大断面软岩（精选九篇）
大断面软岩（精选九篇）
大断面软岩 篇1
随着采掘深度不断加大, 深部巷道所处的地质力学环境越来越复杂, 支护难度也越来越大。深部软岩大断面硐室稳定问题已成为煤炭开采要面对的一大难题。传统的支护方法不能保证深部软岩大断面硐室的稳定。在垞城煤矿南翼采区大倾角皮机道驱动硐室, 采用锚喷、锚索、注浆及扎钢筋网浇注混凝土联合支护方案对硐室进行修复加固, 取得了较好的支护效果。
1 工程概况
垞城煤矿南翼采区大倾角皮机道驱动硐室埋深-850 m, 处于9煤内, 煤层厚度2.8 m, 顶底板均为泥岩, 硐室初次支护采用了锚喷支护。由于硐室断面较大, 围岩稳定性差, 两帮及拱顶围岩变形较大, 逐步呈松散破裂状态;部分区域已引起混凝土面层严重开裂、剥落, 并出现一定的底鼓变形。因此, 必须对其进行二次加固与支护, 以保证该硐室围岩和支护结构的长期稳定。
2 硐室加固技术方案
鉴于目前硐室的破坏状况, 其加固的重点是:改善硐室围岩条件, 减轻锚杆受力, 提高围岩和支护结构的整体性和承载能力, 实现锚杆与围岩的共同作用, 有效控制围岩的变形, 保证硐室的稳定。针对上述围岩稳定控制思路, 可采用以下技术途径: (1) 预应力锚索加固。采用锚索对硐室顶帮围岩进行支护与加固。预应力锚索能够把不稳定岩层、岩层中的层理面造成的离层等悬吊于上部稳定的岩层, 同时, 由于锚索可施加较大的预紧力, 可挤紧和严密岩层中的层理、节理裂隙等不连续面, 增加不连续面之间的摩擦力, 从而提高围岩的整体强度。 (2) 喷浆封闭围岩。全断面喷浆, 重点是开裂的缝隙, 以封闭巷道围岩。喷浆封闭围岩可有效控制围岩的风化, 为壁后充填注浆创造条件。 (3) 全断面注浆加固。对硐室顶板和两帮围岩全面注浆, 以形成对锚固范围内的岩体的再加固。注浆后浆液将周围松散破碎的部分围岩胶结为一体, 提高了岩体自身强度, 有效地改变岩体的力学物理性质, 实现利用围岩本身作为支护结构的一部分, 充分调动围岩的自承能力。注浆加固后能使支护体中的锚杆和锚索由普通的端头锚固转化为全长锚固, 它们共同将多层组合拱连成一个整体, 共同承载, 提高锚固结构的锚固力和可靠性, 保证支护结构的稳定。注浆后由于组合拱厚度的加大, 这样又能降低在底板上的载荷集中度, 有利于降低底板岩石中的压力, 减轻底鼓, 从而提高了支护结构的承载能力, 扩大支护结构的适应性。 (4) 全断面扎钢筋网浇注混凝土。在完成注浆后, 全断面铺设双层钢筋网, 立模浇灌混凝土, 同时浇灌硐室内的胶带机头基础。使设备基础与巷道两底角连成整体, 可有效控制巷道底板变形, 保证巷道整体支护结构的稳定。
通过以上技术途径, 形成由钢筋混凝土、锚索、锚网喷支护和注浆加固组成的复合支护结构形式, 该结构具有整体稳定、较高的承载力和较强的抗变形能力, 能够满足硐室的长期稳定需要。
3 硐室加固技术工艺及参数
预应力锚索采用φ18.9 mm钢绞线制作, 锚索长度为6.25 m, 基本垂直于硐室 (下转第61页) (上接第40页) 壁面, 锚索间排距1 500 mm×1 500 mm, 锚索孔径为28 mm;采用1卷慢速、2卷中速2350型树脂锚固剂端头锚固, 锚固长度大于1.0 m;采用高强度的垫板和专用锚具与设备进行张拉、固定;锚索的预应力不低于80 kN, 锚固力不低于l80 kN。
喷射混凝土强度等级不低于C20, 掺3%~5%速凝剂, 喷厚50~60 mm。
