全断面支护（共9篇）
全断面支护 篇1
1 垞城煤矿沿空留巷慨况
垞城煤矿9煤储量较少, 是较差煤质1、2煤的配采煤。为减少9煤煤柱损失、提高资源回收率, 9煤在工作面布置及回采时采用沿空留巷, 工作面的回风巷在工作面推进时预留为上面运输巷, 92101留巷是垞城煤矿首个沿空预留巷道。
2 92101初始留巷支护效果及存在问题
2.1 留巷的初始支护断面设计
预留巷道采用锚、网、梁、索综合支护。巷道断面形状为斜矩形, 设计断面积:宽3.6 m×中高2.4 m=8.64 m2。煤层倾角20°。锚杆布置参数:间排距0.7 m×0.7 m;锚索双排靠巷道顶中布置, 间排距1.5 m×4.2 m。初始留巷支护断面设计如图1所示。
在原巷道内砌筑再生支护墙, 留巷宽2.6 m, 中高2.6 m, 设计断面积为6.76 m2。砌筑墙宽1 m, 中高1.8 m。材料为煤矸石参水泥, 配比为水∶水泥∶煤矸石=3∶3∶5, 强度为23 MPa。
2.2 初始留巷变形量观测及支护效果
92101综采工作面现已施工留巷115 m。施工再生支护墙与工作面推进的时空关系是:在工作面上出口第一架综采支架尾砌筑再生支护墙, 随后移架采空区冒落。
2.2.1 初始留巷两帮及顶底板变形量分析
初始留巷两帮及顶底板变形量如图2所示。
由图2及现场情况分析可知, 两帮移近量最大800 mm, 下帮再生支护墙顶底板移近量最大600 mm。
2.2.2 初始留巷断面收敛量分析
初始留巷断面收敛量如图3所示。
由图3及现场情况分析可知, 留巷变形相对稳定后, 有效断面最小为1.8 m×1.8 m=3.24 m2。留巷变形稳定后断面收敛量很大, 已不能满足通风、运输、行人等安全生产所需要的有效断面。由于再生支护墙体不可动, 因此必需刷扩上帮进行二次修护, 以扩大有效断面, 同时投入大量人力和物力, 增加了生产成本。
2.3 留巷初始设计存在问题及成因分析
(1) 留巷初始设计时, 再生支护墙体位置设计在原巷道内。回采前巷道宽3.6 m, 砌筑支护墙体宽1 m, 留巷设计净宽2.6 m, 如果考虑留巷后的巷道变量, 初始设计留巷断面明显不足, 从而导致了留巷变形后有效使用面积大为减小。
(2) 综采工作面推进速度较快, 移支架前砌筑支护墙体初期强度不够, 是沿空侧顶底板相对移近很大的直接原因, 因而应调整筑墙材料的配比, 提高支护墙的早期阻抗强度。
(3) 随工作面的推进, 采空区上履岩层沿再生支护墙体外侧切断, 相对于支护墙砌筑初期强度较低而言, 留巷顶板随采空区沿切断线切断后, 转化为一悬臂梁, 支点在上煤帮肩窝处。悬臂梁受工作面推进时的动压影响, 上履岩层梁在支点处产生拉应力, 上煤帮肩窝处顶板产生弯曲断裂, 悬臂梁靠再生支护墙一端下沉。这是沿采空区侧顶底板移近量远大于上帮顶底板移近量的另一原因。
(4) 随工作面的推进, 采空区上履岩层以支护墙为切断线随回采冒落, 冒落矸石在自重及冒落冲击力的作用下产生水平应力。在水平应力作用下, 再生支护墙体的绝对移近远大于上帮变形移近量。这是两帮移近变形量较大的重要原因。
3 留巷支护参数优化设计方案
3.1 全断面预留巷道增加变形后有效使用面积
作为下一步运输巷使用的留巷必须保证有足够的有效使用断面, 考虑留巷后的巷道变形量, 将沿空侧再生支护墙向采空区偏移1 m, 位置放在原巷道下帮外侧, 即将原巷道全断面预留下来, 以增加留巷变形后的有效净断面积。优化后留巷支护断面如图4所示。
3.2 超前锚、网、梁、索支护扩大控顶范围
筑墙前在工作面推进过程中做超前档的同时, 将超前档上出口1.4 m宽度内挂网上梁补打3根锚杆和1根锚索, 增加了留巷顶板宽度, 使留巷顶板在锚杆锚索加固组合梁作用下, 由悬臂梁转变为加长固支梁, 与原巷道支护连成一个整体的固支梁, 既保证了原巷道全断面预留下来的要求, 又防止了留巷顶板沿支护墙体内侧剪切下沉。
3.3 增加卸压空间消除水平应力
锚索对固支梁的悬吊作用补强了支护墙体初期强度不足的缺陷, 并起到了新的切断线定位作用。切断线向采空区位移1.4 m, 相应地支护墙体向采空区位移1 m, 支护墙体外侧距切断线之间留有0.4 m距离, 人为地形成0.4 m×1.3 m卸压空间, 减小采空区岩层冒落时对墙体的水平应力。
3.4 留巷施工与工作面推进的时空关系
(1) 超前加宽支护。在工作面回采过程中, 随上出口做超前档的同时, 在超前档内补打锚网索加宽支护, 支护宽度为1.4 m。其参数设计:锚杆间排距0.7 m×0.7 m;锚索沿空设计为一排, 间距0.7 m。
(2) 砌筑支护墙。工作面综采支架前移一个架长后, 在上出口第一架综采支架尾砌筑再生支护墙。支护墙规格:5.8 m×1 m×1.3 m。调整材料配比为水∶水泥∶煤矸石=1∶2∶3, 强度为19 MPa。
4 优化后的沿空留巷支护效果分析
4.1 优化后留巷变形量分析
优化后的留巷变形量如图5所示。
由图5及现场实测可知, 全断面预留巷道随回采工作面推进, 受采动影响两帮移近量为775 mm;沿空侧墙体顶底板移近量为325 mm。结合现场情况可以发现两帮移近量略有下降, 而沿空侧墙体顶底板移近量却明显下降。
4.2 优化后留巷断面收敛量
优化后的留巷断面收敛量如图6所示。
由图6及现场实测可知, 断面收敛至6 m2左右时趋于稳定, 支护控制效果明显。留巷优化设计断面后, 墙体位置向采空区的偏移, 在相同围岩的相同矿压作用下, 留巷断面有效利用空间比之前增加了近1倍。当锚固梁绕上肩窝为轴拉裂下沉时, 受再生支护体墙同样支护阻力作用下, 有相对较大的维护空间;同时, 为消除支护墙体受采空区冒落矸石的自重力及其冒落冲击所产生的水平应力影响, 保留了卸压空间, 减小了留巷变形量, 保证了运输巷所必须的有效使用断面。
5 经济指标及效益
初始留巷筑墙及修护消耗为1 750元/m, 优化后留巷维护费用为850元/m。节约900元/m。沿空留巷578 m, 减少人工及材料投入52.02万元。取得了显著的经济效益。
6 结语
全断面预留巷道, 将再生支护体向采空区偏移预留巷道断面变形量, 沿空超前支护顶板, 改善再生支护体强度, 支护方式和施工工艺的改进, 为今后的沿空留巷的设计提供了坚实的实践基础。
大断面复合支护岩巷快速施工技术 篇2
摘要：本文主要总结了大断面复合支护岩巷炮掘快速掘进技术，包括支护技术、施工装备、机具选择，施工方法、工序及生产组织，辅助运输等环节。采用了CMJ17HT全液压掘进钻车打眼，适当加大钻孔深度，加大循环进度（2.0m），提高劳动生产率。同时尽量实现平行作业，抓正规循环，加快施工速度。
关键词：大断面岩巷掘进技术
传统岩巷掘进仍以钻爆法为主，主要采用风钻打眼，耙斗机装岩出碴，机械化水平低，循环进尺上不去，施工速度慢，个别采用机械打眼的，虽然打眼速度快，循环进尺有所提高，但由于配套装备不匹配，配套施工工艺水平低，工时利用不充分、单进水平低施工速度慢。因此，需高度重视岩巷快速掘进技术及配套施工工艺的研究，实现快速掘进。
1工程概况
三水平戊一下延采区是二水平戊二采区的接替采区，采区走向长度3500m，倾斜长度1000m，储量1568万吨，预计2014年10月投产，采区接替紧张。为此需要提高单进水平，加快采取开发进度，缓解采区接替紧张局面。
