巷道注浆

巷道注浆（共7篇）

巷道注浆 篇1

袁店一井煤矿位于安徽省濉溪县与涡阳县的交界处, 全矿地质条件复杂, 断裂构造发育, 断层相互切割剧烈, 煤层层数较多, 考虑到主要巷道服务年限长, 巷道变形较为严重, 为矿井长远发展的谋划, 将对主要巷道底板进行注浆加固。

下面对袁店一井煤矿102人行上山底板注浆方案的选择、材料的配比、注浆参数和注浆的工艺来进行分析。

1注浆技术分析

1.1注浆方案的选择

由于该巷道底鼓严重, 首先要在原修复基础上卧底至要求尺寸后, 在帮部底角施工一排螺纹钢注浆锚杆, 然后对底板实施浅孔注浆, 注浆完毕后再对底板实施注浆锚杆配合槽钢加固, 使锚注加固圈和原岩体紧密结合, 在更大范围内形成有效的支护结构。

1.1.1底角注浆锚杆:底角注浆锚杆选用螺纹钢中空注浆锚杆, 规格为φ25×2500mm, 破断力≥15t, 杆体上顺序钻有φ6mm注浆孔, 其结构如图1所示, 封孔采用快硬水泥药卷。底角注浆锚杆排距为1600mm, 距底板不大于300mm。

1.1.2底板浅部注浆参数:每排布置四个钻孔, 钻孔深度800mm, 眼孔直径42mm., 选用四分管, 长度800mm, 浅孔封孔采用棉纱和树脂药卷封孔, 注浆压力0~1MPa, 稳压时间3~5分钟。

1.1.3底板深孔注浆参数:采用螺纹钢中空注浆锚杆进行深孔注浆, 锚杆规格为Φ25×2500mm, 托盘规格为:200×200×8mm, 注浆压力0~1MPa, 采用树脂药卷封孔。

1.1.4底板注浆锚杆配合槽钢加固:槽钢规格为16#, 长度为3700mm, 槽钢开口向上布置。

1.2注浆材料配比的选择

注浆材料的选取主要考虑下列原则:浆液的结石体最终强度高;浆液结石率高, 与岩体具有良好的粘附性;浆液流动性好, 配比易调;浆液具有足够的稳定性;浆液成本低廉无毒无味。故注浆材料采用普通硅酸盐水泥加添加剂, 水泥采用525#普通硅酸盐水泥, 添加剂采用ACZ-1型水泥添加剂, 用量为水泥重量的4%~6%。浆液水灰比为0.7:1~1:1, 浆液配合比如表1所示。

1.3注浆参数

1.3.1注浆量

对于巷道围岩的注浆, 其注浆效果的好坏, 关键取决于注浆参数的选择。

本着既有效地加固围岩达到一定的扩散半径, 又要节省注浆材料和注浆时间的原则, 对于单孔而言, 为了保证合理的注浆量, 一是控制泵压, 在围岩内泵压达到3.0MPa时应停止注浆;二是根据相邻钻孔跑浆量来决定, 相邻钻孔一旦跑浆应停止注浆。为保证注浆质量, 插孔复注是非常必要的。

1.3.2注浆压力:注浆压力根据以往经验, 注浆压力不小于2.0~3.0MPa, 最大注浆压力为3.0Mpa。

1.3.3注浆时间:为了防止注浆在弱面浆液扩散较远, 造成跑漏现象, 在控制注浆压力和注浆量的同时, 必须控制注浆时间, 使注浆时间不宜过长。一般单孔注浆时间取为3~5min。

1.4注浆工艺

注浆工艺也是将注浆施工技术化的过程, 也是体现注浆效果好坏的重要依据, 下面我们来通过几个方面的内容来分析注浆工艺。

1.4.1造孔埋管:造孔采用7665MZ型双级气腿凿岩机, 巷道底板注浆锚杆打眼深度800mm。然后将注浆锚杆放入孔内, 孔口采用快速水泥药卷或K2950型树脂锚固剂封孔, 再接球阀输浆管路注浆。底角注浆锚杆距底板不大于300mm。巷道底板长孔注浆锚杆和底角锚杆均为2500mm。

1.4.2预埋注浆锚杆:预埋注浆锚杆时在杆体的后端缠绕500mm长生麻进行安装, 孔口采用快硬水泥封孔或采用树脂锚固剂封孔。

1.4.3注浆顺序:先注巷道两帮底脚, 再进行巷道底板注浆。

1.4.4浆液达到一定的注入量, 注浆压力呈规律性增加并达到终压;钻孔基本不吸浆或吸浆量≤20L/min, 维持终压30min后即可结束注浆。

1.5注浆期间注意事项

1.5.1运料与拌浆:即将水泥与水按规定水灰比拌制水泥浆, 注浆实施前加入定量增塑剂, 保证在注浆过程中不发生吸浆笼头堵塞等现象, 并根据需要调整浆液参数。

1.5.2注浆泵的控制:根据巷道注浆变化情况, 即时开、停注浆泵, 并时刻注意观察注浆泵的注浆压力, 以免发生堵塞崩管现象。

1.5.3孔口管路连接:应注意前方注浆情况, 及时发现漏浆、堵管等事故, 并掌握好注浆量及注浆压力, 及时拆除和清洗注浆阀门。

2结论

我国是发展中国家, 需要用煤炭作为广泛的能源来推进城市化和工业化进程。注浆技术在治理巷道底鼓变形方面具有广泛的应用, 随着该项技术的不断发展和完善, 将为矿山的安全生产做出更大的贡献。

巷道注浆 篇2

关键词：古书院煤矿,松软破碎围岩,注浆加固,联合支护系统,地应力测试

0 引言

古书院矿1523101巷为古—凤联合出煤的行人通道, 巷道作为152310工作面的巷道使用, 但巷道在掘出1 000 m后出现已掘巷道底鼓、两帮变形、顶板断裂等强变形特征, 底鼓量达1 600 mm, 两帮移近达1 400 mm, 顶板沿中间至右帮范围出现纵向断裂, 除个别裂缝靠近左帮煤柱外裂缝宽度10~20mm, 已严重影响巷道的正常安全使用。该巷道服务年限长, 加固施工时普通支护方式难以进行施工, 有必要开发适合该矿经济有效的极软煤岩失控巷道加固技术, 对1523101巷的加固技术进行研究。

