深井交岔点施工技术

深井交岔点施工技术（精选7篇）

深井交岔点施工技术 篇1

济源鹤济克井二矿煤业有限公司属兼并重组技改矿井。资源兼并重组整合前, 原克井二矿属地方煤矿, 巷道支护工艺相对落后, 2010年兼并重组后, 开始积极推广U型钢棚支护。11011工作面为该矿首采工作面, 11011回风巷开口位于11采区运输下山中段上部, 开口处位于11采区运输下山煤层巷道底板, 开口后11011回风巷沿煤层底板掘进, 开口处为托顶煤施工, 顶板破碎。11011回风巷及11采区运输下山基本棚均采用规格为3.8 m×3.0 m (宽×高) U型钢棚, 开口三岔口处施工断面大, 施工困难, 需选择合理的支护方式。

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

U型钢矩形棚与U型钢半圆拱形棚联合支护法开口技术, 在托顶煤及顶板破碎和巷道交岔点处施工应用广泛, U型钢矩形棚与U型钢半圆拱棚联合支护施工工艺简单, 支架稳定性好, 适用于断面大、顶板破碎地点的三岔口施工, 实现了矩形棚与拱形棚联合支护, 大大提高了三岔口抬棚的支护强度和整体稳定性、连锁性, 巷道支护效果良好, 维修率降低, 工程质量大幅提高, 有较高的推广应用价值。

巷道交岔点锚杆支护技术研究 篇2

1 工程概况

(1) 巷道地质条件。临汾某矿 (9+10+11) #煤层运输大巷分为2段, 长度分别为780, 350 m, 拐角45°, Ⅰ、Ⅱ段在拐角处均延长一段距离, 分别用作避难硐室、胶带机头硐室, 从而形成一个45°的交岔点。巷道断面均呈矩形, 断面尺寸为4.5 m×3.0m。 (9+10+11) #煤层埋深约220 m, 煤层平均厚度为5.6 m, 局部有夹层。岩层综合情况见表1。

(2) 巷道围岩地质力学测试。在 (9+10+11) #煤层进行围岩地质力学测试[3], 测试结果如图1、图2所示。计算得出最大水平主应力σH=6.62 MPa, 最小水平主应力σh=4.65 MPa, 垂直应力σV=3.9MPa, 最大水平主应力方向北偏东58.5°。

2 巷道交岔点处受力及破坏特征模拟分析

2.1 FLAC3D模拟计算

根据 (9+10+11) #煤层运输大巷Ⅰ、Ⅱ段方位关系及掘进先后关系, 采用三维有限差分程序FLAC3D进行模拟分析[4]。主要模拟分析先掘巷道在后掘巷道贯通作用下交岔点处三角区受力和破坏特征。三维模型尺寸为90 m×60 m×40 m, 模型划分为141 777个块体。模拟的交叉巷道断面均为矩形, 断面尺寸为4.5 m×3.0 m, 巷道交叉角度为45°。模拟对象的三维剖面如图3所示, 根据现场测试结果, 模拟采用的煤岩体力学参数见表2。

2.2 巷道交岔点围岩受力及破坏特征

巷道开挖后, 会造成巷道表面一定范围内围岩发生塑性破坏变形, 但当2条巷道交叉时, 交岔点三角区处围岩受力范围和发生塑性破坏的区域显著增大 (图4) 。交叉巷道贯通时, 巷道顶板及围岩应力重新分布, 在交叉三角区内出现明显的应力集中, 其中三角区端部位置应力集中程度最高。由图5可知, 应力集中系数最大处接近于2.0, 三角区端部围岩因受力超出其强度极限而发生破坏, 呈弧形或近似弧形。和交岔点围岩应力分布类似, 交岔点处围岩三角区因为出现应力集中, 巷道围岩变形严重, 下沉剧烈 (图6) 。

交叉巷道三角区的端部应力集中系数较高, 围岩发生塑性破坏变形, 并逐渐向三角区深部转移[5]。随着三角区内应力集中系数的降低, 深部围岩由塑性向弹性状态过渡, 围岩对顶板的支承作用逐渐增强, 岩体所受的垂直应力值增大, 使得应力增高区向围岩深处转移。