三水平戊一下延轨道下山全长1130m，坡度13-18.5度，布置在戊8煤层顶板15m左右的岩石中，围岩多为砂质泥岩，掘进断面达22.6m2，净断面达18.7m2，采用锚网索喷、U36拱形棚等复合支护，工艺复杂。
该巷位于戊8煤层顶板中，为全岩掘进。按高瓦斯区域管理，预计工作面绝对瓦斯涌出量0.7m3/min。煤尘爆炸指数为36.06～44.14%，煤层为自燃煤层。
本区内煤层比较稳定，走向大致为北西西向，倾向为北北东向，形成单斜构造；煤层倾角5°～15°，上部及西部较缓，深部较陡。戊8煤层单独分层，平均厚1.63m，均达到可采厚度。该采区主要充水因素为：顶板中砂岩水及老空区水。
2巷道支护形式
根据地应力现场测试与分析结果（一矿是以构造应力场为主导的地应力场，最大主应力与上覆岩层自重应力比值为1.37～2.03。最大主应力为近水平方向，地应力已属于高地应力水平），设计上合理确定巷道层位，保证围岩稳定，并由此进行巷道支护设计，提高巷道服务年限。
临时支护：锚网支护时采用戴帽玻璃钢单体液压支柱或直径Φ140～160mm、长度2400～2600mm的圆木不少于两根，架棚支护时采用两根长度3.6m的工字钢前探梁作临时支护。
永久支护：轨道下山采用锚网喷+套棚（U36型钢）+锚索+喷浆联合支护（套棚支护滞后掌子头不得超过20m）；躲避硐室采用锚网支护，并喷浆封闭围岩。锚杆采用KMG600型、直径20mm、长度2400mm，间排距700mm，锚索直径22mm、长度7500mm、间排距1400×2100mm，架棚棚距600mm。
3施工方法
采用CHJ17HT液压钻车或凿岩机打眼，工作面分次装药、分次起爆爆破施工，P-60B耙斗机出碴，斜巷提升出碴。采用“两掘一喷”施工组织方式，先进行锚网喷，然后套U36棚，再打锚索后，最后喷浆成巷。
3.1施工方案
工作面采用P-60B、斗容0.6m3耙斗机将矸石装入3吨矿车内，采用90kW绞车提升，每次提一个3吨矿车，以满足工作面生产的需要。
工作面采用YT-28型凿岩机或CHJ17HT液压钻车打眼，煤矿许用毫秒延期电雷管起爆，选用煤矿许用乳化/水胶炸药，工作面爆破采用分次装药，分次起爆的爆破方法爆破施工，放炮器采用矿用隔爆型放炮器起爆。
根据巷道的地质条件及支护形式，锚网喷加锚索段采用“两掘一喷”的支护方案施工；先进行锚网喷，然后再进行U36金支喷，再打锚索后，最后喷浆成巷。
若巷道压力比较大，为了能让巷道有一个卸压的过程，掘进后先进行锚网支护，然后初喷，往前掘进后，再进行套棚，打锚索，最后喷浆封闭，耙斗机后套棚必须采取安全措施并严格执行。锚杆施工要做到随掘随锚，施工过程中要严格控制最大控顶距，最大控顶距≯0.7m，喷浆控顶距不大于4.9m，即700mm加两炮循环进尺。根据地质条件及支护形式，采用“两掘一喷”的支护方案。
3.2通风
采用两台2×30KW对旋风机做压入式通风，其中一台主风机，一台副风机。
3.3排水
工作面积水经工作面风泵排到耙斗机后的水箱内，再由22kW单级泵把水箱内水经Φ108mm排水管排到轨道下延车场内的排水沟内，流到-517m石门水沟。当再变坡往下施工时，要在巷道的西帮做临时泵窝，先把工作面积水经工作面风泵排到耙斗机后的水箱内，然后由再由22kW单级泵把水箱内水排到临时泵窝内，再由D80-30x5或D80-30x9等多段泵把临时泵窝内水排到设备通道内的排水沟内，流到-517m石门水沟。要根据泵的实际情况，及时做泵窝，避免水排不上来。
3.4装运
工作面采用P-60B、斗容0.6m3耙斗机将矸石装入一个3吨矿车内，经90kW绞车提升到轨道下延车场内，然后采用12吨电机车拉到-517井底车场。巷道内距离上车场600m处设中部接力车场，实现接力提升运输方式，该方式缩短将近一半提升时间，解决了运输距离过长的出碴问题。为了减少职工体力消耗，在轨道下山巷道西帮安设了斜巷助行器，减少了辅助工作时间，提高了效率。
4施工方法
采用YT-28型凿岩机打眼掘进或CHJ17HT液压钻车打眼掘进。该钻车主要优点：①利用双臂凿岩，凿岩速度加快，工作效率较高，凿岩施工速度可达0.8～2.0m/min，人员投入少，降低了人工劳动强度；②有先进的液压系统，设有凿岩机自动返回及防卡钎装置，操作简单方便，安全可靠；③机身体积小、结构紧凑、灵活机动、重心低，采用可靠的履带行走方式，工作稳定，爬坡能力强，可满足对工作面、顶板、侧帮及底板的全断面凿岩施工作业；④采用模块式结构，拆装维修方便，动力单一化，耗能低，低噪音，工作环境较好，能有效提高施工质量和施工效率。
根据所选择的施工方案采取三八制的作业方式。二个锚网掘进班，一个锚网喷浆班，另有一个套棚喷浆班平行作业。保证正规循环，加强工时利用，保证安全的前提下尽量安排平行作业。掘进工艺：打眼→装药连线→爆破通风→找净帮顶活岩危矸→工作面临时支护（打带帽顶柱或架棚前，正确使用前探梁）→打锚杆眼注锚杆（或上梁刹顶）→刷帮挂网打锚杆（或挖柱窝、栽腿子、调背板、刹帮）。
爆破采用中深孔爆破，炮眼深度设计2.2-2.4m，循环进度控制在2.1m，炮眼利用率不低于90%，提高进尺效率。
5机电运输系统及管理
机械设备的事故率对岩巷单进影响较大，员工的技术素质、操作能力、维护保养能力对设备的开机率及正常运转有密切关系，因此需要做好设备维护保养，降低故障率，充分发挥各种设备的机械效能，实现正规循环。
所有的机电设备每天必须指派专人检查完好情况，机械设备必须按规定进行检修注油。专职防爆员每天必须对井下所有的电器设备进行全面检查，杜绝发生失爆现象。绞车安装必须经验收，安装合格方可使用，不合格严禁使用。绞车司机持证上岗，操作前应检查绞车各部位的完好情况，发现问题及时处理。每天派专人检查绞车及钢丝绳，发现隐患及时处理，当钢丝绳断丝或者磨损达到规程规定值时，应及时更换钢丝绳。
6结论
通过采用液压钻车、深孔爆破、合理劳动组织、提高正规循环率，能够实现岩巷大断面的安全快速掘进，实际施工中，月进尺达到了86m，同时解决了岩巷下山施工中的积水、通风、供电等问题。观测数据显示，巷道围岩变形量得到了有效控制，仅局部巷道有轻微底鼓现象，取得了较好的效果。为岩巷单进总结了可供借鉴的经验。
参考文献：
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作者简介：
全断面支护 篇3
随着煤炭开采越来越向深部发展, 巷道围岩压力愈来愈大, 矿井全断面来压巷道的支护与维护问题显得越来越突出[1,2]。实践表明, 施工巷道进入临界埋深范围, 必须研究破碎软岩施工控制技术和保持巷道长期稳定的围岩加固技术[3,4]。能否解决好此类巷道的支护等问题, 是煤炭开采向纵深发展和实现安全生产的关键, 迫切需要进行深入研究和探索[5]。
文章结合祁南矿34下采区运输及轨道下延巷道的具体工程地质情况, 采用锚注二次联合支护方案[6,7,8], 有效地控制了深部全断面来压软岩巷道的变形。
1 工程地质概况
祁南矿34下采区运输及轨道下延巷道整体布置在32煤层底板下23~41 m范围内。其巷道附近岩性综合柱状图如图1所示。
根据矿上以往资料分析, 得到如下工程概况:①巷道施工段在-800 m以下水平, 地压活动较为强烈, 需加强支护及顶板管理工作。②类似巷道施工时围岩应力变化较剧烈, 在过断层过程中, 表现为应力较集中和水平应力大。③根据具有类似工程地质条件的邻近采区一轨道下山 (在-650 m水平以下) 等巷道情况看, 巷道周围岩性较差, 压力显现情况严重, 巷道破坏严重。④巷道服务年限长, 对变形控制要求较高。
