注浆支护（共8篇）
注浆支护 篇1
引言
随着城市化进程飞速发展，工程建设规模逐步扩大，在原有工程场地范围内建设新工程的情况已经出现。原工程场地为天然地基的较易进行处理，但原工程为桩基础的较难处理，拔桩工程费用较大、工期长，且拔桩对原有土质有较大破坏。对于低层建筑，采用地基处理新建建筑基础底与原工程桩桩顶之间的土体，进而用作新建建筑的地基，既利用了原有工程桩，又省去了拔桩的费用，不失为一种有效的方法。对于不具备施工工程桩条件的基坑工程，注浆支护方式是一种可行的方法。本文将结合实际工程，对在原工程场地上新建建筑工程的情况进行探讨分析，为类似工程提供参考。
一、工程概况
天津市海河剧院附属用房位于天津市南开区卫津南路与复康路交口处，为一栋高度为24.2 m的六层框架结构，地下一层为3.9 m高与另外一栋海河剧院相连的车库。基坑深度约为4.7 m，基坑近似成矩形，面积为3 500 mm2。该场地进行过工程桩施工及工程开挖，原设计深度为10.0 m，采用钻孔灌注桩加设一道水平环撑的方式进行支护，后开挖后将基坑回填，回填过程中支撑及支护桩受到了不同程度损坏。现场地地坪埋深10 m范围内为杂填土及素填土，结构松散、土质不均，且填垫年限小于十年。
本场地西侧紧邻施工道路，东侧与既有12层框架结构建筑距离为8 m，且东侧地下室外墙与原支护桩相邻，北侧为施工单位临时办公用房，距离地下室外墙距离为15 m，南侧与本工程海河剧院相连。海河剧院采用三轴工法桩(SMW)进行支护，辅助用房场地范围分布着原工程的工程桩，采用工法桩或钻孔灌注桩的方案不可行。北侧有放坡空间，可采用放坡开挖，东侧及西侧不存在放坡空间，且无法施工支护桩。该场地10 m范围内为松散的填土，且10 m深度以下密布原工程桩，不具备重新施工工程桩的条件，若将此部分土换填，则开挖工作量大，工期长，支护结构较难选择。
二、基坑支护设计
由于原工程的截水帷幕保留较完好，并能将新建工程包括在内，原截水帷幕距坑边较近，且新建工程开挖深度较浅，故依靠原截水帷幕截水，在坑边设置大口进行降水，沿基坑四周及基坑内部设置碎石排水暗沟，将其与集水井相连，形成纵横连通排水系统。距离坑边设置三排间距1.0 m、孔距1.0m的注浆孔，孔径为100 mm，孔深为基坑底下6 m，并在每个孔内插入3根直径16 mm的钢筋以增加其刚度。注浆初期强度较低，为防止施工时浆液串孔和对邻近注浆体的破坏，采取穿插、跳打方式施工，施工后期加入速凝剂。在注浆孔顶部周圈设置250mm厚度的盖板，将整个支护结构连成一个整体，盖板在坑内一侧方向垂下900 mm长的垂板以固定基坑顶部的土体。由于坑边较长，每隔15 m设置一个斜撑，斜撑顶与盖板相连，斜撑底与坑底基础相连。计算模型采用重力式挡墙[1]，墙厚度取注浆孔距加左右外扩0.5 m，为3 m，弹性模量及抗压强度均进行了相应折减，计算桩顶最大位移为40 mm，满足设计要求及工程需要。在基坑施工过程中进行了实时监测，坑体变形与周边建筑的观测变形均满足设计要求，时值雨季，有效地保证了地下工程的施工，节省了工期及工程造价。
三、注浆加固地基设计
由于本工程重新施工工程桩的条件不完备，为了提高地基承载力、减小不均匀沉降，采用压密注浆方法来进行地基处理。压密注浆方法通过与土体发生物理化学反应及挤密土层来提高土体承载力[2,3]。压密注浆地基处理需要达到的目的：(1)基础以下形成一定厚度的均匀、坚硬持力层，达到基础承载力要求[4];(2)由于原工程桩长短、刚度不一，通过压密注浆，控制建筑物建筑物产生明显的不均匀沉降。
本场地后填土大约至10.5 m，其下为粉土、粉质粘土层，土层较好，故加固深度设计为进入好土层不少于0.5 m(即加固至埋深11.0 m)。
压密注浆孔的扩散半径为1.5 m，为了更好达到注浆效果，中间注浆孔孔距设为1.2 m，按梅花状布置[5]，沿基础周边布置的外围封闭注浆孔设为1.0 m。注浆顺序先外后内，内部注浆孔采取隔排跳打方式进行注浆。
1. 有限元模型分析
本工程最关心的是竖向沉降问题，而且地基是抗剪强度很低的人工填土和软土，故采用文克尔地基模型，采用COMBINl4弹簧单元来模拟注浆桩和桩间土体的共同体，SHELL43壳单元来模拟筏板、地下室顶板及地下室外墙，BEAM188梁单元来模拟梁和柱[6]。
为简化模型及综合考虑整体结构刚度，仅建立地下一层模型，在地下一层顶处输入PKPM中导算下来传至柱顶的准永久荷载。底板约束限制x、y方向平动及z方向的转角，桩底全刚接，见图1。准永久荷载下底板沉降计算结果如下：整个底板变形下凹，中部变形最大，最大沉降为20 mm，四周变形较小，最小沉降为3.6 mm，见图2。
2. 实测结果对比
据主体封顶后的环形闭合线路沉降观测结果，建筑四周沉降量为2.05～4.5 mm，中间沉降在15 mm左右，沉降总体较为稳定，沉降差较小。总体来说实测结果与有限元分析结果较为吻合。地基承载力载荷板试验，地基承载力达到120KPa，满足基础设计要求。
四、结语
采用类似重力式挡墙模型对注浆插筋支护结构进行了分析，采用有限元分析方法对注浆加固地基进行了沉降计算，并在施工过程中进行实时观测，得出结论如下。
(1)对于较浅且不具备放坡及支护桩施工条件的基坑工程，采用注浆加固土体的方式能有效控制基坑变形，计算时采用类似重力式挡墙模型能较真实反映工程实际情况，保证支护工程正常施工。
(2)注浆加固地基对提高地基承载力及控制主体沉降能起到有效作用，并具有施工方便、灵活、成本低、工期短等优点，具有一定的推广价值。
(3)随着城市化进程飞速发展，在原有桩基工程上新建工程的情况会越来越多，拔桩的工期长，成本高，可行性差。注浆支护及注浆加固地基是一种有益的尝试，具有可操作性。本工程只是对于低层建筑的一个探讨，有必要对原有桩基上施工高层建筑进行进一步研究。
摘要：本文以海河剧院附属用房注浆支护及注浆加固地基为例,介绍了压密注浆支护及加固地基在实际工程中的应用,采用类似重力式挡墙计算支护结构,采用有限元数值分析基础沉降,并与工程实测进行对比,验证了注浆支护及加固地基对控制基坑变形、控制基础沉降能起到显著作用,具有施工方便、降低成本、缩短工期等特点,是在原工程基础上施工新建建筑的一种有益尝试,为此技术的推广提供理论参考与借鉴价值。
关键词：注浆支护,注浆加固地基,重力式挡墙
参考文献
[1]刘国彬,王卫东.基坑工程手册(第二版)[M].中国建筑工业出版社,2009.
[2]徐至钧,赵锡宏等.地基处理技术与工程实例[M].科学出版社,2008.
[3]王杰,杜嘉鸿.岩土注浆技术的理论探讨[J].长江科学院院报,2000(06).
[4]刘恩元.秦皇岛市某公司车间注浆加固地基实例[J.山西建筑,2009(06).
[5]顾晓鲁,钱鸿缙,刘惠珊.地基与基础[M].中国建筑工业出版社,2002.
[6]叶裕明,刘春山,沈火明等.ANSYS土木工程应用实例[M].中国水利水电出版社,2005.
