高预应力支护（精选11篇）
高预应力支护 篇1
0概况
梁宝寺二号井位于山东省巨野煤田, 设计能力120万t/年。主采3煤层, 煤层顶板为泥岩和粉砂岩, 煤层底板为泥岩、粉砂、细砂岩。开采第一水平-1020m水平, 埋藏深, 围岩应力高, 矿压显现剧烈, 巷道产生破坏和变形更为严重。根据二号井的实际情况, 现阶段巷道支护困难是制约矿井高效生产建设的主要问题。因此, 本矿加强深井高应力巷道围岩稳定性控制技术研究, 不断总结经验, 成功实现了对深井高应力巷道围岩的有效支护。
1 巷道支护设计
1.1 一次支护
现以内水仓巷道支护为例进行说明。一次支护采用锚网索喷方式。
(1) 锚杆间排距800mm×800mm, 打设底角锚杆时下倾45°, 锚杆采用Φ22×2800mm高强预应力左旋无纵筋螺纹树脂锚杆, 锚杆外露10~40mm, 使用应力显示让压管、减摩垫圈, 锚杆安装过程中要把应力显示让压管让压部分压平。
(2) 金属网采用Φ6.5mm冷拔钢筋经纬网, 规格为1400mm×1000mm, 网格长×宽为100mm×100mm, 金属网要压茬搭接, 搭接长度不小于100mm, 搭接两块网要用12﹟双股铁丝三花绑扎联接, 间距不大于200mm。
(3) 锚索规格为Φ21.6×8200mm, 间排距为1600mm×1600mm, 使用4支MSK2550型树脂锚固剂锚固, 托盘规格300mm×300mm×16mm。
(4) 支护完成后初喷喷砼强度C25, 喷体厚度150mm。
1.2 二次支护
二次支护采用钢筋梯+锚杆+注浆锚索的支护方式。
(1) 锚杆间排距为1600mm×800mm, 锚杆规格不变。在原支护两排锚杆中间补打一排锚杆, 奇数排施工的锚杆自巷道正中向右偏400mm开始施工第一根, 偶数排施工的锚杆自巷道正中向左400mm施工第一根, 后均按间距1600mm施工其余4根。
(2) 钢筋梯采用Φ14mm钢筋制作, 钢筋梯外宽80mm, 每架中间焊接横筋, 每组两道, 每组间距800mm, 横筋间距100mm, 钢筋梯搭接长度100mm, 搭接处要在托盘下压紧。
(3) 注浆锚索在原支护两排锚索中间开始施工, 巷道正中一根, 后按间距2400mm施工其余4根锚索。注浆锚索型号为Φ22×6300mm, 使用2支MSK2550树脂药卷锚固, 锚索外露150mm~250mm, 安装完毕后要将外露部分保护好, 以便以后注浆。
(4) 二次支护后进行复喷施工, 复喷厚度150mm。
2 支护原理分析
这种支护方式实现了“三锚联合”支护, 即锚杆、锚索及注浆锚索相结合, 将锚喷支护与注浆加固技术结合起来, 采用注浆锚索来实现锚、注合一, 对巷道破碎围岩进行主动加固与支护, 充分发挥围岩的自身承载能力, 实现积极支护[1]。
1.注浆锚索;2.锚喷网层;3.注浆扩散层;4.锚固层;5.喷网层
其承载原理主要反映在以下几个方面[1]:
(1) 注浆和固结改善了破碎围岩的物理和力学状态
浆液固化后, 可充填和封堵围岩的裂隙, 隔绝空气, 减轻已破碎围岩的风化, 防止围岩被水浸湿软化, 进而强化了围岩的自身强度。同时, 注浆后松散破碎围岩被胶结成整体, 岩体内聚力得到提高, 从而显著提高破裂岩体的承载能力;且喷层壁后充填密实, 保证荷载均匀地作用在喷层或支架上, 避免出现应力集中而首先破坏, 使支架和喷层能提供均匀的反作用力;再则岩块受力状态由点荷载、单向荷载、极低约束力下的两向或三向荷载作用转化为较高约束力下的三向应力状态, 其峰值强度和变形性能显著提高。
(2) 多层组合结构的可靠性与承载能力显著提高
注浆充填围岩空隙和裂隙, 固化后配合锚杆的锚固作用, 可形成多层有效的组合结构。且支护体内锚杆均转化为全长锚固, 它将多层结构联成一个整体, 共同承载, 扩大了支护结构的有效承载范围, 提高了支护结构的整体性和承载能力。且因锚注加固组合结构厚度远大于普通锚喷支护形成的支护结构厚度, 减小了作用在底板岩体上的荷载集中度, 减弱了底板岩体中的应力和塑性变形, 实现控制巷道底臌的目的;巷道底板的稳定, 有助于两帮的稳定, 在底板和两帮稳定的情况下又能保持拱顶的稳定, 从而保证巷道锚注支护结构的整体稳定, 实现对深部破裂围岩的有效约束, 发挥破裂围岩的结构效应。
(3) 锚注加固结构的高抗力阻止了围岩深部塑性区的发展
对新掘巷道围岩实施注浆加固允许滞后于初次支护一定时间, 使围岩在保证巷道安全的条件下释放变形能, 而对修复巷道则要求及时进行注浆加固, 注浆加固是针对处于峰后软化和残余变形段的破碎岩体进行的, 此范围内岩体应力状态较低, 加固后可转化为弹性体, 因此, 对加固体固化后产生承载力是有利的。承载能力逐步提高后, 其抵抗深部岩体的变形能力也逐步提高, 引起加固体内应力提高, 形成对深部围岩的有效约束, 使破裂岩体的残余应力逐步提高, 阻止了围岩塑性区的发展。
3 总结
锚注加固结构具有其它支护所没有的特性, 主要体现在较好的整体性、稳定的结构性、较高的承载力和较强的抗变形能力上。该技术可充分发挥锚喷、锚索和锚注各自独特的支护作用, 并使其相互补充和加强, 充分发挥围岩的自身承载能力, 强化了支护结构的承载能力和适应性, 改善了深井巷道支护现状, 达到了预期目标。
参考文献
[1]王振武.深井高应力软岩巷道围岩稳定性分析与控制技术研究[D].山东科技大学, 2012.
[2]宋宏伟.井巷工程[M].北京:煤炭工业出版社, 2007.
高预应力支护 篇2
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.
高应力巷道支护技术应用 篇3
1 支护分析
由于丁5-6-26071回风巷开采深度大,顶板较破碎,围岩应力大,传统的普通锚网索联合支护技术已不再适用。根据丁5-6-26071回风巷的具体条件,选择“高预应力让压锚杆+高预应力让压锚索+W钢带”联合支护技术。
(1)采用高预应力让压锚杆(高强让压锚杆)。
锚杆必须具有控制变形让压和均压性能,以保证每根锚杆受力均匀和防止锚杆承受过度载荷而破断。采用高预应力让压锚杆配合使用大扭矩放大器,使锚杆达到高预应力,以适应围岩应力和变形的需要[1]。高预应力让压锚杆组装如图1所示。
(2)合理选择、设置锚索加强支护。
应有足够的锚固力来控制顶板,且在整个需要支护期间内不能失效。利用锚索锚固深、强度高的特点,来控制巷道围岩的过大位移。
(3)采用木垫板,增加锚索延伸量,实现让压锚索协同让压锚杆支护。
根据锚索协同作用支护原理,锚索协同支护设计主要是增加锚索的延伸率以适应围岩进一步变形的需要,具体做法是在锚索钢托板与大托板或钢梁之间放置木垫板(图2),以提高锚索抗变形、减缓顶板冲击载荷的作用。
(4)W钢带协同锚杆、锚索支护。
采用W钢带将上下2根锚索连接,实现顶板有机连接并分担顶板局部来压,充分体现“锚杆+锚索+W钢带”联合支护作用。
2 支护参数
26071回风巷施工过程中需要铺设胶带输送机、风水管路,并需预留胶轮车通道,因此设计净断面宽4 200 mm,上帮高3 205 mm,下帮高2 600 mm。其巷道支护如图3所示。
(1)顶板锚杆。
采用高强让压锚杆锚网支护,规格为Ø22 mm×2 400 mm,配3卷Z2335中速锚固剂,顶角锚杆倾斜20°安装,锚杆间排距均为800 mm。铺设1.0 m×4.2 m的金属网,使用长4.2 m的W钢带。
(2)两帮支护。
采用锚梁网组合锚杆支护,规格为Ø20 mm×2 200 mm的左旋无纵筋锚杆,配2卷Z2335中速锚固剂,锚杆间排距均为800 mm。铺设1 000 mm×2 600 mm的金属网,配14#钢筋梯子梁,保证巷道两帮煤体的完整性,以提高辅助支护强度。
(3)顶板锚索。
采用Ø21.8 mm×7 500 mm高强让压锚索,每根锚索配5卷Z2235中速锚固剂。锚索排距为1 600 mm,顶板上下2根锚索之间采用长1 700 mm的W钢带连接。每根锚索用2块200 mm×200 mm×8 mm的钢板作为托板,中间夹150 mm×150 mm×100 mm的硬木横纹加工的木垫板进行让压。
3 施工工艺
(1)顶板锚杆。