从相邻采区生产情况看, 类似服务年限的巷道变形较大, 主要是巷道全断面来压大, 帮部和底板变形严重。
2 支护方案及支护参数的确定
2.1 支护分析
由于本采区轨道、运输下延及轨运联巷服务期限长, 经过理论分析和数值模拟分析得出:
(1) 原有支护条件下巷道围岩变形很大, 垂直位移由于受到水平应力作用, 主要集中在顶底板;水平位移受到垂直应力的作用, 主要集中在两帮, 而且两帮位移明显大于顶底板移近量;受高地应力影响, 巷道的底鼓较大, 两帮底角处受损严重, 巷道不能够正常使用。
(2) 通过锚注加强支护后, 垂直应力和水平应力场分布范围相对原支护条件下的应力场明显减小;水平应力主要分布在巷道的两帮位置, 拉应力区域相应减小, 说明锚杆起到支护作用, 使围岩成为统一的承载结构巷道围岩顶底板移近量减小70%以上, 两帮移近量减小37.5%。巷道围岩基本稳定, 底角部位受损已消除, 底鼓较小, 巷道能够符合要求进行使用。
2.2 支护方案
(1) 一次锚网喷支护。断面形状设计为直墙半圆拱型, 一次支护方式采用锚网喷支护, 具体支护参数如图2所示。
(2) 二次锚带网索支护。二次支护是采用锚带网索支护, 二次支护时机为:滞后一次支护50 m, 以释放一定的巷道压力和围岩变形。
具体支护方案如图3、4所示。
(3) 全断面注浆加固。二次支护结束后立即喷浆封闭, 然后进行全断面注浆加固。①注浆锚杆采用普通注浆锚杆, 规格为φ22×2 050 mm。采用端头锚固, 树脂药卷型号为1×K2350, 每个孔口采用快硬水泥药卷封孔。②注浆锚杆整个断面布置, 帮部和顶板注浆锚杆间排距为1 400 mm×1 400 mm, 底角锚杆下扎25°。③采用的注浆顺序为:从下向上、左右交替顺序作业的方式, 每个断面内注浆锚杆从下向上先注帮部注浆锚杆, 再注顶板注浆锚杆。
(4) 施工工艺。根据巷道开挖后围岩变形特征, 针对围岩变化趋势采取分步支护, 具体施工工艺如下:初喷→顶部锚杆支护→帮部锚杆支护→复喷成巷→二次锚网带支护→锚索补强→全断面注浆复喷
3 矿压观测结果
3.1 巷道帮部位移观测
70 d的矿压观测数据显示, 34下轨道及运输下延巷道两帮累计变形量如图5所示。
从图5可知, 巷道掘出70 d后两帮平均变形总量为126 mm, 平均变形速度1.8 mm/d, 变形速度较小, 已经基本趋于稳定。但是深井巷道围岩在基本稳定以后还会随着时间继续流变, 所以巷道两帮在未来的一段时间内还会继续以一个较低的速度进行收敛。巷道的两帮变形剧烈期基本在巷道掘出后的前30 d, 在掘出50 d以后没有其他扰动的情况下, 变形基本趋于稳定。
3.2 巷道顶底板位移观测
巷道顶底板变形变化趋势如图6所示。
从图6分析可知:
(1) 巷道掘出后90 d内的顶板平均下沉量为76 mm, 数值比较均匀且比较小, 顶板支护比较好, 下沉量不大。
(2) 巷道掘出后90 d后, 顶板的下沉速度是0.6 mm/d, 巷道顶板在掘出60 d后进入一个缓慢的下沉期, 顶板的下沉基本趋于稳定。巷道顶板在掘出90 d后依然在缓慢下沉, 深部巷道与浅部巷道相比, 需要更长的时间去达到巷道围岩的平衡稳定。此外深部巷道的流变也是巷道顶板继续下沉的重要因素。
通过矿压观测分析可以得出:锚注二次联合支护后, 该巷道两帮平均变形总量为126 mm, 巷道的顶板平均离层总量为76 mm, 巷道整体变形完全满足使用要求。
4 结论
采用“锚、注”二次联合支护方案, 有效解决了祁南矿34下采区运输及轨道下延巷道全断面来压难以控制的难题。工程应用结果表明:巷道围岩完整、稳定, 没有出现大的破坏, 支护效果良好, 取得了良好的技术经济效果。此方案为该矿类似地质条件下的全断面来压巷道支护提供了经验。
参考文献
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全断面支护 篇4
关键词：大断面巷道；下部开拓；开筒支护
中图分类号：TD352 文献标识码：A 文章编号：1009-2374（2013）17-0103-02
1 井田概况
山西兰花沁裕煤矿有限公司井田位于沁水县城西南直线距离约19km处的杏则村北侧，行政区隶属沁水县土沃乡管辖，井田地理坐标为北纬35°33′32″～35°34′47″，东经112°02′12″～112°06′50″。
井田面积为11.1214km2，呈不规则多边形，东西最长约7.0km，南北最宽2.5km，开采标高+989.97至+749.97m。
根据矿井井筒实际揭露及施工钻孔资料，井田内赋存地层由老到新依次有：奥陶系中统峰峰组（O2f）；石炭系中统本溪组（C2b）；石炭系上统太原组（C3t）；二叠系下统山西组（P1s）；二叠系下统下石盒子组（P1x）；二叠系上统上石盒子组（P2s）；第四系中更新统（Q2）；全新统（Q4）。
图1 新掘回风井筒平硐与原副井筒相对位置示意图
石炭系上统太原组和二叠系下统山西组为本区主要含煤地层。其中石炭系上统太原组地层厚度50.45～112.5m，平均76.09m。15号煤层为区内稳定可采煤层，煤层厚0.93～5.80m，平均厚2.24m，可采煤层含煤系数2.94%。二叠系下统山西组平行整合于太原组地层之上，为区内主要含煤地层之一。主要可采2号煤层发育于其中部。本组地层厚度41.7～66.65m，平均54.35m，可采2号煤层厚0～2.40m，平均厚1.40m，含煤系数2.58%。
2 工程概况
沁裕煤矿回风井筒利用原副井筒进行改造，原副井筒为半圆拱形，直墙高1.8m，巷道宽度为4.6m，坡度22°，口处30m为钢筋混凝土支护，其余部分为锚喷支护，现设计回风井筒口处为平硐开拓，在原副井筒正下方开口，留6m厚的岩层，掘至28m时和在原副井筒相交，为了防止原副井筒顶板因下部井筒开挖扰动而发生塌落，确保井筒的长期安全与稳定，我矿采用以下支护方案，取得了良好的效果。沁裕煤矿新掘回风井筒平硐与原副井筒相对位置示意图，如图1所示。
3 支护方案
3.1 原副井筒加固支护
原副井筒支护分为两段：第一段井口至变坡点（新掘平硐和原副井筒掘透后底对顶处）以上8m处，第二段变坡点上下8m段。
第一段支护方案：
在其顶板采用锚索加强支护，设计锚索采用高强度、低松弛、大延伸率结构的钢绞线，规格为Φ17.8×6500mm，间排距为1.6m×1.6m，每个断面布置两根锚索位于顶板两侧，间距为1600mm。每根锚索采用K2335型锚固剂一支和Z2360型锚固剂两支进行锚固，安装预紧力不低于100kN，不高于120kN。锚索托盘为300mm×300mm×16mm的方形钢板，其中心孔径为19mm。
第二段支护方案：
由于变坡点处井筒断面变大，为了维护围岩的稳定，对变坡点上下各8m范围内的井筒采用锚杆+锚索共同支护，选取锚杆规格为直径20mm，长度2200mm的BHRB335型左旋无纵筋螺纹钢，间排距为0.8m×0.8m，锚杆预紧力不小于100NM，锚固力不小于100kN。锚索规格为Φ17.8mm×6500mm，间排距为1.6m×1.6m，安装预紧力不低于100kN，不高于120kN。其中锚杆、锚索间隔布置，即一排锚杆紧邻一排锚索。
3.2 新掘平硐支护