注浆支护 篇2
关键词：硐室加固 联合支护技术
八矿坐落在鹤壁矿区南部，井田南北、东西走向分别为5.25km和1.7-1.9km，面积7.9km2。井田作为隐伏井田，属于单斜构造。井田内地质构造比较复杂，属于断裂构造发育，并且小断层比较多，煤层缺乏稳定性等，局部存在变薄现象，并呈条带状分布。随着开采时间的不断延长，生产采区的采动对井下大部分巷道都产生过影响，个别巷道存在二次、三次重修现象。
1 工程概况
在井田中央-520辅助水平三零采区3004工作面上部煤层底板中，布置鹤煤八矿-520水泵房，全长30m。该水泵房担负我矿三零及三二采区排水任务，硐室原设计宽5200mm，高4400mm，断面形状为半圆拱，原设计为锚网喷+U形棚支护。水泵房在建成短短2年时间内受高矿压影响，使得水泵房在一定程度上出现局部顶板裂缝、掉浆皮等。如果不加以控制，任由继续损坏，那么将会直接影响水泵房的正常使用，甚至矿井的使用安全将会受到威胁。
2 确定硐室联合支护加固技术方案
在施工过程中，为了进一步控制硐室的变形，防止硐室的正常使用在一定程度上受到继续破坏。首先采用锚索等进行加固，但是实施该方案后，施工却无法进行。原因在岩巷掘进期间由于该硐室巷道顶部岩石破碎，在泵房施工期间泵房就出现轻微变形，采取了套架U形棚加强巷道泵房巷道支护强度，进而在一定程度上难以打锚索，同时导致无法装药等，并且泵房硐石较多，在施工过程中通过单一的支护方式难以解决问题。为此，需要对支护方式进行真分析，按照下列方案进行施工：
①架设U36型棚后，需要进行喷浆处理，实施初次支护。②通过灌注水泥沙浆进行加固处理。③对于永久性支护，通常情况下，通过锚索来进行。
3 施工技术要求及注意事项
3.1 施工技术要求
3.1.1 架U36型棚后喷浆，进行初次支护的技术要求
首先采用扩帮挑顶后架U36型棚支护对该泵房硐室进行处理，规格为5.2m×4.4m，棚距、背板间距等分别控制在0.5m和0.3m，借助金属菱形网对全断面进行铺设处理，并用背板背严，维修到泵房硐室位置时，设计为硐室两侧架U形棚对棚后穿11号矿工钢支护，矿工钢间距控制在0.4m；维修完成后，通常情况下需要对该硐室进行进行喷浆处理，喷射混凝土的强度等级一般为C20，喷浆厚度与U型棚铁拉杆等平，水泥大沙配合比1∶3。
3.1.2 注浆加固支护技术要求
①钻孔：在钻孔过程中，通过采用风钻钻机进行钻孔。②注浆管的安装：在安装注浆管的过程中，通常情况下需要将注浆钢管插入到孔内。③注浆：进行注浆时，连接注浆管路与钢管，在注浆过程中，一般可以通过多孔的方式进行同时注浆。④封孔止浆：在止浆过程中，通常情况下用多层胶管连接注浆孔口管出口端与注浆管路，同时安设相应的阀门。⑤注浆过程中，注浆压力控制在2.0～3.0MPa，进而在一定程度上确保喷层不发生开裂。
3.1.3 锚索进行永久支护技术要求
注好浆间隔24小时后，需要及时打锚索进行永久性支护。
3.2 施工注意事项
3.2.1 架棚
①在施工现场，采取措施保护施工地段的电缆、水泵、开关等，防止出现损坏。②在施工过程中，设置一名有经验的职工进行观顶，在一定程度上防止顶板跨落。③架好一棚后，用木料把顶绞实绞严，杜绝空顶。
3.2.2 注浆施工工艺流程
①拌浆与注浆：按照设计要求规定的水灰比，将水泥与水进行混合，进而在一定程度上行拌制水泥浆，拌浆时需要安排专人进行负责，在注浆过程中，需要科学合理地调整浆液参数，进而避免发生吸浆笼头堵塞等。②控制注浆泵：根据注浆变化的实际情况，实时开、停注浆泵，并对注浆泵的注浆压力进行了时刻注意和观察，进而在一定程度上防止发生堵塞崩管现象。③连接孔口管路：在连接孔口的过程中，通常情况下需要对前方的注浆情况给予高度的关注，及时发现并派出漏浆、堵管等事故。
3.2.3 锚索加固注意事项
①在打锚索的过程中。锚索眼的位置通常情况下需要选择不空顶或者注浆充分的部位。②锚索眼打好后，需要对锚索眼是否存在塌孔现象进行观测。
4 结语
在鹤煤八矿-520水泵房现场施工过程中，通过实际应用联合支护加固技术，对锚喷、架U形棚等单一的巷道维修支护模式在一定程度上进行适当地改变，进一步大大提高了硐室的支护强度，在围岩破碎空顶条件下，进一步解决因塌孔、孔空无法安装锚索造成的问题。在这种情况下，明确联合支护加固技术方案是切实可行的，并且具有一定的操作性。
参考文献：
[1]郭俊强，路建法，周铁垒，马瑞刚.大断面混合棚及注浆锚索联合支护技术实验[J].西部探矿工程，2011（11）.
[2]张国民，王四顺，路建法.联合支护技术加固硐室实践[J].煤，2010（10）.
[3]王志勇，郭俊强，王合涛.井底煤仓上口联合加固技术应用[J].西部探矿工程，2012（10）.
断层带预支护与注浆修复的使用 篇3
断层是煤矿开采中常见的地质构造, 在其形成过程中通过挤压、张拉等力的形式释放出大量能量, 使断层带附近围岩较为破碎。断层破碎带给矿井掘进工作工艺、安全、效益造成了巨大影响, 巷道在断层破碎带极易发生冒顶事故。因此, 在断层破碎带巷道预支护和注浆修复对实现断层带里巷道掘进安全、快速掘进和修复具有重要的指导意义。
1 巷道概况
神华神东黄玉川煤矿2#外运机轨合一巷, 北临酸刺沟煤矿, 南靠石岩沟煤矿, 东为哈尔乌素煤矿。掘进地层为6上煤及其底板泥岩。本区域没有老空区, 属于未开采区, 对掘进没有影响。地表位置在圪驼岇以东, 臭蒿湾以北, 神水沟以南的东西狭长条状区域, 为高山坡地, 无建筑物影响本区, 地表标高为+1 190 m~+1 244 m之间。设计全长1 200 m, 沿煤层顶板掘进, 顶板为泥岩、砂质泥岩, 粗砂岩 (见图1) 。巷道为19.24 m2的矩形断面, 支护形式为锚网加锚索联合支护, 顶、帮锚杆分别采用Φ18 mm×2 200 mm强螺纹钢锚杆, 顶板采用Φ18.9 mm×7 300 mm的预应力锚索, 钢棚采用29U的5 300 mm×3 600 mm (见图2) 。
2 破碎带冒落特征
2#外运机轨合一巷掘进497 m~590 m共揭露了8条断层, 分别为正断层F1~F8落差0.5 m~2 m。各条断层相互交错在交错带极易发生冒顶。沿巷道走向冒顶段长度约18 m, 冒顶高度约8 m~14.5 m, 冒落形状近似“椎体状”, 呈散体分布、随掘随漏。经过对冒顶区域的观察和断层要素的实测发现断层见呈“X”形相交 (见图3) , 实测地质剖面图下图所示。通过对黄玉川煤矿2#外运机轨合一巷冒顶特征及工程地质条件的分析, 得出该巷发生冒顶的主要原因是:
a) 断层构造带影响。掘进工作面迎头与断层“X”形交错带相遇, 该段巷道顶板围岩极其破碎。同时, 连采掘进过程中对不稳定围岩产生较大的机械扰动, 极容易诱发断层破碎带顶板大面积垮落从而造成巷道冒顶[1];b) 巷道围岩应力集中、片帮严重、煤炮不断, 使巷道维护困难;c) 巷道围岩稳定性差、承载力不均匀, 巷道支护难度大、强度很难达标, 极易发生冒顶事故;d) 围岩岩性强度小、地层结构复杂。巷道顶底板以煤、泥岩、砂泥岩为主, 岩石强度较小, 且煤、岩层厚度变化较大, 对巷道维护、支护强度带来极大困难。
3 预支护技术及冒顶区修复技术
通过对2#外运机轨合一巷冒顶特征的分析, 针对该巷所属地层结构复杂、岩体强度小、断层交错带顶板异常破碎、冒顶高度大等特殊情况, 为了使巷道安全快速掘通过断层破碎带, 断层破碎带区域巷道使用:a) 预支护:利用“撞楔法”对冒顶巷迎头进行超前临时预支护, 利用U型钢棚制造人工假顶;b) 冒顶区修复:利用化学注浆对破碎带岩体预注浆加固, 充填裂隙与冒空区;c) 加强支护:利用锚网索支护二次加密套棚支护。由于2#外运机轨合一巷与断层交错带相遇, 巷道顶板十分破碎且冒漏的煤岩体呈散体分布、自稳能力差 (随掘随漏) 。为保障巷道修复期间的施工安全、防止修复掘进过程中顶板的继续冒落, 必须对冒顶区进行有效的预支护和人工假顶。针对2#外运机轨合一巷的漏冒特点及断层交错带的地质构造特征, 决定采用“撞楔法”的预支护办法对冒顶去巷道迎头进行临时预支护并以此搭建人工假顶。具体做法是:先在巷道迎头架设U型钢棚作为拖梁, 采用Φ89 mm×6 000 mm的无缝钢管作为撞楔, 将其放在拖梁上以间距为300 mm、仰角为25°撞入迎头破碎带煤岩体中。该段巷道掘进过程中使用连采机进行施工。当掘进尺度达到800 mm时, 先采用锚网梁、锚索支护;再进行套棚支护, 棚腿用两根锚杆固定生根, 两架棚之间安装拉杆防倒器, 空顶、空帮、空肩窝处用道木背实。
4 破碎带围岩注浆工艺及参数
a) 注浆材料选择。破碎带围岩加固材料众多、性能各异, 所以注浆材料选择标准也不同。根据注浆加固和注浆充填的侧重点不同, 注浆加固材料选择行业效果使用较好的“马利散”化学A、B浆液, 注浆充填材料选择膨胀系数较大的RSS浆液;b) 注浆孔布置:根据注浆范围的不同, 分别以仰角45°、间距1 000 mm~1 500 mm沿巷道顶板布置三个孔径为22mm、深度为6 m的“马利散”注浆孔, 以仰角60°、间距1 500 mm~2 000 mm沿巷道顶板布置两个孔径为24 mm、深度为10 m的充填“马利散”注浆孔。由于围岩破碎程度高, 注浆孔成孔效果差, 注浆过程中采用锚索机钻杆做为注浆管[2];c) 注浆次序。注浆过程中, 各注浆孔交替注浆。先采用超前预注浆, 再对破碎带顶板进行注浆加固, 最后再对冒空区进行注浆充填;d) 注浆压力及注浆量。根据现场工程地质特征、裂隙发育程度、岩体破碎程度及注浆材料性质, 注浆压力应控制在2 MPa~8 MPa范围内。注浆过程中, 发现注浆泵压力表度数明显上升时停止注浆。
5 掘进及支护工艺
为了减小连采机掘进对断层破碎带煤岩体的扰动, 破碎带区域巷道修复过程以“破碎围岩预注浆加固—“撞楔法”预支护—连采机短掘—U型钢棚加锚网索支护—注浆加固修复与充填冒空区—掘进并支护”循环施工, 直到完全通过断层交错带。
6 结语
a) 总结了黄玉川煤矿断层破碎带巷道顶板冒落特征, 并指出了断层发育、顶板破碎和煤岩构造复杂类巷道发生冒顶的主要原因;b) 针对断层带破碎岩体形成巷道顶板冒顶程度高, 岩体围岩稳定性差、连采掘进随掘随漏的特点提出了利用“撞楔法”预支护围岩控制方法, 为安全掘进断层带破碎顶板巷道围岩控制技术做出了有益的实践;c) “锥体形”型冒顶巷道破碎顶板进行注浆加固深冒空区注浆充填, 可以有效改善围岩力学参数和承载结构、提高围岩的稳定性和承载性能, 为安全通过断层带与修复冒顶巷道提供科学保障;d) 实践证明, 断层带破碎顶板冒顶巷道采用“撞楔法”预支护、预注浆注浆加固破碎顶板、注浆充填冒空区及锚网索、架棚联合支护这项支护形式, 在生产实践中效果良好。该技术在保证安全施工的同时也减轻了劳动强度、提高了支护效率, 为安全通过冒顶巷道提供了坚实的理论与实践基础。
参考文献
[1]黄河, 李敏.断层带对巷道工程影响分析[J].煤炭工程, 2010 (1) :34-36.
