深部软岩（共8篇）
深部软岩 篇1
随着吕家坨矿开采深度的加大,深部地压成了困绕巷道正常使用的主要问题,因此,对深部巷道支护方式的探索变的迫切起来。以前应对地压大的情况的多采用高强度金属支架或碹体等被动支护为主,通过实际应用,两者存在许多的不足。为了能解决问题而又避免前两者的不足,在吕家坨-950水平探索使用锚喷网索联合支护,经过实际观察,取得了良好的效果。
一、基本概况
1、矿井概述
开滦能源化工吕家坨矿分公司隶属开滦集团,位于河北唐山古冶境内,处于开平煤田,开平向斜轴上,地质条件复杂,开拓方式为多水平开采方式,年设计能力现已经达到300万吨,该矿井有三个回风水平、两个生产水平、一个延伸水平(-950水平)。随着地表浅部资源的枯竭,该矿已进入中深部开采阶段,现已延伸到-950水平。目前施工巷道为-950水平五采轨道石门,该巷道长度1400米,规格为半圆拱型4.6×3.2,净断面积11.18M2。
2、地质情况
该段巷道岩石多为深灰色粉沙岩性,岩性易风化,局部水膨胀,含有少量菱铁质结核较破碎,巷道将两次穿越该矿8、7、9、11煤层。
二、深部地压问题的提出
根据研究矿山进入一定的开采深度,由于埋深的加大,其煤岩体结构系统中的原岩应力水平发生了变化,明显呈非线性增加,仅就煤岩周边垂直应力而言,部分接近或超过某一峰值强度,从而呈现出缓慢或突然变形破坏趋势,其主导因素就是由于应力水平与介质条件不同产生,这样对煤岩体结构系统的稳定性造成了破坏,进而扩散或影响深部巷道的正常使用,使围岩圈破碎涨变型加剧,一般的支护方式已经失去效用。
三、支护方式的技术原理
1、两锚支护的原理
通过锚杆、锚索的双支护的强力挤压加固使碎涨围岩形成了两部分均匀连续压缩带,经运用均匀连续压缩计算,其锚杆、锚索作用复合带抗压比值是金属棚的2.5倍,锚索单独作用带抗压比值是金属棚的2倍.从而可以很好的阻止周边围岩松动与变形。
2、喷射混凝土原理
(1)可起到加固与防治风化作用,提高围岩的强度,同时防止因水和风化作用造成围岩破坏与剥落。
(2)可改善围岩应力的状态,通过喷射混凝土,一方面将围岩表面的凹凸不平处填平,消除因岩面不平引起的应力集中现象,避免过大的集中应力所造成的围岩破坏,另一方面使巷道周边围岩由双向受力状态变成三向受力状态,提高围岩的强度。
(3)可起到柔性支护的作用,由于喷射混凝土的黏结强度大,能和围岩紧密黏结在一起共同工作,同时由于喷层具有一定的柔性可以和围岩共同变形,产生一定的径向位移。在围岩中形成一定范围的非弹性变形区,使围岩的自支承能力得以充分发挥。因而喷层在与围岩共同变形中受到压缩,对围岩产生过大的变形,防止围岩发生松动破碎。
(4)可以使喷层与岩石的粘结力和抗剪强度足以抵抗围岩的局部破坏,防止个别危岩的滑移或坠落,岩块间的连锁咬合作用就能得以保持,这样不仅能保持围岩自身的稳定,并且与喷层构成共同承载的整体结构。
3、挂设全断面金属网的原理
(1)可以相应增大锚杆托板的面积,从而改变了原来巷壁的全面积点锚固、挤压。增大了挤压加固拱的厚度,提高了巷道抗破坏能力。
(2)增强混凝土的强度,提高喷层抗剪切、抗拉的能力,增加喷层的支护强度。
(3)通过双锚和金属网把喷层与巷壁牢固地结合在一起,使得喷层与围岩之间不易离层脱落。
总之,采用锚喷网索联合支护使得这四种支护形式有机结合一体,大大提高围岩的自身支承能力和喷层的外部支承能力,较好的解决了深部地压的问题,达到一劳永逸的目的。
四、锚喷网索联合支护参数的选择
1、锚杆选择
根据《锚喷规范》“在标准设计《900mm轨距巷道断面》中主要大巷的锚喷参数”选取锚杆长度为1.8 m,间距为800mm×800mm。
2、锚索选择
经过实际使用效果的比照,采用鸟笼式预应力锚索,直径19mm,由7股高强度低松弛预应力钢绞线组成,长度6.5m,间距3m×2m。
3、金属网的选择
网筋必须满足强度和刚度的要求,有一定的搞剪、抗弯曲能力;人使用力可使之随巷道的拱形弯曲,经锚固后能紧贴巷壁;网格不能过小,以免喷混凝土时网出现空洞影响浆体强度;网片的大小合适,施工中使用方便,易于操作。经过实际几种网的使用情况看,决定采用的网格规格100mm×100mm、网筋直径5mm比较合适。
4、锚杆锚索布置形式
根据均匀连续压缩公式计算得得双锚各自间距并结合挂网的需要,两者布置如下:
(1)锚索的布置:锚索顺巷道方向布置三排,间距3米,排距2米(正顶布置一排,由正顶往两边各返2米,分别布置一排)。
(2)锚杆的布置:锚杆由正顶向两侧布置,间排距为800mm,锚杆规格为长1.8米等强螺纹钢锚杆。
5、喷射混凝土的厚度选择
根据所施工巷道服务年限、跨度和围岩的稳定性,确定喷射混凝土厚度不小于100mm进行永久支护。喷射混凝土必须分2次进行,先初喷30mm,然后打锚杆挂再复喷70mm达到设计厚度,这样做可起到及时支护的作用,避免片帮、抽顶的现象发生,保证安装锚索时安全,还可使金属网置于喷层之中,充分发挥金属网在混凝土中抗剪抗拉的作用,提高混凝土的强度。通过初喷填补巷道壁的凹凸不平,使金属网能够充分接触巷壁,相应增加锚杆的外部锚固面积,提高围岩挤压加固拱厚度和质量。
五、锚喷网索联合支护施工工艺
1、施工工艺:
7655型风动凿岩机打眼爆破掘进,锚杆机打注锚杆,耙岩机出矸
2、施工方式:
采用三班作业,“两掘一喷”交叉循环进行,即第一班掘进出矸石,第二班进行装锚杆挂网喷混凝土,如此循环下去。锚索滞后安装,滞后掘进施工10-15米,安装锚索工作与迎头掘进施工同时进行。
3、主要工序
(1)掘进班主要工序:打上部眼——装矸石—打下部眼及挂网锚杆眼——爆破——进行临时支护——打锚索眼
(2)支护班主要工序:装锚杆挂网—拌料—初喷工作面空顶——复喷到设计厚度——清理(安装锚索与装锚杆挂网、拌料、清理等工作同时进行)
4、爆破循环进度的确定
爆破循环进度要满足各种支护方式作用范围,超进度或不足都会造成很多问题,要保证工作面不留空顶,因此根据金属网规格定爆破循环进度为1米。
5、施工中注意的几个问题
(1)必须采用光面爆破方式,严格按照施工爆破图表爆破,提高爆破率,使巷道的荒断面符合设计要求,为后工序实施创造条件;
(2)严格按设计要求进行锚杆、锚索的使用,眼孔必须垂直巷道壁,安装前将用吹风管将孔吹清,在进行安装,必须保证二者的施工质量。
(3)加强混凝土的计量,准确配比,保证混凝土的喷射质量。
六、锚喷网索联合支护经济性比较
1、
采用砌碹的方式支护,服务年限长,通风阻力较小,不需要二次修复。但在施工中工艺过于复杂,要求较高,且循环不规律,同时施工速度慢,工种需要较多,工资费用高,材料消耗多。
2、
采用金属支架方式进行支护,其工艺简单,循环率高,人员的需要不多,施工速度较快,但其通风阻力大,材料消耗大,维护周期短,造成在一定程度上影响巷道的正常使用,对于重要的石门巷道不宜采用此方式。
3、
采用锚喷网索联合支护施工工艺比较简单且安全,可靠。能够应付深部地压要求,使用过程中维护费用低,通风阻力小,人员配备不多,材料费用较上两种支护方式低许多。但要求人员素质高,使各道工序的质量达到设计水平。
七、结束语
锚喷网索联合支护在吕家坨矿-950水平轨道石门巷道的使用成功,为我矿在以后如何应对深部地压提供了宝贵的经验。
参考文献
[1]煤矿安全规程2006年版
[2]薛顺勋.软岩巷道支护技术指南[M].北京:煤炭工业出版社,2002.