当巷道围岩所受应力超出围岩的强度极限时, 巷道围岩将产生塑性破坏变形。三角区端部往往会形成一定范围的破碎区, 从而导致破碎区围岩无法对巷道顶板形成有效支承, 这种破坏形式实质上是增大了巷道交岔点处顶板的悬露面积和跨度。显然这种情况的出现将对交岔点的稳定性及其维护提出更高要求。在设计支护方案时, 除应对交岔点位置处的顶板进行加强支护外, 还应对交岔点三角区围岩进行加强支护, 控制三角区内围岩的塑性变形, 减缓三角区内巷帮承载能力降低, 减小三角区围岩的破坏深度和顶板的实际跨度。

巷道交岔点三角区因应力集中而出现塑性破坏, 并向巷帮深部传递, 但锐角三角区和钝角三角区的破坏特征有所不同 (图7) 。巷帮垂直应力沿锐角三角区和钝角三角区夹角平分线由里向外均是先变大而后恢复到原岩应力。2个三角区应力最大值几乎相等, 最大集中系数均接近2;但两者的塑性区破坏范围不同, 钝角三角区塑性范围约0.75 m, 锐角三角区的塑性破坏范围约1.25 m, 这说明交岔点处锐角三角区破坏范围更严重, 更需要加强支护。

由前述分析可知, 三角破坏区不能对顶板形成有效支护, 一定程度上相当于裸露顶板, 结合巷道空顶尺寸可知, 该处等效裸露顶板为一长半轴7.0 m、短半轴3.2 m的椭圆形区域, 所以, 支护时可按照此等效跨度设计支护参数。

3 巷道支护及矿压观测

3.1 井下工程试验

研究巷道为 (9+10+11) #煤运输大巷Ⅰ段、Ⅱ段交岔点, 巷道平面贯通交叉, 交叉角45°。现场实际掘进顺序为:先从北风井总回风巷开口掘进 (9+10+11) #煤层运输大巷Ⅰ段至设计拐弯处, 继续掘进15 m, 用作胶带机头硐室;然后从主斜井端开口沿与运输巷Ⅰ段45°方向掘进 (9+10+11) #煤层运输大巷Ⅱ段至设计拐弯处, 再继续掘进70 m, 用作避难硐室。巷道Ⅰ、Ⅱ段均是紧随掘进进行支护, 即交岔点处先掘进输巷Ⅰ段并支护完毕, 然后再贯通Ⅱ段;巷道断面呈矩形, 断面尺寸为4.5 m×3.0 m, 沿底板掘进。

根据前述分析结果, 结合现场实践经验, 确定该交岔点采用树脂锚杆、锚索组合支护技术方案[6,7]。

(1) 顶板支护。锚杆杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋, 长2.0 m, 树脂加长锚固, 2支树脂药卷, 规格分别为MSK2335、MSZ2360。钻头直径27 mm, 锚固长度1.3 m。钢筋托梁采用14 mm钢筋焊接而成, 宽80 mm、长4.2 m。采用金属网护顶, 锚杆垂直岩面打设。锚杆间排距均为1.0 m, 每排5根锚杆。锚杆预紧扭矩在300~450 N·m之间。锚索材料为17.8 mm、1×7股高强度低松弛预应力钢绞线, 长度6.3 m, 树脂加长锚固, 1支MSK2335和2支MSZ2360树脂药卷, 锚固长度为1.755 m。锚索“三花”布置, 间距2.0 m, 排距1.0 m。锚索张拉预紧力在150 k N以上。

(2) 巷帮支护。锚杆为20#左旋无纵筋螺纹钢筋, 长2.0 m, 树脂加长锚固, 采用1支MSK2335树脂药卷, 锚固长度826 mm。因交岔点三角区应力集中, 巷帮破坏严重, 采用对穿补强短锚索, 配套钢护板和锚索托板。锚杆排距1.1 m, 每排4根, 锚杆间距1.0 m。锚杆垂直岩面打设, 预紧扭矩300~400N·m。巷道顶板锚杆锚索布置如图8所示。