注浆支护 篇4
在矿山巷道施工中, 中空注浆锚杆有用于预支护的超前中空注浆锚杆和用于一般巷道复合式衬砌拱部的系统径向锚杆。主要应用于地质条件中等-良好的围岩永久系统支护和超前预支护, 该系统根据岩性不同情况可独立采用, 也可与注浆小导管、管棚等结合使用, 以取到最佳的支护效果。
中空锚杆的锚杆体采用中空设计, 杆体中孔作为钻进高压风水通道和注浆通道, 与实心杆体相比, 中空杆体设计可获得更好的刚度和抗剪强度。锚杆体外表面全长标准大螺距螺纹结构, 螺纹结构便于锚杆的切割和接长, 与光滑杆体相比增加了锚杆体与注浆材料的粘接面积从而提高了锚固力。中空注浆锚杆有以下几个特点: (1) 安装方便, 保证预应力施加能及时进行; (2) 主动张拉, 预应力可达50KN, 并可实现适当的超张拉; (3) 利用常规工具, 单人即可实现张拉操作; (4) 可通过中空杆体实现高压注浆, 改良围岩; (5) 从生产到安装的全程控制, 保证质量。
太钢峨口某铁矿I号回采地下负400米平巷施工中, 采用中空注浆锚杆成功地通过了软弱围岩段的施工, 收到良好的施工效果。该工程依据新奥法设计原理穿越Ⅱ类围岩段时, 采用了中空注浆锚杆和超前小导管复合支护, 属于S2-1支护类型;穿越Ⅲ类围岩段时采用了超前中空锚杆注浆和药剂锚杆复合支护, 属于S3-1支护。该项目中空注浆锚杆相关参数, S2-1:Φ25mm L=350cm中空注浆锚杆, 环向间距100cm, 纵向间距50cm, 呈梅花型布置;S3-1:Φ25mm L=500cm超前中空注浆锚杆, 环向间距80cm, 纵向间距320cm, 呈梅花型布置。
下面就结合工程实例 (如图1) , 介绍一下中空注浆锚杆在超前支护施工中的技术工艺、施工方法与施工注意事项。
2工艺流程
区别于普通的砂浆锚杆, 它将传统的先灌浆后锚固工艺改为先锚固后注浆, 注浆时压力可达数十公斤, 不但可以充填锚孔, 而且在裂隙发育的地区, 浆液在注浆压力作用下渗透进裂隙, 达到改善围岩结构的目的。
中空注浆锚杆施工工艺流程见图2。
2.1 施工方法
中空注浆锚杆由钢质涨壳锚头、中空注浆锚杆体、止浆塞、垫板、螺母组成。
锚杆制作:采用厂家生产的定型产品, 如WT、WTD系列, 锚杆由中空全螺纹杆体、排气管、锚头、止浆塞、垫板、螺母组成。见图3。
超前锚杆的施工按超前小导管的施工方法进行。中空锚杆由厂家订购, 汽车运至工作面。注浆在上台阶上人工现场拌制注浆液, 安装注浆机灌注浆液。在初喷混凝土后及时进行锚杆安装作业。检查锚杆孔是否畅通;检查空压机及其管路、风枪是否处于良好状态。
(1) 根据设计要求选定合理的钻机、注浆泵。例如本工程采用锚杆台车或风枪钻孔, 并用高压风清孔。一般情况下如查地质为黄土地层或煤层时采用煤矿螺旋钻成孔。
(2) 断面测量, 按设计要求画出钻孔位置。
(3) 钻机就位及按设计要求钻孔。
锚杆钻孔采用气腿式风枪等凿岩机械;当在土层中钻孔时, 宜采用干式排渣的回旋式钻机。钻孔前根据设计要求并结合围岩产状定出孔位, 作出标记;将钻头对准标定的位置, 尽可能使钻进方向垂直岩层结构面, 以便起到更好的加固作用。钻孔结束时, 保持锚杆外露段长度在10~15cm。钻孔应符合以下要求:
a、钻孔应圆而直, 钻孔方向宜尽量与岩层主要结构面垂直;
b、锚杆孔径应大于杆体直径15mm。
(4) 清孔、检查钻孔的倾斜度和方向。钻至设计深度后, 用水或高压风清孔, 确认畅通后卸下钻杆连接套。
(5) 按厂家提供的使用说明安装中空锚杆。将安装好锚头的中空锚杆和排气管同时插入孔内, 锚头上的倒刺立即将锚杆挂住。施工前应检查半成品、成品锚杆的类型、规格、性能等应符合设计要求和国家现行有关技术标准的规定。按进场的每批次随机抽样3%进行检验。检查其产品合格证、出厂检验报告并进行试验。
(6) 利用快速接头将锚杆和注浆机连接。开启注浆机器, 按照设计的注浆压力进行压力注浆。注浆采用挤压式注浆泵, 注浆浆液为30#水泥浆。用孔帽装配套将止浆塞通过锚杆外露端打入孔口30cm左右。检查注浆设备, 按配合比配制水泥浆, 开动注浆泵注浆, 直至浆液从孔口周边挤出或压力表已达设计压力值时终止。对于中空注浆锚杆, 注浆时孔口压力为0.7~1.0MPa, 达到压力时持续15min即可终止注浆。注浆完成后, 及时用水清洗注浆机及管路。
砂浆质量是中空锚杆质量控制的重点, 一定要控制砂浆的强度等级、配合比应符合设计要求。应进行配合比设计, 做砂浆强度试验。每一作业段应检查一次, 确保锚杆孔内灌注砂浆应饱满密实。
(7) 安装垫板、螺母
待砂浆达到设计强度90%以上时, 再度拧紧螺母, 施加预应力。在所注浆液强度达到预定强度之后, 安装垫板 (200×200×10mm的A3钢板) , 使其紧贴岩面, 上紧杆端螺母, 使其产生一定的预应力, 起到更好的加固围岩的作用。锚杆与垫板应保持垂直, 并与喷射砼充分接触, 螺母务必拧紧。
2.2 施工注意事项
(1) 注浆过程中若出现堵管现象, 则分别对锚杆、注浆管、注浆泵进行检查。在检查之前, 首先减去注浆压力, 避免喷浆伤人。
(2) 锚杆钻孔到位, 止浆塞安装完毕, 待孔内气压恢复后, 用速凝水泥砂浆将止浆塞以外的钻孔充填密实, 以保证在注浆时浆液不致窜出。
(3) 锚杆安设后不得随意敲击, 其端部3天内不得悬挂重物。
(4) 锚杆末端尽可能与钢拱架或格栅钢架焊接在一起, 以便形成共同的受力体系。
2.3 技术及质量要求
(1) 中空锚杆单根母体抗拉断力应不小于180KN;锚杆锚固抗拔力:Ⅱ类围岩不小于80KN;Ⅲ类及以上围岩不小于100KN。
(2) 锚杆安设后每300根至少选择3根作为一组进行拉拔力试验, 围岩条件或原材料变更时另作一组。同组锚杆28天的抗拔力平均值应满足设计要求;每根锚杆抗拔力最低值不得小于设计值的90%。
(3) 锚杆安装允许偏差应符合下列规定。
a.锚杆孔的孔径应符合设计要求。
b.锚杆孔的深度应大于锚杆长度的10cm。
c.锚杆孔距允许偏差为±15cm。
d.锚杆插入长度不得小于设计长度的95%, 且应位于孔的中心。
e.锚杆孔的深度应大于锚杆长度的250px。
f.锚杆插入长度不得小于设计长度的95%。
g.锚杆孔的方向应符合设计要求。
h.锚杆垫板应与基面密贴, 锚杆应平直、无损伤, 表面无裂纹、油污、颗粒状或片状锈蚀。
(4) 质量控制措施。
a.必须进行岗前培训。
b.让操作者了解注意施作程序及标准。
c.开工前必须认真进行交底。
d.必须绘制锚杆布置图, 严格控制其位置。
e.控制砂浆的水灰比。
f.控制注浆压力和进浆量。
2.4 安全要求和措施
(1) 施工期间, 应对支护的工作状态进行定期和不定期检查。在不良地质地段应由专人每班检查。
(2) 暂停施工时, 应将支护直抵开挖面。
(3) 锚杆简易台架应安置应稳妥。
(4) 作业中如发生风、水、输料管路堵塞或爆裂时, 必须依次停止风、水、料的输送。
(5) 对锚杆支护体系的监控量测中发现支护体系变形、开裂等险情时, 应采取补救措施。当险情危急时, 应将人员撤出危险区。
(6) 若已锚地段有较大变形或锚杆失效, 立即在该地段增设加强锚杆, 长度不小于原锚杆长度1.5倍。
(7) 注浆工人必须带防护工具。
(8) 认真检查机具设备及线路, 避免漏电伤人。
(9) 机械司机严格按操作规程操作。
(10) 注浆工人与注浆泵司机必须协调好。