①打孔。用锚杆机打钻孔,孔深比锚杆有效长度长30～50 mm。②把树脂药卷和锚杆推入规定的孔位。利用锚杆和锚杆搅拌器通过锚杆钻机的上推力把锚固剂推入孔中直到锚杆托盘离顶板10 mm左右。注意在上推锚固剂时尽量不要旋转,严禁把托盘压在顶板上。 ③完成第2步后,迅速旋转锚杆搅拌15～20 s(旋转搅拌时不要施加上推力),然后顺势上推锚杆使托盘贴近顶板。④完成搅拌后停止30～45 s(视树脂类型现场确定),让锚固剂充分凝固。⑤旋转搅拌器拧紧螺母。紧螺母时应给最大扭矩,而不要施加上推力以拧紧螺母。⑥用扭矩放大器进一步拧紧螺母,使其达到额定预紧力120 kN。充填于螺母的树脂阻尼必须全部脱落,塑料垫圈必须溶化掉,否则锚杆无法达到额定载荷。
(2)帮锚杆。
帮锚杆施工工艺与顶锚杆基本相同,滞后顶锚杆施工1～2排,并与顶板锚杆支护平行施工。
(3)高预应力让压锚索。
①钻孔深度大于锚索有效长度(从托盘到锚索前端的距离)50～100 mm。②钻孔打好后,轻轻将锚固剂推入钻孔,确保不使锚固剂外壳破裂。③利用预先安装在锚索尾部的搅拌器与锚索将锚固剂缓缓推入钻孔,直至推不动为止。④快速搅拌锚固剂,搅拌锚固剂时钻机推力要最大。锚固剂搅拌时间为20～25 s,搅拌锚固剂停止时要确保钢绞线尾端接近岩面(300～350 mm)。⑤锚固剂搅拌完毕后20～25 min(现场试验确定),再装W钢带、钢垫板、木垫板、铁托板、锁具,并使它们紧贴顶板,用锚索张拉器拉紧锚索,使其达到额定的预紧力180 kN。
4 矿压监测与分析
(1)矿压观测。
距作业面5 m布置测站,共布置4个测站,测站间距50 m。每组分别在顶、底、两帮中部布设测点,使用毫米钢尺、小线等工具测量。对巷道围岩变形情况监测结果进行整理,得出变形曲线(图4)。从图4可以看出,46 d内巷道顶板最大下沉量不到180 mm,且日均下沉量小于5 mm,且巷道两帮最大位移量不到200 mm。巷道围岩得到了有效控制,取得了较好支护效果。
(2)顶板离层观测。
在矿压观测站设立的同时,每50 m在顶板中部设立顶板离层仪,对顶板浅部、深部的离层变化情况进行监测。结果表明,巷道顶板2个月内累计离层小于150 mm,表明对巷道顶板深部围岩起到了较好控制作用。
5 技术分析
(1)优点。
①实现了“高预应力锚杆+高预应力锚索+ W钢带”联合支护,有效地提高了巷道支护强度;②加大锚杆、锚索直径,增加了锚杆、锚索强度,以适应围岩过度载荷;③采用W钢带加大顶板受力面积,并将分散的锚杆、锚索联合起来形成一整体承载结构,防止出现应力增高区,破坏顶板,达到均压的目的,以提高支护强度。
(2)缺点。
①顶锚索采用W钢带相连,对顶板平整度要求较高。顶板不平整时,锚索安装较为困难,且锚索加压后钢绞线外露过长,影响行人和运输,需用液压剪剪去多余的外露钢绞线,增加了施工工序。②锚索安装需安装W钢带、木垫板、铁托板等,工艺较复杂,要求施工人员素质相对较高。
6 应用效果
巷道在采用联合支护技术后,始终处于良好的支护状态,此方案的运用显著地改善了巷道围岩受力情况,提高了巷道支护效果,降低了支护成本,达到了预期的目的。与同等条件的丁5-6-26071回风巷外段约有400 m仅采用普通锚网索联合支护方法相比,巷道两帮围岩变形量减小300～400 mm,顶板下沉量减小400～600 mm,顶锚杆失效率由原来的5.0%降到0.1%以下,锚索失效率由原来的5%降到0,顶板得到了有效控制。巷道失修率由原来的60%降到3%以下,仅此项就减少巷道维修费用100万元以上。
7 结语
在充分利用高强让压锚杆支护的基础上,进一步使用“高强让压锚索+W钢带”联合支护,使让压锚杆、让压锚索、W钢带协同作用,以适应围岩变形的需要,有效地提高了围岩的稳定性和围岩强度。该技术在地质条件复杂矿区,特别是在大埋深、高地应力巷道支护方面具有较好的应用价值和推广前景。
参考文献
[1]康红普.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社,2007.
[2]钱鸣高,石平伍.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.
[3]东兆星,吴士良.井巷工程[M].徐州:中国矿业大学出版社,2004.
高预应力支护 篇4
2012年7月，我顺利完成学业，从武夷学院环境与建筑工程系建筑工程技术专业毕业。同月，经应聘进入福建闽中兄弟现代物流城有限公司工程部工作，直至现在。参加工作以来，我一直从事施工现场管理与现场技术指导工作。下面就专业技术角度，对目前我所负责工程基础：锤击预应力混凝土管桩的施工技术措施、施工质量管理及安全措施谈谈自己的看法。
本工程14#楼食堂、17#楼信息综合大楼共165个桩位，设计采用直径500mm，壁厚125mm的预应力高强混凝土管桩（phc），砼等级为c80。有效桩长20米，单桩承载力设计值为1700kn。
一、具体施工措施
1、压桩施工工序
经养护达100%设计强度的桩运至沉桩点→桩位正前方与正侧方架设经纬仪→插桩→沉桩→接桩→继续沉桩→桩平面位移量测→送桩→拨出送桩、填盖桩孔
2、桩的起吊
按照计划的桩机行走路线进行桩机就位；桩机就位后进行桩的起吊：对phc管桩，采用单点法旋转垂直吊桩；桩起吊离地面时，检查桩身有无断裂现象，如起吊时发现有破裂现象，应及时将此桩吊离现场作坏桩处理，做到边吊桩边检查。桩沿场地周边堆放，便于起吊施工。采用单点起吊，吊点距离桩顶替0.31l（l为桩长）。
3、桩的对位与沉桩
桩机就位，按额定的总重量配置压重，调整机架垂直度后，将桩吊起进入桩架龙门，对准桩位中心徐徐放下，桩顶扣上与有动滑轮组的压梁箱相连贯的桩帽，并使桩帽中心与桩身纵轴线吻合，并保持垂直。找出布设好的桩位标志（埋设在地面下、长约30cm的φ6的钢筋），以其为圆心画直径为500mm的圆，桩就位时桩端四周须与所画圆吻合，以保证桩位的准确性。检查有关动力设备及电源等，防止打桩中途间断施工，确定无误后，即可正式压桩。
调整桩机水平，打桩下沉约0.5m，然后从相互正交的两个方向对桩的垂直度进行调整。调整好桩身的垂直度，方可继续进行沉桩。每根桩入土后均须做标高记录，为此，施工区附近还应设置不受打桩影响的水准点，一般要求不少于2个。该水准点应在整个施工过程中予以保护，不受损坏。
4、送桩、对桩顶高程控制与停止击桩
端承摩擦桩要以桩端进入指定持力层并达到要求深度和极限承载力控制，由于持力导可能起伏较大，桩长会有变化，要根据地质报告和施打情况选配合适长度的桩节，以减少截桩浪费，收锤可按以下条件确定：
1）桩端沉入持力层的深度已满足设计要求，贯入度达到设计规定值时可以收锤。
2）按设计要求最后三阵平均贯入度为60mm/10击；
3）施工中有些桩尖虽未到规深度，而沉入1米的锤击数已达250击，可停止打桩，并由设计、监理、业主和施工各方代表在现场会商，确认其单桩承载力；
4）沉桩遇地下障碍物致身歪斜，应立即停压同时报告现场业主代表与监理，请示处理方案。
5、焊接接桩的节点处理应符合下列规定:
a、采用电焊接桩，钢板宜用低碳钢，焊条宜用结422。
b、预埋铁件表面应保持清洁。
c、上下节桩之间的间隙应用铁片填实焊牢。
d、焊接时，应两人对角分段进行，以减少焊接变形和残余应力。
e、焊好后的桩接头应自然冷却后才可继续沉桩，自然冷却时间不应少于8分钟；严禁用水冷却或焊好却沉桩。
二、质量管理措施
(一)质量保证体系
下一级对上一级负责;上一级对下一级实行监督、检查；项目负责对工程质量全面负责。
（二）压桩质量标准
《建筑桩基技术规范》对静压桩桩位及垂直度偏差有明确的控制标准。
1、桩位偏移
a、单排或双排桩机
垂直于条形桩基纵轴方向：100mm
平行于条形桩基纵轴方向：150mm
b、桩数为1~3根桩基中的桩：100mm
c、桩数为4~16根桩基中的桩：150mm
d、桩数大于16根桩基中的桩：
最外边的桩：150mm
中间桩：200mm2、桩身倾斜
桩的垂直度偏差不大于0.5%。
（三）桩质量控制措施
1、桩基施工测量后，必须进行轴线对照测量控制基准线、桩位对轴线、桩位与桩位之间的校核检查，施工中桩必须准确对位。
2、桩对位准确后，必须待桩调直后才开始施打，施打一定深度（1米深度内）后再将桩调直。
3、打桩过程中桩尖遇到地下障碍物造成的倾斜位移时，应将桩拨出，清除障碍后再施工。
