深井软岩巷道支护研究

2024-09-15

深井软岩巷道支护研究（精选10篇）

深井软岩巷道支护研究篇1

近年来, 随着能源需求不断增加, 开采规模不断增大, 浅部资源已逐步枯竭, 国内外许多矿山相继进入深部开采[1]。与浅部开采相比, 深部具有高地应力、高渗透压力、高地温极其复杂的地质构造, 岩体强度低, 含水量大等特征。此类特征易引发一系列动力灾害, 如巷道围岩大变形、冒顶、煤与瓦斯突出、冲击地压、岩爆、矿井突水等, 给深部煤矿开采带来巨大的困扰。煤矿深部巷道的支护技术研究已成为我国煤炭深部开采亟待解决的关键问题之一。

我国学者在深井巷道控制方面进行了大量研究探索与实践, 取得了诸多成果。何满潮院士总结分析了深部与浅部岩体特性, 最大区别主要表现在具有“三高一扰动” ( 高应力、高地温、高岩溶水压、强烈开采扰动) 的恶劣环境; 柏建彪、侯超炯研究认为, 深部巷道围岩控制的基本思想是加固围岩强度, 转移围岩的高应力, 以及采用合理的支护技术; 康红普提出了高预应力、强力支护理论, 并进行了大量的工程实践。本文在前人研究的基础上, 以滕东煤矿- 1 050 m轨道大巷为例, 分析深部大断面软岩巷道变形破坏机制, 并提出了“超前卸压与支护+ 锚网喷+ 高强鸟巢锚索+ 注浆加固”联合支护方案, 实现深井大断面软岩巷道围岩大变形控制, 并为其他深井巷道支护提供借鉴。

1 工程概况

1. 1 地质条件

滕东煤矿- 921 m北翼二水平轨道大巷埋深为1 050 m, 断面形状为拱形, 净宽5. 5 m、净高4. 8 m, 是连接井底车场与轨道上山的主要运输巷道。要求服务年限长, 对巷道变形要求严格, 关系到矿井的正常生产与运营。

根据地震勘探成果, 断层密集, 且落差较大, 地层倾角变陡, 构造程度复杂。该巷断面大, 围岩主要为花斑泥岩, 泥岩中含有45% ~ 65% 具有强膨胀性的蒙脱石, 遇水膨胀软化, 强度低, 平均抗压强度小于6 MPa, 属于高应力大断面软岩巷道。巷道位于主采煤层42 m以下, 易受开采扰动影响, 使巷道变形时间长, 顶板下沉、两帮内挤、底鼓、支护体 ( 锚杆、锚索) 失效增多。

1. 2 破坏特征

北翼运输大巷在多断层等构造复杂地质条件下开挖, 返修、强动压影响下, 巷道变形加剧, 需要多次返修支护, 但依然未能控制巷道变形破坏。

( 1) 顶底板移近量大, 巷道片帮严重。

( 2) 流变性显著, 巷道开挖和返修后较长时间仍不能稳定, 变形速率高。

( 3) 随着巷道开挖爆破, 受开采扰动影响, 围岩原平衡应力状态反复被打破, 围岩应力不断变化, 造成围岩不稳定变形破坏与动态失稳特征。

( 4) U型钢普遍显现弯曲折断现象, 锚杆杆体出现折断, 部分锚杆托盘松落, 局部出现大面积混凝土掉落。经过修复后, 围岩变形趋缓, 但仍不能保持长时间稳定。

2 巷道破坏机制分析

2. 1 高地应力作用

深部高地应力是影响巷道变形的主要因素之一[2]。据相关理论、试验、模拟研究表明, 深部开采巷道垂直应力高于水平应力。巷道开挖前, 围岩均处于三向应力平衡状态; 开挖后, 围岩应力重新分布, 形成高应力差。在开挖前, 该差值很小, 小于围压强度; 巷道开挖后, 围岩应力卸荷, 主应力差迅速增加, 巨大的主应力差必导致围岩内部产生滑移错动, 围岩将经历损失扩容—剪切滑动变形—碎胀大变形进入围岩碎裂塑形区。所以, 在此区域内, 巷道围岩应力差高、强度极低。

2. 2 地质构造作用

深部岩体历经千年的地质构造运动作用, 内部结构含有大量的孔隙、节理、裂隙等形成弱结构体, 岩体内部含有多种松散矿物质成分, 使岩石内聚力降低, 它的存在打断了岩体完整性、连续性, 使岩体呈现各种非连续力学现象。深部巷道开挖工程中, 受采动应力、断层地质构造影响, 诸多裂隙贯通, 从而使岩体强度和稳定性极度降低, 从力学性能上来讲, 就是内摩擦角、内聚力等参数减小。 - 1 050 m轨道大巷赋存在多断层、褶曲等地质构造带, 使得围岩节理裂隙极其发育, 围岩稳定性大幅度降低。在强烈的开采扰动作用下, 岩体易发生碎裂, 引起巷道失稳变形, 若支护措施不当, 易导致巷道破坏[3,4,5]。

2. 3 深部岩体的强蠕变特性与水理作用

岩体在不同围压条件下表现出不同的峰后特性, 因此最终破坏时应变值也不同。在浅部开采中, 岩体以脆性为主, 通常没有连续性变形或塑性变形;而进入深部开采以后, 在高围压和高地温条件下, 岩体表现出明显的蠕变特征, 在开挖后岩石风化, 遇水膨胀, 强度降低, 且更加表现出软岩特征[6,7]。

3 深部巷道控制对策

3. 1 深部软岩巷道支护原则

( 1) “对症下药”原则。软岩类型多种多样, 不同的变形力学机制, 软岩巷道的变形和破坏状况不同, 对应的支护对策也不相同。只有正确分析软岩变形力学机制, 找出软岩变形破坏的原因, 才能通过“对症下药”支护措施, 达到软岩巷道支护的稳定。

( 2) 二次支护原则。软岩巷道初期变形量大、变形速度快, 应采取二次支护成巷的方法, 一次支护主要是加固围岩, 提高其残余强度, 在不产生过度膨胀变形的条件下、利用可缩性支护控制围岩变形卸压, 二次支护要在围岩变形稳定后适时完成, 给巷道围岩提供最终支护强度和刚度。

( 3) 顺序原则。要做好软岩支护工作, 需注重并合理地运用复合型向单一型转化技术, 即与软岩变形工程中每个支护顺序、时间、效果密切相关, 因此本巷道采取的支护顺序是应力转移—及时主控—刚柔互补—长短结合—补强加固[8,9,10]。

3. 2 支护对策

根据- 1 050 m轨道大巷围岩变形破坏特征、失稳机制研究分析, 对巷道采用传统单一常规的支护是无法有效控制深井巷道围岩持续性变形, 且深井巷围岩具有高弹性能, 无法释放, 企图一次性采用高强支护易引发冲击地压、岩爆等动力灾害发生, 需采取新的支护理念与支护方案。根据原支护破坏特征与理论分析确定, - 1 050 m轨道大巷采用超前卸压与支护+ 锚网喷+ 高强鸟巢锚索+ 注浆加固联合支护, 提出联合支护控制。

( 1) 针对巷道围岩高应力变形能, 提出超前钻孔爆破卸压及架后预留变形空间实现能量释放, 在保证围岩具有自承能力条件下, 最大限度上释放高应力弹性能。

( 2) 针对围岩地质构造复杂, 节理裂隙极度发育, 岩体强度低等特征, 对掘进面前数米软弱岩层进行超前预固结, 形成管棚支护, 在顶板内形成预应力圈, 增强岩体强度力学特性, 提高软弱破碎岩体的粘聚力, 避免在开挖时发生冒顶。

( 3) 针对围岩松散, 锚杆作用力范围小, 采用W型钢带, 能使锚杆预应力面积扩大, 增强围岩整体强度。

( 4) 针对软岩巷道关键部位受力高, 围岩不稳定, 采用二次补强加固支护。

3. 3 支护参数

( 1) 超前支护参数。超前管缝式注浆锚杆选直径为42 mm、长度为2 500 mm的锚杆, 布设密度600mm × 1 000 mm。

( 2) 一次支护参数。顶、帮锚杆采用高强预应力让压锚杆, 规格为 φ22 mm × 1 800 mm, 间排距700 mm × 800 mm。采用2 卷树脂锚固剂锚固, 设计锚杆预紧力大于40 k N, 采用球形托盘。金属网采用规格为 φ7 mm的钢筋, 网格呈经纬网布置100mm × 100 mm。W钢带型号为WD-275, 宽295 mm、厚4 mm、长4 500 mm。拱顶锚索采用高强锚索, 规格为 φ17. 8 mm × 8 000 mm, 拱顶与锚杆间隔布置, 呈均匀布置, 每排4 根, 采用3 卷Z2350 树脂锚固剂锚固, 锚固长度1 500 mm, 预紧力不小于160 k N。

( 3) 二次补强加固支护参数。注浆锚杆采用无缝钢管制作, 规格 22 mm × 2 000 mm, 间排距均为1 600 mm; 注浆采用P. O42. 5 普通硅酸盐水泥, 水灰比0. 6, 在水泥浆中掺加水泥质量2% 的高效早强减水剂, 注浆压力2. 0 ~ 2. 5 MPa; 砌碹采用强度等级C50 混凝土, 厚度500 mm。最终形成的巷道支护断面如图1 所示。

4 工程效果验证

上述研究成果及支护方案在滕东矿- 1 050 m大巷实际施工进行了应用, 并对现场进行了为期50d的巷道表面位移监测, 监测结果如图2 所示。巷道两帮最大移近量38 mm, 顶底板最大移近量30mm。巷道初期支护后, 围岩变形增长速率较快, 第25 天, 对巷道进行了补强加固, 顶、底板和两帮变形量明显减缓并趋于稳定。

矿压监测结果表明, 联合支护有效降低了软岩大变形速率, 显著改善了支护效果, 实现了深井大断面软岩巷道的有效控制, 支护后巷道如图3 所示。

5 结论

( 1) 在受高地应力作用的巷道中掘进, 采用超前钻孔爆破卸压技术提前释放围岩应力, 改善前方岩体的应力环境, 降低了锚索支护系统上的载荷, 提高了支护质量。

( 2) 深井岩巷支护是一项系统工程, 需要多种支护方法在空间和时间上配合, 最大限度发挥各支护优点, 才能达到联合支护的效果。

( 3) 现场矿压监测结果表明, 滕东矿- 1 050 m大巷通过此支护方案成功控制了巷道围岩的大变形, 可为类似巷道支护提供借鉴。

参考文献

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[2]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.