(11) 注浆完毕必须先关闭阀门, 再关注浆器。
(12) 注浆口不允许对人。
2.5 中空主浆锚杆施工组织
中空注浆锚杆施工要求与超前小导管施工类似。
(1) 作业组织
按每班计, 一般情况下的劳动力组织由如下组成:电工1人, 电焊工1人, 钻眼打管6人, 注浆泵司机1人, 注浆3人, 空压机司机1人。共计13人。
(2) 每班主要机械设备:风钻3台, 空压机1台, 注浆机1台, 浆液拌和机1台。
3 结语
注浆支护 篇5
蕲南煤矿721工作面位于82采区-550 m水平, 煤层有71、72煤层, 地面标高+22 m, 工作面标高-360～-390 m。721工作面回采7l、72两层煤, 其中7l煤厚0～1.2 m, 7l煤与72煤间距1.2～1.5 m;72煤厚1.6～2.5 m, 平均厚2.2 m, 两煤层结构较为简单, 煤层倾角5～10°, 平均8°。一般不含夹矸, 仅72煤层局部含一层夹矸, 岩性为泥岩, 厚0.05～0.20 m。721工作面是“双突”工作面, 72煤层具有煤与瓦斯突出危险性, 煤尘也具爆炸危险性。721工作面为基本无热害区。
(1) 地质构造。
721工作面基本沿煤层走向布置, 地层走向近南北, 倾向东, 地层倾角5～10°, 平均为8°。夹矸岩性以泥岩为主, 局部为细粉砂岩, 岩石强度较高。根据钻探资料及三维地震资料分析, 工作面四周及内部有3条断层, 受断层影响, 预计工作面内部小构造较为发育, 局部地段煤层起伏可能较大。地压较大, 顶板较为破碎, 局部有滴淋水现象, 对工作面的掘进及以后的回采有一定影响。
(2) 水文地质。
①721工作面水文地质条件较为简单, 主要受顶、底板砂岩裂隙水影响。因砂岩裂隙不太发育, 且富水性较弱, 所以在掘进施工过程中局部可能出现淋水现象。②上部受“四含”水的威胁, 已按设计在-360 m处留设防砂煤柱, 一般不构成安全威胁。工作面掘进期间, 需加强水情观测及顶板控制, 严格控制巷道标高。③影响掘进的其他因素:矿井最大涌水量10 m3/h, 正常涌水量3～5 m3/h。
2 巷道维护特点
①受顶、底板砂岩裂隙水影响, 施工过程中如果淋水较大, 会对施工效果和锚固质量造成很大威胁。同时, 复合顶板遇砂岩裂隙水泥化, 严重膨胀, 变形量急剧增加, 控制难度极大。这也是721运输巷锚网索支护失效的重要原因之一。②沿72 煤层直接顶板掘进, 顶板为薄层状泥岩, 其上又为71 煤层, 局部地段薄层状泥岩逐渐尖灭, 2层煤交叠重合在一起, 属于极易离层的复合破碎型顶板。③煤层倾角较小, 利于巷道成型。④煤层硬度中等偏低, 有一定自稳能力。⑤采用爆破掘进, 要破底板岩层, 对维护顶板的完整性不利。⑥2层煤厚度变化较大, 时有变薄甚至尖灭, 顶板岩性变化快, 层理不稳定, 顶板控制难度相当大。巷道上下岩层结构及岩性层位如图1所示。
该类巷道目前采用U型钢架棚支护, 巷道变形较严重, 表现为四周全面来压, 直观表现为高地压, 棚式支护不能满足该类条件。按煤巷锚杆发展的技术水平和最新成果, 应用预应力组合支护理论, 采用新型等强预拉力锚杆 (锚索、锚索梁) 组合支护系统可解决这一技术问题。同时考虑到顶板砂岩水的危害, 辅以注浆堵水防渗, 维持顶板锚固区稳定。
3 基本支护思想
根据水患对岩体和锚固体性质的影响分析, 将巷道顶板分为2个区。①无水区:顶帮围岩干燥, 看不到水迹。②水患区:顶、帮任一方有明显淋水现象。
3.1 支护技术路线
(1) 以高强预应力支护体系为基础。
高性能预拉力锚杆能实现较大的预拉力, 同时锚杆载荷超过杆体屈服强度后可以延伸, 而不至于在尾部破断, 通过杆体的伸长适应巷道围岩的大变形。采用M型钢带, 技术经济效果好, M型钢带抗弯截面利用率为1 468 mm3/kg。小孔径预应力锚索由高强度预应力钢绞线、专用托盘、锁具和锚固剂组成, 可和锚杆预拉力匹配, 并克服刚度低的缺陷。预应力桁架水平拉索的预紧力可以改善顶板的应力状态。斜拉锚索梁克服了单体锚索护顶面积小的缺点, 同时弥补了桁架随围岩位移预应力损失而逐渐失去支护效果的缺陷。
(2) 关键部位强化支护。
松软煤体复合顶板是该类巷道支护的关键部位, 必须有效加固。有2种加固方式:①锚索加强支护。锚索长度不受巷道尺寸限制, 能形成较大的加固范围, 约束顶部浅位岩体的整体移动。②预拉力钢绞线斜拉锚索梁系统。利用巷道围岩的特殊变形规律和特点, 以顶板两侧围岩的相对稳定区作为锚固点, 对顶部围岩主动施加侧向约束, 控制顶部浅部岩体的整体移动。
(3) 在裂隙水患区岩层滞后注浆加固。
岩层内部注浆的根本目的是, 将岩层内的裂隙或破碎围岩胶结在一起形成完整岩体, 提高内聚力和内摩擦角, 提高围岩自身的承载能力;另一方面, 浆液封堵了裂隙, 使顶板涌水失去通道, 减少顶板滴水和淋水现象。
3.2 关键技术
(1) 进一步强化顶板, 减缓两帮压力。
按预应力承载梁支护理论, 当顶板支护预拉力达到一定程度时, 能形成预应力承载结构。该结构不仅能够通过大变形实现对外层结构的适应性让压, 且能够在大变形中保持整体稳定性, 从而使垂向应力集中程度减缓, 两帮煤体破坏减弱, 从根本上控制巷道围岩的最终变形。
(2) 强化顶板初期支护强度。
预应力支护理论的精髓就在于锚杆 (索) 的初锚力相对要大, 在支护的初期就必须对围岩施加一个强大的主动支护作用, 使开挖后的围岩及时得到应力重塑, 尽可能加强环向约束, 岩体变形相应就小。因此, 在掘进初期, 要强化顶板初始支护强度, 加大初期支护投入。
(3) 改善围岩性能, 削弱水患影响。
由地质资料得知, 试验巷道局部地段淋水可能性较大。因而在新掘巷道时, 必须加强水的管理, 及时疏导。在疏导水源的基础上, 进行必要的岩层内部注浆和围岩表面喷浆, 增强预应力承载结构性能。
4 支护方案
根据该巷顶板完整度和上面顶帮水患影响程度对顶帮所做的分区分类划定, 提出“分区支护”的围岩综合控制技术体系。无水区:锚网带、顶板斜拉锚索 (梁) 、锚索。水患区:锚网带、顶板斜拉锚索 (梁) 、锚索、顶 (帮) 注浆。
(1) 基础支护。
基本支护方式为高性能预拉力锚网带支护。顶板和帮部均采用高性能预拉力锚杆支护, 最大限度地加大锚固长度和范围, 结合M型钢带护顶、护帮, 顶、帮均采用菱形金属网紧贴岩面护顶、护帮。
(2) 关键部位加强支护。
关键部位加强支护采用预拉力锚索或锚索梁支护。考虑到顶板跨度较大、巷道地压大、顶板泥化膨胀变形严重, 特在顶板高强锚杆支护的基础上适当加锚索 (梁) 强化支护。
(3) 围岩滞后注浆加固。
水患区, 在锚网带索梁基本支护的基础上, 滞后掘进面适当距离, 进行顶板岩体内注浆支护。目的是固化煤岩体, 封堵水患裂隙通道, 保证锚固效果。
特别说明:顶板构造异常带、断层带、淋水突然变大带、直接顶厚度变化异常带、出现卡钻吸钻等冲击倾向性特殊地段, 应首先加密顶部锚杆, 然后及时套棚, 或采取其他支护方式。
5 支护参数设计
采用以计算机数值模拟为基础的锚杆支护系统设计方法, 应用FLAC4.0有限差分软件, 进行方案优选。
5.1 巷道断面
为保证巷道在最终变形后能满足通风、行人等安全生产需要, 并根据岩层倾角, 设计断面为直墙斜梯形 (图2) :净宽×中高=3.6 m×2.6 m。
5.2 无水区锚网带索梁支护参数