4、送桩过程中，送桩器摆放必须与桩身在同一条垂线上。
5、桩机施打时必须水平，夹持梁导向孔必须垂直。
6、桩位标高须应定期检查，每日竣工的桩位要进行校核。
7、当打桩接近设计标高时，不可过早收锤，否则在补打时将发生打不下或打入过少的现象。
8、严格做到打桩锤（夹具中心）、桩帽、桩身中心线在同一铅垂线，防止偏打（压）使桩倾斜与损坏。
9、在打桩至桩身被土嵌回前必须跟踪监测保持桩身垂直；严禁在桩节下端已嵌固状态下再度移动桩机硬搬上桩端来校正桩的垂直，如发现已嵌固桩身不垂直，应拔起桩后调整桩机并在桩侧面填木块（条）等纠编。
10、接桩时保持跟踪监测，确认对中与垂直度确无误后，焊接。
11、打桩时应由专职记录员及时准确地填写管桩施工记录表，并经当班监理工程师验证签名后方可作为有效施工记录。
三、安全措施及文明施工
1、建立以项目经理为组长的安全生产领导小组，形成有效、完善的管理体系；
2、加强对进场职工的安全生产教育，提高自保、互保意识；坚持班前安全会议；提高工地全体职工的安全意识，自觉执行我公司制定的各项安全规章制度；
3、在工程施工中，认真执行国家有关施工安全的规定，尤其是现场临时用电安全措施，配电、开关箱必须装有漏电保护，齐备安全接地；以及有关防雨、防雷、防署等安全措施；
4、实行逐级的安全、技术、质量交底制度。开工前项目负责人要开好首次工地交底会议，实行交代与接受书面签字办法；
5、打桩前必须确认起重机的吊钩已脱离吊桩工具。吊桩时确保捆线牢固。人员尽量远离起吊桩节；
6、一定要在规定的吊臂举升起吊额定的重量，以免起吊超负荷；
7、停机4小时以上，必须空运行3分钟，无异常现象方可进行工作；
8、接桩时绝对不允许随便扳动手柄，以免桩落下伤人；
9、机械设备勤保养，勤检查，交接时应办理必要手续；
10、工种须持证上岗严禁无证顶替现象；
11、工地各部分按规定悬挂安全标志，吊桩时服从统一指；
12、夜间施工应保证有足够照明灯光；
13、现场管理机构健全，人人责任明确；
14、坚持施工程序，工期达到合同规定要求；
15、安全防范措施落实，安全生产良好；
16、技术档案资料齐全，工程质量优良；
17、场容场貌文明，工具、材料放置整齐，废弃物料集中处理；
18、团结协作，相互关心，相互帮助；无打架斗殴违法乱纪事件；
19、环境、作息时间有专人负责管理；
20、遵守安全生产“十项规定”和“十项禁令”严格按照操作规程施工；
21、吊桩过程中，注意是否松钩、滑绳等现象，谨慎小心，不要撞倒桩机，起重臂下禁止行（站）人；
22、非桩机操作人员，不要在主机室内或吊机室内随意乱动；
23、用电安全措施，实行“三相五线制”及“三级漏电保护”，开关加以保护，工作人员不得带电作业；
24、施工人员必须带安全帽，不得穿拖鞋上岗；
25、场内物品堆放规范，保持整洁，文明施工；
26、预应力管桩运至现场堆放时，应按规格、桩号分层叠在平整坚实的地面上，支承点应设在吊点外或附近，上下层垫块应在同一直线上，堆放层数不宜超过四层。
高预应力支护 篇5
关键词：框架预应力;锚杆边坡支护结构;抗震简化设计
1 引言
我国是一个地震高发国家，尤其是对于部分地区的山区道路来说，如果出现等级较高的地震，那么则将会对道路边坡造成非常大的影响，且直接会对当地的公路、铁路、建筑以及水利水电工程等造成非常大的影响。以我国2008年发生的汶川地震为例，其在地震过程中由于道路边坡失稳而出现的事故占据整个地震总损失的30%左右。而在我国目前各地区大力开展道路桥梁建设的背景下，就更需要我们能够对边坡的抗震性引起充分的重视，从而以此来保证建筑的安全运行。
2 支护结构震害分析
在边坡支护发生震害情况时，其主要的表现就是其锚杆、锚头容易出现被损坏的情况，且会使框架以及挡土板也会随之出现一定的破坏，其中，锚头之所以出现破坏的情况主要是因为其钢垫板位置的混凝土强度承载力不足而在地震情况下时容易出现破碎的情况，且垫板也会因为强度问题而出现变形以及凹陷的情况、锚头螺栓也会出现滑脱的情况。其中，锚杆出现被破坏情况的非常重要的一类形式就是因为锚杆自身会因为其所具有的强度不足而出现被拉断的问题，且会使土地同锚固体间因为摩阻力不足而受到破坏。而对于挡土板来说，其出现破坏则是因为在地震较强的冲击作用下，使其因为受剪、受弯以及受冲而使局部承压能力不足而出现被破坏的情况。
对于框架破坏问题而言，其分为弯曲破坏、剪切破坏以及局压破坏，当地震发生时，其节点位置则是整个框架受到损害最大，也是最容易受到损坏的位置。由于框架梁柱节点位置所出现的破坏问题经常出现在弯曲变形且剪跨比较大的区域，这就会使其在地震发生时在剪力以及弯矩的共同作用下使保护层脱落、混凝土开裂，进而造成较大的损坏。而在梁柱的接点位置，梁所受到的地震影响要较轻于柱的影响，且柱底震害也没有柱顶位置的震害严重，其发生破坏的位置也通常处于框架梁柱中间以及立柱接点附近。另外，支护结构的外部以及内部失稳情况共同组成了失稳问题，如果锚固段土体情况较为稳定，且长度够，则容易出现内部失稳，而如果边坡土体不是非常稳定，而锚杆长度不足，则容易出现外部失稳的情况。
3 支护结构抗震简化设计
3.1 地震作用计算
根据我国建筑边坡的相关技术规范，其明确的规定了在岩石基坑边坡处可以根据情况不同对地震荷载进行考虑，而对于我国目前7以及7度以上的边坡、以及中等风化、强风化以及全风化的岩质边坡来说，则应当能够对地震荷载作用力进行考虑，并可以在设计时忽略地震竖向加速度因素。根据拟静方式的计算，我们则可以将土地在地震情况下所产生的地震力划为静荷载，并将其作用在相关的支护结构之中。在这种前提下，我们则将地震情况下水平面同边坡滑移面的夹角设为：
在上式中：
其中，δ为挡土结构同土体间具有的摩擦角、g为加速度，ψ为土体摩擦角。
而当边坡属性为弹性时，地震响应则会根据坡高度的提升而出现放大的情况，而为了能对我们的设计方式进行简化，我们则通过边坡加速度的相应系数对其进行计算，并将其相应系数在7、8、9防烈度下分别设置为3、2.5以及2。
3.2 框架锚杆抗震计算
在锚杆的框架结构中，其主要由立柱、横梁以及挡土板这三者所组成，且由这三者共同形成一种形似楼盖的竖向梁板结构体系。对于框架锚杆支护结构来说，我们对其计算时主要有下列几个方面：
3.2.1 挡土板计算
在一般情况下，横梁间距同立柱间距的值较为相近，且我们也可以通过双向板结构的形式对挡土板进行计算。首先，我们需要对其支撑情况进行分类：第一种是一边简支、其它三边固定的方式;第二种则是四边都固定的形式，以此来作为具有临时性的支护，且在不计算其面板的基础上根据其构造情况来选择适当的配筋数量以及混凝土厚度。而在永久性支护方式中，我们则需要对其挡板进行全面的验算以及抗震设计，并保证挡板厚度应当大于10cm以上。
3.2.2 横梁及立柱的计算
在对两者计算前，首先我们需要能够在联系其所具有荷载情况的基础上将结构分为横梁以及立柱两个计算点，之后再将两者以不同的计算方式画出不同的计算简图来进行计算，其计算单元如下图所示：
图1 横梁、立柱划分单元情况
在上图中，Sx为立柱的间距，通常我们会以均匀的方式对其进行布置。而Sy则为横梁间距，我们在实际布置时可以根据其锚杆位置的不同而对其灵活布置;η1和η2则分别为立柱计算系数以及横梁计算系数，而根据荷载等效的原理，我们将这两个值都取为0.75。
3.2.3 锚杆计算
对于地震所出现的锚杆破坏情况来说，其可以根据损坏情况的不同而分为断裂以及拔出这两种类型。
对于断裂情况的验算，其公式如下所示：
在上式中，fy为锚杆抗拉强度，dj为不同根锚杆钢筋所具有的直径，Ej则为不同根锚杆其动土、静土压力所具有的组合值。
而对于拔出情况的验算，其公式如下所示：
这是因为在地震力的作用之下，满足上述条件才能够保证锚杆在具有足够摩阻力的条件下避免出现拔出的情况，其中，τj为不同层锚杆土地同锚固间的剪应力，Dj为不同锚固体所具有的直径，而Lj则为不同锚杆所具有的锚固段长度。
4 结束语
在上文中，我们对于框架预应力锚杆边坡支护结构抗震简化设计方法进行了一定的研究，而在实际设计时，也需要我们能够从多方入手，以更为合理的设计方式保证边坡防震质量。
参考文献：
[1]叶海林，郑颖人，陆新，李安洪.边坡锚杆地震动特性的振动台试验研究[J].土木工程学报.2011（S1）：152-157.