[3]何满潮, 景海河, 孙晓明.软岩工程力学[M].北京:科学出版社, 2002.

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[6]方新秋, 何杰, 何加省.深部高地应力软岩动压巷道加固技术研究[J].岩土力学, 2009, 30 (6) :1693-1696.

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[8]孙晓明, 何满潮, 杨晓杰.深部软岩巷道锚网索耦合支护非线性设计方法研究[J].岩土力学, 2006, 27 (7) :1061-1065.

[9]方新秋, 赵俊杰, 洪木银.深井破碎围岩巷道变形机理及控制研究[J].采矿与安全工程学报, 2012, 29 (1) :1-7.

[10]刘衍高, 窦林名, 丁成群, 等.深井软岩巷道变形破坏机理探索[J].煤炭科技, 2012 (1) :63-65.

深井软岩巷道支护研究篇2

关键词：高地应力；软弱围岩巷道；联合支护技术；深井；煤炭开采文献标识码：A

中图分类号：TD353 文章编号：1009-2374（2016）12-0141-02 DOI：10.13535/j.cnki.11-4406/n.2016.12.066

平煤矿区是我国中原地区最大的煤矿区，大多数矿井都已开拓延伸到地下800～1000米深度。随着开采深度的增加，高地应力与岩体强度不足的矛盾也越来越明显，使得地质条件恶化、大范围岩体进入松散破碎状态，支护后的巷道底鼓以及断面缩小严重，造成了大量的维修工作，同时也增加了支护成本，就当前使用的支护技术而言，已很难满足高地应力软弱围岩巷道支护的需要。为了从根本上把深部巷道围岩稳定性控制问题加以解决，本文研究了围岩巷道的分部联合支护技术，并提出了合理的支护方案。

1 平煤股份一矿三水平下延主运输巷工程简介

泥岩、砂质泥岩以及粗砂岩是本矿三水平下延主运输巷道围岩的主要构成材料。此巷标高为-550～200m范围内，巷道采用锚网喷支护，没有架棚。巷道两帮位移200mm，底臌500mm，根据已掘进巷道各围岩的变形情况，我们发现锚网喷支护段的两帮位移以及底臌量都发生了较大变化。

2 深部软岩巷道破坏的影响因素分析

2.1 巖体强度

平煤股份一矿三水平下延主运输巷大多变形破裂巷道处在泥岩、砂质泥岩和粗砂岩中。根据已掘进巷道各围岩的变形情况，可知锚网喷支护段的两帮位移以及底臌量都发生了较大变化。而这些泥岩、砂质泥岩和粗砂岩单轴抗压强度低，岩体的强度应力比较小，岩体强度与高地应力之间的矛盾成为影响深部巷道失稳的主要因素。

2.2 地下水的影响

区域内岩层含水量不大，没有大型蓄水构造，施工中巷道涌水主要是顶板淋水和生产用水，对施工影响不大。

2.3 地应力的影响

巷道开挖前，原岩应力越高，由于开挖卸荷产生的偏应力就越大，对深部巷道而言，近表围岩的围压通常会出现较大卸荷，而巷道周向的应力会得到大幅增加，这必然会增加围岩的剪应力。这两个方向上应力的升降使围岩高应力与低强度之间的矛盾也越来越激烈，这样开挖围岩后劣化速度必然会加快，最终造成巷道的失稳、变形破坏。

2.4 岩石物理力学性质的影响

岩石矿物组成分析测试表明，高岭石与伊利石是三水平下延主运输巷围岩的主要构成。它们都带有弱膨胀黏土矿物的性质，在遇到水的情况下易泥化、水解、软化，其膨胀量也是相当大的，所以高岭石以及伊利石遇水持续膨胀软化也是引起井底工程变形、失衡的重要原因。此外施工因素，如施工工艺以及施工技术也会对巷道的稳定性产生重要影响。

综合分析了影响巷道稳定性的主要因素，岩体强度、地下水、地应力大小、围岩物理力学性质、温度和施工质量等，其中高地应力和低岩体强度之间的矛盾是导致巷道失稳的主要因素。

3 变形破坏机理及支护对策

借助Phase2计算软件来对深部软岩巷道出现大变形破坏的机理进行分析，可知岩体垮落与滑移现象会首先发生于巷道拱顶、底板中央区与两侧边墙块体中，这样产生的破坏区主要是以张拉破坏为主的。而剪应力集中区会出现在巷道左右拱肩与两侧底角中。随着深度的加深破坏区范围也在不断延伸，便会出现很多以剪切破坏为主的破坏区，加之巷道变形量也在不断增大，最终造成失稳破坏现象。

基于以上对巷道变形破坏失稳机理的分析，可以采用以下对策来进行巷道支护：

最初在开挖巷道时，由于巷道表面受拉破坏，根据顶板的破碎程度确定是否进行U型钢架棚，如图1所示。

针对拱顶、底板中央、两边墙拉伸破坏区采用预应力锚索加固（如图2所示），这样不但可以对拱顶下沉的下沉现象进行有效控制，还可以有效控制底臌、两帮的收敛变形情况。

为了有效应对两拱肩剪应力比较集中的现象，可把锚杆适当加密（见图3），通过使锚杆抗剪强度与刚度增大的方式，对剪切破坏区的发展进行有效控制。

为了有效应对两侧底角的剪应力比较集中的现象，采用了增设帮脚锚杆与底角注浆锚管的方式（见图4）来使各围岩的抗剪强度得到提高，进而有效防止剪切滑移现象的出现；这边便可与底板锚索有效联合起来对底臌变形的变形情况共同进行抵抗。

注浆补强全断面，固结修复破裂损伤区的围岩，这样可以与锚杆/索共同构成一种联合加固的结构（见图5），进而更有力地保障巷道的长期稳定。

4 支护方案

4.1 总体设计思路

本设计采用分步联合支护理念，钢筋网+U型钢支架+喷层，顶拱、两帮高强预应力锚杆+浅孔注浆进行一次支护，全断面滞后深孔注浆+高强预应力锚索为二次支护，最后施作预底板注浆+锚索。

4.2 具体施工顺序

巷道开挖后施工工序为：挂钢筋网→架设36U型钢支架→初喷100mm厚C20混凝土→浅孔注浆→深孔注浆→施作预应力锚杆→施作预应力锚索→复喷50mm厚C20混凝土。

5 支护效果评价

5.1 在实测地应力和围岩条件下的强度评价

根据实测的地应力大小、方向和现场围岩条件，巷道开挖采用该支护方案后，计算巷道收敛变形，进行围岩稳定性分析，采用本支护方案后，肩顶最大位移控制为55mm，底臌控制在72mm范围内，均不超过150mm，能够有效控制围岩变形破坏，确保巷道稳定。

5.2 地应力增加时支护结构强度评价

该主运输巷是一条下山巷道，普遍来讲，随着埋深的增大地应力增加，应考虑当地应力随着埋深增大或因其他地质构造作用而增大时，该支护结构的强度是否满足要求。

本文进行了多种工况的比较，分别比较了地应力场的最大主应力为35MPa、40MPa、45MPa或地质条件恶化时围岩的稳定性，给出了相应的强度评价。

支护强度评价：当地应力超过45MPa或地质条件恶化时，采用该支护方案后围岩变形量较大，有必要进行补强支护。表1只是进行了理论计算，现场情况复杂多变，存在许多不确定性因素，当地应力未超过45MPa时，根据新奥法理念，现场监测，当围岩稳定性变差时，及时调整支护方案及相关支护参数。

6 结语

采用适合平煤矿区的深井高地应力软弱巷道支护方案在三水平下延主运输巷进行试验以来，取得了显著效果。成功应用了提出了钢筋网+U型钢支架+喷层，顶拱、两帮高强预应力锚杆+浅孔注浆进行一次支护，全断面滞后深孔注浆+高强预应力锚索为二次支护的分部联合支护技术。解决了巷道稳定性控制问题，显著改善了巷道生产安全状况，大大减少了巷道返修，实现了深井巷道支护方案的系统化，保证了稳产高产。

作者简介：侯恒元（1982-），男，河南焦作人，平煤股份一矿掘进一队技术员，研究方向：采矿工程。

深井软岩巷道支护研究篇3

1工程地质条件概况

河南某煤矿140703综放工作面标高为- 645 ~ - 726 m, 平均埋深700 m。地面多为河流和湖泊, 地面标高为+ 32. 32 ~ + 32. 74 m。工作面走向长度为1 271 m, 倾斜长度为180 m。140703综放工作面开采7#煤层, 煤层厚度2. 60 ~ 6. 42 m, 平均厚4. 5 m, 下部含夹矸, 煤层倾角4° ~ 12°, 平均8°, 容重10. 8 k N / m3, 煤层易自燃。直接顶为泥岩、砂质泥岩, 厚度1. 1 ~ 7. 5 m, 平均厚3. 3 m; 基本顶为灰白色细砂岩, 厚度4. 9 ~ 9. 5 m, 平均厚7. 3 m。直接底为灰黑色泥岩, 厚度0. 6 ~ 5. 7 m, 平均厚2. 1 m。主要煤岩体物理力学参数详见表1。