[3]张荣立.采矿工程设计手册.北京:煤炭工业出版社
深部软岩 篇2
摘要：吸能锚杆与普通锚杆相比，能够更好地加固锚杆周边的软岩岩体，保证围岩的稳定性。采用普通锚杆支护，最大应力在锚杆的底部及其与围岩接触的位置，应力值为1.66×103MPa，当采用吸能锚杆支护时，应力作用位置相同，应力值为245MPa，大大小于普通支护的应力值。
关键词：岩石质量等级；进路法；结构参数；数值模拟
中图分类号：TD350 文献标识码：A 文章编号：1009-2374（2013）08-0102-02
开磷集团下盘开拓巷道为红页岩巷道，进入深部开采后，巷道的变形越来越严重，导致巷道的重复支护次数加多，频率加大，增加矿石的开采成本，如何控制深部软岩巷道的变形成为开磷集团深部开采研究的重点。
1 数值计算模型的建立
开磷集团深部软岩采用吸能锚杆，吸能锚杆将传统的一根2.7m螺纹钢锚杆进行改造（见图1），加工后的锚杆长度是2.5m，杆体长度缩减了200mm，锚杆杆体直杆长度为0.5～0.8m，螺纹直径为22mm。数值计算模型的大小是0.5×0.5×3m，吸能锚杆与普通锚杆的模型大小相同，如图2和图3所示。
2 数值计算结果分析
不同锚杆支护作用下锚杆的轴应力分析图如图4和图5所示，最大主应力分析图如图6和图7所示。
3 结语
吸能锚杆与普通锚杆相比，能够更好地加固锚杆周边的软岩岩体，保证围岩的稳定性。采用普通锚杆支护，最大应力在锚杆的底部及其与围岩接触的位置，应力值为1.66×103MPa，当采用吸能锚杆支护时，应力作用位置相同，应力值为245MPa，大大小于普通支护的应力值。
作者简介：何忠国（1969—），男，贵州湄潭人，江西理工大学资源与环境工程学院在读工程硕士，贵州开磷集团矿业总公司高级工程师，研究方向：采矿与充填工艺。
深部软岩巷道联合支护机理研究 篇3
关键词：软岩巷道,支护机理,原理
1 锚杆支护机理
锚杆的主要作用包括以下几个方面:悬吊作用、组合梁作用、加固拱作用、楔固作用等。具体可概括为:
1.1 悬吊作用
锚杆的悬吊作用是指锚杆把巷道围岩周围不稳定岩层悬吊于上部稳固岩体,起到稳固围岩的作用。锚杆的悬吊作用能够防止巷道围岩不稳定岩层向下移动,并提供充足的拉应力,起到防止岩层松动塌落的目的。锚杆能够产生悬吊作用具有局限性,它要求锚杆的长度必须达到围岩深部稳定岩层内,如果锚入锚杆无法深入稳定岩层,将不会起到悬吊作用,锚杆的作用就会大大降低。如下图4-1所示。
1.2 组合梁(拱)作用
锚杆的组合梁(拱)作用是指通过锚入锚杆加固,将锚杆设计长度以内的各层岩石组合成组合梁(拱)。锚杆的组合梁(拱)作用能够有效加固巷道围岩,使围岩组合成整体,阻止各层岩石发生离层或错动现象,
2 锚索支护机理
锚索支护是一种主动的支护方式,通过传递支护应力至巷道围岩深部稳定岩层。锚索与锚杆长度不同,锚索长度大于锚杆长度,锚固范围更大,在矿山井巷施工中,锚杆、锚索、喷射混凝土相互配合,共同完成巷道支护作用。锚索也具有锚杆的各种支护作用,在巷道支护结构中,锚杆、锚索承载区域相互叠加,形成更大范围的承载区域,较单一使用锚杆支护效果良好。如图1所示。
锚索支护特点:(1)锚索承受载荷能力强、锚固范围广、支护能力大于锚杆支护。(2)锚索重量轻,施工简单、方便、安全可靠。(3)锚索的支护效果好与锚杆支护,减少巷道维护次数,提高经济效益。(4)锚索具有良好的补强效果。
3 U型钢可伸缩性支架支护机理
U型钢支架通过构件间的可伸缩性和弹性变形来调节支架承受载荷,同时在支架变形和伸缩性过程中,促使围岩应力趋于平衡状态,具备适应深部软岩巷道围岩大地压、大变形的能力,是深部软岩巷道中一种较为理想的支护形式。
金属网的主要作用是约束巷道围岩表面的破碎岩石,防止破碎岩石向巷道内部挤压,同时与喷射混凝土支护配合使用,能够有效地控制围岩变形。钢带的主要作用是加大锚杆、锚索的支护范围,同时能起到固定金属网的作用。
金属网和钢带的特点包括:(1)能够有效地控制锚杆与非锚固岩层之间的围岩变形,支撑着巷道周围的岩石,以防止破碎的岩石坊塌,破坏巷道;(2)能将锚杆与非锚固岩层之间的载荷作用传递到锚杆上;(3)能够托住己破碎的巷道围岩,提高了围岩整体强度。
4“锚网索喷+U型钢可伸缩性支架”联合支护原理
4.1“锚网索喷+U型钢可伸缩性支架”联合支护机理
通过上述分析发现,任何一种支护方式都有一定的局限性,不能适应深部软岩巷道的变形规律,在这种情况下,联合支护技术是控制深部软岩巷道围岩变形破坏的有效途径。综上所述,并结合龙煤矿业集团鸡西分公司荣华立井煤矿西主运输大巷地质条件,认为:解决深部软岩巷道的支护问题可采用“锚网索喷+U型钢可伸缩性支架”联合支护技术。
在浅部岩层,巷道围岩的稳定性较好,单独使用锚杆支护,配合合理的支护方式和锚杆参数,就能保持围岩的稳定,但在深部软岩巷道中,锚杆支护具有局限性,不能适应深部软岩巷道高应力、大变形的特点,如锚固范围小、支护效果差、易被腐蚀等,往往导致冒顶、片帮等事故的发生。锚索支护技术与锚杆支护相互配合使用,锚索长度可穿过不稳定岩层松动圈,将不稳定岩层悬吊在巷道围岩深部稳定岩层内,提高锚固力;同时U型钢可伸缩支架支护配合锚网喷支护,承受载荷能力大大加强,具备适应深部软岩巷道围岩大变形和大地压的能力,提高深部软岩巷道围岩整体性以及强度。
“锚网索喷+U型钢可伸缩性支架”联合支护技术不是多种支护方式的简单叠加,而是充分发挥锚、网、索、喷、U型钢支护特点,多种支护方式相互耦合,同时完成深部软岩巷道稳定性控制要求。其实质就是对深部软岩巷道实现锚、网、索、喷、U型钢耦合支护,形成整体结构,保证巷道的稳定。
4.2“锚网索喷+U型钢可伸缩性支架”联合支护原则
为保证“锚网索喷+U型钢可伸缩性支架”联合支护技术在深部软巷道支护当中能有效地控制巷道围岩变形破坏,施工过程需要遵守以下原则:
4.2.1 及时喷射混凝土。由于深部软岩巷道围岩特性,遇空气、水容易产生风化、潮解现象,造成巷道围岩变形破坏。
4.2.2 允许巷道围岩释放一定塑性能,充分利用岩体自身承载能力,支护结构与围岩相互作用,形成整体,共同保持围岩围岩稳定。
4.2.3 设计合理的锚杆、锚索参数。
根据松动圈支护理论,计算锚杆、锚索长度。要求锚杆长度大于围岩松动圈;锚索长度一般是锚杆长度的3~5倍,使得锚索能过顺利通过不稳定岩层,锚固在巷道围岩深部稳定岩层内。
4.2.4 保证施工质量,设计合理的施工顺序。