根据设计确定，井筒净断面：宽4.6m，高4.1m，拱高2.3m，墙高1.8m。新掘平硐采用U型钢+金属网+喷砼的支护方式。
每架支架采用3段29U型钢组成，分别长5.16m、5.16m、3.63m，相邻U型钢间的搭接长度为450mm。
为确保支护施工的安全，在U型钢架设过程中需要进行临时支护。可采用“吊环+钢管+U型钢+金属网”来实现。分别在紧邻迎头的两架U型钢的拱顶中央及两肩安设吊环，每掘进一个循环（进尺1.6m），将三根直径80mm、长3.5m的钢管分别穿过前后两架U型钢上安设的吊环并伸至迎头作为临时支护的前探梁，在前探梁上放置两架U型钢的拱顶段，在U型钢与围岩之间铺设拱部金属网（网孔边长为100mm的金属网）。
每完成一个掘进循环，及时架设临时支护，在临时支护的保护下挖U型钢腿窝，支设U型钢棚腿，用U型钢卡子将作为临时支护的拱顶段与棚腿连接起来，在两帮的U型钢与围岩之间铺设金属网并与作为临时支护的拱顶金属网连接牢靠（搭接不小于200mm并用铁丝双排拧紧），相邻两架U型钢之间用拉杆连接以防倒架事故发生，最后喷射混凝土覆盖U型钢。
如遇顶板松软、容易发生塌落的部位，为了防止冒顶事故的发生，确保施工安全，需采用超前支护。鉴于井口至变坡点段距离较短，且超前锚杆具有操作简单、施工方便、成本低、作用效果快等特点，设计采用超前锚杆进行超前支护，锚杆规格采用BHRB335型左旋无纵筋螺纹钢，各断面布置7根锚杆，锚杆直径20mm，间排距为0.8m×0.8m，锚杆与顶板的夹角为30°。
4 实际施工效果
沁裕煤矿依照以上支护方案先对原副井筒进行了加固支护，并组织质量检测小组对所安装锚杆、锚索进行了认真检测，确保支护质量。然后按照设计进行风井平硐开拓，并按照以上支护方案进行支护，施工过程中平硐上方原副井筒未发生任何异动，直至俩巷道顺利贯通，确保了该项工程的安全顺利进行。
实践证明：
（1）在大断面巷道下方进行巷道开拓，利用锚杆配合锚索对上部巷道进行加固，只要支护参数设计合适，就能有效防止其由于受下部巷道开挖扰动而垮塌。
大断面硐室支护技术研究 篇5
巷道的安全有效支护是矿井正常生产和衔接的基础, 随着煤炭工业的发展, 煤炭产量逐年增加, 巷道支护难度随着硐室等其它巷道的断面增加也变得越来越大。在巷道受地应力影响严重的地方, 较大的巷道断面会对巷道的支护技术提出更高的要求, 巷道安全关系到整个矿井的安全生产, 如何对大断面巷道进行合理有效的支护是当今煤矿面对的一个主要问题[1,2]。
1 现场生产条件
阳煤一矿S3采区胶带下山的机头硐室 (见图1所示) 巷道宽6.5 m, 高3.5 m。此处巷道在掘进时, 由于受到较高的地应力影响, 巷道常发生冒顶事故, 巷道的最大高度达到7 m。该区大致呈一向斜构造, 轴部位于采区下山1 162.75 m处。由水文地质资料可知:在3号煤层上部共有6个 (7、8、9、10、11、12) 砂岩含水层, 7号和8号含水层具煤层较近, 其余含水层和煤层相距较远, 由于7号和8号为弱含水层, 所以含水层基本不影响巷道的掘进。
该工作面开采为承压开采, 所采煤层的底板标高412~464 m, L14灰水位标高650 m, 承压为1.7~2.4 MPa。煤尘不易自燃, 具有爆炸性。瓦斯绝对涌出量为2.75 m3/min, 相对涌出量为8.4 m3/t。S3采区的地应力测量结果为:垂直应力9.1 MPa, 最大水平主应力13.18 MPa。
2 大断面巷道形式
一般巷道的宽度通常为6 m即可称为大跨度巷道, 高度大于3 m的就可称为大断面, 巷道的断面面积达到18 m2。阳煤一矿的巷道断面多为12 m2, 但是S3采区胶带下山的机头硐室的巷道断面达到22.75 m2, 该处硐室巷道高3.5 m, 宽6.5 m。
3 大断面硐室锚网支护数值模拟
巷道高3.5 m, 宽6.5 m, 采用FLAC3D数值模拟软件进行数值模拟, 各方案见表1所示, 各个方案中巷道围岩塑性区的分布情况见图2, 巷道的表面位移情况见图3。通过模拟分析, 得到锚网支护对改善大断面巷道的支护情况所起的作用。
通过对模拟结果分析可知, 对于大断面煤层巷道必须采用锚网联合支护。锚网支护可以增加巷道顶板岩层支点, 且可以减小梁与板的跨距, 使顶板的围岩由重力造成的弯距及由弯矩而产生的弯曲应力得到减小, 弯曲应力中的弯曲拉应力减小可以显著减小顶板的变形量, 增加顶板的稳定性, 减小顶板下沉量;对巷帮采用锚网支护可以增加煤壁支点, 减小煤壁梁跨度, 使煤壁弯曲应力降低, 使煤壁更加完整。为了保证支护的经济性, 在支护安全的前提下采用方案3, 只在高冒区巷帮采用锚网支护。
4 锚杆支护设计方案
4.1 支护材料
锚杆采用NMG-2224型号锚杆, 杆体500号, 锚杆长2.4 m, 杆尾螺纹M24。配件共包括让压管、三明治垫圈、拱形托板、螺母, 托板的规格为150 mm×150 mm×10 mm。顶锚杆和帮锚杆都采用两支型号为MSCK2350的树脂锚固剂, 钻孔的直径为30 mm, 锚固力为190 k N, 预应力为40~50 k N, 锚杆的扭矩为400 Nm。
锚索采用D22 mm、1×119股刚绞线, 其延伸率为7%, 型号为D22 mm-1-19-6 300 mm, 托板的规格为300 mm×300 mm×16 mm。锚索采用三支型号为MSZ2350型树脂药卷, 预应力为250 k N, 钻孔的直径为30 mm, 锚索的锚固力大于300 k N。
4.2 顶板支护
1) 锚杆布置。每排共布置8支锚杆, 北部6支, 南部3支, 间距分别为900 mm和800 mm, 每排的间距为1 000 mm。
2) 锚索布置。每排共4根锚索, 间排距为1 600 mm×1 000 mm。
3) 钢筋托梁。D16 mm 1 600 mm×800 mm×120 mm与D16 mm 4 800 mm×1 000 mm×120 mm的两根钢筋托梁搭接。
4) 网片规格。2 000 mm×1 100 mm和5 400 mm×1 000 mm一起搭接使用, 网格大小为50 mm×50 mm。
4.3 巷帮支护
1) 锚杆布置。巷帮每排布置4支锚杆, 锚杆间距为1 000mm, 排距为1 000 mm。
2) 双钢筋托梁。采用型号为D14 mm×3 100 mm×1 000 mm×115 mm。
3) 网片规格。3 600 mm×1 100 mm, 网格大小为5 050 mm。支护布置情况见图4所示。
5 支护效果监测
为监测支护效果, 根据支护效果调整支护参数, 在巷道支护过程中在巷道内设置巷道位置观测站, 监测巷道围岩收缩量, 监测结果见图5。分析监测结果可知:对巷道采区锚网支护后, 巷道的两帮位移和顶板位移增大至稳定状态。顶板的最大位移为51 mm, 两帮的最大位移为152 mm。分析监测结果可知:对巷道采区锚网支护后, 巷道的两帮位移和顶板位移增大至稳定状态。顶板的最大位移为51 mm, 两帮的最大位移为152 mm。
6 结语
通过对大断面巷道的锚网支护分析, 锚网支护能有效解决巷道变形问题。巷道支护中的锚杆可以将较大的预紧扭矩施加到巷道围岩中, 可以有效减少巷道破碎、离层的现象发生, 保证巷道的完整性。
参考文献
[1]贺礼雄.高应力大断面煤巷锚网 (索) 支护技术[J].煤矿安全, 2004 (8) :31-34.