2锚网索耦合支护参数计算

对于已经进入非线性塑性大变形阶段、变形场是非线性力学场的软岩巷道, 其变形破坏实质上是巷道围岩在工程力学作用下产生塑性大变形的一种力学过程。其破坏的主要原因是由于支护体力学特性与围岩力学特性出现不耦合造成的, 并首先从某一部位 ( 关键部位) 开始, 进而导致整个支护系统的失稳。锚网索耦合支护就是针对软岩巷道围岩由于塑性大变形而生成的变形不协调部位, 通过锚网— 围岩以及锚索—关键部位支护的耦合而使其变形协调, 从而限制围岩产生有害的变形损伤, 实现支护一体化、载荷均匀化, 达到巷道稳定的目的[4]。

要维护巷道及支护体的稳定, 必须保证支护体与围岩的耦合, 同时, 在最佳支护时段内实施支护, 此时的支护载荷为软岩巷道最小支护载荷, 即软岩巷道耦合支护载荷。软岩巷道耦合支护参数就是巷道在支护体与围岩耦合支护条件下, 由软岩巷道耦合支护载荷所确定的支护参数。软岩巷道耦合支护参数包括初次耦合支护参数和二次耦合支护参数[5,6,7,8]。

2. 1巷道初次耦合支护参数

2. 1. 1锚杆长度的确定

锚杆长度Lb按照式 ( 1) 确定:

式中, lb1为锚杆外露长度 ( 取0. 1 ~ 0. 15 m) , 此处取值0. 15 m; lb2为锚杆有效长度; lb3为锚杆锚固长度 ( 取0. 3 ~ 0. 4 m) , 此处取值0. 4 m;

锚杆有效长度 ( lb2) 的确定:

经计算得出锚杆有效长度 ( Lb2) 为0. 9 m, 因此计算的锚杆长度Lb= 1. 45 m。

由于锚杆长度不应小于理论计算长度, 结合该矿其他工作面巷道支护情况, 综合考虑选用长度2. 0 m螺纹钢树脂锚杆。

2. 1. 2锚杆间排距的确定

锚杆间排距按照式 ( 3) 确定:

式中, Sb为锚杆间排距; [σb]为单根锚杆的极限破断力, 120 k N; P为巷道各部位支护载荷。

其中, 巷道顶板支护载荷 ( Psr) 按2. 1. 1中公式计算, 巷道帮部支护载荷 ( Psw) 按照式 ( 4) 确定:

式中, b为矩形巷道高度, 2. 8 m; φ 为巷道围岩内摩擦角, 取48. 3°; Lw为巷道帮部承载长度, 此处为矩形巷道高度, 2. 8 m。

代入数值计算得出, Psw= 54. 8 k N / m2, 巷道间排距Sb为min{ 1. 29 m, 1. 47 m} , 巷道锚杆间排距不大于1. 29 m。

结合该矿相邻区段工作面巷道支护参数, 选取巷道锚杆间排距为800 mm。

2. 2巷道二次耦合支护参数

2. 2. 1锚索长度的确定

根据锚索支护设计原则, 锚索支护应在关键部位出现时的最佳支护时间对关键部位进行加强支护[9,10], 此时的锚索支护参数由式 ( 5) 进行确定:

式中, La为锚索长度; la1为锚索外露长度, 此处取0. 3 m; la2为锚索有效长度; la3为锚索锚固长度 ( 取1. 0 ~ 2. 0 m) , 此处取2. 0 m。

对于动压软岩巷道, 锚索有效长度 ( la2) 确定方法如下:

式中, hi为稳定岩层下各层厚度; i为稳定岩层下各层层数。

根据表1情况, 为了使锚索锚固于坚硬岩层内, 锚索有效长度 ( la2) 取7. 0 m。经过计算得出锚索长度La= 9. 3 m。

2. 2. 2锚索排拒的确定

锚索间排距根据锚杆失效时锚索所承担的岩层重量确定。当每排布置一根锚索, 其排距为[11,12,13,14,15]:

其中, [σa]为单根锚索的极限破断力, 选取MS-17. 8-10 000 mm钢绞线预应力锚索, 其基线破断力为350 k N; k为支护安全系数, 此处取值1. 1。

代入数值计算得, Sa= 1. 04 m。

以上计算是每排布置一根锚索, 设计每排布置2根锚索时, 锚索排距按照2. 0 m进行设置。

综合以上计算过程, 140703综放工作面回风巷道锚网索耦合支护参数: 锚杆选用 20 mm × 2 000 mm钢树脂锚杆, 锚杆间排距均为800 mm; 锚索选用MS-17. 8-10 000 mm钢绞线预应力锚索, 锚索间排距均为2 000 mm。钢筋网采用 6 mm圆钢焊接而成, 网孔100 mm × 100 mm, 钢筋网片搭接长度100 mm。回风巷支护断面如图1所示。

3锚网索耦合支护数值模拟分析

利用Itasca公司开发的FLAC3D数值模拟软件进行计算, 围岩本构关系采用Mohr-Coulumb模型, 模型尺寸 ( 走向 × 倾向) = 100 m × 41 m, 采用平面应变模型。为预测设计锚杆支护方案对深井软岩巷道围岩变形的控制效果, 按设计锚杆支护方案来模拟分析巷道围岩的应力与变形分布特征。开掘巷道, 模型平衡后巷道围岩应力分布与变形特征分别如图2、图3所示。

由图2、图3可知: 变形后巷道围岩应力向深部转移, 浅部围岩处于低应力状态, 在巷道两肩及底角部位发生应力集中, 但应力集中程度较低。巷道围岩变形量小, 回风平巷帮部最大水平位移为63. 2 mm, 底鼓量为27. 4 mm, 顶板下沉量为51. 5mm。运输平巷帮部最大水平位移为61. 6 mm, 底鼓量为29. 5 mm, 顶板下沉量为42. 5 mm。综上所述可知, 采用设计的锚网索支护方案, 可以改善巷道围岩应力分布, 有效控制巷道围岩变形。

4现场实测研究

在回风巷布置测站, 测站顶底板和两帮的中部刚布置1个测点, 采用“十字测量法”进行观测, 监测内容包括: 顶底板移近量、移近速度和两帮移近量、移近速度。掘进期间140703工作面回风巷表面位移观测结果如图4和图5所示, 掘进影响期内顶底板移近量为103. 5 mm, 最大移近速度为29. 4 mm / d, 平均7. 8 mm / d; 两帮移近量为147. 6 mm, 最大移近速度为45. 1 mm/d, 平均10. 9 mm/d。掘进稳定后顶底板移近速度为0. 29mm/d, 两帮移近速度为0. 36 mm/d。

5结论

( 1) 通过对140703工作面回风巷深井软岩巷道耦合支护参数进行科学合理的计算和设计, 降低了巷道支护成本, 提高了巷道掘进速度和工效, 有效控制了巷道围岩变形, 为矿井安全高效生产提供了有利条件。

( 2) 通过理论计算和数值模拟得出锚网索初次耦合支护和二次耦合支护参数: 锚杆选用 20 mm、长2 000 mm钢树脂锚杆, 锚杆间排距均为800 mm; 锚索选用MS-17. 8-10 000 mm钢绞线预应力锚索, 每排2根, 锚索间排距均为2 000 mm。

深井软岩巷道支护研究篇4

摘要：目前，我国各大煤矿在实际采煤的时候，开采的深度对比以往显得更深。正是如此，当采煤的位置到达了断层带时，就很容易碰到高应力的软岩。为了让开采工程继续顺利实施，开采工人会借助支护技术来对软岩巷道的四周进行支撑。本文将针对某项采煤工程中碰到的软岩巷道不够稳定的情况，谈谈具体如何来利用支护技术，同时对支护技术利用以后取得的支护效果加以分析。

关键词：软岩巷道；高应力；支护技术；断层带；支护效果

引言

眼下，中国国内矿井的浅层部位拥有的煤矿已经大量减少。因此，中国国内各大煤矿开始逐步向矿井的深层部位进行开采。而当采煤工人遇到断层带的时候，采煤工人往往会在软岩巷道的四周位置都采取支护措施。目前，采煤工人利用最多的支护方式是注浆和U型钢支架一同支护的方式。但是，这种支护措施有它局限的地方。所以，本文将提出更切实际的支护方式来对软岩巷道进行支撑。

一、采煤工程的背景

本文假设：在某项采煤工程的开采中，采煤工人碰到的主要是泥岩及砂质泥岩这两种类型的软岩，且这两种类型的软岩均处在层次不齐的断层带中。那么，软岩巷道因为受到断层带的具体影响，软岩巷道四周的岩石都会比较破碎或者松散。同时，这些软岩都会具备较大的应力。软岩巷道的这种现实状况不仅使得采煤工人在实际开采中困难重重，还会直接威胁到整个矿井生产的安全。

二、断层带中的软岩受高应力作用而失稳的具体分析

本文认为软岩巷道之所以出现失稳情况的原因主要有以下两点：第一、在层次不齐的断层带中，采煤工人碰到的主要是泥岩及砂质泥岩这两种类型的软岩。并且，软岩巷道四周的岩石又都比较破碎或者松散。因此，一旦软岩巷道四周的岩石在遭受到巨大的应力时往往会出现一定程度的变形，从而显得不够稳定。第二、锚网支护是采煤工人利用较多的一种支护方式。这种支护方式的具体措施是：在软岩巷道的顶部位置形成一个拱形结构，在软岩巷道的两帮位置形成一个梁结构。在整个支撑的结构中，梁结构对于支撑的实际效果起着决定性的作用。这是由于一旦梁结构因为某种原因被破坏了，拱形结构能够起到的作用也就急剧降低。这种情况下，锚网支护的实际效果也就大大降低。