3.2 现场矿压监测及分析

(9+10+11) #煤层运输巷Ⅰ段开挖后, 在将要贯通的巷道交岔点处顶板安设锚杆、锚索测力计, 对交叉中心处顶板在贯通前后的应力变化进行监测;在交岔点钝角 (锐角) 三角区安设液压钻孔应力计, 通过液压钻孔应力计对交叉钝角 (锐角) 三角区围岩应力进行监测, 安设位置均处在钝角 (锐角) 三角区角平分线上, 距离钝角 (锐角) 顶点距离分别为0.5, 1.0, 1.5, 2.0 m, 监测结果如图9、图10所示。

开挖巷道造成围岩应力重新分布, 再次开挖开叉巷道, 会造成交岔点处围岩应力再次重新分布, 并产生应力集中和围岩变形。如图9所示, 巷道交叉中心的锚杆锚索受力均显著增大, 尤其当开叉巷道临近或远离交叉中心的10 m范围内, 围岩应力变化更为明显, 锚杆受力增加到226%, 锚索受力增加到167%。说明交叉巷道交岔点顶板悬露面积大, 围岩扰动影响严重, 巷道压力较大, 应提高支护系统的强度, 确保支护安全。

在巷道贯通之前, 预先在交叉钝角三角区安设液压钻孔应力计, 安设位置距钝角三角区顶点距离分别为0.5, 1.0, 1.5, 2.0 m, 以测试交叉巷道对交叉三角区围岩应力的影响。由图10可知, 距钝角三角区端部0.5 m处, 巷帮围岩发生塑性破坏, 钻孔应力逐渐变小, 尤其当开叉巷道临近和远离交岔点时, 0.5 m处钻孔应力计显著降低, 说明开叉巷道对交叉三角区围岩影响显著。与0.5 m处不同的是, 距钝角三角区端部1.0, 1.5, 2.0 m处围岩应力均是增大的, 说明这3处围岩没有发生塑性破坏变形, 处于弹性状态;同时也都是在开叉巷道临近或远离交叉中心的10 m范围内发生显著变化的, 说明开叉巷道对交叉中心围岩影响显著。所以在支护交叉巷道时, 要加强交岔点巷帮围岩的补强支护, 以减小围岩破坏对顶板支撑作用的影响。

4 结论

(1) 交叉巷道开挖后, 引起原岩应力多次重新分布, 在交岔点三角区内产生应力集中, 并引起三角区端部一定范围内围岩破坏失稳。

(2) 采用锚杆锚索支护交叉巷道时, 要考虑交岔点顶板实质悬露面积和巷道跨度;同时加强交叉三角区巷帮的补强支护, 保证三角区围岩的承载能力, 降低顶板下沉和巷道失稳破坏可能。

(3) 在前述研究结果的基础上, 进行井下工程试验, 采用锚杆锚索组合支护技术控制围岩变形, 并对交叉三角区巷帮采用短锚索补强支护。监测结果表明, 巷道顶板和巷帮虽有应力、变形显著变化, 但都在工程允许范围内, 说明支护技术可行有效, 也论证了结论的正确性。

摘要：针对井下特定角度交叉巷道的实际情况, 在数值模拟和井下工程试验的基础上, 分析了巷道交岔点处围岩受力特征及锚杆锚索支护技术。研究得出, 交叉巷道三角区内出现应力集中及塑性破坏, 呈圆弧形分布, 应力集中程度与围岩破坏范围及三角区角度有关, 交叉巷道可根据等效跨度科学设计支护参数, 并通过井下试验验证了结论的正确性。

关键词：交叉巷道,交叉三角区,等效跨度,锚杆支护,围岩变形

参考文献

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[4]陈育民, 徐鼎平.FLAC/FLAC3D基础与工程实例[M].北京:中国水利水电出版社, 2009.

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[6]康红普, 王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2007.

深井交岔点施工技术 篇3

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.