[2]石玉成，秋仁东，孙军杰，胡明清.地震作用下预应力锚索加固危岩体的动力响应分析[J].岩土力学.2011（04）：1157-1162.
大埋深高应力巷道支护技术实践 篇6
对于锚杆支护煤巷来说, 顶板发生剪切破坏往往会造成顶锚杆剪断, 顶板下沉, 支护失效, 严重威胁安全生产。本文在分析己15-23160机巷顶板剪切破坏原因的基础上, 通过优化支护方案, 提出了己15-31020风巷支护方案, 并取得了成功。
1剪切破坏原因分析
平煤股份四矿己15-23160机巷设计为矩形全锚支护, 巷道净宽4.8m, 净高2.8m, 顶锚杆采用高强让压锚杆, 帮锚杆采用高强锚杆, 顶锚杆间排距800×800mm, 每排7根顶锚, 上下帮锚杆间排距为900×800mm和750mm×800mm, 每排4根, 锚索采用直径17.8mm长6.5m锚索, 五花布置。在支护过程中, 局部地段出现了顶板剪切破坏, 主要特征为:一是在顶板以上1.1m处岩层错动, 锚杆破断处明显为剪断形态;二是顶板剪切发生的位置多位于巷道柱肩1m范围内, 顶板出现明显的错动。
一般来说, 围岩应力、围岩强度和巷道支护是影响巷道支护稳定性的三要素, 因此, 结合己15-23160机巷地质条件, 从这三方面来分析确定己15-23160机巷出现剪切破坏的原因: (1) 巷道埋深大, 原岩应力高。己15-23160机巷井下标高-645~-575m, 地面标高278~392m, 埋深最大达到980m, 造成巷道原岩应力σz高达24.5MPa, 在如此大的原岩应力作用下, 巷道掘进后, 围岩应力在重新分布过程中, 顶板在由三向受力状态转变为二向受力状态时, 裸露的顶板将遭到两帮水平应力的挤压, 形成错动, 导致剪切破坏的发生; (2) 顶板中含软弱夹层。通过分析己15-23160机巷综合柱状图可知, 巷道顶板以上1.1m处含有约0.6m厚的炭质泥岩软弱夹层, 导致顶板形成“中间弱、两边强”的夹心饼层状结构, 导致巷道顶板各岩层间粘结力减弱, 这种层状结构在水平挤压应力作用下最易发生剪切错动, 导致顶板破坏, 这也是顶板以上1.1m处岩层发生错动的主要原因; (3) 锚杆支护层位顶板预紧力有限。己15-23160机巷顶锚杆长2.6m, 强度为500MPa, 直径22mm, 其屈服载荷为19吨, 其对顶板的预紧力为10吨, 按照理论计算, 预紧力越大, 围岩受力状况越好, 其承受水平应力的能力和抗剪切错动能力越大, 因此进一步提高预紧力将提高顶板的抗剪切能力。
2支护方案优化
根据第一部分分析, 影响巷道稳定性的三因素中, 围岩应力、围岩强度属于自然条件, 不能改变, 因此, 只能从巷道支护方面优化, 以提升巷道抗剪切能力。
己15-31020风巷与己15-23160机巷中对中10m布置, 为防止支护中出现己15-23160机巷类似的剪切破坏现象, 结合上述分析, 优化支护方案如下: (1) 己15-31020风巷设计断面, 顶锚杆、帮锚杆类型与己15-23160机巷相同; (2) 优化锚索补强支护参数:己15-31020风巷的锚索参数优化如下:将原己15-23160机巷使用的直径17.8mm长6.5m七丝锚索更改为直径22mm长7m的19丝锚索, 仍沿用五花布置;将原己15-23160机巷使用的顶板柱肩以外的2根顶锚杆用2根直径22mm长3m的锚索代替, 这种优化的目的为:一是增强锚杆支护层位的顶板预紧力, 一般来说, 锚索对顶板岩层预紧力为锚杆设计载荷的1.0倍, 而锚杆预紧力仅为锚杆设计载荷的0.5倍, 因此, 在使用3m锚索后, 在锚杆支护层位上的岩层预紧力由10吨增加至20吨, 增大一倍之多, 减少了顶板错动破坏现象;二是在用锚索代替容易发生剪切破坏的锚杆后, 即使顶板发生了错动, 锚索索绳的柔性亦能抵抗顶板水平方向一定范围的错动而不至于破断。
3支护效果分析
己15-31020风巷采用优化后的支护方案后, 目前已经掘进1100余米, 从现场实际看, 取得了良好的支护效果:一是未发生顶板剪切错动现象, 顶板完整性良好;二是未出现锚杆锚索破断现象, 仅仅在局部压力较大地段出现锚杆让压管变形现象;三是通过顶板离层和围岩变形监测看, 全巷道范围内顶板离层量最大为32mm, 两帮移近量最大为540mm, 证明优化后的支护方案支护效果明显。
4结论
(1) 根据己15-23160机巷出现的局部顶板剪切破坏现象, 从围岩应力、围岩强度和巷道支护三方面进行了分析, 得出其主要原因为:一是巷道埋深大, 原岩应力高;二是巷道顶板中存在软弱夹层, 导致巷道顶板呈层状分布, 顶板抵抗水平应力能力弱, 易发生剪切错动现象;三是锚杆支护层位顶板预紧力有限, 对顶板的抗水平应力提供的围压不足;
(2) 从提高顶板预紧力入手, 优化了己15-31020风巷支护参数:加长加粗了五花布置的长锚索, 并采用2根3m的短锚索代替2根柱肩以外的顶锚杆的方法, 不但提高了锚杆支护层位顶板的预紧力, 还提高了巷道抗顶板剪切错动能力。
(3) 己15-31020风巷顶板离层和围压变形监测结果表明, 该支护方案是成功的。
摘要：结合大埋深巷道顶板变形及破坏规律, 通过从围岩应力、围岩强度和巷道支护三方面分析己15-23160机巷发生顶板剪切破坏的原因, 确定从增大顶板预紧力方面入手优化己15-23160机巷临近巷道己15-31020风巷支护方案:用2根3m长锚索代替顶板柱肩以外2根锚杆, 将对顶板的预紧力由10吨提升至20吨, 围岩监测结果表明, 该支护方案有效提高了顶板支护强度, 巷道变形量得到了控制, 杜绝了顶板剪切破坏和锚杆支护失效现象。
关键词：大埋深,支护失效,预紧力,剪切破坏
参考文献
[1]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.