注浆锚杆间排距1 500 mm×1 500 mm, 深度2.0 m, 孔径为28 mm;注浆锚杆用φ20 mm镀锌铁管制作, 长度1.6 m, 外露长度不得超过50 mm, 杆体上钻有φ6 mm小孔。一般采用单液注浆, 水灰比为1∶0.7~1.0。局部漏浆处, 掺入水玻璃 (45Be) , 用量为水泥重量的3%~5%。注浆终压为3 MPa。安装注浆锚杆采用快硬水泥药卷与道钉配合封孔, 30 min后方可注浆。注浆完毕, 待4~6 h后方可卸下管口球阀, 并及时用快硬水泥药卷封口。注浆锚杆杆体靠孔口端200 mm段与锚杆孔之间的空隙要用快硬水泥封实以满足止浆要求, 使用快硬水泥药卷要严格控制泡水时间。
采用φ20 mm圆钢扎钢筋网, 根据巷道形状现场绑扎, 网格为250 mm×250 mm, 钢筋交点采用8#铁丝绑扎, 立模浇灌C30混凝土250 mm厚, 并按设计要求开挖皮带机头基础进行浇灌。
4 结语
垞城煤矿南翼采区大倾角皮机道驱动硐室投入使用已达1 a以上, 未发生片帮、裂缝、位移等现象, 说明在深部软岩大断面硐室工程中, 单纯依靠锚杆支护、锚喷支护或锚网支护不能满足围岩稳定、巷道安全使用的要求时, 将几种支护结构结合在一起, 充分发挥其单独的和共同的优势, 是一种可行的经济合理的施工方法, 可为同类巷道的支护提供借鉴和参考。
摘要：随着煤炭开采水平的不断加深, 软岩大断面硐室的支护问题是困扰当今煤矿生产的主要难题之一。针对垞城煤矿南翼采区大倾角皮机道驱动硐室传统支护效果不佳的情况, 采用锚喷、锚索、注浆及扎钢筋网浇注混凝土联合支护方案对硐室进行修复加固, 取得了较好的支护效果。
大断面隧道施工开挖数值模拟分析 篇2
大断面隧道施工开挖时,常采用台阶法和CD法.采用数值计算方法,从位移和受力两方面,对两种开挖方法作了比较分析,揭示隧道结构的位移和力学特性,验证了理论的正确性,可为大断面隧道的`设计与施工提供一定的参考和指导.
作 者：王庆国 贾良 Wang Qingguo Jia Liang 作者单位：陕西铁路工程职业技术学院,陕西渭南,714000 刊 名：石家庄铁路职业技术学院学报 英文刊名：JOURNAL OF SHIJIAZHUANG INSTITUTE OF RAILWAY TECHNOLOGY 年，卷(期)： 8(2) 分类号：U452 关键词：大断面隧道 台阶法 CD法
大断面软岩 篇3
关键词：大跨度、大断面、C R D、C D工法、软岩隧道
一、工程概况
金沙江溪洛渡水电站对外交通凉水一号隧道工程是为绕避原溪洛渡对外交通专用公路E标凉水3#桥右侧工程滑坡改线而设置的，公路等级为汽车专用二级公路，隧道起止里程为K30+200～+857，全长657m，隧道线路纵坡3.6％，全部位于曲线上，最小曲线半径为R=60m，隧道断面大，地质条件差。隧道最大开挖宽度15.4m，开挖高度11.3m(位于隧道出口)，平均开挖净尺寸为(10.5m*9.5m)，其中转弯处曲线内侧加宽1.5m，在不良地质地段施工大断面、小曲线半径曲线隧道(位于两条缓和曲线上)，如何根据不同的地质状况，选取不同开挖工法、不同的支护方式，以稳定围岩，控制隧道变形量与沉降量，避免诱发滑坡体滑动成为隧道施工的重难点。
二、隧道施工技术
本隧道地质条件单一，主要揭露地层为亚粘土、碎石土(占揭露的25％)、三叠系下统石灰岩及断层角砾土(占揭露的75％)，凉水一号隧道全隧道采用CRD、cD工法进行施工。
2.1、开挖施工
2.1.1、I类、II类土质地段围岩
采用CRDI法施工，开挖时上部和下部错开2～3m，左、右分部错开6～8m，下部和仰拱错开10～15m，开挖后，及时施作临时钢架、临时侧壁仰拱和永久初期支护，随时监控围岩的变形情况(通过统计监测数据，在40天左右的时间，围岩收敛得到稳定)，根据量测反馈信息及时调整永久支护及临时支护与开挖的跟进速度，形成全断面初支闭合环后及时施作二次衬砌，根据监控量测数据结果结合二次衬砌施作时间，在二次衬砌施作前拆除临时钢架及临时仰拱，为保证施工安全，一次拆除距离不宜过长，对于围岩相对较差时，必须保证分部导坑开挖后的及时支护。
