, 石岭隧道Ⅲ类围岩 (炭质灰岩) 各台阶的预计循环进尺控制在:
上台阶:2.8～3.0米, 炮眼掘进深度在3.4米左右。炮眼的利用率在82%～88%之间。
下台阶:3.9～4.2米, 炮眼掘进深度在4.8米左右。炮眼的利用率在81%～87.5%之间。
2.5 炸药消耗量的确定
依据循环进尺, 每一循环上下台阶的土石方爆破方量分别为:
上台阶:V=284.61m3;下台阶:V=300.52m3
每一循环各台阶的的炸药消耗总量为:
上台阶:K=2 8 4.6 1·0.7 6 7=2 1 8.3 0kg;
下台阶:K=300.52·0.82=246.43kg
2.6 炮眼布置形式及起爆方式
依据炮眼的间距、最小抵抗线和其他相关的要求, 现确定石岭隧道Ⅲ类围岩 (炭质灰岩) 每一循环各台阶的炮眼分布数量布置如下:
上台阶:
炮眼总个数为131个, 起具体的分布形式和参数控制如下表:
下台阶:
炮眼总个数为96个, 其具体的分布形式和参数控制如下表:
2.7 各炮眼装药量
依据炮眼个数和总的装药量, 单个炮眼的装药量计算如下:
上台阶:
(1) 炸药均布每孔的装药量:
(2) 周边眼:根据光面炮破的经验理论, 周边眼的装药量的控制要求为 (0.8～0.9) 。取系数为0.8。单眼的装药量为1.34kg。
(3) 掏槽眼与底板眼:根据光面炮破的经验理论, 掏槽眼与底板眼的装药量的控制要求为 (1.1～1.2) 。结合此要求, 取系数为1.2得掏槽眼与底板眼的单孔装药量为2.004kg。
(4) 辅助眼:结合周边眼、掏槽眼与底板眼单孔的布药量, 剩余药量均布于辅助眼中。得辅助眼单孔的炸药装药量为1.73kg
上台阶合计用炸药总量为:218.27kg。
下台阶:
依据上台阶单孔布药的计算方法, 下台阶单孔的炸药布置两如下。
周边眼:2.06kg。
掏槽眼与底板眼:3.08kg。
辅助眼:2.46kg。
下台阶合计用炸药总量为:246.86kg。
2.8 装药结构形式
提高凿岩爆破效率, 提高炮眼的利用率, 装药结构采取偶合连续装药、不偶合连续装药、不偶合不连续装药三种装药形式相互配合、相互补充的装药形式。其具体的的布置形式如表3所示。
采取偶合连续装药、不偶合连续装药、不偶合不连续装药三种装药形式相互配合、相互补充的装药结构形式的优点在于:
(1) 岩体未有大裂隙时, 其拥有的夹持力最大。掏槽眼采用大药量最先起爆可为后续爆破 (即第一层辅助眼爆破) 提供爆破的自由面。
(2) 每一层辅助眼的顺序起爆为相应临近未爆破的辅助眼起爆进一步提供爆破的数个自由面, 降低岩体的夹持力, 提高炸药的爆破效果。
(3) 周边眼严格采取密布置, 少装药的方式起爆。密布眼可在围岩未爆破前形成一条大致的开挖轮廓线;少装药防止超挖现象的发生, 也减少对无须爆破围岩的扰动, 维持其完整性, 使得围岩在一段时间内可很好的发挥自支乘能力。
松散破碎围岩巷道支护研究 篇7
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
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