联合支护技术在巷道交岔点的应用 篇4

1 交岔点支护难度分析

(1) 32031上车场交岔点纵跨32031回风巷, 横跨32辅助下山, 纵、横跨度大, 扩修次数多, 造成巷道煤、岩体松动圈增大, 巷道自身压力增大, 围岩自身抗压能力减小。

(2) 32031上车场交岔点位于32辅助下山交岔点处, 巷道顶部为破碎岩石, 两帮为煤体;且32031回风巷交岔点处巷道周围均为煤体, 煤层松软、岩层破碎, 煤、岩体自身抗压效果差。

(3) 32031上车场交岔点采用工钢组棚加固, 支护单一, 支护抗压效果差;该交岔点高度与一般交岔点高度相比较高, 由于柱腿长、跨度大, 易造成柱腿承压效果差。

2 交岔点支护方案分析

32031上车场交岔点为32031工作面的主运输必经路线, 32031上车场具有交岔点跨度大、巷道高、压力大等特点, 采用传统的办法进行控制和治理效果不明显, 如不加以改变, 将造成巷道无法正常使用的严重后果, 基于以上情况对支护进行了分析。

(1) 巷道原支护为工字钢单一支护, 支护稳定性差, 抗压效果差。针对这一特点, 决定启用异型U型钢支架以增加该交岔点的稳定性及抗压性。

(2) 该交岔点高度较高, 支架架设后, 相对抗压效果不连续;又由于柱腿长, 容易造成局部应力相对较大。为增加巷道整体承压性能, 降低柱腿变形, 对西帮柱腿布置1组工字钢连锁。

(3) 针对该交岔点跨度相对较大、应力增高的特点, 对该交岔点实施了锚索、索钢耦合补强, 以增加支护的承压效果。

(4) 针对煤、岩体松散、破碎的特点, 决定对该交岔点实施壁后注浆充填。通过对煤、岩体分别注射黄泥浆、水泥浆来充填煤岩裂隙, 缩小围岩松动圈, 提高围岩自身承压能力。

根据巷道现存状况, 决定对该交岔点实施架异型U钢支架、帮部工字钢耦合、喷浆封闭、打锚索、索钢耦合、注浆充填联合支护。

3 交岔点支护方案实施

32031上车场交岔点加固工艺流程为:架设异型U钢棚→帮部工字钢耦合→喷浆封闭→打锚索→索钢耦合→张拉→注浆→加固完毕。其支护方案如图1所示。

3.1 架设异型U型钢棚

根据设计要求, 在交岔点架设异型U钢棚, 并采用钢筋网、小径木背实帮顶, 支架架设后要求迎山适中有力, 螺栓紧固。

3.2 帮部工字钢耦合

先在每根柱腿后放置U型连锁丝2组, 然后放置5 m工字钢1根, 并通过连锁板与柱腿实施耦合。

3.3 喷浆封闭

喷浆掺料配比为水泥∶砂∶米石=1∶2∶2, 速凝剂掺量为水泥掺量的3%。喷层厚度50 mm。处理堵塞的喷浆管路时, 必须先断电, 将喷头朝下, 喷头前方及附近5 m内严禁站人, 以防喷头突然跳动伤人。

3.4 锚索施工

(1) 钻机加载或卸载时, 会出现反扭矩, 操作人员要握紧操纵臂取得平稳, 操纵臂两侧不准有人。

(2) 在安装锚索时, 必须严格按设计要求放置锚固剂, 当不同型号的树脂药卷混合使用时, 必须按凝固速度先快后慢的顺序放置到钻孔中 (即先放快速、再放中速药卷) , 并严禁使用变质发硬的药卷。

(3) 索钢耦合时, 耦合梁要水平放置。

(4) 用张拉设备作锚索锚固力检测, 锚索的预拉力不得小于70 kN。

(5) 切割锚索时, 索具外要求留有150～200 mm的长度, 以防索具脱落, 同时切割器具前方严禁有人。

(6) 锚索一旦承载后, 严禁对索具进行敲打或施加外力, 以防弹出伤人。

3.5 注浆

先按设计要求打注浆锚杆孔、安装注浆管, 然后进行注浆。注浆过程中需要控制的注浆参数主要有注浆压力、注浆量和注浆时间。

(1) 注浆压力。

注浆压力是浆液在围岩中扩散的动力, 它直接影响注浆加固质量和效果, 其受地层条件、注浆方式和注浆材料等因素的影响和制约。根据注浆经验, 最终注浆压力2～3 MPa。但在注浆过程中应加强观察, 严禁高压注浆造成巷道破坏。