高预应力支护 篇7
1 地质概况
3553S工作面位于二水平南五采区5煤层, 北部为上山煤柱, 东部为3551S采空区, 西部与南部无工程。煤层结构简单, 受沉积环境影响, 煤层厚度变化比较大, 其平均厚度为2.0米, 煤层倾角在7度左右。直接顶为8~10m的深灰色粉砂岩, 层理发育, 工作面标高在-400~-500m之间, 地面标高在+25m, 埋藏深度420~530m, 3553S工作面风道与3551S工作面运道留有10m区段煤柱, 受上邻3551S工作面采动影响不大。
2 高预应力强力锚支护理论和作用机理
2.1 高预应力强力锚支护理论
大断面巷道由于跨度及高度比较大, 断面为矩形, 受到采动的影响, 围岩的变形量和破裂范围都很大, 高预应力强力支护理论是在锚杆支护原理的基础上, 提高锚杆锚索的强度和对锚杆锚索施加更大的预紧力来实现对巷道的强力支护, 充分调动围岩自身的承载能力, 真正实现锚杆的主动支护。
2.2 高预紧力锚杆支护作用机理
2.2.1 高预应力强力锚杆支护的主要作用在于控制巷道顶板和两帮围岩体的离层、滑动、裂隙张开、新裂纹产生等扩容变形与破坏, 使围岩处于受压状态, 抑制围岩弯曲变形、拉伸与剪切破坏的出现。在锚杆锚索锚固范围内形成高强度、高刚度的预紧力承载结构, 阻止锚固区外岩层产生离层, 同时改变围岩深部的应力分布状态, 对深部围岩体起到很好的控制作用。
2.2.2 锚索在锚杆支护中起到和锚杆支护互补的作用。通过锚索将锚杆支护形成的预应力承载结构与深部围岩相连, 提高预应力承载结构的稳定性, 同时充分调动深部围岩的承载能力, 是深部和浅部的围岩形成一个岩石承载体, 锚索施加较大的预应力, 为围岩提供压力, 与锚杆形成的压应力区形成骨架网状结构, 主动支护围岩, 保持围岩的完整性。
对大断面巷道采用高预应力强力锚杆锚索联合支护, 一次性能有效的控制围岩变形与破坏。
3 支护设计方案
根据相邻工作面锚杆支护巷道变形状况、特点与监测数据, 确定该组装硐室采用高预应力锚杆支护方案。
3.1 顶板支护。
选用φ22mm长度2400mm左旋无纵筋螺纹钢高强锚杆, 屈服强度660Mpa。采用120mm*120mm*10mm拱形高强度托盘, 树脂加长锚固, 锚固剂规格K2350一卷和CK2530一卷, 顶带钢采用φ16mm圆钢钢筋托梁, 宽度70mm。顶板锚杆间距为750mm, 排距为800mm。锚杆预紧扭矩不小于200N.m。锚索采用φ17.8 mm高强度、低松弛钢绞线锚索, 其屈服载荷大于318KN, 破断载荷大于353KN, 延伸率大于3.5‰。锚索长度根据锚索要打到稳定岩层中1m以上的原则, 确定锚索长度6500mm, 加长锚固, 锚固长度1500mm, 锚索托盘为规格500mm长的25U型钢, 锚索采用三趟五花布置, 间距1400mm, 排距1600mm。锚索预紧力不小于100KN。
3.2 巷道两帮支护
选用φ20mm长度2000mm左旋螺纹钢高强锚杆, 采用120mm*120mm*8mm拱形高强度托盘, 树脂加长锚固, 使用锚固剂K2350两卷, 帮钢带采用φ14mm圆钢钢筋托梁, 宽度70mm。锚杆间距为800mm, 排距为800mm。锚杆预紧扭矩不小于200N.m。锚杆支护布置如图1所示。
4 支护效果分析
该硐室施工后, 即布置了十字布点与顶板离层仪, 对巷道两帮位移和顶板下沉量进行监测, 其巷道顶底板变形在巷道成型后, 一月内就趋于稳定, 两帮位移量为100mm顶板下沉量为25mm, 巷道维护状况良好。现3553S工作面已安装完毕待生产, 一直对该硐室后续监测, 巷道始终处于稳定状态中。
5 结论
5.1 从矿压监测结果与巷道维护状况来看, 围岩变形得到了有效控制, 保证了大断面巷道安全稳定性。
5.2 选用高强度的支护材料和对锚杆锚索施加较大预紧力, 抑制了围岩离层、滑动等有害变形, 保证了围岩完整性, 锚杆主动支护作用得到了充分发挥。
5.3 实践证明, 高预应力强力锚杆支护技术在范各庄矿应用于大断面巷道是成功的, 为今后此类巷道支护提供了一定参考价值。
摘要：对3553S工作面组装硐室地质资料与顶板岩层进行了分析, 针对硐室断面大, 顶板节理发育状况, 结合高预应力强力锚杆支护理念, 提出了高预应力锚杆支护设计方案, 并进行了实施。实践表明, 高预应力强力锚杆支护控制大断面巷道围岩变形是成功, 效果良好, 为今后其他区域大断面硐室锚杆支护提供了可靠依据, 有一定的借鉴性。
关键词：大断面硐室,高预应力,锚杆支护
参考文献
[1]康红普, 王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2007.
高应力软岩条件下煤矿巷道支护 篇8
1 巷道支护的作用
所谓的巷道支护主要是指通过一系列的技术手段和先进设备支撑煤矿巷道岩石层, 以保证巷道开采的安全。在煤矿开采作业时, 巷道支护主要起着保护巷道岩石层稳定性的作用, 同时确保巷道巷道岩石层在开采过程中不会受大的振动而发生塌陷情况。另外, 巷道支护其最主要的作用在于最大限度保障施工人员的人身生命安全以及煤矿企业的经济财产安全。在巷道支护中, 主要由以下几个支护形式, 即:锚杆支护形式、砌碹支护形式、锚喷支护形式、锚索支护形式、锚网支护形式、金属拱形支护形式以及钢筋混凝土支护形式、料石支护形式等, 同时, 在特别需要时, 也可将两种或两种以上支护模式联合使用, 以确保巷道岩石层的绝对安全系数。
2 高应力软岩变形的特点
高应力软岩巷道的变形特征与硬岩巷道是截然不同的两种形式, 其变形的主要特征有:其一, 周围岩石层的变形量较大, 这主要是由于高应力软岩自身的特征所决定的。通常在高应力软岩变形中, 其巷道水平方向所发生的收敛量要远远大于软岩拱顶时所发生的下沉量, 最大的差距甚至高达几十厘米之多。最为常见的软岩巷道变形有两帮内移、底豉、尖顶等。其二, 高应力软岩在初期变形时的速度十分快, 这主要是由于在高应力软岩变形中其自身所产生的水平压力要远大于其所产生的垂直压力, 使巷道掘进中卸载速度及压力都迅速增加。其三, 高应力巷道变形具有较大的时效性, 也就是说, 高应力软岩巷道有着较为明显的流动性。一但当高应力软岩巷道岩体发生较大的流变时, 就会产生过大的岩石层变形现象, 从而使巷道支护失去效力而发生严重的巷道事故。
3 高应力软岩巷道支护的技术分析
高应力软岩巷道支护相较于硬岩巷道支护其所要求的技术更高。因此在进行巷道支护前必须对软岩巷道的基本特征及需采取的技术措施进行分析。
3.1 高应力软岩巷道支护技术的关键性分析
出于对高应力软岩巷道的力学属性、受力情况、变形特征等需求, 首先要对其进行合理科学化的技术分析。即:首先要确定出高应力软岩巷道岩石层变形是属于哪一类的复合型机制变化, 然后根据巷道的特征制定出具体的支护实施方案。其次, 在确定复合型机制后要将复合形式转化为单一形式, 以便支护可以顺利实施。最后, 在巷道支护中要设计出最行之有效的力学支护方案以及形式转换技术措施。除此之外, 由于高应力软岩巷道变形均属于复合型力学机制变化, 并且软岩变形主要是由复合型力学所引起的。因此, 在高应力软岩巷道支护时只采用一种单一的支护技术是无法使巷道支护产生应有的效力的, 必须要采用联合型支护技术, 并科学合理地运用复合型向单一型转换的力学技术方法, 按照一定的支护顺序的过程、效果联系等进行操作, 才能使高应力软岩巷道支护得以成功。
3.2 高应力软岩巷道支护的时间分析
一般来说, 一但煤矿巷道掘进后, 巷道内岩石层的结构及预应力都将进行重新的分布, 同时在巷道掘进中切向应力将会在巷道岩石壁区域出现高度领集中情况, 从而使该区域的岩石层结构不得不倔服于岩石层的压力而进入塑性工作状态中, 人们普遍称这一区域为塑性区域。当塑性区域出现时, 软岩巷道中的集中区域会自动向纵向深处发展, 一但应力集中的区域的强度超出了巷道自身所能承受的区域时, 就会使巷道出现新的塑性区域, 以此重复纵向深入过程。因此, 如果在此时不采取有效的支护措施的话, 会使整体巷道区域因不断出现新的性区域而导致岩石层松动, 从而形成一个松动区域。在松动区域内, 岩石层是无任何的承载能力的, 因此对于此类区域要尽快进行巷道支护, 以免造成巷道塌陷或其它巨大的损失。另外, 对于高应力软岩巷道支护而言是具有着两种力学效应的, 即:可利用力学效应将巷道岩石层内的切向应力与径向应力降到低点, 以此来减小作用于巷道支护体上的负荷力。另外也可以将应力集中的区域向岩石层深处所转移, 以此来减小因应力集中对岩石层所造成的破坏。
4 高应力软岩巷道支护的措施
高应力软岩巷道支护是保证巷道掘进安全及施工人员生命财产安全的重要保证, 因此必须制定出科学合理的支护措施。
要根据高应力软岩实际的变形特征来确定采取哪种支护方式, 而传统的单一型支护或常规性支护都无法满足高应力软岩巷道的支护需求, 必须须用多种支护方式并存的支护结构措施。在进行巷道支护时, 首先要强化巷道支护网及支护结构的弹性强度及钢性度, 同时在软岩巷道较为薄弱的区域加设锚杆支护结构, 从而全方位强化软岩巷道层的结构固化能力, 避免塑性区域沿纵向深处发展。其次, 要及时对高应力软岩巷道进行二次支护, 且在二次支护时要着重强调其岩石层的支护强度, 从而保证软岩巷道层的稳定性。同时, 在软岩巷道层相对稳定的前提下, 可以允许软岩层在一定范围内的变形, 以便施工人员确定软岩层所能释放出的变形能量, 有助于施工人员对软岩巷道后期的支护做出更准确的技术措施, 以此来增强软岩巷道的支护强度, 提高软岩巷道的稳定性能。再次, 要对软岩巷道壁进行支护, 需要注意的是, 在支护中要选用锚杆强度较高的支护设备, 如全螺纹钢性锚杆等。另外要进行锚索的支护, 一般来讲, 锚索的长度较长, 可以在支护中深入到软岩巷道层的深层部位, 从而稳定软岩层的结构。同时, 由于锚索对所被支护的加固体所产生的预应力可高达250KN以上, 从而抑制了软岩层的变形。最后, 利用复合型支护方式改变软岩层的整体结构, 使巷道岩石层的受力状态得以改善。同时在巷道两底脚处加设斜拉式锚杆支护, 从而使软岩巷道形成一种完整的支护体, 使高应力软岩巷道支护起到最大的效果。
5 结语
综上所述可知, 高应力软岩巷道支护是保证煤矿掘进安全, 巷道结构稳定的重要环节。因此在支护时必须首先对软岩巷道有一个充分的了解, 并针对软岩巷道的特征制定出合理的支护方案, 从而最大限度增强软岩巷道的结构稳定性。
摘要：在时代快速的运转体系下, 国内各行业无时无刻都在进行着创新改革与发展, 这使得国内经济总体水平得到了快速的上升。但同时, 随着各行业的高效发展与建设, 对能源的要求也越来越高, 这就使作为各行业主要生产能源的煤矿行业发展备受各界的关注。同时也将其发展纳入国内整体经济建设目标中去。
关键词：高应力软岩,巷道支护,分析
参考文献
[1]孙国文.煤矿软岩巷道联合支护技术研究.矿业快报[J].2013.