三、利用支护技术来支撑断层带中应力较大的软岩巷道

（一）支护技术的技术核心。在现实中，软岩巷道之所以不够稳定更多的是支护结构不够稳定引起的。所以，本文认为一味地提高支护的强度并不是解决问题的最佳办法。于是，本文将具体研究如何提升支护结构本身的稳定性来解决这个问题。

本文认为：要想让支护结构实际的稳定得以提升，必须要依据以下几点来具体实施：1、软岩巷道的四周岩石往往会较为破碎和松散，所以采矿工人有必要对这些岩石进行结胶处理。这样，巷道四周的岩石会变得更加完整。同时，完整的岩石也会比松散的岩石更为稳定。2、由于软岩巷道四周的岩石往往会承受非常大的应力，所以采矿工人在做锚网支护的时候应该增加锚网支护的实际支护强度。这样，巷道四周岩石变形的可能性就会大幅减小。3、根据实际情况，采矿工人可以利用锚索工具给某些部位施加一定的补偿结构。这种锚索工具最好具备较强的预应力。同时，选取锚索工具的时候，应该尽量选用小孔径的锚索工具。这样，支护结构也能实现比以往更佳的稳定性。

（二）具体的支护方案。本文设计出来的支护方案具体包括以下几点：

第一、巷道选用直墙半圆拱形断面[1]。在这种断面中，巷道的实际宽度是4.6米，巷道的实际高度是3.9米。本文依然选用锚网支护这种支护方式[3]。其具体尺寸是：锚杆的实际半径是20毫米，锚杆的实际长度是2.4米。同时，本文为每根锚杆都配备2支锚固剂，这2支锚固剂的型号都选择K2350型。另外，这种锚固剂的材料最好是树脂材料。再者，锚杆的实际间排距是0.7米×0.7米，喷层的实际厚度是0.12米。注浆錨杆的实际间排距是2米×3米，起注的实际高度是0.4米，注浆锚杆的实际长度是3米。第二、为了让锚网支护的实际支护强度提升一个等级，本文决定在上述的锚网支护基础上再添加一层锚网支护，形成双层的锚网支护。事实证明：把双层的锚网支护跟单层的锚网支护相比较，双层的锚网支护实现的支护强度明显高于单层的锚网支护。对添加的锚网支护层来说，又具体分成两个支护断面。其中，原有的支护断面用字母A表示，起补偿作用的支护断面用字母B表示。断面A及断面B之间的实际距离是0.7米。第三、对断面A来说，锚杆的实际半径是22毫米，锚杆的实际长度是3米。锚杆的实际间排距是0.7米×0.7米。每根锚杆都配备2支锚固剂，锚固剂的型号是K2350。锚杆托盘的具体尺寸是：0.12米×0.12米×0.12米，托盘的类型最好选用鼓型。锚杆预紧力距应大于300N·m[2]。第四、对断面B的顶板结构来说，最好选用钢绞线材料的锚索。锚索布置的具体方式最好是点锚索这种布置方式。锚索托盘的具体尺寸是：0.4米×0.4米×1厘米，托盘的类型最好选用平托型。帮部的锚索也最好选用钢绞线材料的锚索。锚索的实际排距为1.4米。每个锚索都配备4支锚固剂，锚固剂的型号是K2350。巷道的两帮位置分别布置带梁的锚索各1组。锚索的实际间距是1.5米。

（三）锚网支护取得的具体效果。在软岩巷道的四周位置，按照本文提供的支护方案来实际布置锚网支护。最终，整套支护方案按要求实施以后，必然会取得良好的实际支护效果。实践表明：在两个月（60天）的时间里，两帮位置的实际位移量是55毫米，两帮位置的内移速度将达到平均每天0.3毫米左右，顶板位置和底板位置实际的位移量在3.5厘米左右，顶板位置的实际下沉速度为每天0.19毫米左右。以上这些数据充分说明：在两个月（60天）的时间内，软岩巷道四周的岩石总体都处于较为稳定的状态，这也就意味着本文设计出来的支护方案取得了较好的实际支护效果。

四、结束语

综上，本文首先谈到了在断层带中的软岩巷道四周往往存在许许多多的破碎或者松散的岩石。这些岩石要承受巨大的应力而显得不够稳定。其次，本文谈到了眼下采矿工人在具体实施锚网支护时存在的问题。再次，本文针对锚网支护不够稳定的实际问题，提出了稳定性更强的支护方案。最后，阐述了支护方案实现以后将取得哪些实际的支护效果。

参考文献：

[1]王齐洲、谢文兵、金胜国等.关于断层结构带中高应力软岩巷道的支护技术分析与研究[J]煤矿安全的研究，2012，3（10）：23-36.

[2]尹站稳、宣艳伟、蒋佳增等.关于断层结构带中高应力软岩巷道的支护技术分析与研究[J]中州煤炭，2012，3（25）：26-34.

深井软岩巷道优化支护设计篇5

32-35#层联络巷所处围岩属工程类软岩,工程软岩是指在压力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体。工程软岩支护不仅重视围岩强度特性,而且强调软岩所承受的工程力荷载的大小,把握软岩的相对性实质,即工程软岩需要满足的条件是:

δ≥[δ],u≥[u],

式中,δ—工程荷载,MPa;

[δ]—岩体强度,MPa;

U—巷道变形量,mm;

[u]—巷道允许变形量,mm。

联络巷石门整条巷道均表现出以塑性变形为主体的压力作用,变形量超过了工程设计允许值,并影响了工程的正常使用。这与同等强度围岩、同等支护条件下的浅部巷道相比,变形破坏与深度有关的特性十分明显。造成巷道变形破坏的原因是高应力,主要来自深度大的自重应力及回采应力集中。而局部采取的料石砌墙架“工”字钢梁支护,被动承载,这种刚性支护不能适应大变形、高应力的要求,最终导致巷道严重失修。

巷道修复设计时采取锚梁网联合支护,并喷射混凝土,以锚索加强支护,比较符合软岩对支护特性的要求。锚杆支护间距为0.8m×0.8m,每排13根,锚索间距为1.2m×1.6m,长度7.2m,锚固长度为3个树脂药卷,总长度1.05m。

1锚杆支护密度由下式确定

Sb=(δb/P)1/2

式中:Sb—瞄杆间排距;

δb—单排锚杆的极限破断力;

P—支护载荷,KN/m2。

2锚杆长度的确定

L=L1+L2+L3,

L2=0.5a(KP/δ)1/2

L—锚杆长度,m;

L1—锚杆外露长度,0.05 m;

L2—锚杆有效长度,m;

L3—锚固长度,0.7m;

a—巷道宽度,3.2m;

K—抗拉强度系数,取3;

P—支护载荷,KN/m2;

δ—岩层抗拉强度,KN/m2。

支护设计是针对巷道具有深井软岩特性的客观实际,并结合现场调查,从围岩开始产生变形的埋藏深度确定了巷道位于软化临界深度以下。岩石软化临界深度的地应力水平大致相当于软化临界荷载,软化临界荷载为δ,δ=KRc,Rc—岩石单轴抗压强度,K一经验系数(视围岩为高应力软岩,K=0.5～0.7。如按常规设计则会造成支护失败,即使多次返修也不会稳定。由于严格按照软岩工程力学理论和支护对策进行设计,支护效果比较好。

确定了软岩工程后,就必须使支护与之相适应。软岩支护原则是力求控制产生一个合理厚度的塑性圈,以释放围岩的变形能,这是岩石力学特性决定的。塑性圈具有以下两个力学效应:

a.减少应力集中;

b.改善围岩承载状态,使应力集中区向深部。

而内部围岩处于三向受力状态,承载力强,这样就可以使岩石在支护作用下,达到基本稳定的状态。合理的支护必须对变形进行有效控制,使之产生均匀的塑性圈,同步承载。通过现场观测,巷道变形破坏首先从局部开始,导致整体失去稳定性,破坏部位的产生是支护与围岩不协调所致。深井巷道地压大,如采用石材等刚性支护,只有大于围岩应力时才能有效支护,而棚式刚性支护支护强度上远达不到要求。

实践与理论证明,锚网、索组合支护是深井软岩维护的有效手段,锚杆可具有10%以上的延伸率,并能满足支护强度要求。为了达到锚杆与锚索同步承载,实现支护强度的匹配,锚杆的初锚力选择50～60KN。

深井软岩穿层巷道支护技术探索篇6

阳城煤矿-650m开拓巷道位于三采区北部、一采区南部;巷道标高-640~-635.8m;穿层掘进, 横穿横穿三DF54、三DF52断层、DF38断层, DF16断层和DF26断层。巷道断面规格:净宽×净高=5.0×4.3m, 荒断面20.7m3, 净断面18.8m3, 喷厚120mm, 巷道曾采用的支护方式为锚网索梁喷支护。巷道掘进后, 2~3个月后巷道帮部移近量达100mm, 巷道底板底鼓累计达400~500mm, 严重影响矿井的安全生产和正常接续。虽多次进行返修, 但仍达不到理想的支护效果。

二、深井软岩穿层巷道变形分析

(一) 矿压观测巷道变形量分析。巷道掘进10天左右, 掘进工作面后20m范围巷道喷浆层开裂严重, 2~3个月后巷道帮部移近量达100mm, 巷道底板底鼓累计达400~500mm;巷道围岩遇水膨胀, 有积水的地段巷道底鼓更加严重;随时间巷道断面持续变小。对掘进工作面后30m范围外布置矿压观测站点, 每间隔20m布置一组, 通过分析观测数据, 巷道在短时间内变形量大。