(2) 注浆量。

由于围岩裂隙发育、围岩松动范围的不均匀性和围岩岩性的差异, 围岩吃浆量差别较大, 所以要观察好压力表、注意倾听注浆泵电机的声音, 同时要安排专人巡查巷道, 若出现跑浆、漏浆现象要及时用快速水泥进行封堵。

(3) 注浆时间。

为了防止浆液沿弱面扩散较远, 造成漏浆现象, 在控制注浆压力和注浆量的同时, 必须要控制注浆时间。相反, 在围岩裂隙、孔隙、层位不很发育的地方, 吸浆速度较慢, 扩散较困难。为了提高注浆效果, 必须在提高注浆压力的同时适当延长注浆时间, 根据实际情况灵活掌握, 实现注浆量、注浆压力、注浆时间的可控性注浆。

(4) 注浆施工。

①浆液水灰比为0.7～0.8, 搅拌均匀后经筛分制成注浆用的单液水泥浆。②注浆过程中, 要随时观察各注浆参数的变化和巷道变形情况, 若发现围岩表面跑漏浆应及时用快凝水泥封堵。③注浆顺序为同排注浆顺序由下向上, 先注两帮后注顶板。④注浆管严禁正对人体, 操作人员接好管头后, 身体必须离开管头至少5 m以上。⑤注完浆后, 为安全起见, 打开注浆泵卸压阀。卸压后再进行下一个孔注浆。⑥每班注完浆后, 用水冲洗管路, 以防堵塞。

4 支护效果检验

为保证32031上车场联合加固, 在该加固点设立矿压观测点, 主要目的是掌握加固前后巷道位移状况, 正确评价加固效果, 为类似条件下采取合理的技术措施进行巷道加固提供依据。

为此, 在未加固段与加固段建立观测点, 内设多个表面位移监测断面。在顶底板中部垂直方向和两帮水平方向钻Ø28 mm、深350 mm的孔, 将Ø29 mm、长400 mm的测桩锚入孔中。分别在测桩端部、底板测桩端部安设平头测钉, 以便进行对比。观测频率为每3 d观测1次, 通过观测, 未加固段宽位移量最大为23 mm, 高位移量最大为20 mm, 联合加固段宽位移量最大为15 mm, 高位移量最大为14 mm。

5 结语

32031上车场通过采取联合支护加固, 彻底控制了巷压对巷道交岔点的破坏。现场实践效果来看, 采用锚索支护进行结构补偿、控制位移量, 提高了支护结构的整体承载能力, 也大大提高了结构自身的稳定性和抵抗变形的能力。

通过注浆来充填巷道空间裂隙使巷道趋于稳定, 以提高自身承载力以遏制交岔点变形, 减少了交岔点巷道维护工程量。交岔点联合支护技术在裴沟煤矿第一次应用即取得显著的经济、社会效益, 特别是为巷道交岔点支护提供了技术数据, 具有良好借鉴意义。

摘要：由于交岔点支护跨度大、顶板应力增高、支护单一, 交岔点支护服务时间相对较短, 且修复频繁, 长期以来, 巷道交岔点支护一直是困扰煤矿支护的难点。郑煤集团裴沟煤矿对巷道交岔点采用架异型U型钢支架、帮部工字钢耦合、喷浆封闭、打锚索、索钢耦合、注浆充填的联合支护技术, 提高了巷道交岔点的支护强度及稳定性。

深井交岔点施工技术 篇5

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。

深井交岔点施工技术 篇6

郑煤集团大平煤矿主要开采二1 煤层, 设计年生产能力0.6 Mt, 1986年投产。1996年以来, 矿井年生产能力在0.9 Mt以上。

目前, 大平矿施工的准备巷道 (煤巷掘进工作面) 及回采巷道 (切巷除外) 中, U型钢支架占到了90%以上, 其中5%为巷道开门及变向部分, 该处“十字头”或“丁字头”直接采用U型钢开门的方法。根据近2年U型钢支架支护情况看, 承压状态及服务年限较矿工钢支架都有明显优势。但是, U型钢支护巷道的交岔点处理 (“十字头”支护) 属技术难题, 目前仍采用矿工钢对开门U型钢巷道顶梁进行联锁加固、然后直接靠U型钢棚双向开门的方法, 但在施工及维护过程中对该“十字头”或“丁字头”不易管理, 容易出现顶板控制不严导致顶煤冒落、支架变形, 且开口后受断层影响, 给设备安置带来一定困难。为此, 根据U型钢支架支护特性, 对U型钢支护巷道交岔点进行了技术研究。