(1) 巷道顶板采用5根螺纹钢等强预拉力锚杆加3.4 m长M4型钢带、菱形金属网联合支护。锚杆规格为M22-2 400 mm (最下面1根可同低帮) , 每根锚杆采用2节Z2550型中速树脂药卷加长锚固;锚杆间排距750 mm×800 mm。锚杆预紧力不小于30 kN, 锚固力不低于120 kN。
(2) 巷道两帮采用4根螺纹钢等强预拉力锚杆加2.4 m长M4型钢带、菱形金属网联合支护。锚杆规格为M20-2 200 mm, 每根锚杆采用2节Z2550型中速树脂药卷加长锚固;锚杆间排距为750 mm×800 mm。锚杆预紧力不小于20 kN, 锚固力不低于80 kN。
(3) 顶板每2排钢带布置一套斜拉锚索梁系统, 钢绞线规格为Ø15.24 mm、长6 300 mm。锚索角度:外帮角倾斜30°;锚索位置:分别距离巷帮800 mm, 同排锚索间距2 000 mm;每孔采用1节K2550快速树脂药卷和3节Z2550中速树脂药卷加长锚固, 以保证锚固效果;排距为1 600 mm;预紧力60～70 kN。
(4) 顶板每2套预应力锚索梁之间再布置一套锚索系统, 钢绞线规格、锚固要求及张拉要求等同上, 使锚索在顶板的布置呈五花形。
(5) 帮部最上面一根锚杆向上倾斜30°, 最下面一根锚杆向下倾斜30～45°角度安设, 顶板两侧锚杆在垂直顶板方向再向外倾斜20～30°, 其他锚杆按图2所示安设, 以便于施工和有效控制围岩。
(6) 帮顶破碎处, 施工2～4根右旋全螺纹预拉力锚杆加强, 锚杆长度为2 000 mm, 直径为18 mm, 采用全长锚固方式, 每根锚杆采用2节Z2550型中速树脂药卷锚固。
(7) 顶锚杆设计扭矩不低于150 Nm, 帮锚杆设计扭矩不低于100 Nm, 机具扭矩不足时采用人工滞后加扭。
(8) 顶板锚索 (梁) 滞后掘进面5 m 安装。
5.3 水患区注浆参数设计
(1) 水患区锚网带索梁支护参数同无水区。
(2) 煤岩体内注浆参数。①在顶、帮水患区进行煤岩层内部注浆。注浆锚杆Ø42 mm, 孔深3.0 m。②帮∶顶∶帮注浆孔采用1∶2∶1型布置方式。③注浆锚杆长度2 500 mm, 采用Ø15 mm钢管制成。④浆液为水泥—水玻璃, 采用525#水泥, 水玻璃浓度为45°Bé, 用量为水泥质量的3%～5%, 浆液水灰比为0.7∶1, 最大注浆压力2.0 MPa, 帮部最大注浆压力为1.5 MPa。⑤根据具体的渗水淋水位置施工注浆锚杆, 再根据堵水效果决定是否加打注浆孔及是否补注, 通常以1根注浆锚杆控制2.0 m2 左右的面积计算注浆锚杆的数量。⑥注浆作业滞后掘进工作面10～20 m, 在30 m范围内完成。
6 效果
(1) 据巷道变形观测结果分析, 巷道施工后27 d内是变形量最大的时期, 当帮部变形量超过设计允许变形量 (顶300 mm, 帮500 mm) , 达到600 mm时, 及时采取了补强措施。
(2) 补强措施是帮部每2排加1排锚索桁架, 顶部加密。通过补强, 综合治理效果达到设计要求, 顶板最大下沉量236 mm, 两帮最大收缩量389 mm。
(3) 围岩综合治理效果显著, 达到了预期效果。
摘要：依据现已掌握的巷道围岩赋存状况及相关地质资料, 确定了蕲南煤矿721工作面风巷的综合控制技术方案, 并设计了支护参数, 收到了良好的治理效果。
注浆支护 篇6
金川矿区构造体系复杂,除古构造应力影响应力场外,青藏高原的强烈隆起产生的推挤力与阿拉善地块的阻挡作用使本区具有明显的构造应力特征[1],水平应力普遍大于垂直应力,垂直应力大于上覆岩层重量,存在破碎和岩层不稳定的情况。局部构造带也影响岩体稳定,易发生工程地质问题,地下巷道的破坏大都受此控制[2~4]。根据以上地质条件,金川矿区广泛采用锚网喷支护[5],锚杆选用普通砂浆锚杆。这些支护措施在一定程度上减缓了围岩变形速度,但是根据现场情况来看,巷道变形严重,支护效果不佳,围岩—支护共同作用没有达到耦合效果。
中空预应力注浆锚杆集注浆、锚固于一体,采用厚壁无缝钢管加工而成,表面呈左旋标准螺纹波形螺纹,能够紧密联结围岩,使锚具具有永久支护力, 并可通过中空杆体实现高压注浆[6~7]。但是,这种锚杆主要应用于隧道开挖支护,而在金属矿山应用较少。
本文通过运用理论分析、数值计算和现场实验等方法对中空预应力注浆锚杆支护工艺在金川矿区巷道支护效果进行研究,探讨了几个重要影响因素, 确立了主要施工工艺。
1中空预应力注浆锚杆的特点
在金川矿区现场实验,采用的中空预应力注浆锚杆直径32mm,长度2. 6m,结构图如图1所示。
该种锚杆采用中空杆体设置,可在安装好锚杆后通过中空杆体空腔注浆,锚尾处的止浆塞和托板可有效防止浆液外溢,保证了浆液的饱满度,能在锚杆在锚固范围内传递剪应力和拉应力,地质条件复杂时还可实现压力注浆,迫使浆液渗透到围岩中,使锚固区域达到要求。
中空预应力注浆锚杆通过张拉设备给岩体施加一定的预应力,支护后立即提供锚固力,其支护特征线[8]如图2所示。
中空预应力注浆锚杆支护特征方程有两部分组成,即张拉荷载和变形荷载:
式中: σlr为支护径向反力; σrR为中空预应力注浆锚杆施加在 巷道壁上 的平均径 向压力;表示普通砂浆锚杆的支护刚度; KMB为普通砂浆锚杆的刚度; Da、Db为锚杆布置的间距、排距。P1为单根中空预应力注浆锚杆张拉荷载。
此时,中空预应力注浆锚杆的支护刚度可表示为:
根据式( 1) 、( 2) 、图2分析可得:
1) 中空预应力注浆锚杆支护刚度由两部分组成。式( 2) 中第一项为预应力,表示普通砂浆锚杆的支护刚度。
2) 中空预应力注浆锚杆主动性支护围岩,将巷道周边围岩有二向受力状态变为三向受力状态,遏制和延缓围岩强度的降低,控制第一张拉区的发展, 维护巷道围岩稳定[9,10]。
3) 在高地应力巷道中,通过调节预应力调节, 增大预应力,获得较大的的支护反力,能够承受较高的围岩压力。
2数值模拟及结果分析
2.1模拟巷道概况及模型建立
现场实验选择在金川三矿区某分段,埋深超过300m。为了计算方便,简化模型计算区域的岩体, 视为理想的均质岩体。根据揭露的岩性看,围岩大多为黑色混合岩,吸水易碎,渗水比较严重,围岩碎胀性明显,强度很低,具体的岩体力学参数如表1所示。依据现场实测,垂直应力8MPa,平均水平应力16MPa,侧压系数高达2. 0,构造应力强烈,极大的影响了巷道的稳定与维护。
采用FLAC3D软件进行数值试验研究[11],现场实际的巷道尺寸为5. 4m × 4. 8m( 宽 × 高) ,直墙拱形,已经开挖的距离为30m,实验的巷道长度为8m。 考虑边界效应影响,单个巷道开挖其影响范围是巷道范围的3 ~ 5倍[12],网格按照放射状网格布置,巷道周围网格密集,其它区域疏松。根据巷道大小,建立28m × 8m × 28m( 长 × 宽 × 高) 的计算模型,网格放射系数为1. 2,如图3所示,共有61776个单元, 65025个节点。
由于构造应力作用明显,采用应力边界条件确定其初始应力场,上下两个面施加垂直应力8MPa, 其余四个面施加水平应力16MPa,并忽略其顶部至底部的重力的差异,重力加速度设置为零,岩体本构关系采用摩尔—库伦模型[13]。
为了便于分析支护效果,采用对比的方法,分别对普通砂浆锚杆和中空预应力注浆锚杆的支护效果进行研究。应用FLAC3D内置的锚索( cable) 单元模拟锚杆。根据现场情况,锚杆布置间距1m,每个断面布置11根,锚杆轴向垂直于巷道壁,锚杆的参数如表2所示。