(二) 巷道围岩岩性分析。阳城煤矿-650m开拓巷道掘进工作面所处地段岩层整体赋存形态为走向北东, 倾向南东的单斜构造。从物探资料来看, 本工作面地质构造情况复杂, 邻近断层发育, 巷道围岩多属粘土岩、泥岩, 遇水易膨胀软化, 硬度系数低, 呈棱形土块者常具有胀缩性, 膨胀岩土多为细腻的胶体颗粒组成, 断口光滑, 土内常包含钙质结核和铁锰结核, 呈零星分布, 有时也富集成层。

三、深井软岩穿层巷道围岩控制

(一) 巷道围岩控制。根据南翼开拓巷道围岩变形特点及原因, 提出如下围岩控制途径:一是尽早封闭暴露围岩, 缩短围岩在空气中的时间, 防止围岩遇水膨胀;二是加强巷道初期支护, 使得围岩承载结构尽早形成;三是加固巷道围岩, 提高围岩的强度, 控制巷道深部围岩的流变, 防止围岩松动圈扩大;四是加固巷道底板, 防止底鼓, 避免巷道压力失稳。

(二) 巷道支护方式的选择。依据巷道围岩控制机理, 提出采用锚网索梁喷+棚注的巷道联合支护方案。爆破后, 首先对巷道暴露围岩进行混凝土覆盖, 隔绝水和空气, 减少水对围岩的侵蚀, 且可以填补巷道超挖部分, 保证巷道造型优良, 利于巷道的初次锚网支护, 喷射混凝土厚度10~20mm;掘进初次支护采用锚网索梁喷支护。锚杆配合金属网、钢筋梯支护, 锚索配合槽钢支护, 初次支护完成后进行喷射混凝土, 进一步封闭巷道围岩, 喷射混凝土厚度30~50mm;架设U型钢棚, 喷射混凝土;底板浇筑混凝土;全断面注浆。

四、施工工艺及支护参数的选择

(一) 巷道施工工艺。施工准备→台上下打眼→检查瓦斯→台下装药→检查瓦斯→台下爆破→通风→检查瓦斯→台上装药→检查瓦斯→台上爆破→通风→检查瓦斯、敲帮问顶→临时支护→初喷拱顶 (10~20mm) →清理矸石→台上支护 (初喷两帮 (10~20mm) →台下出矸→台下支护) →临时喷浆→ (架设钢棚) 喷浆成巷→移机→施工水沟。

(二) 一次支护。

1.支护方式。初喷+ (金属网+钢筋梯+锚杆) + (锚索+锚索梁) +喷浆。

2.支护材料。

(1) 锚杆支护。锚杆采用高强左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 型号为Φ20×2600mm;锚杆间排距为900×900mm;金属网采用直径6mm的冷拔钢丝焊接网;钢筋梯采用Φ14mm圆钢焊接而成;树脂药卷规格为MSCK2535、MSK2550型。

(2) 锚索支护。锚索规格:预应力笼形锚索, 规格为Φ17.8×6300mm;锚索托盘:规格为100×100×10mm球形锚索托盘;锚索布置:排距1, 800mm;树脂药卷:MSCK2535型1卷、MSK2550型2卷;锚索梁:采用14b型槽钢制作, L=2400mm;沿走向交错迈步布置。

(3) 喷浆。采用混凝土喷射分两次施工, 一次爆破后封闭围岩, 另外一次施工完锚杆和锚索后复喷。

(三) 二次支护。

1.支护方式。 (金属网、三角铁+U型钢棚+反底拱锚梁+喷浆) +注浆。

2.支护材料。两帮及顶板:采用U29型钢棚, 棚距1, 800mm, 棚后敷设一层钢筋网, 并与钢棚捆扎, 复喷设计厚度为300mm。底板:反底拱 (U型钢) 采用φ25×2400mm预应力注浆锚杆锚固, 最下铺设一层金属网 (采用直径12mm的钢筋焊接网, 网孔规格为100×100mm) ;U型钢棚下方增加6#角钢走向压网;在反底拱锚梁施工完后先铺设一层200mm厚的防渗混凝土, 以起到隔水防水作用, 然后再采用炉渣混凝土或毛石混凝土填铺, 最后浇注20cm素混凝土层;炉渣混凝土的炉渣水泥配比为4:1, 毛石混凝土层毛石水泥配比为4:1, 素混凝土强度为C30。锚注:待巷道整体断面二次支护完成后, 对壁后松动地段可采用φ25×2400mm预应力注浆锚杆对围岩实施低压注浆加固, 注浆锚杆布置视围岩松动情况而定。

(四) 支护施工要求。预紧力要求:锚杆安设预紧力不低于3T, 安装扭矩不低于240N·m;锚索安设预紧力不低于8T;巷道帮部底角安装锚杆前应进行清孔。

(五) 附注说明。因岩层倾角较大, 在锚杆及锚索施工时, 尽量与岩面呈较大角度施打, 避免钻孔平行层面施工;当岩层垂向裂隙发育时, 帮部锚索槽钢梁可呈45斜向布置;水沟可偏离巷道帮角, 向巷道中间适当位置布置;因巷道不可避免地将承受巷道两侧工作面侧向支承压力的影响, 为避免动压冲击时破坏锚索及锚杆, 对下帮侧锚索及锚杆采用让压构件;对于复杂条件下的巷道支护, 既需要有合理的支护方式和可靠的支护材料, 又必须有高质量的施工作保证。

五、矿压观测

-650m南翼开拓大巷自2011年7月份开始改变支护方式, 矿压观测段共200m, 共设12个站点, 对巷道顶板、底板、巷帮变形情况进行数据观测, 较上半年巷道变形量大大减小, 压力集中处仅有局部有轻微的开裂现象, 说明巷道围岩已趋于稳定。

对-650m南翼开拓大巷围岩控制, 证实了U型钢棚及注浆对控制膨胀性软岩巷道变形有很好的效果, 说明膨胀性软岩巷道采取锚网索梁喷+棚注联合支护方案取得成功。

六、结语

通过-650m南翼开拓大巷掘进工作面巷道变形情况进行现场实测与分析, 得出以下主要结论:第一, -650m南翼开拓大巷巷道岩性属于膨胀性软岩。单纯采用传统的锚网喷支护到不到预期的支护效果, 采用锚网索梁喷+棚注联合支护取得很好的支护效果。第二, 通过及时初喷, 避免了岩层长时间暴露在空气中, 提高了巷道的围岩强度和掘进初期的支护强度。

参考文献

[1]何满潮, 景海河, 孙晓明.软岩工程力学[M].北京:科学出版社, 2002

[2]陈炎光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994

深井软岩巷道支护研究篇7

关键词：深井软岩,大断面巷道,高应力围岩,支护方案比较

随着矿井深部资源的不断开采, 埋深大、地质条件差和围岩应力高成为矿井深部巷道围岩变形的主要因素。本文以平煤一矿三水平下延采区回风巷道为研究对象, 实施四种较有代表性的支护方案, 比较不同支护方式在大断面高应力巷道围岩中的支护效果。

1 工程概况

平煤一矿三水平下延采区回风巷道, 埋深在950~1085m, 巷道位于开采煤层30m顶板岩层中, 所处岩层主要为泥岩、砂质泥岩, 总体岩性较为松软、破碎, 整体性差。设计采用半圆拱断面, 净宽×净高=6m×4.85m, 净面积25.24m2, 掘进面积27.24m2。

在临近已施工巷道中出现顶板破碎, 支护较为困难, 在采用锚网喷+锚索+壁后深浅孔注浆+36U型钢套棚+成束注浆组合锚索支护后巷道围岩基本稳定, 但是此种支护方式施工工序多、工艺复杂、进度慢、劳动强度大和造价高等缺点, 不利于巷道快速掘进, 难以满足矿井采掘接替需要。对此状况, 在平煤一矿三水平下延戊一采区回风巷道进行不同支护方式的实验比较, 以确定适用于此类条件下巷道支护方式。

2 支护方式的选择

支护方式选用应以工艺简单、工序少、支护强度高、成本低、利于巷道快速施工和后期巷道维修为原则。

目前在平顶山矿区大采深 (>800m) 高应力围岩巷道支护时, 采用的支护方式主要有: (1) 单次锚网索喷+壁后注浆; (2) 单次锚网索喷+壁后注浆+36U支架; (3) 单次锚网索喷+壁后注浆+中空注浆锚索; (4) 单次锚网索喷+壁后注浆+注浆组合锚索; (5) 双锚双注 (两次锚网喷+锚索+壁后注浆) ; (6) 全锚注 (中空注浆锚杆+中空注浆锚索+喷砼) 。

在上述支护方案中 (1) - (2) 较为常用, 但对于深部巷道所处围岩条件下的支护效果不能满足使用要求, 因此选用上述 (3) - (6) 支护方式进行分析比较。

3 支护方式现场试验

本次支护方式选用上述四种, 每种支护试验长度50m。

锚杆选用Φ22mm×3000mm KMG600型左旋无纵筋高强树脂锚杆;锚索选用Φ21.6mm×8000mm 19丝钢绞线;金属网采用Φ6钢筋网, 网格间距80×80mm。

3.1“单次锚网索喷+壁后注浆+中空注浆锚索”支护

3.1.1 支护参数

锚杆间排距0.8m×0.8m, 18根/排;金属网搭接长度不小于100mm;锚索间排距1.6m×1.6m, 9根/排;喷砼等级C20, T=150mm;注浆孔深2.5m, 注浆管Φ20mm×1m, 10根/排;二次支护使用Φ22mm×8.3m中空注浆锚索, 间排距1.4m×1.4m, 4根/排。