2技术方案的论证

目前大平矿巷道主要采用9.01, 10.5 m2 29U型钢和12, 14 m2 36U型钢支护, 其巷道的“丁字头”开门仍是直接采用U型钢开门, 即直接采用矿工钢对开门位置U型钢进行联锁加固。加固时开口帮2道抬梁 (交错加固) , 对帮1道抬梁, 然后即可直接开门施工, 施工工序比较容易掌握;而U型钢交岔点开门技术还不成熟, 受地质构造影响, 交岔点U型钢支架受压下沉量大, 支架变形量大, 维护周期短且维修困难, 无法满足建设现代化矿井的要求。

开门角度在60～90°之间时, 开门方便快捷, 可直接采用U型钢开门施工, 开门时按照设计要求小圈帮并棚转弦施工, 此种开门方法较为简单。当开门角度小于60°时, 由于采用小圈帮并棚转弦无法实现, 大部分仍采用矿工钢穿棚开门, 但其方法由于开口断面小、矿工钢支架受压变形快、不易维护等因素, 使运输存在较大的困难。由于在承担运料任务的巷道开门时, 转弦半径 (要满足轨道铺设) 制约着巷道开门角度, 所以, 在巷道开门施工中, 小角度开门比较频繁, 目前利用现有的U型钢开门方法还无法实现小角度开门。

3开门技术方案确定

按照设计要求, 待U型钢巷道施工到开门位置时, 及时变更为特殊U型钢支架支护;特殊U型钢支架施工到位后, 要求在开口中心及对帮分别联锁2道和1道抬梁;然后按照设计要求对交岔点特殊U型钢支架进行打锚索加固 (加固采用打锚索用托板加固的方法) ;待锚索加固工作完成后, 在打锚索托板 (开口帮) 位置按架棚工艺架设4.0 m×3.5 m矿工钢双抬棚, 架设的矿工钢双抬棚必须紧靠反戗齿, 防止受侧压影响使支架变形, 影响运输及行人。10.5, 9.01 m2 U型钢开门梁、腿如图1、图2所示。

4应用情况分析

新设计的特殊U型钢支架架设完成后, 及时对特殊U型钢支架进行了锚索加固, 经过近期的详细观察, 并对每周收集的相关数据进行对比, 特殊U型钢支架开门没有出现支架受压变形现象, 锚索加固后的支架稳定、没有出现支架变形等现象, 取得了较好的锚索加固效果。

(1) 应用效果。

经过长期的观察对比, 发现新设计的U型钢开门方案 (图3) 有效增强了支架的抗压能力, 支架整体承压稳定性增加, 安全系数提高, 并且比较符合质量标准化要求。

(2) 存在问题。

应将U型钢四抬棚改为六抬棚支护, 增加支护强度;针对扩修交岔点断面大、比原交岔点巷道高的问题, 新设计的弯梁目前还不能加工;对特殊U型钢支架“十字头”施工方案还有待考虑解决。

5效益分析

(1) 经济效益。

由于原U型钢支护巷道开门地点支护强度低, 抗压能力弱, 导致支架变形较快, 维护难度大, 维修率增加。按目前U型钢支护“丁字头”的统计, U型钢支架本身具有可缩的优点, 但在目前开门技术上平均每6个月就需要对开口地点进行扩修维护1次;返修工程1项按850元/m计算, 一个“丁字头” (约6 m长) 需5 100元, 则每年一个U型钢支护“丁字头”就需维修费用10 200元。而特殊U型钢支架根据目前观测数据对比来看, 可将原每6个月维修1次延长到1 a维修1次, 一个“丁字头”每年节约费用约5 000元, 每年节约费用约20万元。按此推算, 特殊U型钢支护“丁字头”所产生的经济效益十分明显。