深部大断面巷道联合支护技术研究 篇6
河南能源化工集团鹤壁煤业公司六矿为立井、暗斜井、多水平上下山开拓生产方式。矿井设计分三个水平开采, 其地面标高+170 m, 一水平标高-150 m, 二水平标高-300 m, 三水平标高-600 m。随着矿井向深部开拓延深, 巷道围岩条件更为恶化, 地压逐步增大。长期以来, 在施工大断面巷道时, 支护方式都选用锚网喷。从支护效果分析, 锚网喷在大埋深、高应力区, 开裂、巷道变形、 底鼓仍较严重, 满足不了现场安全、生产的需要。 为改变这种被动支护局面, 该矿在-600 m水平运输大巷, 研究应用锚网喷+ 锚索+ 注浆加固复合支护技术。
1工程概况
1.1基本情况
-600 m水平运输大巷为三水平生产服务, 地面标高+150~+170 m, 巷道标高-577~-600 m, 距地垂深727~770 m。巷道坡度按3‰掘进, 穿层掘进, 先后穿过泥灰岩、砂质页岩、中砂岩、砂质页岩, 全长928 m。掘进断面为14.89 m2, 服务年限30 a。
1.2地质条件
该范围内煤岩层赋存稳定, 煤 (岩) 层倾角在16°~18°, 层理、裂隙较发育。附近无断层影响, 水文地质条件简单, 无水患威胁。
2巷道支护设计
2.1支护机理
锚网喷支护既充分发挥锚杆作用, 又充分发挥混凝土的作用, 同时, 网又使围岩表面破碎圈完整化, 喷体平整、均匀又增加了抗弯、抗剪能力, 并且有较高柔性, 不易破坏[1]。在锚网喷的基础上辅以锚索、注浆补强支护。由于锚索预应力大, 达到130 k N , 于是在锚杆、金属网、喷体及锚索群的共同作用下, 将锚固范围内的围岩构成一个组合锚固体, 起到有效的支承作用, 控制围岩离层、变形、 位移和裂隙发展[2]。锚、网、喷+ 锚索复合支护技术突破了一切旧的传统的支护形式和支护理论, 它能积极、主动地保持围岩的完整性、稳定性、解决了大断面, 高应力、复杂地质条件下的支护难题[3]。
2.2支护参数
根据经验和理论计算, 确定其支护参数如下: 选用规格为 φ20×2 000mm锰钢螺纹树脂锚杆, 其间排距为800 mm×800 mm; 金属网为 φ6 mm冷拔丝编织点焊网规格1 600 mm×900 mm, 网孔80 mm×80 mm;砼为标号C20, 配合比为1∶2∶ 2, 喷厚150 mm。
锚索材料选用国产低松弛高强度1860级7股钢绞线, 规格为φ15.24 mm、单位质量为1.1 kg/m, 屈服载荷248 kg, 破断载荷260.7 kg。锚索长度为6 m, 锚索锚固长度为1 500 mm。采用Z2333和M2333树脂锚固剂, 锚索间排距为2 500 mm× 3 000 mm。锚索外露长度为300 mm, 外露端采用长400 mm的16#槽钢作为托梁。每根锚索使用8块锚固剂, 锚固长度不小于2 m。
注浆采用水灰质量比为 (1∶0.5) ~ (1∶1) 的单液水泥浆, 在巷道顶帮、底板进行加固。
3施工方案
巷道采用锚网喷+锚索+ 注浆加固联合支护技术。遇到巷道围岩破碎时, 锚索必须及时跟上, 通过增加支护强度, 提高支护效果[4]。除在砂岩与石灰岩岩层中施工的巷道外, 要将锚索支护作为深部岩巷的常规支护方式。软岩段必须进行壁后注浆和底板注浆, 通过实施壁后注浆和底板注浆, 提高软岩和围岩破碎巷道的整体性, 从而提高工程质量, 改善支护效果。
4注浆实施方案
4.1注浆材料及设备
(1) 材料。注浆材料以单液水泥浆为主, 水泥采用425#普通硅酸盐水泥, 水灰质量比0.7∶1;巷道局部漏浆处采用双液浆及时封堵, 双液浆按水泥浆和水玻璃的体积比 (1∶0.1) ~ (1∶0.3) 配置。注浆锚杆采用DN25无缝钢管制作, 长度2 000 mm, 外段1 200 mm, 每隔300 mm均匀钻出3个φ6 mm的圆孔, 管口带螺纹可连接阀门, 管终端呈稍扁状, 以增加注浆出口压力。
(2) 设备。注浆设备主要有:ZBQ-50/6型气动注浆泵1台;JB-350型搅拌机1台。
4.2底板、底角锚索注浆
钻孔布置:-600运输大巷底板锚索注浆孔设计排距2 500 mm, 每排3孔, 巷道中心1孔, 两侧孔距离巷帮为1 000 mm。
-600运输大巷底角锚索注浆孔设计排距为2 500 mm, 每排2孔, 孔距离巷帮为200 mm, 下扎角度为30°~45° (原则上施工过底角注浆锚杆后方可施工底角锚索注浆) 。
施工方法:采用ZQJJ-200/1.8型气动架柱式钻机施工。使用φ130 mm钻头开孔1 000~2 000 mm, 安设孔口管径 φ108 mm, 然后采用φ75 mm钻头钻进至8 000 mm终孔, 孔内安设φ18.9×7 500 mm锚索1根后注浆。注浆采用水灰质量比为 (1∶ 0.5) ~ (1∶1) 的单液水泥浆, 注浆终压为3~4 MPa。 后期将锚索挖出上托盘锁具进行加压。
4.3底角注浆锚杆
钻孔布置:靠近巷道底角附近, 下扎角度为30°~45°, 设计排距为800 mm。
施工方法:采用YT-28风动凿岩机配以 φ42 mm钻头造孔, 孔深2 200 mm。安设 φ30× 2 000 mm注浆锚杆后注浆, 注浆采用水灰质量比为 (1∶0.5) ~ (1∶1) 的单液水泥浆, 注浆终压初步定为2 MPa, 根据施工情况可酌情调整。
4.4帮顶部壁后注浆
-600运输大巷扩修段采用浅、深孔注浆, 设计排距为2 500 mm, 每排5孔, 左右帮距底板1 300 mm向上各1孔, 左右肩窝各1孔, 正顶1孔;采用YT-28风动凿岩机配以φ42 mm钻头钻孔, 浅孔注浆孔深控制在1 500 mm, 安设 φ30× 1 400 mm注浆锚杆后注浆;深孔注浆孔控制在3 000 mm, 并安设 φ30×2 000 mm注浆锚杆后注浆。注浆采用水灰质量比为 (1∶0.5) ~ (1∶1) 的单液水泥浆, 注浆终压为3~4 MPa。-600运输大巷临近-600泵房及-600泵房变电所段上帮适当增加注浆深度。
4.5注浆工艺流程
(1) 打注浆孔。注浆孔施工按上述注浆钻孔布置要求施工, 采用YT-28型风动钻机打眼, 孔径38 mm, 注浆孔深为1.9 m。
(2) 封孔。在注浆锚杆花眼外侧套上密封圈缠上黄麻 (约距孔口700 mm处) , 将注浆锚杆伸入注浆孔内, 孔口超出U型棚内沿100 mm, 采用矿用树脂药卷或新型聚氨酯化学封孔剂封孔, 封孔长度400~500 mm。注浆锚杆外口接上阀门, 防止注完浆后, 浆液从注浆锚杆中向外倒流。
(3) 喷浆。喷浆前先用塑料纸将注浆锚杆口包严, 后采用PZ-5B型风动喷浆机喷浆, 喷浆覆盖全断面, 喷浆厚度100~200 mm。
(4) 注浆、封孔。注浆顺序由下而上逐排进行实施注浆, 压力保持1.2 MPa, 当注浆管路流量减小至基本不出浆时停止注浆, 关闭阀门进行封孔。
4.6施工质量及技术要求