软岩是一种特定环境下的具有显著塑性变形的复杂岩石力学介质, 支护理论是实施地下工程支护设计的理论根据。早期在传统的松动地压支护理论指导下, 所采用的均是被动式支架支护。20世纪初发展起来的以海姆、朗肯和金尼克理论为代表的古典压力理论认为, 作用在支护结构上的压力是其上覆岩层的重量。但随着开挖深度的增加, 人们发现古典压力理论许多方面都有不符合实际之处, 于是坍落拱理论 (也称为松软压力理论) 应运而生, 其代表有太沙基理论和普氏理论。此类理论认为:坍落拱的高度与地下工程跨度和围岩性质有关。其最大贡献是提出巷道围岩具有自承能力。20世纪50年代以来, 人们开始用弹塑性力学来解决巷道支护问题, 其中最著名的是Fenne公式和Kastner公式。到了60年代, 随着弹塑性理论的发展, 形成了变形地压支护理论, 也产生了新奥法 (NATM) , 揭开了地下工程支护的新篇章[1,2,3]。

30多年来, 国内外岩石力学对软岩工程问题进行了广泛的研究工作。中国岩石力学与工程学会于1995年专门成立了软岩工程专业委员会, 经许多学者的共同努力, 我国在软岩支护技术和支护理论方面取得了较大的进展, 特别是在软岩支护技术方面发展较快, 形成了钢架支护系列技术, 料石暄支护系列技术, 锚、喷、网支护系列技术, 注浆加固系列, 预应力锚索支护系列技术以及以上各种支护组合的联合支护系列等[4,5]。

与软岩支护技术研究相比, 支护理论研究相对较弱, 从而制约了支护技术的进一步发展, 给工程支护带来了很大的盲目性。如自从将新奥法引入软岩支护的初期, 国内软岩支护普遍采用锚喷系列二次或多次支护, 并发展了各种让压技术, 但最终支护成功的工程较少, 后又逐步采用联合强力支护, 虽支护成功的工程逐步增多, 但支护成本在不断地提高。由于新奥法及其让压理论在软岩支护中应用时常失效, 因此, 必须反思现有的支护理论, 探讨适合于软岩的支护理论显得尤为重要[6,7]。

1 巷道地质条件

试验巷道1523101巷为古—凤联合出煤系统的行人通道, 也是152310工作面的胶带进风巷, 该巷沿古书院矿—凤凰山矿井田边界布置, 距离矿界22.7 m。巷道两侧分别为凤凰山矿151307工作面和古书院矿152310工作面, 目前这2个工作面均未回采, 巷道两侧均为实体煤, 巷道上方为凤凰山矿92312工作面采空区。

15号煤厚2.1 m左右, 黑色, 以亮煤为主, 半金属光泽, 含一层0.25 m厚夹矸。15号煤层直接顶板为K1石灰岩, 平均厚度9.26 m, 灰色, 单向抗压强度超过100 MPa, 属于坚硬型顶板。

直接底为泥岩, 平均厚度2.75 m, 其下部为本溪组的铝土泥岩, 平均厚度4.25 m, 属于软弱型岩层。吸水率为2.3%, 膨胀率为0.68%, 软化系数平均0.59。岩层吸水性强, 进一步降低了底板岩层的稳定性, 给今后开采带来一定困难。巷道顶底板岩层柱状见表1。

2 地应力测试

古书院煤矿15号煤相邻盘区进行了地应力测试, 3个测点中σH最大为9.45 MPa, 最小为7.11MPa, 3个测站侧压系数σH/σV均大于1, 可见以水平应力为主, 属于构造应力场类型, 最大水平主应力方向为北偏东方向。

3 加固区域巷道支护及巷道破坏情况

1523101巷断面设计为矩形, 设计宽为4 700mm, 高2 600 mm, 巷道开口处由于受到构造影响, 巷道呈倒梯形;巷道支护采用Ф18mm、长2 000 mm锚杆支护, 顶板间距1 800 mm、排距2 000 mm, 两帮间距800 mm、排距1 500 mm, 锚杆间采用钢筋梯梁连接, 托盘为100 mm×100 mm×80 mm平托盘;锚索为Ф15.24 mm、长5 400 mm, 沿巷道中心打设, 每排1根, 排距8 m。

该巷道于2011年11月开始掘进, 至2012年8月掘进完毕, 开始撤面时发生巷道变形, 主要是底鼓和两帮变形。目前巷道变形严重, 现巷道宽为3 300mm、高1 000~1 100 mm, 两帮移近量1 400 mm, 底鼓量1 500~1 600 mm。巷道开口处顶板沿中间至右帮范围出现纵向断裂, 个别裂缝靠近左帮, 裂缝宽度10~20 mm;随巷道向内延伸, 顶板断裂情况逐渐减弱直至消失。

为恢复巷道断面尺寸, 对巷道进行起底、刷帮, 两帮暂时采用注浆锚杆支护。据现场施工反映, 两帮煤体破碎, 钻孔成孔困难, 塌孔严重。

4 巷道加固设计方案及注浆材料的选择

根据围岩破坏变形情况, 加固工程应在恢复围岩内部结构完整性基础上, 加强对巷道围岩的主动支护。参考原有支护强度, 结合大量的工程实践, 在确保工程质量并尽量减小工程量的前提下, 该工程确定采用高压注浆配合高强锚杆、锚索支护的综合加固方案[8]。

高压注浆的目的是充填遭到破坏的硐室围岩内部裂隙, 将破碎围岩进行重新组合, 提高破碎围岩的承载能力, 同时恢复或构成完整的岩体结构, 进而形成连续的结构体, 以有利于锚杆锚索加固时力的传递, 大幅度提高加固质量和效果。高强锚杆、锚索加固的目的是在破碎围岩恢复完整性后, 对其施加高强度的边界条件, 使注浆后的围岩具有较强的自承载能力, 阻止围岩再次被破坏, 确保加固后的巷道围岩稳定[9,10,11]。

此次注浆加固的目的是封闭破碎煤岩体裂隙, 重塑煤岩体连续性, 提高煤岩体的强度, 严格控制巷道围岩的变形, 以达到巷道安全使用的效果。因此, 要求注浆加固结石体应具有较高强度、抗变形能力强。根据化学浆和无机浆的价格、性能等注浆材料的特点和成本, 结合现场巷道围岩地质条件, 试验地点注浆加固采用联邦加固Ⅱ号无机注浆材料[12]。