(2) 安全效益。

原U型钢支架开门技术采用矿工钢上抬梁直接开门, 但为满足运料、运煤需要, 需摘除开门帮1或2条U型钢腿, 降低了支架的抗压能力, 支架受压变形快, 不利于通风及运输需要;同时由于开门帮无法使用戗口支架, 导致开门支架受侧压影响较大, 不利于支架整体稳定。而特殊U型钢支架避免了开门摘腿的因素, 也增加了抗侧压支架, 使其抗变形能力强, 安全系数远大于原U型钢支架直接开门的方案。

6结语

经过论证, U型钢巷道完全可利用特殊U型钢支架开门。利用特殊U型钢支架开门方案与原U型钢开门方案相比, 有效解决了抗压能力低、支架变形快、不易维护等弊端, 有较好的推广应用前景。但是, 特殊U型钢支架开门 “十字头”双向开门、“十字头”扩修等问题仍需要进一步研究和改进。

摘要：随着煤矿开采深度的增加, 受地质构造和生产条件的影响, 大平矿的开口及变向巷道逐渐增加、矿山压力越来越大, 而且伴随着水患, 因此对巷道支护要求越来越高。通过对U型钢巷道交岔点开门综合支护技术的研究与探索, 有效解决了抗压能力低、支架变形快、不易维护等问题, 并且给通风管理、运料管理、行人等方面均创造了良好的条件, 有较好的推广应用价值。

深井交岔点施工技术 篇7

1 地质概况

巷道交岔点为己组轨道接力车场与二期轨道相交处, 位于己15采煤层中, 煤层厚度1.3-1.9m, 平均1.7m;煤层老顶为中粒砂岩, 均厚12m, 坚硬。直接顶为砂质泥岩, 均厚5m;煤层直接底为炭质泥岩 (同时也是己16-17煤层顶板) , 均厚3.5m。煤层倾角10°, 该巷道的上覆戊9-10煤层已回采, 邻近的己16-17-11020工作面已回采, 其中戊9-10煤层与己15煤层层间距185m, 己15煤层与己16-17煤层层间距3.5m。

2 支护方案

方案Ⅰ架棚支护。埋深600m以上巷道交岔点的一般采用架l1工字钢金属棚支护, 基本满足了安全生产的要求在埋深超过600m时, 交岔点处工字钢梯形支架承载能力很低, 巷遭塑性区范围大, 围岩自承能力低, 离层破坏严重, 且主要由架棚被动支撑, 架棚的刚性支撑作用又进一步引起围岩变形破坏, 压力越来越大, 致使棚梁太多遭到严重破坏。本矿己组轨道接力车场交岔点, 埋深680m, 原采用金属棚支护, 棚腿长2.4m, 使用3.2m长的双抬棚, 用水泥背板背顶腰帮, 净高2.2m, 掘后不足6个月, 两帮移近量达300mm, 顶底移近量达700mm, 高度不足1.5m棚腿多数被挤出, 抬棚严重变形, 中间向下弯曲, 有失稳冒顶的危险, 经卧底扩修, 才勉强满足生产要求, 对生产造成了较大的影响。通过以上分析。说明架棚支护对于深部巷道交岔点支护已不可行。

方案Ⅱ单一锚杆支护。目前, 本矿使用的锚杆主要是左旋无纵筋锚杆, 采用树脂药卷端锚方式。锚杆与锚固岩层组成的锚岩支护体与矿工钢金属支架相比, 其承载能力和抗变形能力要大得多, 但受采动影响对于深部己15煤巷顶板不稳定巷道交岔点, 锚杆的作用受到很大限制。深部己15巷道交岔点跨度大顶板局部出现裂隙, 强度降低, 整体性较差, 锚杆的成拱作用较小, 锚岩支护体的抗变形能力较低, 当围岩变形压力较大时 (受采动影响) , 可能致使锚岩支护体产生过大的变形而失稳。如己15-11130轨道运输巷交岔点, 埋深750m, 采用锚网带支护, 受采动影响后, 顶底移近量达300mm, 顶板出现离层破坏现象, 不得不进行复金属棚加固。这说明深部困难条件下交岔点采用单一的锚杆支护, 已不能满足安全