2.2模拟结果及分析
2. 2. 1巷道变形分析
巷道开挖后,巷道周边均出现明显的收缩变形, 采用中空预应力注浆锚杆的顶板沉降和底鼓与普通砂浆锚杆相比差距不大,顶底板收缩量在1. 5cm左右,但是两帮位移差异明显,两者相差将近3cm。图4显示了两帮收缩情况,两种锚杆支护初期变形速率一样,600步以后普通砂浆锚杆变形速率明显大于中空预应力注浆锚杆,而且收敛时间略大于中空预应力注浆锚杆,最终中空预应力注浆锚杆的位移量减小了约14. 56% 。
2.2.2应力场分析
开巷后,巷道周边出现应力集中,一般情况下, 用巷道周边的最大应力与开巷前的原岩应力的比值作为应力集中系数。通过对图5、图6中显示的两种锚杆支护下最大、最小主应力场云图分析可知,普通砂浆锚杆的最大、最小主应力为41. 77MPa和13. 72MPa,应力集中系数为2. 61和1. 72,中空预应力注浆锚杆最大、最小主应力分别为39. 92MPa和12.73MPa,应力集中系数分别为2. 5和1. 60。中空预应力注浆锚杆降低巷道周边应力集中程度,并且最大、最小主应力值相比于普通砂浆锚杆分别降低了4. 4% 和7. 2% ,有利于巷道的稳定。
2.2.3水泥粘结层破坏分析
图7显示了巷道最大断面处两种锚杆的砂浆破坏情况。画圈的锚杆表示已经发生滑动破坏,从此图可以看出,中空预应力注浆锚杆发生滑动破坏的锚杆数量小于普通砂浆锚杆,主要是因为其所特有的注浆特点,保证了砂浆的饱满度,使得锚固体有足够的强度,提供更大的粘结力; 另外杆体的屈服强度在200k N,远大于普通砂浆锚杆的96. 7k N,因此在较大围岩变形压力下,普通砂浆锚杆的水泥粘结层首先发生破坏。因此,中空注浆锚杆可以承受更大的围岩压力。
3现场应用效果
中空预应力中空注浆锚杆支护实验的巷道选择在金川三矿区东贫某分段,在原矿方初次锚喷支护的基础上进行实施。钻孔直径为40 ~ 43mm,间排距为1000mm × 1000mm,一个断面布置11根锚杆, 然后安装涨壳式中空预应力注浆锚杆,再进行挂TECCO网,固定锚杆,并用张拉设备施加预应力,然后注浆,最后喷砼,厚度为150 ~ 200mm,最后进行岩体表面位案后移监测; 与之相对比的普通砂浆锚杆支护工艺不变,巷道地质条件相似。
根据现场反馈的信息,在相似的工程条件下,图8显示两种锚杆支护下监测断面两帮位移收缩情况。由于普通砂浆锚杆依靠围岩的变形提供锚固力,被动支护围岩,初期强度低,初期围岩变形速度和变形量远大于中空预应力注浆锚杆,丧失了控制围岩变形的最佳时机,而中空预应注浆锚杆能够施加预应力实现主动支护,控制了早期围岩的变形速度,减小了离层的发生,提高了围岩的自承能力,最终减小了36. 6% 的位移。
另外,普通注浆锚杆支护下出现局部冒顶,锚杆被拉断,拉弯,如图9( a) 所示,顶部岩石垮落,巷道破坏严重。而中空预应力注浆锚杆支护的巷道则比较稳定,如图9( b) 所示,围岩没有发生剧烈变形。
根据现场拉拔试验,普通砂浆锚杆的锚固力是40k N,而中空预应力注浆锚杆为140k N,中空预应力注浆锚杆极大提高了锚固体的强度,保证了工程的稳定性。
4结论
1) 中空预应力注浆锚杆实现主动张拉,时效性增强,增加了支护刚度,提高了支护反力,加固了弱面,提高了围岩的自承能力,控制了第一张拉去的发展,采用高压注浆保证注浆饱满度,增加了锚固体的强度。
2) 通过数值试验,对比于普通砂浆锚杆,中空预应力注浆锚杆能够有效抑制围岩变形,两帮收缩减小了14. 56% ,减小开巷后的应力集中悉数,最大、最小主应力分别减小了7. 2% 和4. 4% ,并且减小了水泥粘结层的破坏范围,有利于巷道稳定。
3) 现场效果表明,中空预应力注浆锚杆控制了围岩的初期变形,减小了围岩的变形速度,减小了36. 6% 的位移,提高了支护强度,减小了锚杆被拉断,拉弯的危险,并且抗拔力达到140k N,远大于普通砂浆锚杆的40k N。
因此,在金川矿区强构造应力条件下,在大断面巷道中应用中空预应力注浆锚杆代替传统的砂浆锚杆能够达到更好的支护效果。
摘要：针对金川矿区大断面巷道在强构造应力作用下围岩变形严重的情况,提出了中空预应力注浆锚杆的支护工艺。通过数值计算得出以下结论:相比传统的普通砂浆锚杆支护工艺,采用中空预应力注浆锚杆支护工艺能够主动加固围岩,提高支护刚度;巷道两帮的变形减小了约14.56%,最大、最小主应力分别降低了4.4%和7.2%,粘结层破坏范围也随之减小。通过对支护后巷道变形监测发现:两帮最终变形量减小了约36.6%;通过抗拔实验,中空预应力注浆锚杆的抗拔力达到140k N,远大于普通砂浆锚杆的40k N抗拔力,中空预应力注浆锚杆有更好的支护效果。
注浆支护 篇7
1 石门位置及工程地质条件
(1) 2112石门位置及概况。常村煤矿2112石门在21盘区下部及21区轨道下山的西侧, 主要担负着常村煤矿21122、21162、2118及21220工作面设备、材料运输及行人进风任务 (图1) 。该石门于2008年7月施工, 12月竣工。2010年、2011年对巷道进行2次返修。2012年10月巷道依然变形严重, 支架梁腿分离, 卡缆出现崩落, 现断面收缩率达50%, 严重影响21区下部工作面运输及进风。为保证21区下部21200、21220工作面运输及进风需要, 需对2112石门进行扩修。
(2) 地质状况。2112石门埋深500 m左右, 系穿层巷道, 设计工程量210 m, 巷道由2-3煤层底板细砂岩层、泥岩层、炭质泥岩层 (煤矸互叠层) 进入2-3煤层顶板中。泥岩及炭质泥岩段为灰色或深灰色, 遇水易泥化崩解, 有较强的吸水膨胀特征。所处层位地质柱状如图2所示。
2 石门返修支护方案
2112石门位于21121工作面及21141工作面煤柱下, 巷道围岩应力集中, 围岩自身承载力大;2112石门受外围21102工作面、21131工作面掘进回采及外围巷道反复修护扰动影响, 巷道压力持续显现, 加剧了巷道的破坏;2112石门曾受多次采动影响, 围岩破碎松散, 遇水易风化、膨胀, 不能有效支撑上覆岩层的所受重力[1,2];直接采用常规的扩大断面, 锚网喷或架工字钢支护, 难以实现预期目的, 会给以后的施工带来预想不到的困难, 将直接影响工作面的正常转移。对于此类破碎松散的软岩巷道, 如何将松散破碎复合型软岩转化成整体胶结碎胀型软岩, 增加围岩的抗压强度和整体性, 是解决石门返修的关键技术, 围岩注浆是实现上述目的的主要途径[3,4,5]。
3 锚注支护设计
2112石门采用锚网 (索) 喷、注浆施工支护[6], 巷道为斜墙半圆拱断面, 下宽5 200 mm、墙高1 500mm, 净高3 800 mm, 净断面18.5 m2 (图3) 。巷道掘进或扩修后, 采用风镐或手镐刷至设计毛断面规格后进行初喷混凝土, 喷厚为80 mm, 全断面打钢筋锚杆, 每根锚杆配2390树脂药卷1套 (1支Z2350, 1支CK2340) , 间排距均为600 mm, 每根锚杆均配1块碟形托盘, 然后挂钢丝绳。采用不小于旧钢丝绳紧贴岩面, 绳与绳搭接长度为600 mm, 交错搭接并用10#铁丝绑扎牢固。横向钢丝绳每根长度为巷道轮廓线周长, 纵向钢丝绳每根长度为5.5~6.0 m, 整根钢丝绳劈开, 每2股并1组, 钢丝绳于锚杆处开始分叉, 且须用锚杆托盘压紧压牢, 按锚杆间、排距纵横 (呈“十”字交叉) 挂好。顶板打设锚索, 每根锚索配1节CK2340、2节Z2350药卷, 配2块方形钢板托盘 (300 mm×300 mm×10mm, 200 mm×200 mm×10 mm) , 间排距均为1.5m。二次喷浆厚度为70 mm, 二次锚杆间排距和钢丝绳挂设要求同上, 并同一次锚绳交错布置。最后进行三次喷浆封闭, 喷浆厚度50 mm, 总喷浆厚度为200 mm。