5 结论
深部软岩硐室二次支护技术研究 篇4
孔庄煤矿-1 015 m爆炸材料发放硐室属于新掘硐室, 围岩以砂质混岩为主, 该硐室比普通巷道支护效果要求高, 深部巷道支护受应力环境影响, 支护难度大。目前该矿IV采区下山局部地段巷道变形严重, 掘巷初期巷道变形量较大, 变形速度快, 呈现长期流变, 巷道掘进80 d围岩变形仍未稳定。硐室若失稳将对整个采区的爆炸材料管理造成重大隐患, 基于此, 需要对该硐室采取有效的围岩控制技术。
1 工程概况
-1 015 m爆炸材料发放硐室掘进断面3.1 m×2.95 m, 净断面为2.8 m×2.8 m, 硐室埋深1 050 m, 理论所处垂直应力约为28.4 MPa。掘进期间地质揭露围岩以砂质泥岩为主, 属软岩硐室, 该硐室支护要服务到矿井采煤结束, 服务期间不能出现扩修。发放硐室采掘工程平面图如图1所示。
2 深部软岩硐室支护技术研究
开采深度的增加, 使煤矿开采地质环境恶化, 浅部表现为硬岩特性岩体在深部呈现大变形、高地压及难支护等非线性软岩力学特性。国内学者对深部软岩巷道失稳机理做了大量的研究, 如“联合支护理论”、“围岩松动圈理论”、“关键部位二次耦合组合支护理论”, 在深部软岩巷道支护技术和理论方面, 基本形成了以锚网或金属可缩性支架的一次让压支护、二次加强支护的支护思想。一次支护具有一定的柔性允许围岩有适当的变形, 二次支护要有足够的强度和刚度, 才能有效控制围岩的过量变形。二次支护理论成功指导了我国一系列深部软岩巷道的支护。因此决定对该硐室采取二次锚网索支护, 一次支护采取柔性锚杆支护, 二次支护主要采用高强预应力锚索辅助, 采用锚杆并针对底板支护要求采取打地坪增加底板支护刚度, 控制底鼓。二次支护应掌握以下几个关键点: (1) 应合理掌握二次支护时机; (2) 由于锚杆 (索) 支护承载性能的差异, 应合理匹配预紧力使整体承载性能最优, 达到联合支护的目的; (3) 二次支护中喷射混凝土喷层厚度的合理控制[1,2,3]。
2.1 二次支护时机分析
新掘深部软岩巷道变形分为变形剧烈、变形平缓、相对稳定3个阶段。变形剧烈阶段:围岩变形速度快, 围岩变形量大;变形平缓阶段:围岩表面位移速率逐渐减小。相对稳定阶段:围岩变形将长期处于蠕变过程, 若支护措施不到位将处于长期流变。二次支护目前已经形成了应滞后一次支护的共识, 但是应滞后多少, 国内目前没有精确的理论计算公式。鲁岩[4]借助数值模拟软件, 发现二次支护随着一次支护后变形量的增加, 采取二次支护后变形量先减小后增加。常庆梁[5]认为, 围岩进入恒速变形即相对稳定阶段是二次支护最佳时机, 二人观点类似。二次支护合理时机在允许围岩有一定变形量的基础上, 能最大程度地发挥围岩自承载能力, 在现场可对硐室掘出后进行围岩监测。围岩进入恒速变形后对硐室采取二次支护, 避免硐室剧烈变形阶段进行二次支护。
2.2 二次支护锚杆 (索) 预紧力匹配
锚网支护时锚杆延伸率高, 比如该矿直径20 mm螺纹钢锚杆杆体延伸率不小于15%, 锚索的延伸率小于1.8%, 若二者预紧力不匹配, 二者的剩余变形量相差很大, 在整个支护过程中不能同步承载, 如锚杆预紧力低、锚索预紧力大, 锚杆起不到主动支护作用, 锚索预紧力高导致初期载荷集中于锚索, 然后锚索延伸率低, 锚索增阻快, 锚索拉力超过破断载荷导致锚索被拉断。锚索应保持合适预紧力, 留有较大的变形量, 适用围岩的离层与变形。锚杆索变形能力匹配公式如下[6]:
式中:psmax为锚索极限载承能力, k N;pgmax为锚杆极限载承能力, k N;ps0为锚索初锚力, k N;pg0为锚杆初锚力, k N;ds为锚索直径, mm;dg为锚杆直径, mm;σbg为锚杆材料极限强度, k N;ls为锚索长度;lg为锚杆长度, m;δs为锚索延伸率, %;δg为锚杆延伸率, %;n为锚索钢绞线股数, 为7股。
2.3 喷层厚度合理控制
对于新掘硐室, 一次支护和二次支护都应喷射混凝土, 但二者的主要目的不同。一次支护及时封闭围岩防止围岩风化, 且能消除由于硐室成型不规整造成的凹凸处应力集中并起到柔性让压的作用。因此, 一次支护喷砼厚度应保证硐室成型, 喷射厚度不宜过小。
二次支护喷射混凝土特性与喷层厚度h、巷道半径r和使喷层开裂破坏的载荷之间的关系如图2所示。定义喷射混凝土的厚度h与巷道半径r的比值为相对厚度。相对厚度由小到大, 喷层破坏形式分为3个阶段: (1) 剪切破坏; (2) 过渡阶段; (3) 弯曲破坏。作用在喷层上的载荷与支护本身的刚性惯性关系很大, 喷层愈厚, 刚性愈大, 允许变形量愈小, 容易发生开裂破坏。喷层厚度不是越大越稳定, 喷厚过小喷浆起不到应有的作用, 喷射混凝土的厚度h与巷道半径r的比值不宜超过1/15, 即厚度小于0.066 7 r。二次支护喷砼支护效果有限, 二次支护的喷厚不宜过厚, 主要防止支护构件的生锈降低其支护强度, 应避免出现如图2所示的弯曲破坏。
3 二次高强稳定型支护方案
一次支护锚杆参数为φ20×2 400 mm, 间排距800 mm×800 mm;二次支护采取锚索补强, 锚索参数为φ17.8×8 150 mm, 排距1 600 mm, 具体布置如图3所示。硐室应严格实行光面爆破, 爆破后立即喷射混凝土及时封闭围岩, 然后挂钢筋网。实施硐室一次全断面锚杆支护, 锚杆施工滞后掘进迎头一个支护步距, 然后对锚杆初次预紧到150 N·m。为防止爆破震动崩断掘进迎头钢筋网, 对巷道进行复喷, 喷射厚到覆盖钢筋网即可。对离掘进迎头5 m外几乎不受爆破震动影响的锚杆二次预紧, 二次预紧过程发现不少锚杆螺母松动, 因此二次预紧是必要的。最后对硐室进行再次复喷, 保证硐室成型规整。二次支护锚杆规格φ20×2 400 mm, 锚索规格φ17.8×8 150 mm。二次支护以锚索支护为主体, 优先考虑锚索预紧力。代入各项锚杆、锚索特征数值, 二次支护中以锚索预紧力20 k N, 带入计算出φ20×2 400 mm锚杆最优匹配预紧力为20.7 k N, 需要扭力扳手施工200 N·m基本能保证达到20.7 k N。因此对二次支护的锚杆施加200 N·m, 达到变形匹配。