(1) 原则上先进行底板注浆, 然后施工底角注浆锚杆和底角锚索注浆, 最后帮顶部注浆。
(2) 为避免注浆串孔, 所有钻孔施工时采取隔排施工。
(3) 底板孔施工时, 若底板破碎严重, 可在开孔位置附近安设插管预注浆。通过注浆将浅部虚渣层进行胶结, 以防底板孔开孔塌孔。具体施工为使用YT-28风动凿岩机配以 φ42 mm钻头造孔1 000~1 500 mm深, 然后安设 φ25 mm插管后注浆。
(4) 底板注浆施工时, 奇数排所有钻孔采用4 000 mm、8 000 mm分段注浆法。具体操作为:孔口管埋设好后, 扫孔钻进至4 000 mm注入单液水泥浆, 注浆终压为1~2 MPa;凝固8 h以上后, 扫孔钻进至8 000 mm后再次注浆至设计终压。
(5) 注浆插管的埋设固定使用以水玻璃与干水泥调配的速凝材料包裹在注浆插管上, 凝固2 h后方可注浆。
(6) 孔口管的固定, 采用灌浆法。先将孔口管安设孔内, 然后用稠水泥浆将管外壁充填满实。
(7) 注浆前先压清水5~10 min, 冲洗裂隙通道, 提高注浆效果。
(8) 注浆过程中若出现跑浆、漏浆可采用水泥- 水玻璃双液浆进行封堵, 水泥浆和水玻璃体积比为1∶0.3。
(9) 注浆插管外露长度不超过30 mm。底板孔孔口管要用管箍保护丝扣, 管箍卸掉后孔口管位于底板下0~20 mm, 孔内锚索与孔口管持平, 不得露出孔口管。
(10) 帮顶孔注浆顺序为:帮部孔→肩窝孔→ 顶板孔。
5支护效果
为了掌握锚网喷+锚索+注浆加固支护后, 巷道受压分布情况及变形特征, 在巷道两帮设3组表面位移观测站, 相应的顶底板设基点, 观测巷道两帮及顶、底板变形[5]。
经过90 d观测, 巷道围岩表现为初期变形和稳定蠕变两个过程, 且顶板下沉、两帮移近的变化趋势相同。两帮累计移近量为5 mm, 顶板累计下沉量为3 mm, 底板除Ⅰ号测站底鼓1 mm, Ⅱ、Ⅲ 两个测站无变形。上述结果表明, 采用锚、网、喷+ 锚索+注浆加固复合支护后, 其表面位移量、顶板下沉量、底板底鼓量比其他单一支护都小得多, 巷道十分稳定。该复合支护结构有效地控制了巷道收敛、变形, 具有良好的支护效果。
6结论
在大断面巷道采用锚网喷+ 锚索+ 注浆加固复合支护技术后, 明显改善了围岩受力状态, 有效地控制了围岩变形, 提高了支护的安全可靠性, 保证了运输、行人等生产需要。避免了反复维修现象, 该矿-600水平的正常生产创造了条件。
摘要：为了加强深部大断面巷道的支护, 鹤煤六矿三水平运输大巷通过应用锚网喷+锚索+注浆加固复合支护, 经过矿压观测结果证明, 支护效果良好, 为今后大断面巷道施工提供了一种全新支护方式。
关键词：深部矿井,锚网喷+锚索+注浆,复合支护,支护效果
参考文献
[1]何满潮, 谢和平, 彭苏萍, 等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报, 2005, 24 (16) :2803-2813.
[2]郑玉龙.岩巷综掘锚喷巷道施工技术研究[J].能源技术与管理, 2015 (1) :21-22.
[3]何满潮, 袁和生.中国煤矿锚杆支护理论与实践[M].北京:科学出版社, 2004.
[4]赵先刚.锚注联合支护技术在高应力松软围岩巷道中的应用[J].煤炭工程, 2007 (2) :38-40.
某矿大断面快速支护参数优化设计 篇7
试验巷道1308运输顺槽位于某煤矿1水平一采区北部1308综放工作面,北邻1309综放工作面(未开拓);南邻1307综放工作面(正在回采)。巷道沿3煤底板掘进,3煤厚8.40m~8.77m,含一层0.50m~0.60m的泥岩夹矸,f=2~3;直接底为粉砂岩,厚1.25m~4m,f=5~7;直接顶为粉砂岩,厚3.8m~5.18m,f=4~5;老顶为中、细砂岩,厚16.5m~19.0m,f=7~8。1308运输顺槽设计采用梯形断面掘进,下宽5350mm,上宽4800mm,高3800mm。
2 巷道支护参数优化
巷道支护强度过低或过高,易导致巷道服务期间变形量过大或支护材料浪费等问题。以某煤矿1306工作面运输顺槽为例,沿底板掘进,采用锚网索支护,梯形断面,上净宽4.8m,下净宽5.4m,净高3.5m,净断面积17.85m2;巷道顶板每排7根锚杆,间排距为750mm×800mm,两帮每排10根锚杆,间排距为750mm×800mm,顶板每排两根锚索,间排距为1500mm×1600mm。在高密度的支护下,1306运输顺槽巷道围岩稳定,巷道服务期间顶板严重下沉、底鼓及两帮回缩现象较少。即使在1306工作面推过20m之后,巷道支护结构仍维持一定的稳定性,没有垮塌。因此需对巷道支护参数进行一定的优化,以达到安全快速支护的目的。
2.1 正常条件下顶板支护参数
根据理论计算结合现场情况,初步确定1308运输顺槽采用锚网带、锚索联合支护,支护参数为:巷道顶部使用长4800mm(七组孔)的两端头眼孔为滑孔的梯形钢带,孔距为750mm,钢带承载力不小于260MPa。顶部每条钢带布置7根Φ22mm×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,杆体强度为KMG500,锚杆均使用配套标准阻尼式螺母紧固。顶部每根锚杆用CK2570树脂锚固剂两支,使用长×宽×厚=60mm×60mm×10mm铁托盘一块。钢带两端头锚杆与水平成75°夹角斜向上安设,其他顶锚杆垂直顶板安设。因安装单轨吊临时支护的需要,当迎头距单轨吊梁端头距离大于3.5m小于5.5m时,施工单轨吊梁吊挂锚杆,吊挂锚杆采用规格为Φ22mm×1800mm专用起吊锚杆,吊挂锚杆施工方法同顶部锚杆施工,施工完毕后进行拉拔试验确保专用起吊锚杆锚固力不小于80k N。
在巷中以北500mm布置一根锚索,锚索排距1600mm。锚索尺寸为Φ22mm×8500mm,锚索用钢绞线制成,每根锚索使用CK2550树脂锚固剂一支,CK2570树脂锚固剂两支,端部使用一块250mm×250mm×18mm碟型钢托盘。
两帮每排各布置5根锚杆,锚杆上下间距850mm,两帮上部四根锚杆采用Φ20mm×2000mm的全螺纹钢锚杆,第五根锚杆采用Φ20mm×1000mm的全螺纹钢锚杆,杆体强度为KMG400,锚杆均使用配套标准螺母紧固。上部四根锚杆使用两支CK2550树脂锚固剂,第五根锚杆使用一支CK2550树脂锚固剂,每根锚杆使用一块规格为150mm×150mm×10mm的弧形铁托盘。帮部片落区压网锚杆采用Φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆,每根锚杆用两支CK2550树脂锚固剂。钢带向下不大于200mm为第一根锚杆,两帮第一根锚杆与水平成15°~25°仰角打注,第二根至第四根锚杆垂直煤壁打注,第五根锚杆斜向下与水平成15°~20°俯角打注,距底板不超过500mm,保证锚杆托盘压紧金属网。顶、帮网分别采用8#镀锌铁丝制作的菱形网,网格为长×宽=50mm×50mm,相邻两片网之间要用12#双股铁丝连接。1308运输顺槽倒梯形试验断面支护材料参数见表1。