5 加固方案设计

根据现场围岩条件, 古书院矿1523101巷先进行起底、刷帮, 达到设计断面尺寸, 后进行两帮注浆和顶板、两帮锚杆锚索支护[13,14,15,16,17]。加固顺序:顶板锚杆锚索支护、两帮注浆→两帮锚杆、锚索支护[18,19,20]。

5.1 顶板支护

在顶板裂缝两侧打设锚索进行支护。 (1) 锚索形式和规格SKP22-1/1860-6300, 公称直径22 mm, 长度6 300 mm, 头部设有树脂锚固剂搅拌头, 高强度低松弛钢绞线锚索。 (2) 锚索布置:靠近顶板裂缝带两侧成矩形布置, 间距1.0 m, 排距3.0 m, 锚索全部垂直巷道顶板岩层打设。 (3) 锚固方式:采用1支MSK2335和2支MSZ2360树脂锚固剂进行加长预应力锚固。钻孔直径28 mm, 锚固长度2 733 mm。 (4) 锚索配件:采用拱形带调心球垫的300 mm×300mm×16 mm高强度锚索托板及配套锁具。锚索间采用钢筋梯梁连接, 钢筋梯梁规格Ф14-1500-50-2, 预紧力≥250 k N, 顶板支护布置如图1所示。

5.2 两帮注浆设计

施工工序:两帮浅部注浆加固→两帮深部注浆加固→锚杆、锚索加固;浆液选择:两帮注浆选择联邦加固Ⅱ号—乙型注浆材料, 水灰比0.8。

(1) 两帮浅部注浆加固参数。 (1) 注浆孔布置。浅部注浆钻孔沿巷道帮部按照“五花”方式布置。注浆孔排距3.0 m, 间距1.1 m, 具体注浆孔布置方式如图2所示。 (2) 钻孔打设。两帮松软破碎时, 采用自钻式中空注浆锚杆打孔, 并形成注浆通道。两帮完整时, 两帮底角钻孔采用地质钻打孔, 钻孔直径56 mm, 其余注浆钻孔采用锚杆钻机打孔, 钻孔直径42 mm。 (3) 注浆孔深3.0 m, 注浆孔角度靠近巷道两帮底部的注浆孔角度向下扎10°, 其余注浆孔垂直巷帮岩面。 (4) 注浆方式。采用自钻式中空注浆锚杆作为注浆通道时, 在注浆锚杆距尾部1 m范围缠绕棉纱形成封孔, 通过注浆锚杆进行注浆。采用埋孔口注浆管进行注浆时, 孔内下设射浆管, 全长一次注浆。射浆管长度2 000 mm, 封孔深度为1 000 mm。 (5) 注浆压力。注浆终止压力2 MPa, 同时根据现场具体施工情况进行调整。为保证注浆加固效果, 现场施工过程中必须保证注浆压力, 采用间歇注浆结合堵漏方式处理局部漏浆, 漏浆严重出现终止注浆的地段重新补打注浆孔。

(2) 巷道两帮深部注浆加固技术参数。 (1) 注浆孔布置。沿巷道巷帮成“三花”方式布置。注浆孔排距3.0 m、间距1.5 m, 深部注浆孔布置在2排浅部注浆孔中间, 具体注浆孔布置如图3所示。 (2) 注浆钻孔参数。采用帮锚杆钻机打孔, 钻孔直径42mm;注浆孔深8.0 m;射浆管长度7 000 mm, 封孔深度为1 000 mm。 (3) 注浆压力。注浆终止压力5~6MPa, 根据现场情况进行调整;为保证注浆加固效果, 现场施工过程中必须保证注浆压力, 采用间歇注浆结合堵漏方式处理局部漏浆, 漏浆严重出现终止注浆的地段重新补打注浆孔。

(3) 巷道两帮锚杆锚索支护参数。巷道两帮围岩无机材料注浆施工完成7 d后, 进行预应力锚杆锚索补强支护施工;采用MSGLW-400钢材的锚杆, 杆体为20号左旋无纵筋螺纹钢筋, 长2.0 m, 杆尾螺纹为M20 mm;锚杆排距1 000 mm, 每排3根锚杆, 间距900 mm, 垂直巷帮打设;采用1支MSK2335和1支MSZ2360的树脂锚固剂进行锚固。钻孔直径28 mm, 锚固长度1 092 mm。锚杆预紧扭矩要达到200 N·m, 且不能超过300 N·m;采用100 mm×100 mm×8 mm的高强度拱形托板;采用网片护表, 网片为网格50 mm×50 mm的10号钢丝编织的经纬网, 规格2.2 m×1.1 m。锚杆全部垂直巷帮打设, 考虑到现场施工条件需要, 允许5°误差;锚索为17.8 mm、1×7股高强度预应力钢绞线, 长5 300mm, 其中300 mm为外露张拉段;钻孔深度5 000±30 mm。使用锚杆钻机打孔, 钻孔直径为30 mm;采用1支MSK2335和2支MSZ2360树脂锚固剂进行加长锚固, 锚固长度1 406 mm;锚索沿巷道断面呈“2-1-2”三花布置, 排距2 000 mm, 每排每帮布置2根锚索, 间距1 500 mm;锚索全部垂直岩面布置;锚索预紧力≥150 k N。巷道锚杆、锚索加强支护断面如图4所示。

6 矿压监测分析

6.1 表面位移

巷道围岩变形监测主要进行巷道表面位移监测, 包括顶板下沉量、两帮移近量, 对巷道在掘进期间和回采期间进行分析。位移监测曲线如图5、图6所示。

从巷道表面位移监测曲线可以看出:

(1) 巷道表面位移中, 巷道顶底板最大移近量为33 mm, 其中底鼓量最大为30 mm, 两帮最大移近量为22 mm。总体来看, 巷道整体变形量很小, 基本没有明显变形。

(2) 巷道变形主要以顶底板变形为主, 两帮变形次之, 其中底鼓为主要变形方式, 底鼓量约占巷道顶底板总变形量的91%。

(3) 除对已设测站进行综合连续测量巷道变形外, 对巷道其他地点随机测量巷道两帮变形在0~20 mm, 顶底板变形量为20~70 mm, 巷道变形量较大处位于巷道施工初期, 现场施工工艺掌握不熟练, 注浆效果比较差, 其加固效果会有所下降。