[2]杨福辉.高应力软岩条件下煤矿巷道支护技术[J].矿业安全与环保, 2012.
高应力软岩巷道支护数值模拟研究 篇9
某矿高动压软岩巷道埋深大, 构造应力极其复杂, 围岩十分破碎, 现有支护方式难以控制巷道变形破坏, 巷道多次返修, 严重影响该矿安全生产。针对该矿高动压软岩巷道地质条件, 采用数值模拟、工程实践等研究手段, 分析巷道采用锚杆支护、喷射混凝土支护、钢筋网壳锚喷支护等不同支护方式下巷道围岩的变形特征, 研究不同支护结构的受力特征, 为该矿高应力软岩巷道支护方式和支护参数的选择提供理论依据, 同时可为类似条件的软岩巷道支护提供有益借鉴。
1 软岩巷道概况
某矿南二巷埋深700 m, 据估算垂直应力约为20 MPa, 巷道顶板为泥岩, 底板为砂质泥岩, 极不稳定。现场测试巷道断面收缩率在30%左右, 局部收缩达到60%以上, 巷道顶板下沉量大, 两帮收缩变形量大, 底鼓严重。巷道U型支架被压弯、屈曲变形、扭转及折断、锚杆锚索拉断、喷层开裂、剥落等。巷道变形破坏主要受围岩性质、埋深、采动应力、支护方式等因素影响。
2 软岩巷道支护模拟分析
2.1 建立数值模型
FLAC3D采用三维立体模型, 为方便研究在矿井地质条件的基础上进行适当简化。模拟模型中煤岩参数如表1所示。边界条件如下:模型底部边界固定, 两侧固定位移为零, 顶板施加20 MPa应力, 侧压系数0.8, FLAC3D数值模型如图1所示。
为选择最佳支护方案, 模拟分锚杆支护、混凝土支护、钢筋网壳锚喷支护3种方案, 在模型中巷道的顶底板、两帮设置4个监测点, 监测不同支护形式下巷道开挖过程中的变形规律, 通过分析这几种方案中巷道顶底板、两帮位移和支护结构承载力的变化规律, 最终选择合理的支护方案。
2.2 锚杆支护
软岩巷道开挖后无支护时围岩变形量大, 需对顶板、底板和两帮进行有效支护。数值模拟中锚杆和锚索采用Cable单元模拟。锚杆支护是目前应用较多的支护方式, 其他支护方式是在锚杆支护的基础上形成的联合支护技术, 所以对锚杆支护参数的选取十分重要。模拟按照锚杆布置的不同间距和排距, 设计9种方案, 如表2所示。
以方案5为例, 锚杆间距0.8 m, 排距1 m, 拱部布置10根锚杆, 锚杆长2.8 m, 补加2根锚索, 锚索长6 m;两帮锚杆各3根, 长度2.8 m。为加强支护在底板两脚安装锚杆, 长3 m, 倾角45°, 底板锚杆5根, 长3 m。模型沿巷道走向长20 m, 共设置20排锚杆。
各方案支护结构及锚杆结构的受力情况基本类似, 以方案5为例说明锚杆受力情况以及软岩巷道围岩变化规律。
巷道开挖后采用锚杆支护, 由于采用全长锚固方式, 系统平衡后锚杆、锚索轴线方向上中间拉应力最大, 端部较小, 符合锚杆的支护应力分布规律, 说明对围岩起到了加固作用。
支护方案5巷道顶底板、两帮的围岩位移量变化规律如图2所示。
为分析不同的锚杆间排距对支护效果的影响, 对各方案巷道底板、两帮和顶板的最大位移量进行对比分析, 结果如图3所示。
从图3可知, 锚杆支护后巷道围岩变形得到一定程度的控制, 并且随着锚杆间排距的减小支护效果得到提高, 但提高不明显。锚杆间排距最小的方案1底鼓变形量最大值为0.117 m, 两帮变形量最大值为0.16 m, 顶板最大下沉量为0.115 m。锚杆间排距最大的方案底鼓变形量最大值为0.191 m, 两帮变形最大值为0.277 m, 顶板最大下沉量为0.224 m。
锚杆支护数值模拟研究表明, 采用锚杆支护后控制了软岩巷道变形量, 但仍有一定的变形, 说明单独的锚杆支护在软岩巷道中还不能完全控制巷道变形量过大的问题, 特别是巷道围岩比较破碎的条件下, 必须采用钢筋网壳锚喷联合支护技术。
2.3 混凝土支护
混凝土支护结构具有一定的柔性, 不但可与围岩共同变形产生一定量的径向位移, 充分发挥围岩的自承能力, 而且喷层在与围岩共同变形中受到压缩, 对围岩产生越来越大的支护反力, 与围岩形成共同的承载结构—组合拱, 能抑制围岩产生过大变形, 防止围岩产生松动破碎。
数值模拟中混凝土支护的参数为拱顶和两侧墙体喷层厚度0.20 m, 底板浇注厚度0.30 m。系统平衡后, 巷道顶、底板和两帮的变形规律如图4所示。
从图4可知, 采用混凝土支护后的底板位移变化较大, 最大值为0.265 m, 两帮位移变化较小, 最大值为0.190 m, 顶板位移变化最小, 最大值为0.04 m, 这与支护结构的受力特征相比具有一致性。模拟研究表明, 采用混凝土支护后一定程度上控制了巷道围岩变形, 但对变形量大的软岩巷道是不能完全控制其底板和两帮的大变形, 因此需要联合其它支护方式进行联合支护。
2.4 钢筋网壳锚喷支护技术
针对目前软岩巷道支护中很有推广应用前景的钢筋网壳锚喷联合支护方法进行数值模拟, 其中锚杆的布置和前面方案5的布置参数一致, 巷道开挖后首先让围岩进行一定程度的变形, 然后进行锚杆支护和钢筋网壳喷射混凝土支护。钢筋网壳锚喷支护巷道顶底板和两帮变形规律如图5所示。
从图5可知, 巷道底板最大位移0.118 m, 两帮最大位移0.087 m, 顶板最大位移0.042 m, 与单独的锚杆支护、混凝土支护相比, 位移量都变小, 软岩巷道围岩变形得到有效控制, 说明采用钢筋网壳锚喷支护体系后, 锚杆锚索、混凝土喷层、钢筋网壳形成共同的承载体, 各支护结构的支护性能都得到优化提高。采用钢筋网壳锚喷支护体系是控制高动压软岩巷道围岩变形有效的支护方式。
3 钢筋网壳锚喷支护工程实践
3.1 钢筋网壳锚喷支护技术参数
针对某矿南二软岩巷道实施钢筋网壳锚喷支护技术现场实践, 结合数值模拟的结果进行综合比较分析后, 对现场实际支护参数进行优化。
(1) 围岩浅部初始支护。巷道拱部锚杆长度为2.6 m, 孔深为2.4 m, 锚杆外露0.2 m;底板、两帮锚杆长2.8 m, 孔深2.6 m, 锚杆外露0.2 m;锚杆托板尺寸为0.12 m×0.12 m, 锚杆全长锚固。初次支护采用的钢筋网壳支护, 钢筋直径为12 mm, 孔的尺寸为0.1 m×0.1 m的钢筋网片, 网片尺寸为2 m×1 m, 喷体支护体系全部喷施混凝土, 喷层厚度为70 mm。
(2) 二次支护。浅部围岩初次支护稳定后采用钢筋网壳锚喷支护体系进行二次支护。采用钢筋直径为6.5 mm、孔尺寸为0.1 m×0.1 m钢筋网片, 网片尺寸为1 m×1.5 m的钢筋网壳挂至外露锚杆上, 并加上尺寸为0.2 m×0.2 m的大托板;打长度6 m、直径17 mm、强度1 960 MPa的钢绞线锚索, 排拒1.5 m, 拱顶两侧各1排。钢筋网壳锚喷支护体系固定后, 再喷施混凝土, 厚度为0.1 m。
(3) 底板支护参数。底板底角各布置1排锚杆, 长度为3 m, 间距1.5 m, 倾角45°;底板锚杆5排, 长3 m, 间排距1 m×0.8 m, 底板浇注混凝土厚0.3 m。
3.2 现场支护效果观测分析
(1) 观测内容。为考察钢筋网壳锚喷支护体系的支护效果, 分析围岩变形规律, 在巷道中设置测点进行巷道围岩应力、位移观测。
(2) 观测结果分析。锚杆承载体受力变化规律如图6所示;钢筋网壳喷层体受力变化规律如图7所示;顶底板及两帮当天累计位移变化规律如图8所示。