二次锚绳后, 自巷道底板向上200 mm位置以45°向下在两帮开挖卸压槽, 卸压槽深500 mm, 并进行喷浆封填。最后打注浆孔、安装注浆管注浆 (注浆管长度根据巷道顶帮的松动圈范围大小确定) , 注浆管间排距均为2 500 mm。
实施顺序为:扩修 (掘进) →处理岩面→初喷→打锚杆挂钢丝绳→打锚索→二次喷浆→打二次锚杆挂钢丝绳→开挖卸压槽→三次喷浆→打注浆孔、安装注浆管→注浆→洒水养护→补锚补喷补注。
4 注浆技术
4.1 注浆液体配比
注浆液体的主要成分是水和高强度水泥及水玻璃。水泥在浆液中通过水化作用生成凝胶体, 起结构成型作用, 配用P.O42.5以上的普通硅酸盐水泥。水玻璃是浆液中结构成型剂和速凝剂, 浓度为37~44°Bé。水是配置浆液的主要液体, 采用井下工业净水。
根据现场地质情况, 不同的岩性及裂隙程度, 采取同一种浆液配比进行注浆, 其结果不会理想。为此, 根据不同的岩性及现场实际地质情况, 经多次试验得到优化配比如下。①细砂岩及泥岩段, 水泥浆液配比为水∶水泥=1∶1 (体积比) ;水玻璃溶液配比:水玻璃原液∶水=1∶1 (体积比) , 水泥浆液:水玻璃溶液= (9.5∶1) ~ (7∶1) (体积比) ;②煤层及煤矸互叠层段, 水泥浆液配比, 水∶水泥=1∶1 (体积比) ;水玻璃溶液配比 (体积比) , 水玻璃原液∶水=1∶1 (体积比) ;水泥浆液:水玻璃溶液= (7∶1) ~ (4.5∶1) (体积比) 。
4.2 注浆系统及工艺流程
注浆系统由储浆池、吸浆管、手动截止阀、泥浆泵、高压胶管、三通、管接头、注浆管等组成。
分别在2个储浆池内将水泥浆和水玻璃溶液按比例配好, 将2台泵的吸浆管分别插入2种配好液体的储浆池内, 经高压胶管再通过三通混合, 注入注浆管内, 2种液体的比例由手动截止阀控制, 储存在原浆池中的水泥原浆易沉淀凝固, 在配制及注浆时要不断搅拌。注浆工艺流程如图4所示。
4.3 注浆孔设计
由岩性及围岩的松动圈范围可知, 此段浆液的扩散半径不少于2.5 m, 在巷道周围5 m范围内, 要形成一个承压带, 注浆锚杆垂直于巷道轮廓线或至少成75°夹角, 注浆锚杆呈矩形布置, 间排距均为2.5 m, 在煤及煤矸互叠层段, 因水及围岩松散程度的增大, 除按上述注浆要求以外, 还必须增加预注浆工艺, 即沿掘进面轮廓线进行超前注浆, 预注浆孔布置在掘进面轮廓线上, 间距1 m, 孔深5 m, 与巷道成30°夹角, 呈放射状向外, 孔径43 mm。
4.4 注浆锚杆
该矿自行设计了注浆锚杆, 采用无缝钢管加工而成, 每节长2.5 m, 节与节可互相加长, 尾部采用树脂药卷固化密封。
4.5 注浆注意事项
一般注浆初期, 原始裂缝较多, 且较畅通, 采取大密度定量注浆, 按每注2 t后间歇10 min再注;注浆后期, 大部分裂隙已被浆液充填, 为保证足够的注浆量, 多使用小密度浆液向小裂隙均匀扩散, 最后逐渐提高密度, 加速凝结速度, 使较大范围内都达到或超过注浆终压值或者浆液从巷道四周围岩溢出为准, 注浆终压为15 kg/m2。
每次巷道喷浆后, 必须及时打注浆锚杆注浆, 注浆处距作业面最大不超过2 m;在煤及煤矸互叠层段进行注浆, 按注5 m进3 m的方法依次注扩。每次注浆完毕后, 用清水清洗注浆专用泵及其附件。
5 效果分析
5.1 注浆效果
在预注浆段施工期间, 随意在注浆有效扩散范围内取下一块注浆3 d后的泥浆结石体, 其固结完好, 整体性能良好, 在水中放置1年后, 固结仍然完好, 无任何松散、开裂现象, 原来石门内有大量积水流出, 巷道顶板淋水成股下流, 注浆后及时控制了这种现象。到施工结束, 除个别地方有滴水现象外, 其他没有发现新的水源流出, 堵水率在90%以上, 基本实现了干井施工, 为整条巷道及塌陷区的施工创造了极好的条件, 没有发生顶板垮落及片帮事故, 也创造了极好的效益。
5.2 支护效果
2112石门支护经过约2年的考验, 多次测量巷道的高度、宽度变形量均不超过200 mm。实践证明, 注浆联合支护方案合理, 达到了预期的目的, 巷道围岩形成了组合拱整体承载带。
6 结语
(1) 2112石门位于煤柱区内, 易受两翼工作面回采、掘进及巷修动压影响, 是造成石门破坏的主要原因。
(2) 2112石门岩性差, 泥岩、炭质泥岩遇水易风化、膨胀及分解容易造成围岩发生结构性变化, 使围岩失去自身承载能力。
(3) 采用锚网 (绳) 索、喷浆、注浆联合支护技术, 能胶结固化围岩, 充分发挥围岩自身承载能力, 从而有效控制巷道围岩变形。
参考文献
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注浆支护 篇8
1 工程概况
李集Ⅰ隧道位于六安市金寨县南溪镇境内,起讫桩号为ZK64+708～ZK65+779,长1071.00m,该隧道浅埋段达45m,浅埋段最大埋深6.5m,最小埋深在ZK65+754处。在洞外接长明洞25m。隧道总宽12.70m,隧道总高10m。
根据地质描绘、钻芯取样、物探资料,李集Ⅰ号隧道左线围岩地层岩性主要有上部主要为第四系全新统残坡积层,少量为冲积层,下伏基岩主要为燕山中晚期二长花岗岩,新太古代-早元古代大别变质杂岩。其具体岩性如下。
1)燕山中晚期二长花岗岩:灰色,暗灰色,中粒结构,块状结构,主要分为斜长石、角闪石、石英等组成,节理裂隙较发育。
2)新太古代-早元古代大别变质杂岩:主要为浅灰、灰黄色、灰白色角闪斜长片麻岩,粒状变晶结构,破裂结构,片麻状构造,节理风化裂隙较发育。
隧道出口处存在天然冲沟,水量丰富,围岩易坍塌,在施工工程中应注意洞口段的安全,确保安全进洞。
2 工艺流程
因该隧道设计处于地表汇水、浅埋、偏压地段,为保证施工安全,采取"早进晚出"的进洞方案,即洞门修建应尽量避免对山体的扰动,尽可能减少边仰坡刷坡范围。洞口处顺线路方向左侧山坡较陡,右侧为一冲沟,且边坡高差较大,如果设计采取路堑施工,不但挖方量加大,而且弃渣量较大,同时边坡坡度较陡,放坡范围较大,安全稳定性较差。由于条件的限制,不宜破坏洞口边坡,就采取了回填水泥稳定碎石土分层反压回填并注浆、套拱、超前管棚等辅助施工措施,确保了施工安全。
2.1 浅埋段挡土墙施工
由于边坡较陡,隧道右侧洞顶处在覆盖层较薄的地段,左侧处在半山坡位置,如果不砌筑挡墙,回填夯实碎石土量较大,也不稳定,受到山区洪水的影响,会出现质量隐患。在洞顶上方施工挡墙,保证基础设置在稳定的地基上,地基承载力大于等于200MPa,挡墙高度随地形的变化适当调整。
其工艺流程为:施工调查及施工放样——基坑开挖及承载力检测——立挡墙模板——挡墙基础回填夯实。
2.2 水泥稳定碎石土分层回填夯实及地表注浆
挡土墙施工完成后,强度满足设计要求时,在挡土墙与山体之间采用水泥稳定碎石土回填夯实。回填前应首先清除地表植被、腐殖土,并在山体表面坡度较陡处开挖台阶。填料选用稳定性良好的碎石土,水泥掺量7%～9%,拱顶覆土厚度大于等于3m。回填夯实后压实度应不小于90%,整平表面后用潜孔钻打注浆孔,注孔时注浆液采用双液浆,必须配好浆液。