2.2.2、II类围岩石质地段
采用CDI法施工，开挖时，左右断面错开6～8m，上下断面错开3～5m，上半断面出碴时采用PC60小型反铲挖掘机将洞碴翻至下半断面，再由装载机配合自卸汽车运输出洞，开挖后，初期支护紧跟，施作钢架隔墙、喷锚等支护措施，由于围岩相对较好，但不可麻痹大意，随意将上、下、左、右导坑开挖间距加大，以免造成施工问题。
2.2、初期支护施工
初期支护是为了及时封闭围岩，充分发挥围岩自身承载力，控制围岩变形，施工必须及时、密贴、可靠。
本工程洞内初期支护按设计包括φ108大管棚、R32N自进式超前锚杆预注浆、喷射砼、系统R25中空锚杆、型钢钢架支撑、钢筋网，施工要点分述如下：
2.2.1、中108大管棚
进洞洞口段支护，测量放线，按设计要求，准确画出73根双层中108大管棚的开孔孔位，制作管棚套拱，为防止管棚施钻过程中造成过大偏位，在洞口处施作套拱，套拱长1m，采用120型钢加工成护拱，0.5m一榀，在拱脚处打设4m长锁脚锚杆以固定护拱。
2.2.2、R32N自进式锚杆预注浆超前支护
R32N自进式锚杆预注浆超前支护采用成品R32N自进式锚杆带钻头，由人工持钻机一次钻孔到位。钻孔前先测孔定位，在掌子面精确画出本循环所需施作R32N自进式锚杆的孔位数量，施钻时严格控制锚杆外插角，外插角为5度～10度，根据实际情况进行调整，但最大不超过15度。
注浆采用三参数注浆仪，按设计容量进行浆液的注入，当超过设计工程量时，及时通知业主、设计、监理，如三方同意超注浆则进行超注浆施工，否则按照设计注浆量进行注入。
2.2.3、喷射砼
隧道开挖完成后。及时清理开挖面的危石，用高压水或高压风将开挖面的粉尘和杂物清理干净，再进行喷射砼作业，先初喷4～6cm，待钢筋网、锚杆、型钢施工完成后，再复喷至设计厚度。
(1)喷砼工艺
本隧道采用湿喷法施工，喷射砼按照施工配合比配置，把喷射砼用的原材料加入速凝剂进行搅拌，送入喷射机料斗，喷射机活塞将砼送入混合室，与压缩空气混合后进入喷射管，在喷嘴处与水混合，再次混合后的料从喷嘴射到受喷面。
(2)喷砼施工机具
喷射混凝土，本隧道洞内喷锚机2台，40m3／min空压机站通过管道送风，自动计量拌和站配料，运输自卸汽车2台。
2.2.4、R25中空锚杆
按设计要求在岩面上画出需施作的锚杆孔孔位，孔位偏差不大于1 5 c m，钻孔后用高压风枪清孔，锚孔清吹干净后，装入R2 5中空锚杆，然后注水泥浆液(或双液浆)，在水泥浆液中加入速凝膨胀剂，以保证锚固早强。
锚杆施工完成28天后，进行锚杆拔力试验，抽检频率按照技术标准的要求每3 00根，抽选一组，进行拉拔。
2.2.5、挂钢筋网
钢筋网片在洞外制作，自卸汽车配合人工进行网片挂设，挂网前洞壁打设钢钎，网片与钎尾焊接，铺挂时紧贴喷设砼岩面层。
2.2.6、型钢钢架支撑
型钢钢架在加工过程中严格按设计要求制作，并确保制作精度，钢架采用型钢弯曲机弯制，在大样上焊接连接板。
每榀拱架安装时，先准确测量定位，放控制定位点，保证其安装的精度符合设计轮廓的要求，拱架间用纵向连接筋按设计环向间距焊接牢固，拱脚放在牢固的基础上，拱架与初喷砼密贴，当拱架和围岩之间的间隙过大时，设砼垫块塞紧，本隧道每榀分7片型钢钢架，在分部工法施工完成后，逐片进行拼装。
2.3、二次衬砌施工
3.1、仰拱及填充