3.1.2 支护工艺

锚网→锚索→喷浆→前移耙斗机→壁后注浆→中空注浆锚索。

3.1.3 支护效果分析

(1) 优点:

(1) 工作面锚网索喷与耙斗机后的壁后注浆, 可以平行作业; (2) 工艺简单, 支护工作量小。注浆施工人工较少, 施工速度快。

(2) 缺点:

(1) 支护强度低, 很难保证支护效果; (2) 需要再进行增强支护, 增大巷道翻修量。

此方案在浅埋深, 地压较小的巷道施工中, 能取得不错的支护效果, 且施工速度快;但在深井软岩支护中效果较差, 一般注浆后一段时间即会出现明显顶板脱皮掉块, 需进行二次支护。

3.2“单次锚网索喷+壁后注浆+注浆组合锚索”支护

3.2.1 支护技术参数

锚杆间排距0.8m×0.8m, 18根/排;金属网搭接长度不小于0.1m;锚索间排距1.6m×1.6m, 9根/排;喷砼等级C20, T=150mm;注浆孔深2.5m, 注浆管Φ20mm×1m, 10根/排;二次支护使用由3根Φ21.6×16m的钢绞线组成的注浆组合锚索, 间排距2.4m×3m, 5根/排。

3.2.2 支护工艺

锚网→锚索→喷浆→前移耙斗机→壁后浅孔注浆→注浆组合锚索。

3.2.3 支护效果分析

(1) 优点:

(1) 各主要工序可平行作业; (2) 注浆组合锚索施工占用人工较少, 可降低支护人工成本; (3) 支护强度高, 支护工作量较少。

(2) 缺点:

(1) 注浆组合锚索支护工艺要求高, 对施工人员技术要求高; (2) 钢绞线较长, 组成构件多, 材料成本较高。

此方案支护强度高, 工序较少, 在深井软岩巷道中支护效果较好。

3.3“双锚双注”支护

3.3.1 支护技术参数

一次支护锚杆间排距0.8m×0.8m, 19根/排;金属网搭接长度不小于100mm;锚索间排距1.6m×1.6m, 9根/排;喷砼等级C20, 初喷T=50~70mm;一次注浆孔深2.5m, 注浆管Φ20mm×1m, 10根/排。二次支护采用同规格锚杆, 每排16根;复喷T=80~100mm;二次注浆孔深4m, 注浆管Φ20mm×2m, 每排9个。

3.3.2 支护工艺

一次锚网→锚索→喷浆→前移耙斗机→浅孔壁后注浆→二次锚网→锚索→喷浆→深孔壁后注浆。

3.3.3 支护效果分析

(1) 优点:

(1) 各主要工序可平行作业, 有利于巷道的快速掘进; (2) 支护强度较高。

(2) 缺点:

(1) 施工工艺烦琐, 工作量大, 支护时间长, 施工速度慢; (2) 各道工序间隔时间不能过长, 否则需扩帮挑顶来保证巷道设计尺寸, 增大工作量; (3) 各种工艺施工时占用人工较多, 巷道支护的费用高; (4) 需搭设施工工作台, 存在不利于安全管理因素。

此方案支护强度较高, 但施工工艺烦琐, 工作量大, 不利于巷道快速掘进。

3.4“全锚注”支护

3.4.1 支护技术参数

采用Φ25mm×3m中空注浆锚杆, 间排距0.7m×0.7m, 20根/排;金属网搭接长度不小于100mm;采用Φ29mm×8.3m中空注浆锚索, 间排距1.4m×1.4m, 9根/排;喷砼等级C20, T=150mm, 初喷T=50~70mm;复喷T=80~100mm。

3.4.2 支护工艺

注浆锚杆与金属网形成锚网支护→初喷封闭→锚杆注浆→注浆锚索→复喷封闭→锚索注浆。

3.4.3 支护效果分析

(1) 优点:

(1) 支护工序较少, 工作量小。

(2) 能够实现锚杆、锚索的全长锚固, 使锚杆、锚索与围岩合成一体, 提高锚杆、锚索的锚固作用, 改善围岩性质, 提高围岩承载能力, 提升支护的抗剪切性能;通过注浆技术, 改善围岩性质, 提高围岩承载能力。

(3) 注浆浆液能充填岩体裂隙, 隔绝空气, 防止因风化、潮解降低围岩的本身强度;同时在锚杆、锚索外壁形成水泥保护层, 防止支护材质氧化腐蚀。

(4) 采用让压分阶段支护技术。第一阶段在巷道开挖后以“护”、“让”为主, 采用高强注浆锚杆端锚为主, 允许围岩充分变形;第二阶段待围岩应力和变形的巨变基本结束, 以“支”、“限”为主, 进行锚注, 实现锚杆全长锚固和对浅部围岩注浆加固;第三阶段采用高强注浆锚索进行深层次锚固和注浆支护, 达到围岩的长期稳定。

(2) 缺点:

(1) 初期支护以让压为主, 当围岩未变形时, 锚杆注浆效果差;当开始变形时, 由于无锚索对深层岩层进行有效控制, 锚杆注浆又难以有效控制巷道变形, 易超出设计允许变形量, 造成锚索还未施工, 已经开始大面积变形;注浆时机不易掌握, 需要有经验的技术人员予以指导, 并配以先进观测设备, 根据围岩变形情况, 准确掌握注浆时机;若注浆时机没把握好, 便会出现顶板变形加剧, 让压过量。

(2) 注浆锚杆刚性较大, 延伸率较小, 常在让压阶段巷道拱部锚杆盘附近发生断裂;注浆锚杆出浆口附近为应力集中点, 易在此处断裂。

(3) 在锚索注浆时, 巷道变形量大位置帮部容易出现单孔注浆量达到10袋水泥以上, 最多一根锚索的注浆量18袋水泥, 平均注浆量6t/m。

(4) 因注浆锚索外露要求长度较大, 在耙斗机运行时, 易被撞弯;在工作面较近范围时, 可能造成放炮崩散锚索线, 使其无法注浆。

(5) 各工序分布较为集中, 主要集中在耙斗机与工作面之间, 注浆锚索施工和锚杆注浆与倒碴、出碴相互制约, 不能实现平行作业, 影响巷道掘进速度。

此方案初期支护强度较低, 锚杆注浆时机不易把握, 易出现围岩变形超出设计变形量, 增加施工工作量, 施工工艺要求高, 适用性较差;各施工工序相互影响, 现场巷道施工速度难以提高。

4 支护方案比选

通过现场实践和上述分析得出:“单次锚网索喷+壁后注浆+注浆组合锚索”支护方案在这四种支护方案中, 控制深部岩层变形的能力最强, 可有效增加服务年限, 减小维修量;而且耙斗机后的壁后注浆、注浆组合锚索施工与工作面锚网索喷支护可以平行作业, 不影响工作面的施工;施工人数较少。综合各种因素分析, 此支护方案较为实用, 实用性强, 是一矿三水平下延工程的首选支护方案。

5 结论

(1) 通过上述分析比较得出:在围岩条件较为松软、破碎, 整体性差时, 在平煤股份一矿深部巷道支护中“单次锚网索喷+壁后注浆+注浆组合锚索”支护方案较为实用。

(2) 采用注浆组合锚索对深部围岩进行加固后, 有效提高了巷道围岩的整体稳定性, 延长了巷道的服务年限, 减少了后期维修量。

(3) 结合平煤一矿实际条件, 对大断面高应力巷道围岩控制取得了一定的应用经验, 为矿井以后深部巷道支护提供了实践经验。

参考文献

[1]何福连, 等.复杂条件下特大断面巷道深孔强化注浆技术研究[J].煤炭工程, 2014, 46 (11) :78-81.

[2]龙景奎.深部高应力软岩巷道协同锚杆支护研究与应用[J].煤炭工程, 2015, 47 (4) :41-43, 46.

深井软岩巷道的注浆加固技术研究篇8

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

[1]李海燕, 李术才.膨胀性软岩巷道支护技术研究及应用[J].煤炭学报, 2009, 34 (3) :325-328.

[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.

深井软岩巷道支护研究篇9

关键词：深部巷道；底鼓；反底拱；钢筋混凝土；软岩

中图分类号：TD353 文献标识码：A文章编号：1006-8937（2014）20-0026-02

1概述

据某矿近几年的统计分析，在掘进施工过程中不进行底板加固的深部巷道顶底板移近量和两帮收敛的30%都是由底鼓导致的，底鼓造成的巷道维修量占巷道总维修量的一半以上。巷道的底鼓问题成为严重影响矿井正常生产和安全的重大问题。因此，找出适用于该类型软岩巷道的底鼓控制方法，提出合理有效的支护对策，有利于实现矿井巷道安全、高效、快速的施工。该矿因地制宜，在实践中摸索和引进新技术，结合矿井现场地质条件，提出深部极软岩巷道反底拱支护技术方案，取得了较好的控制效果。

2工程地质概况

矿井+535轨道石门，巷道全长860 m，埋深750 m，采用锚网喷联合支护。巷道掘进过程中主要揭露了细砂岩和泥岩，抗压强度均在7~17 MPa。岩石主要矿物成分为粘土矿物和石英，平均含量分别为55%和44%。其中粘土矿物主要是高岭石、伊/蒙混层和伊利石等矿物，平均含量依次为44%、40%和14%，矿物颗粒中间有较强的膨胀性，即遇水后颗粒水膜加厚、吸水性大、易软化、强度和稳定性差。

+535轨道石门在掘进期间，巷道变形严重，具体表现为底鼓、两帮收敛、肩窝下沉，拱顶喷浆体爆皮涨裂严重。巷道断面平均缩小45%，轨道弯曲变形，不能通车，底板岩石泥化严重，给正常施工带来极大的安全隐患。每隔15 d就要卧底、整理轨道一次，给掘进任务的完成带来很大难度。