一次支护完成后, 设置观测站对巷道的围岩活动规律进行监测, 监测测点的两帮及顶底板移近量。-1 015 m爆炸材料发放硐室整体一次支护施工完毕后, 早起施工完毕的硐室监测测点位移变化速度相对掘巷初期已经大幅减小, 因此认为硐室已经进入变化相对平缓阶段, 一次支护完毕对硐室实施二次支护, 二次支护重新挂钢筋网, 支护完成后, 喷射混凝土厚度覆盖钢筋网40 mm, 小于100 mm (0.066 7 r) , 一次支护和二次支护喷砼总厚度应小于150 mm。
4 支护效果
方案实施后, -1 015 m爆炸材料发放硐室的表面位移监测共持续了2个月, 巷道表面位移的监测结果如图4所示。
由图4可知, 巷道支护完成后的0~16 d内, 巷道围岩表面位移量以较大的位移速率持续增大, 其中两帮、顶底板的最大移近速率分别达4 mm/d、2 mm/d, 两帮位移量稳定在58 mm左右, 顶底板位移量稳定在35 mm左右。可见, 采用锚网索二次支护+底板打地坪的封闭整体承载结构支护技术后, 巷道围岩总变形量不大, 巷道围岩变形得到了有效控制, 保证了巷道的安全使用。
5 结论
孔庄煤矿-1 015 m爆炸材料发放硐室属于新掘硐室, 围岩以软岩为主, 该硐室若失稳将对整个采区的爆炸材料管理造成重大隐患。基于此, 对该硐室提出了二次锚网索支护。现场可对硐室掘出后进行围岩监测, 围岩进入恒速变形后对硐室采取二次支护, 避免硐室剧烈变形阶段进行二次支护。一次支护喷射混凝土厚度以保证硐室成型为主, 二次支护的喷厚不宜过厚, 主要防止支护构件的生锈降低其支护强度, 应避免出现弯曲破坏。方案实施后, 两帮位移量稳定在58 mm左右, 顶底板位移量稳定在35 mm左右, 巷道围岩总变形量不大, 巷道围岩变形得到有效控制, 保证了巷道的正常安全使用。
摘要：孔庄煤矿-1 015 m爆炸材料发放岩硐室埋深约1 050 m, 硐室围岩以砂质泥岩为主, 硐室若失稳将对整个采区的爆炸材料管理造成重大隐患。基于此为硐室提出了二次锚网索支护设想。在研究二次支护的时机、二次支护锚杆 (索) 变形匹配、二次支护混凝土喷厚的基础上, 提出了硐室二次支护技术方案。方案实施后, 围岩监测结果表明, 硐室围岩变形量较小, 围岩变形得到有效控制。
关键词：深部软岩硐室,二次支护,变形匹配,喷厚
参考文献
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深部软岩 篇5
1深部软岩易风化巷道围岩变形破坏机理
深部岩体本身处于“高原岩应力、高地温、高岩溶水压”的特殊地质力学环境之中,其变形特征表现为大变形、非连续和非协调［4］。岩体破坏的机理也由浅部的脆性能或断裂韧度控制的破坏转化为深部开采条件下侧向应力控制的断裂生长破坏,由浅部的动态破坏转化为深部的准静态破坏,以及由浅部的脆性力学响应转化为深部的延性行为力学响应［5 － 6］,因此深部岩体变形破坏机理复杂,控制难度大。
1. 1深部复杂围岩应力场作用
深部岩体所处的高地应力及近现代地壳运动或构造运动残余应力环境构成了深部岩体复杂应力场。在复杂高应力场区域开掘巷道,巷道临空面应力变为0,围岩由三向应力状态转变为二向应力状态,应力重新分布,其集中系数可达4 ~ 5［7］。巷道开挖后的围岩抗压强度、泊松比和抗拉强度等非固有属性恶化,围岩峰值强度和残余强度显著降低。 而普通支护不能缓解深部巷道围岩高应力环境与低支护强度之间的矛盾,从而引起围岩“损伤扩容—剪切滑移破坏—碎胀大变形”失稳进入围岩破裂损伤区,围岩应力向深部转移,如此反复直至达到新的平衡,围岩破坏范围不断扩大［8］。
1. 2深部岩体流变特性
岩体流变是深部岩体重要的力学特性之一,特别是软岩的流变特性更加明显。在深部复杂应力场作用下,中等强度岩体呈现出软岩特征,即具有软弱、破碎、松散、膨胀以及流变等特征。岩体流变特性与其所处的应力环境密切相关,当围岩应力水平较低时,岩体主要表现为衰减蠕变,蠕变速率随时间增加而迅速降低,并趋于某一稳定值;当围岩应力水平大于岩石的长期强度时,岩体出现等速蠕变［9］。 深部巷道围岩表现出持续的强流变特性,使得围岩的变形破坏往往延续相当长一段时间,主要表现为巷道各个方向发生持续的挤出性变形,其蠕变变形量可达瞬时变形量的300% 以上,此类巷道控制较为困难。已有研究对不同支护强度和应力状态下的蠕变变形进行了系统分析,得出控制围岩过量蠕变变形的根本途径是改善围岩应力状态,采取的措施主要是提高锚杆或锚索的预应力,从而达到缓解围岩流变的目的［10］。
1. 3岩体风化作用
岩体风化对岩体物理力学性质的影响已逐步引起人们的重视。风化对岩体的作用主要表现为微孔隙体积和孔隙表面积、大孔径孔隙所占比例的增加, 岩体的宏观孔隙度逐渐增加,而致密程度逐渐下降, 最终演绎为肉眼可见的宏观裂隙［11］。煤矿井下岩体的风化主要受风和水的影响,风化使围岩内部固有的水气平衡被打破。当井下空气潮湿、含有大量水分时,巷道围岩吸收空气中的水分,从而产生岩体吸水软化现象,使岩体软化崩解,进而强度降低;当井下空气比较干燥时,流动的风流带走岩体中的原有水分,使岩体风化干裂,同样引起岩体强度降低。 软岩风化的另一特点是岩体破坏速度快、强度降低幅度大,如图1所示。
1. 4软岩自身强度较低
软岩,特别是深部软岩其自身强度相对较低,承载能力较低。深部高地应力环境下巷道围岩所受压力较大,围岩难以依靠自身取得平衡。此外,软岩巷道的变形特点是四周来压,顶板、两帮和底板变形量都较大,给巷道支护带来不小的难度。
2深部软岩易风化巷道围岩控制机理
综上所述,深部软岩易风化岩体具有地压大、变形大、流变持续时间长、易风化、自身强度低、承载能力弱、四周来压等特点。针对深部软岩易风化巷道围岩的变形破坏特征,提出其围岩控制机理。
2. 1高预应力强力支护与加固
针对软岩巷道的特点,采取及时强力支护措施, 依靠高预应力将围岩加固为一个整体,提高围岩的强度、增加围岩承载范围和能力。巷道开挖后随即进行高预应力强力支护,在巷道周边形成稳定的承载结构,该承载结构能够适应围岩的初期良性变形, 同时通过高预应力实现承载结构自身的稳定,避免承载结构本身破坏而丧失支撑能力。待巷道稳定之后,再进行二次加固支护,抑制围岩的持续流动变形,避免围岩长期变形失稳。
2. 2及时封闭围岩
由于软岩易风化、遇水易泥化膨胀,因此软岩巷道开挖后,应及时封闭围岩,尽量保持围岩的原始特征。通过及时喷射混凝土浆液,可防止围岩风化、吸潮,而且混凝土喷浆层还具有一定的支撑力,可防止围岩松动,保证安全。
2. 3全断面整体支护