I、II类围岩地段仰拱施工为钢筋砼，施工中要求开挖后仰拱紧跟，修筑时全幅绑扎钢筋并浇筑，仰拱采用一次性整体浇筑，并在新浇筑的仰拱地段设置临时过桥，保证洞内交通，施工时采用仰拱大样模板，由中心向两侧对称浇筑，砼搅拌输送车运砼，输送泵泵送，插入式捣固棒捣固，施工时加密测点，以保证仰拱的设计拱度，仰拱浇筑时，施工缝截面做成斜面，连接筋接头按50％比例错开，仰拱砼强度达到70％后，开始施做隧底填充，隧底填充一次填充至设计标高，隧底填充施工时注意按设计要求留出路面水沟位置。
3.2、拱墙衬砌
经监控量测，围岩变形趋于稳定后，即可进行拱墙衬砌，拱墙衬砌滞后开挖工作面120～200m，曲线半径为60m地段采用4.5m长整体式钢模衬砌台车，其它地段采用6m长整体式钢模衬砌台车，砼输送车运送砼，砼输送泵泵送入模，进行全断面机械化配套作业，整个工序在仰拱填充衬砌、墙脚砼、防水层，盲沟，预埋件安设(包括运营通风机预埋件)预留洞室套模固定等工序完成后进行。
凉水一号隧道施工工艺及支护参数见下表：
三、同线路其它隧道施工工艺比较及经济对比
本人还参与了线路F标段大路梁子隧道的施工，断面面积(以III类围岩为例110m2／m)，施工主要采用分部开挖(或预留核心土)的施工工艺，与大跨度的凉水一号隧道比，延米造价对比见下表：
从上表数据获知：凉水一号隧道因其设计等级较高，设计参数较同线路其它隧道造价明显偏高，支护参数明显加强，我部在施工时严保质量关，运营两年来，未出现任何质量缺陷。
四、结论
大断面软岩风桥设计与施工技术 篇4
1工程概况
赵固一矿东一盘区11091工作面主采二1煤层, 煤层倾角2°～6°, 平均厚度6.5 m, 属近水平发育的稳定性厚煤层。上距大占砂岩4.83～10.6 m, 平均6.27 m, 距砂锅窑砂岩49.1～75.33 m, 平均58.20 m;下距L8灰岩24.08～39.89 m, 平均31.94 m。矿井进、回风巷道的布置为:东翼轨道运输大巷、东翼胶带运输大巷和11091轨道运输巷为进风巷道, 东翼回风大巷和11091胶带巷为回风巷道。东翼回风大巷与11091工作面轨道运输巷交叉处形成风桥, 风桥位置如图1所示。
2风桥设计
根据矿井东翼生产布局, 通过风量计算确定11091工作面风桥采用简易式料石风桥, 风桥段总回风断面为半圆拱形, 净宽4.0 m, 净高2.5 m, 直墙高0.5 m, 拱高2.0 m, 断面净面积 8.28 m2;风桥总长20.4 m, 其中巷道两侧斜巷段各长7.719 m, 巷道正上段长5.0 m。风桥设计如图2所示。
风桥支护形式为锚网喷支护, 挑顶掘进后先初喷50 mm厚、强度为C20的混凝土。锚网喷采用全螺纹等强锚杆, 规格为Ø20 mm×2 400 mm, 间排距均为700 mm, 每根锚杆使用2根Z2350树脂锚固剂锚固, 外露250 mm。全断面铺设Ø6.5 mm金属网, 网片规格为1 000 mm×2 000 mm, 网格100 mm×100 mm, 网片搭接宽度为100 mm, 每间隔2格用14#铁丝双股绑扎。再喷100 mm厚、强度C20的混凝土。在外露锚杆上再挂网、钢筋梯、加托盘。网和钢筋梯规格同上。二次复喷后在风桥断面拱部施工3根点锚索, 锚索规格为Ø17.8 mm×6 300 mm, 间排距为1400 mm×1 400 mm, 均用4根Z2350锚固剂锚固, 设计锚固力不小于200 kN。锚索托盘用14#槽钢制作, 长300 mm。垫板采用10 mm厚钢板加工, 规格为200 mm×100 mm (长×宽) 。最后再喷100 mm厚的C20混凝土。风桥支护断面如图3所示。
3风桥施工