3巷道底鼓原因分析

巷道内岩石的扩容、膨胀是引起巷道底鼓的主要原因。由于巷道所处的地质条件、底板围岩性质和应力状态的差异，主要以膨胀型底鼓和应力型底鼓两种形式存在。通过对现场底鼓情况进行分析，+535轨道石门底鼓的主要影响因素有：

①由于巷道埋深较深，底板围岩与水膨胀，且随时间发生体积增大，局部有淋水的部位不断向巷道内鼓起。

②由于矿井在初期设计时，巷道布置过于集中，造成压力叠加，也是造成巷道长时间底鼓的主要因素。

③由于巷道底板围岩与水软化，整个底板围岩强度降低，根据井下巷道卧底时观察实际的破坏状况表明，井下应力型底鼓主要显现为层状结构底板底鼓。

④由于巷道未进行底板支护，巷道拱顶和两帮采用普通的锚网喷支护强度与深部地应力相比太小，所以巷道收敛变形严重，巷道多次返修后还是处于不稳定状态。

4反底拱支护设计及施工

4.1巷道反底拱支护设计方案

针对以上情况，即在巷道底板进行浇灌钢筋混凝土反底拱支护设计试验。钢筋混凝土反底拱支护断面如图1所示。

①反底拱支护设计为双层绑扎钢筋网，垂直于巷道方向的钢筋顺反底拱绑扎成弧形网，钢筋网使用Φ22 mm@300 mm×300 mm螺纹钢纵、横捆扎。

②混凝土标号C20，混凝土配比为水泥：砂子：石子=1:2:2（体积比），水泥采用标号为P.O32.5普通硅酸盐水泥，砂子为含水率4%~6%的河沙，石子规格为10~20 mm，拌料要严格按配比进行，要搅拌均匀。

③反底拱掘挖成弧形，底拱中部至设计巷道混凝土底板上水平面垂直深度952 mm。

④反底拱垫层为在巷道底板加100 mm生石灰垫层，生石灰垫层可以吸收底板水分，并使自身固化，形成有一定强度的隔离层。钢筋网不得直接接触巷道底板。

⑤反底拱两帮预留刚筋可搭接多种刚性支护材料对巷道两帮及拱顶进行全断面支护。

⑥为了减少巷道底板直接接触水源，巷道底板不预留水沟，采用分段集中水管排水。

4.2施工工艺

采用人工放震动炮、配合风镐、手镐施工，采取分段掘挖、分段浇灌的方法施工，两班掘挖一班浇灌，快速施工。

工艺过程：放炮松动——垫实、加固轨道——出矸清理——打设底锚——绑扎钢筋网——紧固锚杆——浇灌混凝土——洒水养护——加固巷道底脚、喷浆。

①反底拱成型。为防止掘挖的反底拱中存有淤泥、积水，在反底拱浇灌段前部设临时水仓，用模板将淤泥、积水隔开，以免浇灌混凝土时混入其中，影响反底拱质量。

②打底锚杆。从巷道底板中央依次按照间距向巷道两帮布置。锚杆托盘压反底拱钢筋网，托盘压不住钢筋网时采用点焊平网压实。

③绑扎钢筋网。首先架设靠近底板一层钢筋网，钢筋搭接长度≥300 mm，两层钢筋网之间保证有200 mm的层距，钢筋网绑扎采用14#铁丝双股捆扎。

④混凝土运输。浇灌混泥土采用井上按照设计配比下料，井下搅拌机现场搅拌，严禁施工人员在井下自行配料。

⑤浇灌混凝土。浇灌时必须用模板与前面未浇灌反底拱隔开，防止跑浆。混凝土浇灌应随时对混凝土进行振捣并使其均匀密实，振捣采用插入式振捣器垂直点振。

浇灌工作结束后，要进行洒水养护，7 d以内每班洒水一次，7 d以后，每天洒水1次，持续养护28 d。

5应用效果

为了了解+535轨道石门进行浇灌钢筋混凝土反底拱的支护效果，在试验巷道长度100 m内采用十字布点法进行巷道位移观测。在100 m试验段内每隔20 m布置1个测点，进行2个月的矿压观测，通过对试验段与未进行反底拱加固段的巷道表面位移观测结果进行对比，在底鼓未治理巷道内底鼓量为1 823 mm，两帮移近量1 045 mm，顶板下沉量753 mm。浇灌反底拱后，底鼓量为97 mm，此数据为试验段巷道个测点平均值。从试验段矿压观测结果分析，浇灌反底拱对治理该矿区深部极软岩巷道效果明显，减少了巷道重复卧底、修护对巷道围岩的再次破坏，减少了矿井基本建设费用投资，更减少了工人在掘进期间的劳动强度。钢筋混凝土治理软岩巷道底鼓技术，先后在该矿集中皮带机道、井底车场、主回风石门等主要巷道共计3 100 m巷道得到应用，且取得了良好的效果，加快了矿井建设的步伐。

6结语

软岩极软岩矿压与围岩控制是当今世界地下工程中最复杂的技术难题之一。随着矿井开采深度的增加，生产矿井软岩巷道管理困难，巷道大变形、大地压、底鼓严重，难支护，陷入重复投资、多次复修的困境。钢筋混凝土治理软岩巷道底鼓技术，解决了该矿煤矿的生产实际问题，对国内类似条件矿区也有借鉴意义。

参考文献：

[1] 林伟立.深部软岩巷道锚杆支护技术研究与实践[J].山东煤炭科技,2008,(3).

endprint

摘要：某矿+535轨道石门在掘进期间底鼓明显，底鼓量达900 mm/月以上。经多次修护，仍不能满足矿井的基本建设需要。文章分析了该矿井下巷道底鼓的基本形式及影响因素，提出了采用底板锚杆与浇灌钢筋混凝土反底拱联合加固技术防治破碎软岩巷道底鼓的方法，对巷道底板浇灌反底拱前后进行了分析对比，有效的解决了矿井深部极软岩巷道底鼓治理难题。

关键词：深部巷道；底鼓；反底拱；钢筋混凝土；软岩

中图分类号：TD353 文献标识码：A文章编号：1006-8937（2014）20-0026-02

1概述

2工程地质概况

3巷道底鼓原因分析

①由于巷道埋深较深，底板围岩与水膨胀，且随时间发生体积增大，局部有淋水的部位不断向巷道内鼓起。

②由于矿井在初期设计时，巷道布置过于集中，造成压力叠加，也是造成巷道长时间底鼓的主要因素。

4反底拱支护设计及施工

4.1巷道反底拱支护设计方案

针对以上情况，即在巷道底板进行浇灌钢筋混凝土反底拱支护设计试验。钢筋混凝土反底拱支护断面如图1所示。

①反底拱支护设计为双层绑扎钢筋网，垂直于巷道方向的钢筋顺反底拱绑扎成弧形网，钢筋网使用Φ22 mm@300 mm×300 mm螺纹钢纵、横捆扎。

③反底拱掘挖成弧形，底拱中部至设计巷道混凝土底板上水平面垂直深度952 mm。

⑤反底拱两帮预留刚筋可搭接多种刚性支护材料对巷道两帮及拱顶进行全断面支护。

⑥为了减少巷道底板直接接触水源，巷道底板不预留水沟，采用分段集中水管排水。

4.2施工工艺

采用人工放震动炮、配合风镐、手镐施工，采取分段掘挖、分段浇灌的方法施工，两班掘挖一班浇灌，快速施工。

②打底锚杆。从巷道底板中央依次按照间距向巷道两帮布置。锚杆托盘压反底拱钢筋网，托盘压不住钢筋网时采用点焊平网压实。

③绑扎钢筋网。首先架设靠近底板一层钢筋网，钢筋搭接长度≥300 mm，两层钢筋网之间保证有200 mm的层距，钢筋网绑扎采用14#铁丝双股捆扎。

④混凝土运输。浇灌混泥土采用井上按照设计配比下料，井下搅拌机现场搅拌，严禁施工人员在井下自行配料。

浇灌工作结束后，要进行洒水养护，7 d以内每班洒水一次，7 d以后，每天洒水1次，持续养护28 d。

5应用效果

6结语

参考文献：

[1] 林伟立.深部软岩巷道锚杆支护技术研究与实践[J].山东煤炭科技,2008,(3).

endprint

关键词：深部巷道；底鼓；反底拱；钢筋混凝土；软岩

中图分类号：TD353 文献标识码：A文章编号：1006-8937（2014）20-0026-02

1概述

2工程地质概况

3巷道底鼓原因分析

①由于巷道埋深较深，底板围岩与水膨胀，且随时间发生体积增大，局部有淋水的部位不断向巷道内鼓起。

②由于矿井在初期设计时，巷道布置过于集中，造成压力叠加，也是造成巷道长时间底鼓的主要因素。

4反底拱支护设计及施工

4.1巷道反底拱支护设计方案

针对以上情况，即在巷道底板进行浇灌钢筋混凝土反底拱支护设计试验。钢筋混凝土反底拱支护断面如图1所示。

①反底拱支护设计为双层绑扎钢筋网，垂直于巷道方向的钢筋顺反底拱绑扎成弧形网，钢筋网使用Φ22 mm@300 mm×300 mm螺纹钢纵、横捆扎。

③反底拱掘挖成弧形，底拱中部至设计巷道混凝土底板上水平面垂直深度952 mm。

⑤反底拱两帮预留刚筋可搭接多种刚性支护材料对巷道两帮及拱顶进行全断面支护。

⑥为了减少巷道底板直接接触水源，巷道底板不预留水沟，采用分段集中水管排水。

4.2施工工艺

采用人工放震动炮、配合风镐、手镐施工，采取分段掘挖、分段浇灌的方法施工，两班掘挖一班浇灌，快速施工。

②打底锚杆。从巷道底板中央依次按照间距向巷道两帮布置。锚杆托盘压反底拱钢筋网，托盘压不住钢筋网时采用点焊平网压实。

③绑扎钢筋网。首先架设靠近底板一层钢筋网，钢筋搭接长度≥300 mm，两层钢筋网之间保证有200 mm的层距，钢筋网绑扎采用14#铁丝双股捆扎。

④混凝土运输。浇灌混泥土采用井上按照设计配比下料，井下搅拌机现场搅拌，严禁施工人员在井下自行配料。

浇灌工作结束后，要进行洒水养护，7 d以内每班洒水一次，7 d以后，每天洒水1次，持续养护28 d。

5应用效果

6结语

参考文献：

[1] 林伟立.深部软岩巷道锚杆支护技术研究与实践[J].山东煤炭科技,2008,(3).