软岩巷道的变形特点是全断面变形,不仅顶板、 两帮变形量大,底鼓量也大,因此应该重视巷道全断面支护。对顶板、两帮和底板均进行支护,全面提高围岩的强度和整体抗变形能力。
3工程实践
3. 1数值模拟分析
巴愣井田位于内蒙古鄂尔多斯市,其回风大巷埋深750 m,顶底板岩性以泥岩、砂岩为主,巷道尺寸:宽 × 高= 4 640 mm × 3 520 mm,采用半圆拱形断面。其围岩岩性及地质力学参数见表1。
巷道所处地应力环境:最大水平主应力方向为近东西向,垂直主应力为18. 75 MPa,最大水平主应力为36. 56 MPa,最小水平主应力为18. 75 MPa。
为了解巷道变形破坏特征,建立数值模拟模型, 对巷道进行数值模拟研究。数值模拟采用FLAC3D软件,模型长150 m、高44. 74 m、宽10 m;模型边界采用应力—位移混合边界,其中模型左右为限制X方向位移边界,模型底面为限制3自由度固定位移边界,模型上表面为应力边界,并采用上覆岩层土压力加载。数值模型如图2所示。
巷道围岩应力、位移及塑性区模拟分析结果如图3所示,可以看出:巷道开挖后,巷道围岩产生了应力的重新分布,巷道周边切应力为0,成为开挖主应力面,巷道围岩深部应力出现集中区,其范围约为一个巷道宽度,应力集中系数为2. 1;巷道变形以底鼓为主,变形量达到470 mm,顶板下沉量94. 5 mm, 两帮变形量在20 ~ 160 mm内;巷道破坏主要是拉伸应力下导致的拉破坏,阻止岩层发生拉破坏的有效方法是在巷道周边形成整体稳定的承载结构,以提高岩体的自承能力。
3. 2巷道支护设计
针对深部软岩易风化岩体的自身特点和变形特征进行支护设计。该巷道围岩特点为强度低、胶结差(泥质胶结)、含有膨胀类黏土成分,所处工程地质特点为埋深大、地压高,且煤系地层含水,巷道开挖后围岩发生应力重新分布,不可避免地会出现变形、 膨胀和风化。传统的被动支护方式根本无法承受软岩塑性流动变形的强大压力,有效措施是充分调动围岩的自承能力,对于软岩还应加强围岩的自身承载能力。控制原则是巷道开挖后及时支护、封闭围岩,避免围岩应力快速下降导致强烈扩容变形,具体措施是采用锚网索喷、架棚等联合支护。巷道开挖后立即进行锚杆、锚索支护,并施加足够的预应力避免围岩应力快速下降,抑制围岩扩容引起的有害变形,同时通过锚网、钢带实现预应力的有效扩散,使围岩加固成为一个整体,起到共同承载的作用,避免围岩发生各个击破,导致全盘支护失效;及时喷浆封闭围岩,避免围岩发生风化;允许围岩发生弹性变形,待巷道变形稳定后,进行架棚支护,进一步控制围岩的长期流动变形。
锚杆采用BHRB500左旋无纵筋螺纹钢筋,直径22 mm,长度2 400 mm,间排距为900 mm × 900 mm, 树脂全长锚固,锚杆预紧力矩为400 ~ 500 N·m,配合W钢护板和钢筋网护表,锚索采用直径22 mm、 1 × 19股高强度低松弛预应力钢绞线,长度6 300 mm (底角锚索长度4 300 mm),配合300 mm × 300 mm × 16 mm高强度拱形可调心托板,间排距均为1 800 mm,沿圆拱法线方向安设,预紧力300 k N。锚杆、锚索支设好后,及时进行初喷混凝土,喷层厚度为50 mm,强度等级不低于C20;采用U29型钢支架,棚距900 mm,架间采用拉杆相连,架棚与岩面紧贴,填实;架棚后复喷混凝土,厚度150 mm,强度等级不低于C20,添加防渗、抗裂外加剂;对于底鼓严重地段采用钢筋混凝土反底拱,中间拱高800 mm, 两侧拱高400 mm。钢筋采用直径20 mm建筑螺纹钢,经纬筋用双股16#铁丝扭结,网孔规格200 mm ! 200 mm;混凝土强度等级C30,添加防渗、抗裂外加剂。巷道支护断面如图4所示。
未采取上述支护措施之前,巷道变形量为608 mm,顶板下沉量为125. 7 mm,两帮变形量为185. 9 mm; 支护措施实施之后,巷道变形量大幅降低,底鼓量为200 mm,降低67. 1% ,顶板下沉量为64. 9 mm,降低48. 4% ,两帮变形量为90 mm,降低52. 6% ,巷道得到了有效维护。
4结论
1) 深井软岩易风化巷道围岩处于高地应力和构造应力的复杂应力环境之中,围岩自身强度较低,承载能力弱,流变性较强,加之风化速度快,遇水易泥化、膨胀,围岩稳定性难以保证。
2) 深部软岩易风化岩体变形具有地压大、变形大、流变持续时间长、围岩强度低,以及四周来压、易风化、泥化和膨胀的特点,必须进行全断面整体支护、及时支护。采取高预应力强力支护将巷道围岩加固为一个整体,阻止围岩有害变形扩展,提高围岩的强度和自承能力,抵抗围岩的流变;及时喷浆封闭隔绝水气,防止围岩风化。
3) 采用高预应力强力锚杆、锚索支护,使围岩组合成为整体,配以喷射混凝土及时封闭围岩,滞后架设U型钢支架,进一步抑制围岩的长期变形,对底鼓严重地段进行钢筋混凝土反底拱处理,可大幅降低巷道的变形量,实现巷道的稳定维护。
摘要：针对深部软岩易风化巷道围岩变形破坏的特点及其支护难点,采用理论分析和数值模拟的方法,分析了其巷道变形破坏的机理,认为该类巷道处于高地应力环境,围岩自身强度低、承载能力弱,具有流变性,易风化,导致巷道维护困难。控制原则是全断面整体支护、及时封闭,采用高预应力强力锚杆支护将围岩加固成整体,提高围岩强度及其承载能力,有效抵抗流变变形,并及时喷浆封闭围岩阻止风化发展,配以U型钢加强支护,对底鼓严重地段进行反底拱支护的综合支护措施。措施实施后巷道底鼓量降低了67.1%,顶板下沉量降低48.4%,两帮变形量降低52.6%,有效地控制了巷道的失稳。
深部软岩 篇6
柴里煤矿南大巷位于-490m水平, 是主采区的主要通道。南大巷围岩以黑色泥岩为主, 岩性较软、节理裂隙发育, 南大巷与上部3#煤层的垂直间距为20m, 其上部3#煤层东部工作面距南大巷的水平距离为60m, 西部工作面距南大巷的水平距离为150m。由于南大巷的围岩条件较差, 加上受其上部工作面多次采动的影响, 巷道变形严重, 影响和制约着整个矿井安全生产。
2 加固治理方案
2.1 支护方案
根据实际情况, 首先, 改善原有U29拱形支架的受力状况, 提高整架的支撑力;然后进行南大巷的底板支护, 提高支护和围岩结构的稳定性。如图1所示。
2.2 施工方案
南大巷经多次修复, 巷道围岩及其破碎。为确保施工安全, 施工时将巷道顶板、两帮与巷道底板的支护分开进行, 具体工艺过程如下:扩巷、拆旧棚、架新棚、挂钢筋网背板、铺防漏层及充填。