风桥下巷道长度为5.6 m, 矩形断面, 净宽4.0 m, 净高2.8 m, 基础深0.4 m, 即底板下砌一层料石。两帮直墙为双层料石墙, 两侧墙以上沿回风方向顺向放置5.0 m长12#工字钢横梁 (间距中—中350 mm) , 然后浇筑500 mm厚的C20混凝土作为巷道顶板, 将巷道与总回风隔开。风桥下面巷道两侧5 m范围内密集架设U型钢棚进行加强支护, 棚距中—中500 mm。
风桥施工时先将东翼回风大巷风桥段按设计尺寸将原顶板挑够, 而后用料石和混凝土砌筑风桥, 和风桥相连的巷道南、北各5 m长巷道在挑顶前架密口棚加强支护, 棚距中—中400 mm。施工中要始终保持风桥上下巷道全负压通风, 杜绝盲巷头。挑顶矸石尽量填充风桥以东、以西原东总回风巷道, 多余部分装矿车运走。挑顶时, 确需放炮时, 拉炮前要将放炮地点附近20 m以内的管线设备妥善维护, 并坚持网眼、小药量拉炮措施。挑落、爆落矸石应及时填充巷道或运走, 不准影响巷道车辆或人员通行。
4结语
11091工作面风桥现已施工完毕, 从开工到结束仅用23 d, 施工速度快, 整体性好, 安全可靠, 满足了矿井正规化建设要求。该风桥设计合理, 施工简便, 保证了矿井生产建设的正常进行, 对矿井实现安全、高产、高效具有重要意义。
参考文献
[1]张炎, 刘瑞强, 刘永.煤矿井下风桥的设计及施工工艺[J].科技信息, 2009 (1) :372.
[2]郭建军, 崔广华, 孛国珍, 等.王庄煤矿井下风桥的施工工艺[J].煤, 2003, 12 (5) :29.
大断面软岩 篇5
1 工程概况
扩修软岩段巷道长750 m, 原设计为直墙半圆拱锚网喷巷道, 净宽4 000 mm、全高3 700 mm;扩修前巷道拱顶、肩帮大面积开裂、离层脱落、出现网兜, 平均净宽3 500 mm、平均净高3 200 mm, 两帮移近量300 mm左右, 顶板下沉量达195 mm, 底鼓更为严重, 抬升300 mm左右;水沟设计为500 mm×450mm, 受压变形后平均为310 mm×320 mm。需要定时进行卧底清落和对顶帮扩刷挂网补强处理, 且影响了大巷正常运输和行人安全, 并对排水和管线电缆吊挂造成限制。因此, 对于此巷道进行扩修势在必行。
2 巷道变形破坏原因及扩修思路
2.1 巷道破坏原因
(1) 高地应力是巷道变形失稳主要原因。+25m水平运输大巷埋深300~500 m, 地应力高达15~18 MPa, 开挖引起的应力集中系数2~3, 围岩一直处于高应力状态。
(2) 构造应力较复杂。一水平运输大巷经过多条断层和褶皱, 部分断层裂隙发育, 且穿过数个地质层位, 围岩赋存条件复杂, 岩层原生结构在构造应力作用下层理和节理形成的弱面和裂隙极易受到破坏。
(3) 围岩强度低, 承载能力较差。该段巷道软岩特征明显, 多为泥岩或砂质泥岩, 属于Ⅴ类不稳定岩层, 单轴抗压强度小于20 MPa, 极易发生塑性变形和破坏。
(4) 时间因素。原支护设计不尽合理, 支护后未及时进行二次补强加固, 围岩应力释放引起底鼓和顶帮片裂、离层, 支护体系承载结构破坏。时间因素对软岩的影响较大。
(5) 矿井水的存在。矿井水加快了松软岩层破碎, 岩块间的摩擦因数减小, 围岩浸水后普遍有软化现象, 岩石强度降低, 促使巷道围岩软化膨胀而变形。
2.2 扩修软岩巷道锚网喷 (索) 控制依据
结合新安煤矿西翼运输大巷原有状况, 以软岩巷道围岩控制理论为基础, 提出了“光面爆破小炮扩刷不稳定塑性区、锚杆+钢筋网+喷混凝土支护、拱部锚索补强”的综合扩修施工支护方案。
(1) 减小塑性不稳定区区域范围, 提高围岩自身的承载能力, 避免因巷道松脱而造成松软围岩滑落。