具体施工工艺为:清除表层植被→测量放样→开挖台阶→翻拌水泥稳定碎石土至均匀、分层回填夯实水泥稳定碎石土→布孔、钻孔、清孔→安装注浆管封口→拌和双液浆、注浆形成止浆墙→循环注浆直至灌满→清理表层并进行绿化恢复。
2.3 进洞套拱工艺流程
该隧道进洞方案提出了“零进洞”原理,采用在浅埋段施工大管棚套拱的方法,为下一步的管棚施工做好准备,并为浅埋段回填注浆提供较好的工作平台。其工艺流程为:局部及基础开挖→安装型钢钢架→立内模→预埋长管棚定位定向钢管→立外模→混凝土浇筑→养生→拆模→回填洞渣→监控量测。
2.4 偏压、浅埋、软弱围岩工艺流程
软弱围岩承载力低、稳定性差,易发生塌方,再加上处于偏压、浅埋段,因此,就如何对围岩进行预加固和消除偏压对隧道施工的影响成为关键。其工艺流程为:超前管棚及导管支护→山体外侧回填水泥稳定碎石土并注浆、环向开挖→初期支护→安装118工字钢→锚网喷支护→开挖核心土→监控量测→加强支护、衬砌。
3 浅埋偏压段的施工方法
3.1 挡土墙的施工
挡土墙施工是地表回填前的附属工程,挡土墙地基必须设置在稳定的地基上,确保地表回填厚度和质量。按照设计意图,由于挡土墙较长,应分段(每6m设置一沉降缝)进行施工。在隧道穿过的山体较低的一侧垂直隧道走向设置挡土墙。设置挡土墙的目的就是减少地表回填方量,稳定碎石土,防止水土流失。施工采用M7.5浆砌片石砌筑。
3.2 水泥稳定碎石土回填夯实
碎石土回填前必须进行清表,清除表面腐质土、草皮、杂物等。水泥稳定碎石土采用厂拌法施工,拌和均匀后,沿山坡分台阶碾压回填夯实,分层厚度不大于25cm。碾压采用小型振动压路机,回填压实度不小于90%。填料采用稳定性良好的碎石土,水泥掺量为7%-9%,拱顶覆土厚度保证不小于3m。回填到顶层后要进行调坡并进行封面,保证设计坡度,确保山上的水能顺坡而流,保证浅埋段回填处不积水。
3.3 地表注浆及恢复
地表回填夯实达到设计厚度后,用潜孔钻进行钻孔,钻孔前,应首先进行布孔,布孔间距为250cm×250cm,成梅花形,钻孔时应埋入原地面以下不小于1.5m。注浆管采用Φ60mm×5mmPVC打孔塑料管,管壁每隔15cm交错布眼,孔眼直径为10cm。打好孔后,开始下管,管露出表面至少50cm,注浆前应对管口进行固定,用注浆时应加设止浆设施,防止浆液外泛。注浆在软弱地层注浆,应采取分段后退式注浆,每阶段为1.5m～2.0m,注浆次序为先注边孔形成止浆墙,然后横向每隔3个孔注1个孔,纵向每隔2个孔注1个孔,依次而注,最后注满所有的孔。在注浆时发现浆液从端部溢出,浆液灌满整个回填区域。
隧道洞口施工见图1。注浆扩散半径见图2。
3.4 套拱
李集1号隧道施工过程中采用了"零进洞"原理进洞,即在洞外一定距离首先施作一个类似明洞的暗洞,逐步向洞内方向推进,直到完全嵌入浅埋段的山体。该隧道采用118工字钢作为内模支撑,再浇筑70cm厚C25号混凝土,将118工字钢一起浇筑在混凝土中,并在浇筑前预埋Φ114mm钢管作为超前长管棚施工的定位、定向套管。在套拱混凝土两侧回填洞渣至套拱外拱顶高程,然后填碎石土。这样,洞口的边仰坡几乎不会受到破坏,而且套拱与回填的洞渣形成整体支护作用,有效地保证了洞口段及边仰坡施工的安全。在洞口明暗交界处断面稳定加固锚杆,并铺设钢筋网片,喷射C25混凝土,确保洞口段的安全。
3.5 超前支护
在偏压、浅埋及软弱围岩隧道施工中,一般须进行超前支护。本隧道洞口采用Φ89mm热轧无缝钢管,长管棚注水泥单液浆进行超前支护,导管长15m,节长6m、9m,两节之间用套管进行连接,用V形对焊,环向间距40cm,注浆终压为2MPa。洞身V级加强围岩地段采用φ50mm热轧无缝钢管超前小导管注水泥水玻璃双液浆进行超前支护,导管长4.5m,环向间距40cm,注浆压力为0.8MPa。
3.6 开挖
待超前支护注浆强度达85%后,方可开挖。考虑处于偏压、浅埋及软弱围岩段,虽已进行超前支护,但也不能大意,因此,施工时应采用预留核心土开挖方法,即先沿隧道轮廓线开挖,每循环进尺0.5m～1.0m,待锚喷支护达到一定强度后,再开挖核心土。开挖外轮廓时,采用人工配合挖机开挖,局部遇到坚石时,为减少对周边围岩的扰动,采用弱爆破将坚石振裂后采用风镐开挖。核心土采用挖掘机开挖,局部坚石采用弱爆破将坚石振裂后挖掘机开挖。
3.7 围岩量测
根据新奥法施工原理,监控量测是隧道施工的重要环节。对围岩监控量测的目的:①掌握围岩动态,对围岩稳定性作出评价;②确定支护形式、支护参数和支护时间;③了解支护结构、受力状态和应力分布;④评价支护结构的合理性和安全性。在施工中,通过对围岩周边收敛量测、拱顶下沉量测数据的分析,发现局部地段变形较快并出现细小裂缝,通过及时修改支护参数,采取了加强支护措施,并及时施作仰拱,有效避免了安全质量事故的发生。
3.8 初期支护
初期支护采用了常规的锚喷支护,即采用了118工字钢钢拱架,间距75cm,用Φ22mm钢筋环向联接,钢筋间距1m;系统锚杆采用Φ25mm中空注浆锚杆,长400cm,间距75cm×100cm,呈梅花形布置;钢筋网采用Φ8mm钢筋网片,间距20cm×20cm;喷射厚度25cm厚C25混凝土。在施工过程中,因局部围岩变形,将围岩特软弱地段的系统锚杆改为系统超前小导管注水泥浆,导管长450cm,注浆压力0.5MPa～0.8MPa,增强了支护效果。
3.9 防排水
主要防排水措施:①沿隧道纵向每6m环向设置1道Φ100mm弹簧排水管,并在透水管外铺设350g/m2土工布和1.2mmPVC防水板;边墙用三通管引至水沟排出洞外;②紧贴喷射混凝土表面铺设符合规范的防水板;根据隧道施工经验,每道工作缝均设置2条止水带,衬砌混凝土采用C25防水混凝土。
3.1 0 衬砌
本段隧道均采用V级加强衬砌,拱墙及仰拱均设置双层钢筋,混凝土为C25泵送混凝土,采用行走式全液压衬砌台车衬砌。
4 结语
对于偏压、浅埋及软弱围岩隧道施工,应注意以下几点。
1)施工前首先应制定详细可行的施工方案,处理好偏压问题,尽量减少偏压对隧道施工的影响。
2)地表回填注浆应严格按照工序施工,注意注浆的饱满度,保证松散部位与山体形成稳定的骨架结构,为安全开挖提供前提条件。
3)开挖要遵循“超前支护、短进尺、弱爆破、勤测量、强支护”的原则。
4)施工中,应将超前支护与锚喷支护紧密结合,超前长管棚、短管棚均应与型钢钢架联接成整体,才能发挥更好的联合支护作用。
5)为保证钢架及锚喷支护的支护效果,要及时施工隧道仰拱。
6)要重视洞内文明施工,洞内裂隙渗水及施工用水要及时引排至洞外排沟,不能有积水浸泡隧底。
摘要：以六武高速公路LW-12标工程李集Ⅰ号隧道严重偏压地段技术处理措施为工程实例,具体介绍在山区高速公路隧道施工中遇到浅埋、偏压、软弱围岩的情况下,如何改进施工工艺、施工方法,进行地表处理,开挖支护,选择何种进洞方案等一系列施工技术。为此,通过砌筑挡墙、地表回填注浆待软弱围岩与山体固接稳定成形后,开挖支护采用”零开挖进洞”方案,可减少或避免因大刷大挖大范围回填对山体及植被造成的破坏,同时,更有效地保证施工安全。
关键词：公路隧道,浅埋偏压,水泥稳定碎石土,回填注浆,“零进洞”开挖支护
参考文献
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