2.2.1 拆除旧棚
为了确保拆除安全, 在拆卸螺杆夹板前, 用安装在新支架顶部的前探梁挑住旧棚的顶板, 将钢丝绳套住支架, 用绞车将旧棚拉倒至安全地点, 卸架后运至地面。
2.2.2 架设新棚和拉杆
将用双槽夹板卡缆连接好的拱形支架的顶部两弧形段U型钢, 用安装在新支架侧在实体岩石上, 不要安装在虚软岩石块上。随后安装拉杆。由于充填前支架仅有两腿与底板接触, 不易稳定, 因此, 除了必须在支架间架设拉杆外, 视围岩的松散情况可以在支架的局部位置塞上木块以使其局部接帮接顶。
2.2.3 挂钢筋网背板
为了利于充填层的形成, 更为了改善充填体与支架的受力状况, 在已架好U型钢支架后, 首先要沿U型钢槽口侧均匀铺满一圈钢筋网背板, 要求钢筋网背板端头弯钩朝向巷道内, 并且钩住型钢。有利于在围岩作用下充填层压挤钢筋网背板时, 有效阻止钢筋网背板从支架之间滑落或挤出。安装钢筋网背板时, 为了防止钢筋网背板滑落, 可用细铁丝将其与U型钢支架系在一起。
2.2.4 铺防漏层
防漏层采用编织布, 其宽度通常与钢筋网背板一致, 长度不限, 根据实际情况可剪断后铺设。充填前, 为防止防漏层脱落, 需要将其用细铁丝与钢筋网绑在一起。
2.2.5 喷浆机风力充填[1]
喷浆机风力充填属于干式轴向风力充填, 把混合好的料经过喷浆机和胶管运送到待充填点出口处, 并在出口处采用控制流量的阀门按一定比例供水, 水与干料在风力的作用下, 经混料喷射枪混合成湿料, 将湿料“吹入”到支架与围岩间的孔隙, 充填顺序是先两帮后顶部[2]。且应采取随架棚、挂背板和铺网, 同步进行充填, 每架棚充填一次, 以减少空顶面积, 确保施工安全。
根据壁后充填材料的选择原则, 以及结合柴里煤矿的实际情况, 本设计选择以矸石粉为骨料的壁后充填材料。
2.3 底板治理工作
由于南大巷为主运输巷道, 在进行底板治理时, 由于大巷底鼓时水沟被挤坏, 为保证底板治理时不影响大巷流水, 首先治理水沟, 然后采用锚杆注浆加固的方法, 对南大巷南段U型钢壁后充填段底板按腰线卧底, 卧底后腰线至底板高度为1.30米, 然后卧轨道底板落轨道, 使腰线至轨面1.16米。
3 支护效果分析
为了掌握南大巷U型钢壁后充填并进行结构补偿的试验效果, 在现场对巷道围岩稳定状况、U型钢棚工况进行了全面监测。采用U型钢壁后充填并进行结构补偿后, 巷道围岩移动变形得到有效控制。南大巷初期围岩变形监测结果如图2 (a) 、 (b) 所示。
由图可以看出, 采用新型支护技术后, 南大巷的顶板、两帮位移速度在20天后基本上控制在1mm/d以下, 3个月后基本上围岩变形基本上处于稳定, 围岩移动变形总量不大, 围岩移动变形得到有效控制。根据监测结果, 顶板下沉很小。由于底板没有采取控制措施, 出现少量底臌, 由于新型支护采取结构补偿措施, 底臌量明显减小。经过七年后的观测, 底鼓量最大仅180mm, 经过稍微处理, 便能满足安全生产的要求。
4 结论
通过对南大巷失修巷道段顶板采用扩棚、锚网喷、注浆、加固, 底板采用浆底、注浆、打锚杆等支护技术, 使巷道顶底板形成坚固整体, 有效防止了顶板的下沉和开裂;采用钢板制作的水沟, 既增加了强度, 又防止了漏水造成底板岩石变软底鼓的现象, 缩减了巷道返修次数, 每年节约维护资金约400万元, 保证了大巷运输及行人安全。经过近七年的观测, 巷道变形量明显减少, 彻底改变了年年需要卧底、隔2-3年就要全部进行大修复的不良局面。
摘要：本文通过对深部软岩巷道失修的原因分析, 提出了针对性治理措施, 通过实际治理观测证明, 得出采用U型钢壁后充填注浆、底板打锚杆、注浆等措施对深部软岩巷道失修治理是一种有效方法。
关键词：软岩巷道,综合治理,研究与实践
参考文献
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深部软岩 篇7
煤巷在掘进施工的过程中,经常会遇到落差较大的断层构造。断层构造造成巷道围岩性质发生变化、顶板碎裂、支护困难[1,2]。巷道穿过断层区域岩石较破碎。巷道围岩应力集中,压力较大,顶板管理较困难,给巷道施工带来较大的难度,造成前掘后修、支护强度不能满足安全生产需求的局面。因此,如何快速安全地过大断层,成为人们关注的问题。鸟山煤矿轨道大巷在掘进中穿过多个断层,地质构造复杂、围岩破碎、裂隙发育、构造应力大。常规的巷道支护技术和施工方法难以保证支护结构的稳定性。因此,必须针对该种特殊情况设计出针对性强的支护方案才能保证巷道的稳定。
1 工程概况
鸟山井田8号煤层为本区的稳定可采煤层,全区分布,发育良好,煤层厚度2.18 m～10.38 m,平均6.44 m,结构复杂,含夹石0层～4层,一般0层～2层。煤层顶底板以直接顶为主,老顶次之,岩性主要为泥岩,局部为粉砂岩,直接顶下零星分布有伪顶,厚0.2 m～0.8 m,老顶分布不连续,岩性为中、粗砂岩或细砂岩,厚2.9 m～7.0 m。 底板岩性主要为砂质泥岩、泥岩,在西南部为粉、细砂岩,在东北部及东部中段边缘亦由粉、细砂岩底板分布,底板厚度1.47 m～4.50 m,顶底板岩石力学参数见表1。
鸟山煤矿的轨道大巷穿过多个断层,地质构造复杂,围岩破碎,裂隙发育,构造应力大。巷道原设计为矩形断面,锚网索联合支护。巷道在掘进后出现严重的片帮破坏现象,两帮补打加密锚杆也未能对片帮进行有效的控制。巷道顶板泥岩属于典型的膨胀性软岩遇水泥化软化无法与锚固剂有效的粘合使锚索支护失效。
2 巷道断面设计
2.1 断面设计
轨道大巷围岩稳定性较差,松散破碎易产生塑性变形及蠕变变形,巷道存在的地质构造应力场的影响使巷道具有较大的多向不稳定矿压,因此应采用曲墙拱断面,可减小作用在两帮的侧向围岩压力,可有效降低顶板的下沉和两帮的片帮。巷道净断面尺寸的确定和常用的巷道断面基本相同。首先,由运输设备的尺寸,人行道尺寸以及必要的安全间隙构成基本矩形断面,然后,使该矩形断面内接于马蹄形曲线内,使之既符合《煤矿安全规程》的有关规定,又尽量提高断面的利用率。巷道断面尺寸如图1所示。
2.2 巷道支护设计
巷道支护断面见图2,巷道技术特征见表2。支护后的巷道现场见图3。
3 现场监测
3.1 测站设置
测力计布置图见图4。
3.2 监测数据及结果分析
监测结果见图5～图9。