2.2 特殊条件下的支护参数
(1)施工中顶板离层仪深基点读数超过120mm或浅基点读数超90mm时,必须采取沿巷中两侧各1000mm敷设走向钢带,隔孔打注锚索加强支护,并在超限离层仪附近补打一组顶板离层仪并重新挂牌管理。采取走向钢带加固后,顶板仍继续下沉,必须沿皮带架外侧在每排钢带下方支设单体支柱对顶板加强支护。
(2)由于顶板煤岩松软破碎,锚杆、锚索打注后不能锚固或锚固力达不到要求时,必须采取按800mm棚距架设矿工钢棚加强顶板支护[1]。
(3)顶帮破碎及降顶位置在顶板敷设双层金属网,一次降顶高度在400mm~600mm之间时,降顶垂面上沿掘进方向均匀打注两排φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆,φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆每排不少于8根;一次降顶高度大于600mm时,降顶垂面上沿掘进方向打注三排帮锚杆及三根长度不小于5m的锚索,降顶后第一排与第二排钢带之间顶板按正常方式布置顶板锚索。
(4)掘进过程中顶板出现淋水时顶板敷设双层网,上面一层敷设塑料网,下面一层敷设金属网,塑料网敷设至两帮顶板以下不小于1m范围,按照金属网联网要求两层网一并连接。
(5)顶板破碎易掉落,顶板岩性变软,围岩破碎带、地质构造带等特殊构造带时,必须将排距缩小至不大于700mm,顶部铺设双层金属网并及时加密锚索加强顶板支护强度,揭露断层前需及时编报专项措施。
(6)特殊条件下巷道超高时,在相邻两排锚杆下方中间位置插花补打锚杆φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆[2]。
(7)帮部片落形成低洼点时,及时在低洼点处打注φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆;顶板破碎形成网兜时,必须在两排钢带中间位置网兜范围补打φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆(配150mm×150mm×10mm铁托盘)进行压网,锚杆左右间距800mm。
3 结论
巷道的支护速度是制约快速成巷的瓶颈,为了能够配合快速掘进的需要,文中针对某矿1308工作面的条件特征,制定了在常规情况下的支护参数方案,和在特殊地段进行的支护措施参数,能够适应不同巷道的支护,具有普遍性和推广价值。
摘要：为了解决快速掘进后快速支护的难题,文中以某矿1308工作面为研究背景,针对其围岩特性制定了正常情况下及围岩不稳定情况下的支护方案,能够保证巷道的支护快速有效,为类似巷道的支护提供了借鉴。
关键词：快速支护,参数优化,特殊巷道
参考文献
[1]周志利.厚煤层大断面巷道围岩稳定与掘锚一体化研究[D].北京:中国矿业大学(北京),2011.
小断面水工隧洞的临时支护措施 篇8
对于小断面水工隧洞,一般均采用全断面掘进法进行开挖,但小型水工隧洞往往由于建设资金紧张,对必要的地质勘探工作没有做到位,缺乏隧洞所在地段的地质和水文地质资料,情况不明,致使水工设计人员进行隧洞设计时,将隧洞轴线选在了不良的地质区域,没有避开不良地层:如饱和粘土、流沙、堆积层;断裂、褶皱带;节理、裂隙发育带;含有各种不利的软弱结构的围岩,以及溶洞、陷穴等地质不良区域。
当隧洞穿越不稳定地层时,很容易发生塌方。
地下水发育的地区和地表水渗漏明显的地段,隧洞围岩的强度大大降低,加之空隙水的作用,在隧洞开挖过程中,极有可能发生坍塌冒顶。
在来不及对洞身进行永久性砼浇筑的情况下,如不采取积极有效的临时支付措施,将会使隧洞成型带来积大的困难。
2、套拱法支护(临时砼施工)
适用于泥质充填带,进出洞口锁口,断层破碎带,地质情况复杂,易坍塌等洞段。
所谓套拱法,实际上是对隧洞进行普通混凝土衬砌的支护方法,即在极不稳定地层中施工隧洞时,为确保其稳定,在设计开挖轮廓线外采取简易模板模架快速浇筑,这种浇筑可以分块分段进行,实行“稳扎稳打,步步为营,确保围岩稳定”的施工原则,同时,也可视情况增设钢筋,也可浇筑与二次衬砌同标号的普通混凝土,对外观及型式要求不高,关键是确保稳定及支护及时,它为隧洞进行永久衬砌创造了条件。
套拱法施工流程:
判别围岩稳定性→制作架设模架、模板→在开挖轮廓线外分块分段进行浇筑混凝土→进行下一个循环
此法是在采用扩大开挖轮廓线的基础上,进行开挖线外的素混凝土或钢筋混凝土支护,一般厚度为20～25cm为宜。由于受地质条件的限制,采用护拱法临时支护时,应该遵循及时开挖及时支护的原则,支护进尺应根据岩石自稳程度进行正确判断,做到砼衬砌成形永远在岩石自稳时间段之前。在进行临时砼衬砌时,砼最好采用与设计洞身段永久砼同标号的砼进行施工,同时必须保证砼质量。
我公司通过在禄丰县东河水库输水隧洞、祥云县普鹏水库导流输水隧洞及牟定龙虎水库的输水隧洞的施工实践中证明套拱法支护(临时砼施工)具有安全、经济、高效和可操作性的效果,值得推广。
3、锚喷支护:适用于稳定性差、无淋水的洞段。
对于岩面完整,自稳时间短,失水容易垮塌,成洞困难的地段,必须使喷锚支护紧跟掌子面及时跟进。
喷锚分为:系统喷锚、喷混凝土随机锚杆及随机喷锚三种类型。施工中视情况采用“锚喷”、“锚网喷”及“喷锚喷”作业程序。
喷混凝土施工方法:喷混凝土采用干喷工艺,“水泥裹砂法”施工,其工艺流程为:
待喷面处理、验收→挂网→喷混凝土拌制→分层施喷→养护
喷混凝土材料由矿车运进洞内,现场按设计配合比配料、拌和,经人工铲入ZP-VB干喷机机口,并按配比加速凝剂,人工抱喷头在平台车(改制)上施喷。
喷混凝土厚5cm、大于5cm分别分一次、二次施喷到设计厚度,待其终凝后喷水雾养护到龄期。
喷射作业中视情况作生产性试喷试验,优化喷混凝土配比及喷射参数,以减少回弹量,保证喷射质量。为保证喷射混凝土厚度及表面滑顺,设置喷射厚度标志,喷混凝土施工中按招标文件《技术规范》有关规定取样作喷混凝土强度试验,监测喷混凝土强度的保证情况。
4、超前小管棚施工
对于围岩断层破碎带,岩性主要为片岩、页岩、砂岩且夹薄层泥灰岩,节理、层理及裂隙发育,层面交错,风化极为严重,呈压碎状态,致使围岩自稳能力极差,成型困难。可结合施工生产要素及施工生产能力,按照“管超前、严注浆、短开挖、不(弱)爆破、强支护、快封闭、勤测量、速反馈”的施工原则,在拱部超前小管棚注浆预固结围岩的保护下,采用二步法进行施工。预留拱部核心土,周边采用风镐开挖。
4.1 工艺原理
在破碎松散岩体中超前钻孔,打入小导管并压注具有胶凝性质的浆液,浆液在注浆压力的作用下呈脉状快速渗入破碎松散岩体中,并将其中的空气、水分排出,使松散破碎体胶结、胶化,形成具有一定强度和抗渗阻水能力的以浆胶为骨架的固结体,从而提高围岩的整体性、抗渗性和稳定性;使超前小管棚与固结体形成一个具有一定强度的壳体,在壳体的保护下进行开挖支护施工。