深井软岩巷道支护研究篇10

潘三矿位于淮南市潘集区境内, 距淮南市区约34 km, 潘三矿于1992年11月建成投产, 矿井核定生产能力为510万t/a。随着矿井开采深度逐渐加大, 为了满足深部进风的需要, 潘三矿安全改扩建及二水平延深工程设计在中央区工厂内增设深部进风井, 井筒净直径8.6 m, 深1 004.2 m, 井口标高+23.2 m, 落底水平-981 m。-817 m马头门设计长度28 m, 设计净宽5.4 m, 净高4.3 m。-817 m水平上下一带主要为砂质泥岩和泥岩, 围岩评价为极不稳定、不稳定。区间主要地质构造为F47正断层, 走向N78°~87°W, 近东西走向, 倾向南, 倾角30°, 落差15~20 m。马头门上下围岩主要以泥岩和砂质泥岩为主, 由于马头门所处层位岩性为软岩、整体性差且位于断层附近, 支护很困难, 围岩力学性能见表1。

2 支护方案

先敲帮问顶, 再打锚索加钢筋网, 然后喷浆对马头门进行初次加固。锚索采用Φ22 mm钢绞线, 长度为6 300mm, 间排距800×800 (mm) , 孔深6 000 mm, 每孔装入3卷Z2360树脂药卷, 工程设计锚索预紧力为120 k N。采用Φ6.5×2 200×800 (mm) 钢筋网, 钢筋网搭接为100 mm;喷浆厚度100 mm, 混凝土标号为C20。采用锚杆钻机施工注浆孔, 孔深2 500 mm, 间排距1 500×1 500 (mm) , 孔口管规格为外径Φ26.75×550 (mm) , 壁厚3.5 mm, 每排9根, 注浆终压3 MPa, 稳压时间≥20 min;深孔注浆采用中空注浆锚索, 其间排距3 200×3 200 (mm) , 每排3个, 注浆终压5~8 MPa, 稳压时间≥20 min。注浆液选用PO 32.5#普通硅酸盐水泥, 水灰比为0.7。注浆时机的选择对注浆加固的效果极为关键, 硐室开挖后立即注浆, 围岩吃浆少, 难以起到加固效果, 且现场也增加了平行作业的难度;注浆时间迟, 围岩松动破碎, 注浆加固效果也较差。在硐室开挖15~20 d后注浆效果较好。注浆采取浅、深孔两次轮注技术, 先浅孔后深孔, 先注两帮, 再注肩窝, 最后注顶部。二次支护采用双层钢筋现浇混凝土结构, 混凝土强度等级为C50, 厚度为500 mm, 钢筋规格为纵筋Φ25@250mm、环筋Φ25@200 mm (见图1~2) 。

3 监测分析

3.1 锚索受力监测与结果分析

在深部回风井东﹑西马头门共布置4个锚索测力计, 编号分别为1#、2#、3#和4#, 元件布置如图3所示, 锚索拉力随时间变化曲线如图4所示。

从图4可以看出, 锚索测力计2#、3#和4#变化趋势基本一致, 在前25 d受力增长较快, 增长速度达到4 k N/d左右, 说明该部位锚索的悬吊作用已充分发挥, 锚索调动了深部围岩的应力来达到围岩与支护结构的相互耦合;施加钢筋混凝土二次支护后, 锚索拉力值增长速度明显变缓, 增长速度为0.5 k N/d左右, 说明二次支护的作用已经发挥;至修复工作完成后, 锚索拉力值趋于稳定, 此时增长速度小于0.05 k N/d。

锚索测力计1#在前10 d内, 经历了一个下降后又逐渐增大过程, 究其原因, 锚索施加预紧力后, 经历了一个预应力松弛阶段, 然后, 由于围岩自由面变形的增大, 锚索拉力又逐渐增加, 目前拉力值稳定在150 k N左右。

工程设计锚索预紧力为120 k N, 对比1#、3#与2#、4#锚索拉力增长情况, 发现锚索预紧力达到设计要求时, 锚索提供的拉力不仅大而且增长迅速, 有利于锚索及时发挥其主动支护作用。建议施工过程中加大对锚索预紧的监督, 确保锚索预紧力达到设计要求。

3.2 巷道收敛变形监测与结果分析

巷道收敛变形是测量巷道顶部、底板和巷道两帮之间的相对位移。对于底板安排在最后施工的巷道, 通常全断面布置3根测桩, 如图5所示, 3根测桩应埋设在同一垂直面内, 其中1#和3#测桩在同一水平线上, 2#测桩埋设在拱顶中央。

在东、西马头门共布置了4个变形测站, 分别为变形测站1、2、3、4, 具体位置见图3, 以监测巷道变形情况, 现取其中具有代表性的变形测站4进行分析, 监测结果如图6所示。

深部软岩开挖后, 其变形经历变形急剧增长、变形缓慢增长和变形基本稳定三个阶段。变形急剧增长阶段的特征是变形增长迅速, 收敛变化速率一般1 mm/d以上, 其变形量达到围岩稳定时总变形量的50%以上, 随着时间的推移或支护作用, 变形速率降低, 进入变形缓慢增长阶段, 收敛变化速率基本在0.2~1.0 mm/d之间, 当收敛变形速率低于0.2 mm/d时即认为巷道围岩是基本稳定的。

从图6可以看出, 巷道水平方向收敛较小, 25 d收敛值为14 mm, 巷道拱顶下沉大, 最大收敛值为39 mm。从图线增长趋势来看, 水平方向收敛速度较小, 收敛速度为0.55 mm/d, 收敛速率在0.2~1.0 mm/d的范围内, 巷道围岩处于变形缓慢增长阶段。巷道顶板下沉速度一直居高不下, 收敛速度为1.56 mm/d, 大于1.0 mm/d, 围岩处于变形急速增长阶段, 属不稳定巷道。结合现场巷道拱顶处局部出现混凝土剥落和钢筋压弯现象来看, 巷道已出现破坏的征兆, 这与监测分析的结果一致, 亟待加固补强。

4 加固措施与效果

根据马头门破坏情况, 并结合现场监测分析, 决定对马头门采用锚、注联合支护技术进行加固补强。针对巷道拱部收敛变形较大等情况, 决定对马头门进行局部补强。由于锚索拉力值较大、部分锚索可能失效, 决定补打锚索, 加大其锚固深度与支护密度。具体措施为对马头门肩部和顶部补打锚索, 锚索长度增至8 000 mm, 孔深7 700 mm, 每孔装入3卷Z2360树脂药卷, 另外, 将锚索间排距由原来的800×800 (mm) 调整为400×400 (mm) 。锚索打好后, 用C20的混凝土喷浆, 厚度100 mm, 最后对马头门注浆, 注浆参数与原来的相同。马门头修复工作完成后, 重新监测了巷道的变形情况。

经过100 d的观察发现 (见图7) , 巷道水平方向最大变形为6 mm, 顶部最大收敛值为13 mm, 达到了设计的要求和预期的目标, 有效的控制了巷道的变形, 修复工程取得了良好的效果。

5 结论与建议

1) 从锚索拉力的监测曲线分析, 西马头门锚索4#最大值为245 k N, 达到了锚索锚断力 (355 k N) 的69%, 而西马头门1#相比其他3个锚索测力计值较小, 其最大值为150k N, 达到了锚断力的42.2%。

2) 锚索预紧力越大, 其拉力值的增长速度越大, 当然拉力值也越大, 真正实现及时主动的支护作用, 抑制巷道围岩破裂区向深部发展, 提高围岩稳定性。

3) 中空注浆锚索除了普通锚索的悬吊、挤压加固、组合拱等作用外, 还改善围岩的性质, 提高岩体内聚力、内摩擦角和弹性模量, 更兼具普通端锚与全长锚固的优点, 在松散破碎的地层条件下, 有良好的支护效果。

4) 为了便于掌握围岩的变化规律和变形, 在施工过程中宜对围岩进行表面收敛变形监测。从变形规律来看, 深部软岩开挖后, 其变形经历变形急剧增长、变形缓慢增长和变形基本稳定三个阶段。对于软岩巷道, 二次支护宜在围岩应力充分释放、变形缓慢增长阶段进行, 同时在初次支护与二次支护之间还应留有一定的变形空隙。

5) 采用锚、注方式加固马头门, 有效的控制了巷道的变形, 为同类地下工程的修复提供了宝贵的经验。

摘要：针对潘三矿深部风井马头门位于软岩中且围岩应力大这一技术难题, 采用了锚网索喷+钢筋混凝土暄体二次支护+深浅孔注浆补强加固的复合支护结构。由于顶板下沉较为严重, 采用锚、注联合支护技术对其进行修复, 并对修复效果进行监测。监测结果表明:修复加固措施有效的控制了巷道的变形, 取得了良好的加固效果, 确保了马头门的安全运营。

关键词：深井软岩,马头门,复合支护,监测分析,修复加固

参考文献

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