通过锚杆受力实时监测的数据表明,锚杆受力变化最大值为17 kN,最小值为1 kN,锚杆受力在达到峰值后逐渐趋于稳定,最大值均没有达到设计锚固力100 kN,处于安全状态。
4 表面位移监测
4.1 监测方案
选取巷道开挖后的50 m内作为监测段,共设置3个观测站来测量巷道收敛变形,若发现有围岩破损严重的断面可在此处增设观测站。
测站处的观测断面设置3个收敛量测点,即在两帮、顶底板各设一个测点,参见图10。方法如下:
1)使用仪器:采用尼康TC- 452全站仪,测角精度2″,测距精度±(2 mm+2 ppm)。2)A,B,C三组点的观测:任意摆仪器测出22号点,A号点,B号点,C号点四个点的相对点高。以22号点为参照点求出三组点的相对高差,对比每次测出的相对高差观察顶点的下沉情况。3)三组点两帮的观测:任意摆仪器测出B号点,C号点对应两帮点的水平距离(L)及两帮点的水平夹角(A),根据三角形余弦定理算出两帮点的相对距离(S)。S2=L2左+L2右-2×L左×L右×cosA。
对比每次测出的相对距离来观察两帮点的相对位移。
4.2 监测结果及分析
监测结果如图11～图22所示。
监测数据显示:测站1顶板与两帮在开挖23 d后变形稳定,累计收敛量均为31 mm;测站2顶板在开挖完成后出现顶板上隆现象,但持续时间较短,1 d后开始下沉,30 d后变形趋于稳定,累计下沉量为27 mm。测面两帮在开挖31 d后收敛量趋于稳定,累计收敛量56 mm;测站3在开挖完成23 d后顶板收敛趋于稳定,累计下沉量达到35 mm。两帮在25 d后稳定,累计收敛量为72 mm。
综合上述分析,巷道在开挖后呈现一定时间的加速变形,但一般在25 d～30 d左右变形基本稳定。顶板、两帮收敛量分别为35 mm,72 mm。
此外,在大巷1号测站出现两帮向外轻微扩张、2号测站顶板出现轻微的向上隆起、3号测站出现巷道两帮变形量大等现象,分析认为应该是不同围岩条件对巷道断面的影响造成的,因此,应该坚持监测,根据围岩情况灵活优化巷道断面和支护方案,实现信息化施工。
5 结语
1)通过将矩形断面改为曲墙拱形,减弱了地质构造应力场对巷道产生的具有较大的多向不稳定矿压,该断面可有效降低顶板的下沉和两帮的片帮。2)通过监测发现:采用锚喷网支护技术,可有效改善软岩巷道围岩的应力状态,防止井巷冒顶与片帮,进而稳定和控制围岩松动圈的进一步发展。3)在总结现有锚杆支护参数设计的基础上,针对深部软岩巷道的特点,依据巷道围岩物理力学参数,提出了“工程地质资料分析—初始设计—现场监测—信息反馈—设计优化”的巷道支护参数动态性、系统性、信息化的锚杆支护设计方法,将设计与监测有效的结合在一起。4)本方案使鸟山轨道大巷支护平均月单进提高36.9 m,直接节约经济投资1 026.70元/m。对于减少巷道维护工作量,增加矿井产量、提高矿井的技术经济效益、改善矿井安全生产环境具有重要的现实意义。
摘要：针对深部软岩巷道复杂地质条件设计出曲墙拱断面锚喷支护的设计方案,利用锚杆测力计MJ-40对支护后的锚杆受力进行受力监测,利用全站仪对巷道围岩表面位移进行变形监测,监测结果证明巷道的设计有效减小了大断层复杂地质条件下构造应力的影响,巷道支护方案安全可靠。
关键词：软岩,曲墙拱断面,锚喷支护,轴力监测,位移监测
参考文献
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深部破碎软岩巷道扩修与支护技术 篇8
关键词：深部破碎软岩,扩修,支护技术
义煤集团公司千秋煤矿21区1063胶带巷由于受到埋深、围岩膨胀性和崩解软化性特征以及邻近21区东翼的21211工作面回采的影响, 顶板下沉严重, 两帮收敛量较大, 底板有不同程度的底鼓, 巷道围岩呈松软破碎状态。鉴于该巷道不能满足通风、运输、行人和实现本质安全的要求, 迫切需要研究一种技术可靠、经济效益显著的方案对其进行扩修施工。实践证明, 1063胶带巷扩修施工采用挑顶、刷帮的扩修技术和锚网索喷+36U拱形支架 (5154型) +壁后注浆的联合支护技术效果显著, 值得推广。
1工程概况
千秋煤矿现已投产50余年, 矿井位于义马煤田中部, 井田面积17.9 km2。矿井2007年核定生产能力2.1 Mt /a。千秋煤矿21区1063胶带巷位于井田西部, 属21区胶带下山下段 (从21211工作面回风巷车场过桥至21211工作面运输巷车场过桥) 。
千秋煤矿21区1063胶带巷平均埋深768 m, 倾角-13°, 沿煤层顶板布置, 围岩为深灰色泥岩, 局部裂隙发育, 其上部覆盖中、上侏罗纪杂色砾岩、砂岩、细砂岩、粉砂岩, 厚度大于600 m。1063胶带巷原设计为梯形断面, 高2 800 mm, 上底宽3 600 mm, 下底宽4 200 mm, 采用锚网索+钢带支护, 锚杆打设于顶、帮部, 间排距均为600 mm;菱形金属网平铺于顶、帮部, 并用托盘紧固, 金属网压茬100 mm, 每隔200 mm连一扣;锚索打设于顶部 (每排打设2根) , 间排距均为3 000 mm;钢带设计长度3 600 mm垂直于巷道延伸方向以间距600 mm布置, 用托盘紧固于巷道顶部。该巷道仅使用2 a, 由于受各种因素的影响, 经测定, 顶板下沉量600～950 mm, 底鼓量150～250 mm, 两帮收敛量450～700 mm。考虑在21区西翼开采21221工作面的需要和冲击地压威胁的影响, 此次1063胶带巷扩修实施巷道大断面, 设计断面为拱形断面, 采用联合支护技术, 复喷后高度不小于4 200 mm, 宽度不小于6 200 mm, 架棚后净高不小于3 700 mm, 净宽为5 154 mm。
2扩修技术
考虑到1063胶带巷地应力强、围岩松软破碎以及胶带、电缆、风水管路保护等种种客观因素, 采用挑顶、刷帮的扩修技术。
2.1施工准备工作
(1) 超前支护。
巷道扩修前, 在扩修点前方20 m范围内架设抬棚, 抬棚架设间距0.6 m, 抬棚使用Ø200 mm圆木架设, 预埋200 mm深, 迎山角2°, 保证抬棚迎山有力、接实顶。超前支护随扩修施工的进行向前推移, 以有效防止扩修过程中前方顶板由于开采动压影响而冒落或漏渣。
(2) 胶带的保护工作。