方案Ⅲ锚网带锚索联合支护。联合支护是采用多种不同性能的单一支护形式的组合结构, 各自充分发挥其固有的性能, 扬长避短, 共同作用, 以适应围岩大变形的要求, 最终达到围岩稳定的目的。本矿深部回采巷道交岔点锚杆联合支护的形式主要有:锚杆架棚联合支护、锚网架棚联合支护、锚网带锚索联合支护3种。锚杆架棚、锚网架棚联合支护, 就是利用锚杆的主动支护作用原理, 提高岩层的自承能力, 阻止围岩松动范围及变形的增大, 从而减少围岩对加固支架的作用及破坏, 加固支架又可以阻止围岩产生过大变形而引起锚杆失稳。锚网带锚索联合支护就是在锚杆支护的基础上, 使用锚索加强支护.可以通过长锚索的悬吊作用, 控制锚固岩层的整体下沉, 防止冒落。深部困难条件下运输巷道交岔点锚杆联合支护, 优于其它支护形式。

3 方案选择

巷道交岔点原采用工字钢架棚支护, 其交岔点支护断面 (13.6m2) , 根据锚网索联合支护原理和巷道具体条件, 决定采用方案Ⅲ锚网带锚索联合支护。

(1) 左旋无纵筋锚杆规格为φ20-2200, 钢号BHRB600, 采用低粘度树脂药2支加长锚固 (1支规格为K2335, 另1支规格为Z2360) , 钻孔直径为28mm。

(2) 锚索规格为φ17.8-6500, 钻孔直径28mm, 采用一支K2335和两只Z2360低粘度树脂药卷锚固。

(3) 金属网护顶, 网孔规格50×50mm。

(4) M钢带型号为:CRT-M4-M5

4 巷道交岔点现场矿压观测及结果分析

在巷道交岔点及附近上下帮中设置巷道顶板离层监测仪、巷道围岩表面收敛测量基点及锚杆锚索锚固力动态监测等矿压观测仪器, 观测巷道交岔点顶板离层量、表面收敛量及锚杆锚索锚固力等巷道矿压显现的特征值, 对观测结果进行分析, 以检测锚网索在该围岩条件下适应性, 检测本试验方案支护参数设计是否合理, 为该矿区的支护设计优化提供技术参数。

4.1 巷道表面位移观测

(1) 采用仪器。巷道表面监测仪型号为GWG200。

(2) 安装位置。巷道交岔点及附近上下帮中。

(3) 数据观测。根据三角形表面收敛测量原理, 通过近二个月的观测, 获取了表面位移的实测值。经计算其表面位移变化曲线。

从观测结果分析, 替换工字钢棚子采用锚杆+锚索+网联合支护一定时间内 (近2个月) , 在支护与围岩共同作用下, 在一定的变形范围内实现了巷道的稳定。由巷道围岩收敛量来看, 巷道四周呈均匀内挤的趋势。从围岩位移变化曲线来看, 巷道支护方式替换后二个月左右基本趋于稳定。由此可见, 该支护方案在控制巷道的变形方面达到了预期效果。

4.2 顶板离层的观测

(1) 顶板离层型号为LBY-3。

(2) 仪器安装位置。巷道交岔点顶板完整处。

(3) 深孔位移的观测结果。交岔点顶板离层也在不断变化, 这也是支护与围岩相互作用的过程。从离层量来看, 锚杆和锚索的共同作用既适应了巷道变形, 又控制了巷道变形, 有效地控制了顶板下沉, 从而说明设计方案的锚杆和锚索的设计参数满足对巷道稳定控制的要求。

4.3 实验结论

巷道交岔点采用锚网带锚索联合支护后, 围岩最终变形为:顶板下沉量30mm, 两帮相对移近量200mm, 巷道完好, 仅在巷道交岔点牛鼻子处 (牛鼻子采用料石砌成) 出现轻微破坏。说明在煤层巷道中采用锚网索联合支护交岔点技术是可行、有效的。

5 结论