(4) 总体来说, 巷道注浆效果显著, 满足了巷道的安全使用要求。

6.2 注浆加固效果评价

为评价1523101巷现场注浆加固效果, 对1523101巷现场进行了拍照 (图7) 。

由图7可以直观地看到, 巷道成型良好, 围岩没有明显的变形, 巷道注浆加固很好地控制了巷道围岩的整体变形, 巷道底板没有明显的底鼓现象, 保证了巷道的整体完整性, 巷道加固效果比较理想。

7 结论

(1) 古书院矿15号煤1523101巷变形破坏是由所处复杂地质构造和工作面回采动压所造成的, 其巷道变形的特征是强烈底鼓、两帮内挤、片落、巷道整体变形, 断面收缩率大;其变形破坏的实质是原生结构面发生了显著离层、滑动、张开, 大量新的裂缝产生与扩展, 导致围岩扩容变形严重, 体积显著增加。控制该类巷道围岩变形的关键是控制围岩的扩容变形, 通过注浆充填破碎裂隙, 同时大幅度提高支护系统的刚度, 特别是锚杆与锚索的预应力, 并使其有效扩散到围岩中, 可有效控制巷道围岩的扩容变形。

(2) 1523101巷两帮煤柱破坏是其破坏的重要特征, 煤柱可分为破碎区、塑性区和弹性区3部分。煤柱塑性区范围对煤柱稳定性起决定性作用, 在其稳定性控制过程中, 煤柱塑性区宽度大小主要与煤帮支护阻力有关, 提高煤帮支护阻力可有效控制煤柱塑性区的范围。巷道底鼓由煤帮破坏失去承载力而发生, 煤柱集中应力向底板煤 (岩) 层传递时垂直应力影响的范围较深, 在采动应力的影响下, 底板岩层失稳使岩层向巷道内压曲变形、在偏应力作用下产生扩容从而导致底鼓。因此巷道支护需要加强两帮的支护强度, 使巷道围岩整体自身承载, 从而保持巷道围岩稳定。

(3) 结合工程实践经验, 针对15号煤1523101巷围岩地质条件和受力特征, 试验巷道设计采用强力锚杆支护配合注浆加固的联合支护方式, 并提交了巷道加固设计方案。该支护系统可实现充填围岩裂隙、增加围岩整体性、提高围岩强度、抑制围岩节理、裂隙发育发展, 将岩体锚固为一个整体, 使岩体整体承载。

(4) 井下工业试验表明, 巷道加固后底鼓量仅为30 mm, 两帮变形量为22 mm, 分别为原支护条件下巷道变形量的1.87%和1.43%。强力锚杆支护配合注浆加固联合支护系统, 提高了巷道围岩的整体强度, 有效控制了围岩变形, 保持了围岩的完整性和稳定性, 达到了预期效果。

巷道注浆 篇3

关键词：注浆加固,施工工艺,优化

顺和煤矿是河南煤化永煤公司本部建设的第五对矿井, 位于永城市城关镇北20km, 属顺和镇管辖。设计年生产能力0.6Mt/a, 服务年限38.7a, 井田东西向长约10.7km, 南北宽2.2~5.0km, 面积约34.383 1km2, 可采储量为3 250.6万吨。

-702m水平东翼轨道运输大巷, 为矿井永久性巷道, 担负着东翼采区掘进、回采时期通风、行人、管线敷设、材料及原煤运输的任务。巷道主要布置在三煤组地层中, 岩性主要以泥岩、砂质泥岩为主, 局部为岩浆岩侵入体, 岩石工程地质条件差。为防止巷道变形或底臌, 需要对巷道壁后和底板进行注浆加固。

1 注浆加固机理[1]

巷道注浆加固就是利用水泥浆液在注浆泵压力作用下, 来充填和固结煤岩体中被破坏的或者是原有的裂隙面。可以对破碎煤岩体起到补强加固作用和充填密实作用, 也可以将充填不到的封闭裂隙和空隙压缩, 从而对岩体整体起到压实作用。

2 施工方案及优化

2.1 施工方法及参数优化

巷道注浆加固采取了帮顶部壁后注浆与底板浅层注浆同时进行的全巷道断面注浆加固方式。帮顶部壁后注浆采用风动凿岩机造孔, 巷道底板采用气动架柱式钻机 (简称地锚机) 造孔。注浆采用气动注浆泵注浆。

2.1.1 底板孔布置及参数的优化

根据现场条件及施工经验, 改进了单纯施工单一钻孔 (即深度相同) 的注浆模式, 采取深浅孔相结合的方式。在底板破碎严重地段, 钻进塌孔及底板止浆垫脆弱不承压是造成施工效果不佳, 施工进度缓慢的两个主要原因。塌孔严重时不仅会发生卡钻、埋钻事故, 而且影响注浆套管的埋设。底板破碎地段, 止浆垫脆弱不耐压常常会发生注浆达不到设计终压, 底板出现跑浆、底臌等现象。针对以上问题, 我们采取了深浅孔相结合, 分层次注浆的策略。先施工底板浅孔对浅部止浆垫进行加固, 然后施工深孔以到预期底板加固效果。

浅孔排距为2.0m, 每排3孔, 成三花状布置;浅孔采用凿岩机施工:用Ф42mm钻头钻进至孔深1.2~1.5m, 下入Ф25mm孔口管0.6m后注浆。

深孔排距为2.5m, 每排3孔与每排2孔交替布置, 总体呈三花状布置;采用地锚机施工:用Ф130mm钻头开孔2~3m, 下入Ф108mm孔口管1~2m, 用Ф75mm钻头钻进至4m, 第一次注浆并凝固24h后, 透孔钻进至8m (设计孔深) 再进行二次注浆。

2.1.2 帮顶孔布置及参数优化

帮顶部每2.5m一排, 每排5孔, 在巷道断面上均匀布置。采用凿岩机造孔, 用Ф42mm钻头钻进至孔深2.2m下入Ф25mm孔口管0.6m后一次注浆完成。

2.2 施工顺序优化

2.2.1帮顶部壁后注浆按照顺次先造孔后注浆的施工顺序, 经过实践暴露了很多弊端。在注浆时有串浆、跑浆的现象发生, 造成串浆孔报废, 注浆量减少, 很难达到注浆设计终压, 影响加固效果。优化后的施工顺序采用了隔排造孔、注浆的方案。即先施工单排孔 (或双排孔) , 单排孔 (双排孔) 全部终孔或超前一定距离后再施工双排孔 (或单排孔) 。