扩修点前后各3 m范围内胶带架两侧安设防护钢筋网, 防止掉落的矸石大量进入底胶带, 摩擦底胶带进而影响胶带正常运行和损坏胶带。扩修点前后各2 m范围内胶带架顶部边缘固定4 m长的圆木, 将4 m长的备用胶带沿巷道延伸方向平铺在圆木、圆木与工作胶带之间的间隙和工作胶带上, 并将备用胶带牢固固定在圆木上, 以保证备用胶带搭接安全可靠。备用胶带搭接工作胶带宽度的1/3。备用胶带作用:①有一定的缓冲作用, 可有效防止掉落的矸石直接作用于工作胶带而损坏工作胶带;②有效防止矸石进入胶带架与工作胶带之间的间隙内, 从而避免矸石影响工作胶带的正常运行;③备用胶带增加垂直投影面积, 使矸石尽可能多地落到胶带上, 并自行滑落到工作胶带中部, 从而随工作胶带的运行而被运走, 经计算可以减少铁锨出矸量4 m3, 大大减轻了工人劳动强度, 并提高了出矸效率。
(3) 电缆和风水管路的保护工作。
巷道扩修前, 扩修点前后各10 m的电缆和风水管路用备用胶带包裹严实, 防止损坏。
(4) 搭设工作架。
在扩修点搭设牢固的工作架, 工作架高于工作胶带不得小于0.5 m, 当工作架高度大于1.5 m时, 上架人员必须佩带安全带, 确保施工人员安全。
2.2扩修工艺
扩修循环进尺1.2 m (当顶板特别破碎时定为0.6 m) 。考虑到巷道设计断面大、设计高度高且扩修施工不得影响胶带正常运行, 挑顶分3次进行, 杜绝了大量矸石压死胶带现象。
(1) 一、二次挑顶。
一次挑顶即将原支护顶部的菱形金属网破坏掉, 利用重力并辅以手镐将松软破碎顶板挑落0.8 m;二次挑顶即利用风镐再次挑顶0.6 m。挑顶中尽量使更多的矸石直接落到胶带上运走, 同时避免大量矸石一次性落到胶带上而影响胶带运行和损坏胶带。
(2) 三次挑顶及刷帮。
三次挑顶及刷帮即在扩修巷道顶、帮的设计断面轮廓线上用MSZ-1.2型煤电钻打密集的周边眼 (间距不大于400 mm) , 巷帮离周边眼600 mm。以间距600 mm各打一竖排崩落眼, 坚持多打眼、少装药, 尽可能减少爆破对围岩的破坏作用, 保持围岩的自承能力。爆破后用长柄工具除去活矸, 并用手镐按设计轮廓对巷道进行修边, 保证巷道成型规整。
3支护技术
为尽量减少空顶时间, 扩修巷道底帮角部的矸石出完后, 及时进行支护, 采用锚网索喷+36U拱形支架 (5154型) +壁后注浆的联合支护技术。千秋煤矿21区1063胶带巷扩修支护如图1所示。
3.1初喷
巷道成型规整后喷厚约50 mm的速凝混凝土, 保证喷平、喷严, 无蜂窝麻面和赤脚穿裙现象。初喷能及时封闭和保护围岩, 防止风化作用对围岩的破坏, 减少泥岩剥落的条件[1]。
3.2锚杆支护
初喷后巷道顶、帮及时采用Ø22 mm×2 500 mm螺纹钢树脂锚杆支护, 间排距均为600 mm。采用MSZ-1.2型煤电钻和ZQS-50/1.6风动锚杆钻机垂直巷壁打设 (最底部1排锚杆距巷道底面≤300 mm) , 外露长度≤50 mm, 顶部锚杆预紧力矩≥150 Nm, 帮部锚杆预紧力矩≥120 Nm。锚杆能实现主动支护加固围岩, 提高围岩自承能力, 和围岩一起形成一个加固圈。
3.3挂网
及时采用菱形金属网护顶、帮, 金属网平铺于顶、帮部, 压茬连接并用托盘紧固, 压茬长度≥100 mm, 每隔200 mm连1扣, 内外压茬呈双边三花型连接。网不仅可以支撑锚杆之间松散岩石, 同时将单个锚杆连接成锚杆群, 提高围岩的整体性。
3.4复喷
安设锚杆挂网后, 再喷1次厚30～50 mm的速凝混凝土将网覆盖, 和网形成有一定柔性的薄壁混凝土加固圈。
3.5锚索支护
锚索为Ø17.8 mm×8 000 mm钢绞线锚索, 采用MQT-120风动锚索钻机打设。每排打设5根, 间排距均为1 500 mm, 垂直巷壁打设, 外露长度不大于300 mm, 锚固力≥200 kN, 锚索打设滞后工作面不得大于5 m。锚索锚固深度大, 可将下部不稳定岩层锚固在上部稳定的岩层中, 可靠性高;且可施加预应力, 实现主动支护。
3.6架棚
架设5154型36U钢棚, 棚距600 mm, 棚窝深200 mm, 棚后让压距≥300 mm, 棚腿扎角80°, 迎山角为2°。每棚由1根棚梁和2根棚腿组成, 梁与腿搭接长度450 mm, 并用上限位、中间限位、下限位3种形式的双槽形夹板式连接件连接, 保证拧紧螺母 (力矩≥300 Nm) 以提供足够的锁紧力。各棚之间安设5道连接板, 404型2道, 708型3道 (正顶1道, 两侧腿部各1道) , 使各棚沿巷道轴向互相联成一体, 可以防止钢棚歪斜、扭转, 增加钢棚的纵向约束, 提高钢棚的稳定性和承载能力。巷壁与钢棚接触后, 钢棚不仅对围岩变形产生一定阻力, 同时自身还具有可缩性, 将支架内力限定在一定范围内, 既能保持围岩的稳定, 又能避免支架的严重损坏[2]。
3.7壁后注浆
一次支护60 d后, 经监测, 巷道顶板下沉总量100～200 mm, 两帮收敛总量50 ～150 mm, 此时监测结果表明巷道变形速率明显减小。经计算, 月收敛量≤5 mm, 所以一次支护60 d后进行壁后注浆作为二次支护[3]。注浆管每排打设5根, 巷道正顶垂直巷壁打设1根、两侧往下2 300 mm垂直巷壁各打设1根, 再往下离巷道底面不大于400 mm往下偏15°各打设1根。壁后注浆能够增加围岩的整体性, 使松软、破碎围岩的自承能力和自稳能力得到有效提高, 是一种技术工艺简单、效果好、投资少的支护技术。
4结语
深部破碎软岩巷道修复技术, 必须从调查工程地质入手, 结合实际情况进行深入分析, 在此基础上, 采取有效的扩修与支护技术[4]。千秋煤矿21区1063胶带巷扩修施工过程中, 采用挑顶、刷帮的扩修技术和锚网索喷+36U拱形支架 (5154型) +壁后注浆的联合支护技术, 1 a多来的监测结果表明, 支护效果明显, 巷道收敛量小, 巷道顶、帮部未出现裂纹和掉渣以及片帮现象, 有效地控制了围岩, 保证了巷道的断面尺寸, 同时也确保了施工安全, 为今后的同类巷修工作提供了宝贵的技术经验。
参考文献
[1]王建平, 靖洪文, 刘志强.矿山建设工程[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2007.
[2]田建胜, 屈凡非, 刘刚.井巷设计与施工技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009.
[3]邹喜正.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2005.