从图6~8分析可知:锚杆承载性能在锚杆安装初期短时间内承载性能曲线斜率较大, 这说明初期巷道围岩变形较大、变形速度快, 围岩发生位移通过托板的托锚力施加给锚杆体, 使得锚杆体尽快承载。观测10 d左右为锚杆快速承载阶段;大约20 d后出现二次加速承载阶段, 此时围岩内部出现离层, 锚杆体承载能力增大;最后是锚杆承载稳定阶段, 此时锚杆体与钢筋网壳体系共同承载, 围岩变形稳定。钢筋网壳喷施混凝土的承载力10 d左右时约为24.5 MPa, 承载初期很快接近极限承载力。此后, 其承载能力有所下降, 70 d后的承载力为22.5 MPa, 此时可知混凝土承载内部一定范围内出现损伤破坏。巷道开挖初期顶底板及两帮变形量较大, 顶底板移近量明显大于两帮移近量。钢筋网壳锚喷支护体实施后, 顶底板变形量约3周趋于稳定, 两帮变形量约4周趋于稳定。
该矿南二巷采用钢筋网壳锚喷支护体后, 两帮移近量、顶底板移近量均小于之前的锚杆锚索支护、混凝土支护方式产生的变形量。实施钢筋网壳锚喷支护体系后两帮最大移近量为14 mm, 顶底板最大移近量为19 mm, 锚杆最大承载力为12 MPa, 钢筋网壳喷体承载力最大值为24.5 MPa。钢筋网壳锚喷支护体系稳定后巷道变形量很小, 稳定后最大变形量为1.2 mm/d。现场实践表明钢筋网壳锚喷支护体系实施后, 支护性能得到优化, 有效阻止了巷道围岩变形, 满足了此软岩巷道承担的安全生产需求。
4 结论
(1) 采用锚杆支护和喷射混凝土支护时, 巷道变形得到一定程度的控制, 但变形量仍较大, 高应力软岩巷道采用单一的支护方式很难达到理想的支护效果。
(2) 采用钢筋网壳锚喷支护结构, 混凝土喷层、锚杆锚索、钢筋网壳3层支护结构形成共同的承载体, 各支护结构的支护性能得到优化提高;巷道围岩变形得到有效控制, 支护体系稳定后能够保持巷道底板最大位移0.118 m, 两帮最大位移0.087 m, 顶板最大位移0.042 m, 说明钢筋网壳锚喷支护技术是软岩巷道支护中较理想的支护方式。
(3) 巷道开挖初期顶底板及两帮变形量较大, 顶底板移近量明显大于两帮移近量。钢筋网壳锚喷支护体实施后, 顶底板变形量约3周趋于稳定, 两帮变形量约4周趋于稳定。
(4) 实施钢筋网壳锚喷支护体系后两帮最大移近量为14 mm, 顶底板最大移近量为19 mm, 锚杆最大承载力为12 MPa, 钢筋网壳喷体承载力最大值为24.5 MPa。钢筋网壳锚喷支护体系稳定后巷道变形量很小, 稳定后最大变形量1.2 mm/d。现场实践表明, 钢筋网壳锚喷支护体系实施后, 有效阻止了巷道围岩变形, 满足此软岩巷道承担的安全生产需求。
摘要：针对某矿高动压软岩巷道变形破坏主要受埋深、围岩性质、采动应力、支护方式等因素的影响, 采用数值模拟手段研究了各种支护技术条件下软岩巷道的变形规律及支护体的受力特征。研究表明, 采用钢筋网壳锚喷支护结构后, 钢筋网壳、混凝土喷层和锚杆、锚索支护结构形成共同的承载体, 各种支护结构的支护性能得到优化提高, 巷道围岩变形得到有效控制。该研究成果为类似矿井的高动压软岩巷道支护问题提供了有益的借鉴。
高地应力巷道支护技术的研究 篇10
关键词：倾斜煤层 大规格巷道 支护研究
1 概述
对于复合顶板来说，在高地应力的作用下，无论是巷道顶板下沉量，还是两帮移近量都比较大，尤其是巷道底鼓较为严重，其问题主要表现为：
①顶板发生深部离层，在顶板与两帮交接处发生切割现象。②需要对巷道高度进行多次的卧底工作，进而确保巷道的原有规格。③在破碎处发生严重的掉顶现象。④两帮内挤，发生脱丝现象等。
对于工字钢棚支护的巷道来说，由于这种支护方式属于刚性支护，并且是被动支护，在这种情况下，当增大巷道矿压时，工字钢就会起到相应的对抗作用，一旦巷道出现持续性变形，工字钢就会严重变形。所以，在巷道的持续性变形中，往往不能用工字钢棚进行支护，而是采用锚网梁+小孔径预应力锚索补强的方式进行支护。在掘出巷道后，通常情况下需要及时打设锚杆，进而对巷道进行主动加固，通过锚固将下面的软岩悬吊到上部坚硬的岩石上。在高地应力的巷道中，传统的锚网梁支护往往不能适应，需要在原有支护经验的基础上进行深入的研究分析，对施工技术密度参数、方案等进行合理的优化，进而在一定程度上适应巷道的持续性变形，同时达到预期的支护目的。
2 研究解决问题的途径
2.1 顶板支护
在支护过程中，通常采取锚网梁+小孔径预应力锚索的方式进行补强支护，选择Φ20mm×2200mm（长）20SiMn新型高强度左旋螺纹钢材料制作顶锚杆，其破断力为228kN。对于中间的顶锚杆来说，需要与顶板相互垂直，两边的两根与法线之间的夹角为15°～20°，使其锚
固端水平投影伸入两煤帮内的距离超过0.5m，在一定
程度上使得锚杆的受力进一步传递到两帮煤体中，进而向两帮转移巷道的顶部载荷。选用型号为S2360、Z2360的树脂锚固剂、锚杆间排距控制在700mm×700mm；用Φ18mm圆钢对梁进行焊接处理，长度控制在4.2m，支护网用Φ6mm冷拔丝进行焊接处理，规格为：长：宽控制在1.5m：0.8m。
2.2 煤帮支护
锚杆支护采用锚网点锚的形式进行支护，帮锚杆间排距方面，上帮和下帮分别控制在0.7m×0.8m、0.8m×0.8m。选用18mm×2400mm圆钢对锚杆进行处理，支护网采
用12#冷拔丝编制而成，规格分为：宽×长=900mm×
3300mm和900mm×2200mm两种，将1块150mm×150mm×50mm的木托板帮设在锚杆铁托板和煤帮之间。
2.3 顶锚索的应用
在煤巷中采用锚索加固的方式进行加固，这种加固方式是把该范围内的弱岩层锚固到稳定的岩层中。顶锚索的规
格由原来的Φ15.24mm×7000mm调整为Φ17.8mm×
7000mm，进而在一定程度上降低抗切能力造成的影响。
2.4 帮锚索的应用
对于一般的巷道来说，掘出后受巷道顶板矿压的影响和制约，由于与顶板相接触，使得本来平直的两帮在无形中形成两个受压支承点。两受压支承点处的帮随着顶板矿压的增大就会内挤，进而在一定程度上连带帮锚杆向外突出，进一步降低了其锚固力。
2.5 控制底鼓现象
对于底鼓现象严重的新巷道来说，为了确保巷道的原有规格，需要对其进行多次卧底工作。通过打设底根锚杆，进而解决这一顽固之症。所谓“底根”就是两帮最底的根处，在两排帮锚杆中间的最底根处，按照相应的高度设计要求打设锚杆，同时将向下与底板之间的夹角控制在30°～45°，并且打在煤层底板的岩石上。
2.6 预紧锚索的要求
对顶板进行支护时，如果达不到锚索预紧力，那么顶板离层的深度就会超过顶锚杆的长度，同时出现深部离层，进而在一定程度上使得锚索没有发生大的变化，但是锚杆陷入顶板内；或者达不到锚杆预紧力而锚索能达到，那么就会导致锚杆与锚索不同时受载，进而出现断锚索现象等。通过解剖分析，本文认为顶锚索预紧时必须用风动张拉泵进行，同时确保预紧力达到30MPa。
3 实践应用情况
①能够对巷道的顶板离层、下沉及两帮的帮臌、底鼓等现象进行很好地控制。
②对于顶锚索能够进行合理地布置，通过对思路进行创新，进一步对支护密度参数进行确定。
③为了提高巷道支护强度，通常情况下，需要从细节抓起、从严管理。
4 新项目完成后可创造的效益
实施新的方案后，能够对巷道的底鼓、帮挤、顶板离层、下沉以及断锚索现象等进行有效地控制。不需要对巷道进行卧底扩帮等维修工作，在一定程度上节省了人力、物力、财力，提高了巷道的支护质量，现场安全工作得以加强，快速的掘出工作面实现了工作面的顺利衔接，为完成目标任务奠定基础。
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高预应力支护 篇11