2.2.2底板孔施工, 一是采取了深浅孔结合施工的方案, 浅孔 (1.5m) 施工有效的在底板浅部形成了一层坚固的止浆垫。有效的止浆垫不仅仅为下一步深孔注浆打下了好的基础, 而且杜绝了开孔塌孔、卡钻、埋钻等问题, 有效的提高了开孔下孔口管的效率和成功率。二是采取了隔排施工的顺序。三是优化了注浆工序, 在隔排施工的基础上对施工工艺进行了优化。

2.3 底板孔施工工艺优化

在对底板加固注浆施工时, 首先用地锚机开孔, 下入孔口管后对奇数排孔 (或偶数排孔) 钻进至4m后, 进行第一次注浆并凝固24h以上后, 再对双排孔 (或单排孔) 一次性钻进至8m (设计孔深) 后进行注浆。双排孔 (或单排孔) 凝固24h以上后, 可以对单排孔 (或双排孔) 透孔钻进至8m (设计孔深) 进行第二次注浆。优化的施工工艺以注浆效果为本, 隔排造孔, 有效的避免了地锚机施工对底板岩层的扰动。增加4m深处注浆的步骤, 表面上是将施工工艺复杂化, 但是在整个施工的效果和工时上都起到了重要的作用。

3 优化效果分析评价

注浆施工优化前后注浆量得到了有效的提高;节约了工时, 极大提高了生产效率;注浆量的提高, 一方面保证了加固效果, 另一方面为相同或相近地质条件的矿井巷道注浆加固提供技术参考;工时的降低, 功效的提高, 抓住了巷道加固的最佳时机, 节约了后期巷道支护及返修的成本。

4 结论

4.1巷道注浆加固, 有效的改善了巷道的承载力, 提高了巷道的稳定性, 是一种有效的二次支护技术。通过注浆有效的延长了巷道的维护返修周期, 节约了成本。

4.2施工优化是在实践经验积累基础上的总结和思考, 通过优化使得现有的施工工艺更适应现场的实际条件。

4.3本文所述注浆工艺及优化在顺和煤矿-702m水平东翼轨道运输大巷注浆加固工程中得到了实践, 证明了其合理性及有效性, 经过后期观测, 巷道变形得到了有效控制。在后期其他巷道的注浆加固施工中得动了推广。

参考文献

深井软岩巷道的注浆加固技术研究 篇4

在对锚注联合支护体系进行研究时, 有些学者提出“先柔后刚、先挖后让、柔让适度、稳定支护”的理念, 依据此理论发展起来了一套锚喷、锚网等联合支护技术[1,2,3,4,5]。而对于围岩自身承重能力不是很好的全煤巷道, 这种技术稳定性较差。为了进一步研究在软岩巷道支护难题, 本文采取不同注浆材料对围岩巷道稳定性的影响作用进行分析。

1 模型设计原则

我国煤矿受采动影响的巷道占总巷道长度的70%。因此煤矿大多数巷道仍处于不断维修-变形-破坏-维修的恶性循环之中, 维修周期越来越短。巷道变形破坏严重的影响煤矿的正常生产, 同时危及矿工生命安全, 另一方面, 巷道的维修费用也越来越高。

某煤矿主采煤层31煤、51煤、52煤、72煤、73煤、82煤, 平均倾角17°, 煤层平均厚3.0m。近年来, 由于井田内煤系岩层构造复杂, 地应力较高, 当进一步受到采动影响时, 巷道极易变形失稳, 大部分巷道都需要返修起底, 部分巷道甚至需要一年返修四五次之多, 严重影响了矿井的正常接替和生产。

作为控制软岩巷道矿压显现与巷道维护的有效手段之一, 锚注维修加固技术受到了广泛的应用。对于锚注支护设计, 通常采用数值计算支护设计方法, 数值计算中最核心的部分是模型建立, 模型建立的准确程度直接影响到数值计算的准确性。由于岩体结构的复杂性及岩体所处的地质力学环境, 要想考虑各个因素是不可能实现的, 那么我们就需要选择影响程度比较大的因素进行考虑。模型建立需要依据下列原则:

(1) 模型要注重工程实际的主要因素, 尽量考虑次要因素;

(2) 模型可以简化, 但不可失实, 力学本构必须依据岩体实际的物理力学性质;

(3) 数值计算要按照工程实际, 建立合适的边界条件;

(4) 矿山工程有时间和空间效应, 模型建立时必须考虑工程实际的时空效应。

2 静压巷道锚注支护数值计算

2.1 模型的建立

为了能很好地了解巷道的锚注机制和支护作用, 以三巷运输为背景, 进行锚注数值计算分析, 建立水泥浆液锚注模型和化学浆液锚注模型。

对于轴对称问题, 模型选择其1/2计算。半圆拱巷道墙高1.8m, 拱半径1.8m, 埋深512m, 计算网格如图1所示。为了考虑边界效应和位移边界效应, 考虑到实际工程情况, 模型长和高为22m×44m。固定模型底部边界的垂直位移, 固定水平位移的左边界。

根据地应力测试结果, 最大水平主应力为27.8MPa, 方向244.8°, 最小水平主应力为9.3 MPa, 方向64.5°。顶部施加9.3MPa的垂直应力。

根据现场实际测试情况, 浆液扩散半径为1.8m, 各种岩层的物理力学参数见表1所示, 模拟的岩体本构模型采用摩尔-库伦模型, 锚杆可以认为是各向同性的弹性材料, 长度为2.5m, 直径为22mm。

由于有限元计算软件中参数的正负号以材料力学为准, 拉为正压为负, 而岩土力学正负号规定刚好相反, 因此, 所计算的数值与实际相差个正负号。

2.2 应力分析

由主应力的计算结果可以看出:水泥浆液锚注支护和化学浆液锚注支护的应力分布趋势基本一致, 最大应力均集中在锚杆附近。但是与水泥浆液锚注支护相比, 经化学浆液锚注支护, 巷道岩体深部最大主应力和最小主应力分布变化范围均有所减小, 减小幅度分别为52%和43%左右, 两帮高应力向深部转移, 巷道周边围岩的应力状态有所改善。