4.2 小管棚及注浆设计
采用3～4m/根的Φ25mm小导管布设在拱部,外插角5°～7°,环向间距20～30cm,纵向环距2.0m,即每施作一排小导管,开挖支护2.5m;压注1:1水泥浆液,采用525#普通硅酸盐水泥,浆液中掺水泥用量3～5%的40Be'水玻璃,以缩短浆液的胶化固结时间,控制浆液的扩散范围。
4.3 施工要点
4.3.1 小导管制作
小导管用Φ25mm中空锚杆加工,中空锚杆一端加工成尖锥形,距另一端80cm的位置开始至尖锥端之间按梅花型间距为20cm布设Φ6mm的孔眼6排,以利于小导管推进和浆液渗入破碎岩体。
4.3.2 小导管安设
如岩体松软,采用YT-28型风动凿岩机直接推送,如遇夹有坚硬岩石处,先用YT-28型风动凿岩机钻眼成孔后再推进就位。
在施作小导管前应注意:第一,喷3～5cm厚混凝土封闭掌子面作为止浆墙,为注浆作好准备工作;第二,准确测量隧道中心线和高程,并按设计标出小导管的位置,误差±15mm;第三,用线绳定出隧道中心面,随时用钢尺检查钻孔或推进小导管的方向,以控制外插角达到设计的标准;第四,灌浆施工顺序为从两侧拱脚向拱顶进行,为提前注浆留好作业空间。
4.3.3 注浆
选中压泥浆泵BW250/50注浆,采用浆液搅拌桶制浆。为防止浆液从其他孔眼溢出,注浆前对所有孔眼安装止浆塞,注浆顺序从两侧拱脚向拱顶。
由于岩体孔隙不均匀,考虑风镐环形开挖的方便,同时要达到固结破碎松散岩体的目的,保证开挖轮廓线外环状岩体的稳定,形成有一定强度及密实度的壳体,特别是确保两侧拱脚的注浆密实度和承载力,采取注浆终压(0.8～1.2MPa)和注浆量双控注浆质量,拱脚的注浆终压高于拱腰至拱顶。注浆时相邻孔应分序进行,以确保固结效果,又达到控制注浆量的目的。
5、结语
对于不稳定的岩体,采用正确的施工方法是保护围岩稳定的重要措施;如施工方法不合理,将不仅影响进度,而且使围岩稳定程度大大降低。
一般说来,保护围岩稳定性的途径一是保护围岩原有的稳定性,使之不至于降低;二是赋予岩体一定的强度,使其稳定性有所提高。
鉴于此,在不良地质洞室施工中必须结合现场实际,采取合理的临时支护措施,或者多种临时支护措施并存的施工手段使其洞身岩体稳定。
摘要：本文针对在小断面水工隧洞施工过程中,为保证施工进度、施工安全及施工质量。对于在施工中遇到的各种不良地层,如何采用不同的临时支护措施,确保围岩稳定,作了详细的论述。并对各种临时措施施工从技术上进行简要概述和举例。
关键词：小断面水工隧洞,坍塌,垮塌,破碎,临时支护
参考文献
大断面马头门支护施工技术 篇9
为了解决这一工程难题, 根据本矿井地质资料, 结合周围已施工矿井的施工经验, 本马头门采用锚网喷+锚索一次支护, 钢筋混凝土砌碹二次支护的支护体系, 收到较好的效果。
1 马头门断面及围岩岩性
此马头门开挖断面为直墙半圆拱+反底拱结构, 见图1。
根据副井检孔2资料, 马头门断面内围岩岩石力学特性如表1所示。
马头门顶板为砂质泥岩, 底板为砂质泥岩和粉砂岩互层结构, 断面内大部分位于煤层 (层厚6.79 m) 和泥岩中。侏罗系中统安定组~直罗组隔水层隔水性能良好, 隔断了煤系地层延安组与上部非煤系地层的水力联系;煤层底部隔水层隔水性能较好, 基本隔断了第Ⅱ、第Ⅲ含水岩组之间的水力联系。虽然马头门断面内为软弱岩类~半坚硬岩类, 但是各岩层富水性均为弱, 此水文地质条件对大断面马头门的开挖、支护是有利的。
2 掘进
马头门与井筒同时自上而下分层施工, 短段掘砌, 掘进高度为2.0 m~3.0 m, 可根据现场具体施工情况适当调整。
3 支护
井筒与马头门连接段及马头门段均采用复合支护, 在硐室开挖后立即采用锚网喷 (喷厚100 mm) 及锚索进行一次支护, 稳定后及时采取钢筋混凝土砌碹二次支护。
1) 锚杆:打锚杆挂钢筋网顺序为先顶后帮, 先上后下。锚杆杆体为螺纹钢筋, 其屈服强度不小于335 MPa, 抗拉强度不小于380 MPa, 锚固力不小于80 k N。布置方式为菱形布置, 锚杆外露100 mm, 托盘选用Q235型钢规格150 mm×150 mm×8 mm;各断面顶板、帮部锚杆型号ф22×2 500 mm, 锚固剂型号MSCK23/60, 锚杆采用端头锚固方式, 每根锚杆配1根锚固剂。
2) 钢筋网:钢筋网采用ф6 mm钢筋焊接, 网格间排距100 mm×100 mm。
3) 锚索:锚索规格为ф15.24钢绞线, 抗拉强度1 860 MPa, 锚固力不小于120 k N, 锚索型号ф15.24×7 500 mm, 托盘采用Q235钢规格280 mm×280 mm×20 mm;外露100 mm。锚索随码头门巷道开挖及时跟进。
4) 混凝土砌碹:混凝土标号CF70, 添加钢纤维, 钢纤维混凝土的配制、检验、施工应符合相关的行业规范。混凝土自下而上分段浇筑, 最后浇筑反底拱。
马头门支护体系示意图如图2所示。
注:1—100 mm厚C20喷射混凝土;2—ф22×2 500 mm锚杆;3—ф15.24×7 500 mm锚索;4—浇筑CF70钢纤维混凝土;5—浇筑C30反底拱混凝土
4 注意事项及施工效果
由于本井筒为冻结法施工, 锚杆、锚索安装位置应根据冻结管实际偏斜位置进行定位, 采取措施避开冻结管, 必须保证锚杆锚索施工不得破坏冻结管。施工过程中须对锚杆间排距、锚固质量、钢筋网设置及锚索的安装把好关, 严格按照施工流程操作。
马头门建成后收敛很小, 巷道内表面效果良好;采用锚网喷+锚索一次支护, 钢筋混凝土砌碹二次支护的支护体系较好的解决了大断面马头门在软弱~半坚硬岩层中的支护难题, 取得了较好的技术经济效果, 为今后大断面马头门施工提供了经验。
摘要：以具体工程为例, 分析了软弱半坚硬岩层中大断面马头门的围岩岩性, 研究了大断面马头门支护的重难点, 提出了采用锚网喷+锚索一次支护, 钢筋混凝土砌碹二次支护的支护体系, 并阐述了施工的注意事项, 实践表明该支护体系取得了良好的施工效果。
关键词：大断面马头门,锚网喷,锚索,支护
参考文献
[1]戴洪波, 温洪志.大断面马头门整体施工技术[J].煤炭工程, 2013 (3) :35-36, 40.
[2]何满潮, 谢和平.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报, 2005, 24 (16) :2803-2813.
[3]刘刚.井巷工程[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2005.
[4]何满潮.中国煤矿软岩巷道支护理论与实践[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1996.