高应力状态下,巷道围岩变形破坏非常严重,巷道支护极为困难。目前,针对高应力巷道的支护多采用二次支护理论,但有些高应力巷道仍然周而复始地发生破坏,围岩变形得不到有效控制[2,3]。采用现有支护技术与材料在围岩破碎、高应力巷道的支护中取得了较好的支护效果[4,5,6,7,8,9],但由于高应力状态下地质条件复杂多变,若是支护参数不匹配、方式不合理,巷道围岩变形将很难被控制[3,10]。因此,针对煤矿具体的条件,研究一种具有普适性的优化高应力巷道支护参数的方法,对保证煤矿安全生产、降低支护成本、改善巷道支护效果具有重要意义[11,12]。
笔者以甘庄煤矿11#煤层高应力巷道为研究对象,通过煤岩物理力学实验和数值模拟,优化高应力巷道锚杆支护参数,确定支护方案,并进行现场工业试验,对支护效果进行了分析。
1 工程概况
甘庄煤矿主采煤层巷道的围岩条件一般较好,但由于受到近距离上部煤层采空区和煤柱的影响、邻近工作面的采动影响致使11#煤层形成高地应力巷道,矿压显现剧烈,底鼓和围岩变形较大。巷道断面形状为矩形,巷宽为4.2 m,高为2.7 m。巷道支护现采用Φ18 mm×1 800 mm左旋螺纹钢锚杆,锚杆间排距1 200 mm×1 200 mm,锚索直径为17.8 mm,长度5 000 mm,顶板每隔4排锚杆布置1根锚索,锚索排距为4 800 mm,现有的支护方式不能有效控制高应力巷道围岩变形,两帮移近量145~223 mm,顶底板移近量156~217 mm。
2 煤岩层物理力学性质测试
2.1 煤岩取样
采集的煤岩样遵照煤炭行业标准《煤和岩石物理力学性质测定的采样一般规定》的要求执行,取样成果如图1所示。
2.2 煤岩物理力学性质测试
实验室加工煤、岩试件,测定出煤、岩芯所对应的11#煤岩层的物理力学参数。试验遵照国家标准《煤和岩石物理力学性质测定方法》的规定执行。
1)测煤岩样容重:
测定煤岩密度用体积密度法,计算公式如下:
式中:ρ为试样的容重,g/cm3;m为试样的质量,g;V为试样的体积,cm3。
2)单轴抗压强度测试:
根据实验室测得的数据和公式(2)求得煤岩样单轴抗压强度:
式中:Rc为试件单轴抗压强度,MPa;P为最大破坏载荷,N;S为试样受压面积,mm2。
3)单轴抗拉强度测试:
根据实验室测得的数据和公式(3)计算得出煤岩样的单轴抗拉强度:
式中:Rt为试件单轴抗拉强度,MPa;h、D为试样高度与直径,mm。
4)弹性模量E和泊松比μ的计算:
式中:Rc(50)为50%的试件单轴抗压强度,MPa;εd(50)为εc(50)处轴向压缩应变;εh(50)为εc(50)处径向拉伸应变。
5)试样变角模抗剪试验:
式中:σ为正应力,MPa;τ为剪应力,MPa;A为试样剪切面面积,mm2;α为试样放置角度,(°)。
根据不同剪切角下的试验均值,计算出岩石黏聚力C、内摩擦角φ值。测试结果如表1所示。
3 锚杆支护参数数值模拟分析
为了全面分析甘庄煤矿11#煤层巷道锚杆支护技术,利用FLAC3D软件进行数值模拟。模型长64 m、宽36 m、高73 m,为保证模拟结果的准确性,可将模型划分260 100个单元和270 452个节点。数值模拟模型选用Mohr-Coulomb模型,巷道围岩的物理力学参数如表1所示,模型上表面施加均匀垂直压应力,模型两侧面施加随深度变化的水平压应力,数值计算几何模型如图2所示。
3.1 模拟方案
本次数值计算模拟了甘庄煤矿11#煤层巷道围岩的应力、位移变化,以现有锚杆支护技术及工程实践经验为基础,提出几种模拟方案,如表2所示。
3.2 数值模拟研究
3.2.1 帮部支护模拟对比分析
除了方案一,其他各方案都对帮部统一进行了支护。为了确定巷道帮部支护的效果,对支护方案一、二中巷道两帮在水平方向上的最大位移量进行统计分析,结果见表3。
由表3可知,同方案一相比,方案二进行帮支护以后,两帮移近量减小了50%左右,帮部支护对高应力巷道围岩稳定性的控制效果显著,故高应力巷道中建议进行帮部支护,且后续方案均进行帮部支护。
3.2.2 锚索支护模拟对比分析
方案二与方案三是锚索支护对比方案,在此支护方案下顶底板垂直位移统计结果见表4。
由表4可知,顶板锚索布置方式改进之后,顶底板移近量大幅度降低,若在此基础上进一步加大支护密度,支护质量提高得并不明显,同时经济成本增加。据此,后续方案中锚索布置方式采用方案三。
3.2.3 顶板锚杆间排距模拟对比分析
方案三至方案五的区别在于顶板锚杆间排距的不同,为确定较合适的锚杆间排距,以巷道垂直位移、水平位移作为指标进行分析,如表5所示。
从表5分析得出,锚杆间排距放大以后,巷道顶底板总移近量增大了50%以上,而巷道水平移近量基本保持不变。因此,可以确定顶板锚杆间排距为900 mm×900 mm。
3.2.4 锚杆直径、长度模拟对比分析
方案三、方案六至方案九的区别在于顶板锚杆材质的不同,在保证矿井开采安全及经济效益的前提下,为了确定锚杆合适的直径与长度,对比分析了各方案下巷道的垂直位移,见表6。
根据表6的数据汇总,综合考虑支护效果与经济因素,故优选方案三,即高应力巷道下的顶板锚杆参数选择Φ22 mm×2 200 mm。
4 工程实践
根据11#煤层煤岩物理力学实验结果和巷道数值模拟计算结果,为保持11#煤层巷道的稳定,在高应力巷道顶板布置4根Φ22 mm×2 200 mm左旋螺纹钢锚杆,煤柱帮部打3根Φ18 mm×1 800 mm的圆钢锚杆,实体煤帮打3根Φ17 mm×1 800 mm玻璃钢单体锚杆。并挂网铺设钢筋梯,顶板和帮部锚杆间排距均为900 mm×900 mm,锚杆钻孔垂直岩面施工,如图3所示。
5 工程监测
锚杆索支护属于隐蔽性工程,为了检验锚杆索支护控制围岩的效果,需要对锚杆索支护质量进行监测。
本设计中巷道围岩的监测技术内容包括:(1)表面位移监测;(2)顶板深部多点位移监测;(3)两帮深部多点位移监测。监测结果如图4~6所示。
从上述锚杆支护质量监测结果来看,采用新的支护参数施工后,巷道顶底板最大位移量为81 mm,两帮最大位移量为90.6 mm,采用新的支护参数后巷道顶底板位移量和两帮位移量分别下降了44.1%、41.9%。这说明优化后的锚杆支护系统更有效地维持了巷道围岩稳定性。
6 结论
1)在高应力状态下,原有的支护方式已不能满足安全生产的需求。通过对巷道支护参数的优化,可以充分发挥支护锚杆的承载能力,实现安全生产,降低支护成本。
2)通过数值模拟计算,对不同支护参数下锚杆支护效果进行分析,得到锚杆间排距为900 mm×900 mm、直径为22 mm、长度为2.2 m,锚索间排距为2 000 mm×900 mm的优化支护方案。
3)现场实测结果表明:采用新的支护参数后巷道顶底板位移量下降了44.1%,两帮位移量下降了41.9%。这说明优化后的锚杆支护系统能更有效地维持巷道围岩稳定性。
摘要：针对甘庄煤矿高应力巷道原锚杆支护效果不理想的情况,采用煤岩物理力学实验和数值模拟计算等方法,开展锚杆支护参数的优化。通过对不同锚杆间排距、锚杆直径、锚杆长度、锚索间排距的模拟支护效果分析,得出支护方案优化参数:锚杆间排距为900 mm×900 mm、直径为22 mm、长度为2.2 m,锚索间排距为2 000 mm×900 mm。将优化的支护方案进行现场试验,实测表明,巷道顶底板位移量下降了44.1%,两帮位移量下降了41.9%,优化后的锚杆支护系统可以更有效地控制巷道围岩变形,改善了支护效果。
关键词：高应力巷道,锚杆支护,参数优化,物理力学实验,数值模拟
参考文献
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