2.3 锚杆轴力分析

由锚杆轴力计算结果可以看出, 采用化学浆液锚注支护时, 锚杆的最大轴力与原水泥锚注支护时的轴力要减小141.1%, 说明新的支护方式, 化学浆液更好地将破碎围岩胶结成整体, 改善了围岩的结构及其物理力学性质, 既充分提高了围岩自身的承载能力, 又为锚杆提供了更加可靠的着力基础, 使锚杆对松散围岩的锚固作用得以发挥, 从而更加有效地控制住动压巷道的大变形。

2.4 塑性区分析

由塑性区计算结果来看 (图中所标记的值大于1的范围表示塑性区) , 采用水泥锚注支护方式时, 塑性区主要分布在巷道顶部锚杆端部位置, 范围较大, 同时底板靠近巷道侧帮存有小范围的塑性区;而采用化学浆液锚注支护时, 巷道顶部塑性区消失, 只在底板存有部分塑性区, 位置较前者稍靠近巷道侧帮, 塑性区的范围要相对较小。

2.5 巷道位移结果分析

由位移计算结果可以看出, 化学浆液联合锚注支护巷道围岩变形量明显减小, 最大顶板下沉量、底鼓量、两帮最大水平位移量下降幅度分别为24.84%、57.14%和39.02%。化学浆液锚注支护更加有效地控制了巷道的变形问题。

通过以上的计算分析, 可以看出:

(1) 模拟结果表明, 锚注支护是一种有效的主动支护方式, 所注的浆液与围岩结合, 将被注破碎岩体粘结为一个整体, 使加固体本身具有较好的弹-黏性, 允许围岩产生变形而不致破坏, 从而增强了围岩抵抗变形破坏的能力, 分散了巷道周边的集中应力, 达到稳定巷道的作用。

(2) 锚注支护后, 在巷道围岩松动圈范围内, 位移有显著的减小, 说明锚注支护能够十分有效地控制巷道的变形。

3 结论

(1) 以某煤矿的三条大巷为数值计算背景, 建立了两种计算模型, 分别对水泥浆锚注支护和化学浆液锚注支护下的大巷稳定性进行了数值模拟。

(2) 从数值计算结果可以看出, 采用化学浆液锚注时, 锚杆的轴力显著提高, 围岩塑性区明显降低, 围岩的变形也明显变小, 这主要是由于化学浆液将破碎煤岩体黏结在一起, 锚注即加固了围岩体, 又提高了锚杆的锚固力, 使锚杆承载能力增强, 因此才使围岩变形量减少;通过锚注, 有效降低了顶底板区域的塑性区, 有效控制了巷道的变形, 巷道稳定性良好。

摘要：本文针对深井软岩巷道的支护问题, 采用数值模拟和实验相结合的方法对此问题进行了研究, 具体通过应用数值计算软件建立相关地质模型, 进行了相关计算与分析, 研究在软岩巷道维修时, 不同注浆材料对围岩巷道稳定性的影响作用和采动条件下, 化学注浆材料联合锚注对围岩巷道的影响作用。

关键词：锚注支护,巷道,应力,有限元

参考文献

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[2]曾凡宇.软岩及动压巷道失稳机理与支护方法[J].煤炭学报, 2007, 32 (6) :573-576.

[3]周野, 等.红庙煤矿软岩巷道控制技术研究[J].煤矿开采, 2008, 13 (4) :47-49.

[4]孙晓明, 何满潮.深部开采软岩巷道耦合支护数值模拟研究[J].中国矿业大学学报, 2005, 34 (4) :166-169.

巷道注浆 篇5

煤炭开采是支撑我国经济发展的重要支柱之一, 做好巷道的支护加固是提高矿井服务年限及煤炭开采安全性的重要途径。在失修巷道中采用注浆加固技术, 在取得了较好的经济效益的同时也为失修巷道整修提供了一条安全可行的施工方法。

1 巷道失修原因及分类

巷道失修是困扰煤炭开采的难题, 究其原因, 巷道失修是由于地下岩体内弱面存在有裂隙、层理以及节理等原因造成的, 从而使得岩体的稳定性与整体性大打折扣。当围岩发生破坏或者变形时, 若围岩的支护及加固强度不够将会使得岩体在受到外力作用时产生冒顶或是片帮, 从而严重影响巷道的结构稳定性与使用安全性。巷道失修根据其产生的类型及特点可以分为冒顶、片帮、底鼓或是冒顶加片帮、片帮与底鼓的结合等五种类型。其中冒顶产生的主要原因是巷道在支护的过程中顶板结构不稳定, 而巷道的两帮岩石则强度较高, 在巷道受到外部岩体压力的情况下将会使得巷道顶部岩石产生变形或破坏, 从而导致冒顶的发生。巷道产生片帮的主要原因是由于在巷道两帮岩石内有弱面的存在, 当两帮受到外力的作用下严重影响了围岩的稳定性, 从而导致片帮的产生。巷道变形产生的主要原因是由于巷道存在于塑性岩石中, 在岩体动压的作用下使得巷道围岩的稳定性遭到破坏, 从而使得巷道的围岩产生较为明显的位移和变形, 这种位移和变形主要表现为片帮或是底鼓。以上这些都会对巷道的稳定性产生较为明显的影响。因此, 应当对失修巷道进行加强支护以提高巷道的稳定性。

2 巷道失修现状及原因分析

东庞矿-480 水平11 采区轨道巷变电所失修较为严重, 具体表现在底鼓范围100 米以上, 巷道的两帮有明显的片帮, 并伴有明显的冒顶, 顶板破碎, 针对这一巷道进行了多次的整修, 但是问题依然存在。通过对巷道进行了细致的勘探与分析, 造成这一巷道失修的主要原因是:矿井巷道走向与背斜走向相一致, 距轴部120 米左右, 变电所分布于构造带内, 褶皱所产生的高应力施加于变电所周围的围岩上, 破坏了围岩的稳定性, 同时由于此变电所距离工作面的距离较近, 平均距离只有60 米左右, 又受到多个工作面的多次采动影响, 使围岩遭到了明显的、严重的破坏, 进而巷变电所围岩的松动圈不断扩大, 使得巷道支护与围岩之间始终处于相互的动态调整的状态, 两者之间的长期相互作用加剧了巷道的变形。巷道仅仅依靠锚网支护的收缩变形远远无法抵消岩体施加在围岩上的应力, 从而使得围岩在外加应力的作用下持续的变形, 无法确保巷道支护的稳定性与可靠性。因此, 在变电所注浆加固的施工工艺是一种较为有效的加固措施。

3 巷道围岩注浆加固的主要原理及作用

注浆加固技术可以实现对于巷道的加固。通过采用注浆加固技术可以实现以下作用: (1) 采用对巷道注浆加固技术可以增大弱面上的摩擦力, 可以有效地增大巷道围岩体之间的粘聚力和内摩擦力, 从而有效地提高巷道围岩抵抗外加载荷的能力。 (2) 在巷道围岩中注浆, 可以使得浆液填充在巷道围岩的裂隙中, 并通过浆液的填充、固结、粘合, 从而使得围岩的裂隙消除, 阻止围岩弱面的进一步风化。 (3) 通过采用注浆加固技术可以使得浆液在裂隙中填充、胶固, 从而使得巷道围岩中破碎松散的岩体重新胶结成统一的整体, 在围岩中形成一个可以承受外加载荷的注浆壳, 充分发挥围岩的自然平衡拱作用, 进而使其能够与巷道支护共同承担起外加载荷, 提高了巷道的稳定性与安全性。

4 失修巷道围岩注浆加固的施工工艺和施工方法

4.1 失修巷道围岩注浆加固施工方法

在对11 采区轨道巷变电所进行注浆加固前, 先对变电所进行整修, 确保巷道成型。对巷道内片帮、冒顶区整修找掉, 两帮的空帮与顶部的空顶全部重新锚网-喷浆支护, 并采用冷拔丝焊网提高巷道表面喷浆层的强度。完成以上步骤后, 在巷道表面初步喷浆用以封闭巷道的表面, 待到巷道表面固结后, 开始对围岩进行注浆加固。使用6Mpa、3Mpa左右的注浆压力对围岩分深层、浅层分别进行填充, 浆液的水灰比控制在1:0.8 的比例, 水玻璃占水泥浆的3% (按实际情况调整) 。整个注浆过程遵循先浅后深, 逐排推进的顺序。注浆循环为:准备工作—钻孔—洗孔—安装注浆管—注浆—清理注浆泵。

4.2 失修巷道围岩注浆施工中的工艺及注意要点

在矿井巷道注浆施工时需要注意以下要点:巷道注浆施工时, 为了更好地确保注浆的效果, 应当确保注浆孔间、排之间的距离控制在注浆扩散半径的1.5 倍以上。11 采区轨道巷变电所采用 φ32 毫米孔径, 深 (浅) 孔与深 (浅) 孔的排距均为6 米, 深层与浅层的排距为3 米。注浆孔间设计为1.4±0.1 米左右, 在注浆孔的分布上, 从断面方向看注浆孔为8 个;在底板巷中两侧各有一个注浆孔, 两帮各分布着两个注浆孔, 顶板自巷中两侧各分布1 个。深孔深度为8 米, 浅孔深度为3 米。在进行注浆作业时, 注浆管选用的是 φ6 分的无缝钢管制成, 孔口螺纹段为100 毫米。注浆时采用普通的硅酸盐水泥按照水灰比为1:0.8 左右的比例配置而成的水泥浆和相应比例的水玻璃混合液, 注浆压力控制在浅孔为3Mpa (深孔为6Mpa) 。在注浆时, 连接好注浆管路, 当注入的浆液压力达到设计要求时停止注浆。

4.3 失修巷道围岩注浆加固技术要点

注浆所采用的浆液是按照一定的水灰比配置而成的, 在注浆加固的过程中需要根据实际的情况及时的调整注浆的压力参数, 确保注浆的顺利进行。同时在注浆的过程中需要根据注浆压力的变化情况, 及时的控制注浆泵, 将注浆时的压力控制在0-6Mpa的范围内。失修巷道注浆时需要采用的是自下而上、自左而右的顺序进行注浆作业。在对巷道进行注浆时, 需要先注底角而后在对两帮进行注浆, 最后在进行对于拱顶的注浆。完成注浆后需要对注浆效果进行检测, 如发现注浆效果不足的注浆孔, 需要在其半径300 毫米范围内重新开孔注浆。

5 结束语

巷道失修是普遍存在于煤矿企业中的难题, 巷道失修不仅影响巷道服务年限, 而且也影响开采的安全性与可靠性。文章在分析巷道失修原理的基础上, 对失修巷道采用注浆加固的施工工艺及施工要点进行了分析阐述。

参考文献

[1]陈宗保, 王宏奇, 等.注浆加固技术在失修巷道中的应用[J].河北煤炭, 2008, 4.

[2]王海龙, 王宝, 等.任楼矿井巷道失修原因分析及支护对策[J].煤炭工程, 2006, 8.

巷道注浆 篇6

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

巷道注浆 篇7

断层破碎带应力分布复杂, 且易形成较高的应力集中区, 同时围岩极为破碎, 巷道掘进过程中极易片帮冒顶, 因此断层构造带巷道支护技术一直是高应力软岩巷道支护技术研究的重点、难点。

某矿东翼轨道石门是矿井未来运输、通风、行人的咽喉通道, 地质勘探结果表明, 该巷道将穿过平均落差50 m以上断层, 且断层构造带内岩石以砂质泥岩为主, 围岩松散破碎, 局部地段存在淋水现象。在断层揭露点附近巷道掘进过程中, 巷道顶板压力现象明显, 原有U29型钢支架出现屈服破坏, 并伴有一定底鼓, 因此, 迫切需要安全、经济、可行的巷道支护技术方案成功穿越断层破碎带。

1 巷道破坏原因分析

东翼轨道石门破坏主要原因如下: (1) 巷道围岩承载能力差, 在高构造应力作用下易屈服破坏。从巷道掘进过程中揭露的围岩状况表面, 断层破碎带附近围岩岩性以砂质泥岩为主, 层理和节理在该段围岩极其发育, 在高应力作用下岩块沿结构面剪切滑移, 岩体整体承载能力很差; (2) 巷道支架承载能力没有得到有效发挥。由于围岩十分松散破碎, 巷道表面围岩与U型钢支架接触关系较差, 使得支架承载大多为偏载状态, 极易导致结构性失稳, 造成U型钢实际承载能力与理论承载能力相差较远; (3) 支护体本身结构上不稳定。U型钢支架抗侧压能力较差, 虽然东翼轨道石门采用马蹄形全封闭支架, 但支架底拱部分曲率半径较大, 使得底拱抗底鼓能力大大降低, 而一旦底拱失效, 巷道两帮支架随之失去径向约束力, 造成支架整体结构失稳; (4) 断层破碎带泥质胶结物含量较高, 已有研究表明, 泥质软岩所含粘土物质成分中, 蒙脱石吸水性最强, 水分子一旦进入随即强烈膨胀, 其膨胀最高可达50%以上。该段巷道围岩岩性以泥岩、砂质泥岩为主, 粘土类矿物含量较高, 围岩遇水强烈膨胀是导致巷道失稳的主要原因之一。

2 注浆加固机理

在该地质条件下, 巷道强烈变形的因素主要是断层附近较高的构造应力和水体对泥岩体强度的弱化作用, 显然在应力水平一致的前提下, 巷道围岩强度提高对控制巷道变形效果最明显, 而提高岩体强度最直接有效的方法就是注浆加固。而注浆加固技术的关键因素在于浆液的选择, 一般情况下浆液的性质取决于组成成分及温度、时间和渗透速度等, 而浆液在松散介质中渗透的难易程度, 一方面取决于浆液本身的粘度, 另一方面取决于松散介质渗透系数的大小。

目前, 国内外普遍采用的注浆材料主要分为两大类[1]:即水泥浆液和化学浆液。水泥浆液具有成本低, 原材料广泛的特点, 因此在各个工程领域都得到了广泛应用, 然而由于其浆液母体为水, 对一些遇水膨胀岩体不仅难以渗透, 反而浆液中含有的大量自由水会对岩体进行大幅弱化, 造成岩体变形更加强烈。化学浆液则克服了以上缺点, 在特殊地质条件下具有极高的应用价值。化学浆材有两大类, 一是水玻璃类化学注浆材料, 二是有机高分子化学注浆材料。

水玻璃类化学注浆又分为碱性水玻璃和酸性水玻璃。碱性水玻璃浆材的主要缺点是凝胶体有脱水收缩和腐蚀现象、耐久性较差并对环境有污染。酸性水玻璃浆材可在中性区域内凝胶, 凝胶体没有碱溶出, 不存在碱性水玻璃的腐蚀和环境污染现象, 耐久性较好。

高分子化学注浆材料。此类浆材具有渗透能力强、固结性能好、抗渗性高和凝胶时间可调的优点, 可以解决水泥浆液无法解决的工程问题, 但必须指出的是这类浆液在耐久性及固结强度上还有待进一步研究。高分子化学注浆材料主要有:木质素类浆液、尿醛树脂类浆液、酚醛树脂浆液、丙烯酸盐类浆液、吠哺树脂类浆液、水溶性聚氨酯浆液、非水溶性聚氨脂浆液、环氧树脂类浆液、聚亚胺胶脂类浆液。

马丽散是一种低粘度, 由树脂和催化剂双组分合成的高分子聚亚胺胶脂材料, 具有:初始粘度低, 能很好地渗入细小的裂缝中;浆液可通过加入一定量的加速剂调节反应速度;具有极好的粘合能力与地层形成很强的粘合;其良好的柔韧性能承受随后的地层运动;可与水反应并封闭水流;具有高度的粘合力和很好的机械性能等优点。

马丽散注入岩体后保持液体状态几秒钟, 渗透细小的裂隙, 这时树脂和催化剂发生反应, 生成多元网状密弹性体, 当它被高压推挤, 注入到软弱破碎岩体中, 可沿软弱破碎岩体的空隙和裂缝延展直到将所有空隙裂隙 (包括肉眼难以觉察的裂隙及在高压作用下重新张开的裂隙) 充填固结, 从而将破碎围岩重新胶结起来而不受流动水体影响, 从而提高注浆岩体的强度、抗变形能力和完整性。其主要技术参数如表1所示。

3 断层破碎带二次注浆加固技术方案

综上所述, 控制该巷道在高应力作用下的强烈变形, 要求支护体必须具备较高的支护阻力和结构稳定性, 因此结合东翼轨道石门具体地质状况提出支护技术方案, 该方案技术核心为:

(1) 超前预注化学浆液。通过超前预注化学浆液, 封堵导水裂隙, 降低水体对泥质岩体弱化作用, 同时部分提高岩体强度, 注浆锚杆长度5 000 mm, 注浆锚杆间排距1 500 mm×1 500 mm, 浆材选用马丽散。

(2) U型钢支架壁后充填注浆。针对断层破碎带围岩松散破碎和支架强度偏低的特点, 在采用高强度U36型钢支架的同时, 采用U型钢支架壁后二次注浆技术一方面能够将松散破碎的岩体进行胶结, 提高工程岩体的完整性, 使得围岩体本身的强度有所提高达到岩体强度补偿目的, 另一方面能够显著改善支架与围岩相互作用关系, 使得支架承载均匀性大大提高, 有利于发挥支架的承载能力, 注浆锚杆参数为:顶帮注浆锚杆长度1 300 mm, 注浆锚杆间排距1 200 mm×1 500 mm, 浆材选择普通硅酸盐水泥。

4 支护效果分析

东翼轨道大巷断层破碎段已按照方案施工完毕近1月, 目前巷道表面喷层状况良好, 并无出现明显变形, 底板未出现底鼓迹象, 但未采取二次注浆加固段巷道, 喷层已大量开裂脱落, 且部分U型钢屈服破坏, 局部地段底鼓量达到150 mm以上, 对比两种支护方式, 显然采用新型支护方式后, 巷道支护效果显著。

5 结论

断层破碎带围岩十分松散破碎, 且构造应力较高, 在此类巷道支护设计中, 应从提高巷道围岩强度、发挥支护体承载性能和支护体结构稳定性角度出发, 通过超前预注化学浆液封堵水源, 降低水体对泥质岩体的弱化作用, 同时通过二次注浆加固对松散破碎的岩体进行胶结提高其强度, 且改善支架围岩相互作用关系, 使得支架均匀承载, 同时通过锚索对支架结构薄弱环节进行结构补偿, 发挥主动支护和被动支护的优越性, 从而控制巷道的强烈变形。

摘要：针对断层破碎带断层落差大、构造应力高、围岩岩性差和导水的特点, 从提高巷道围岩强度和支护结构稳定性角度分析该地质状况下控制巷道变形的关键问题, 并提出断层破碎带巷道二次注浆加固支护技术, 并得到成功应用。

关键词：断层,巷道,注浆

参考文献