(2) 具有合适预紧力的锚网喷 (索) 支护能对软岩巷道围岩及时封闭, 使其处于三向受力状态, 提高锚固区内围岩强度, 大大提高塑性区围岩承载能力;同时, 锚杆和钢筋网支护结构具有一定可缩性, 能够使巷道释放变形能量。
(3) 在围岩表面喷射混凝土封堵巷道轮廓岩面裂隙, 防止围岩受水及风化作用而降低自身的强度;喷混凝土达到一定厚度, 能改善软弱岩体的力学性质, 增大岩体整体相对位移阻力, 提高了锚网支护的整体性和协调性[1,2]。
(4) 由于是锚喷岩巷维修护巷的二次支护, 在确保安全条件下, 不考虑架棚复合支护方案, 避免支护结构复杂, 支护富余强度过大, 支护成本过高, 导致人力物力浪费。
3 支护设计及效果评价
3.1 扩修支护方案
大巷扩刷以现有巷道中线为基础, 分别向两帮扩刷1 100 mm, 扩修后巷道净宽6 000 mm, 直墙高1.7 m (轨道上平面向上) , 直墙半圆拱锚网索喷联合支护。巷道锚网索喷支护参数:锚杆采用22mm×2 500 mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆, 间排距均为700 mm, 配用Z2360和K2360树脂锚固剂各1卷, 预紧力为50 k N;采用6.5 mm钢筋网, 规格为1 500 mm×1 500 mm (长×宽) , 网间搭接100mm。拱部布置2排17.8 mm×8 000 mm钢绞线锚索, 呈“三花”排列, 间排距均为2 500 mm, 每根锚索配用Z2360锚固剂2卷和K2360树脂锚固剂1卷, 预紧力为80~100 k N。喷射混凝土厚度120mm, 混凝土强度等级为C20, 速凝剂掺入量为水泥质量的3%~5%, 喷浆前沿巷道纵向分别在正顶、两拱肩、两拱基拉设5条线标定巷道内壁标准[3,4]。巷道断面支护如图1所示。
3.2 施工组织
所扩巷道为正在使用的一水平西翼集中运输大巷, 扩修期间大巷行人、煤炭和材料运输等工作需要兼顾;巷道内敷设的管路、电缆需要维护好;搭建能满足安全施工的工作台成为决定扩修安全和进度的关键。经现场勘查、计算, 反复验证, 确定了工作台搭建方案。为了减小扩巷施工工期, 决定安排3个头面由东向西同时施工。
扩修前, 施工单位配合机电部门对原大巷各管路进行改道移位, 并在电缆侧挖开1个深500 mm的电缆沟用于掩埋电缆 (电缆用胶带包裹并用铁丝捆扎埋入电缆沟) 。
工作平台搭建:在巷两帮、道面以上2 000 mm位置掏挖托梁窝, 每1.5 m挖1对;梁窝一侧深500mm, 另一侧深800 mm;矿用工字钢横梁置后, 用木楔子和水泥砂浆加固;之后在横梁上用方木及钢板铺设满巷宽、20 m长的工作平台 (随扩刷进度向前拆移) ;在平台横梁下两侧帮及双道间加设Π型梁、单体液压支柱抬棚;平台上作业人员须系保险绳。
扩刷施工作业顺序:先挑顶扩刷, 支护到一定长度后, 再拆除工作台扩刷两帮墙部;下部两帮先扩电缆侧 (水沟对侧) 达到一定长度后, 再扩水沟侧帮。
施工时首先进行“敲帮问顶”, 将施工地段内离层的活矸危石处理干净, 然后采用YT-28型风钻打眼、钻爆法对该段进行放小炮扩刷, 按光面爆破标准布置打眼装药。
工作台、扩刷顺序、炮眼布置如图2所示。
支护打锚杆、锚索、挂网使用YT-28型风钻和MS钻机施工, 喷混凝土作业使用PZ-5型湿式喷浆机。大巷新水沟净规格为700 mm×800 mm, 新水沟投入使用前, 尽量不破坏旧水沟, 保证能过水。
待扩刷后的巷顶或巷帮锚网支护到5~10 m时, 及时进行首次喷浆封闭;封闭区段长度达到20m时, 进行二次喷混凝土, 直至达到喷射混凝土的设计厚度。同时加强对喷混凝土体洒水养护。
3个头面施工要统一调度, 特别是在行人、过车、装药起爆、安全警戒等环节上要严格控制。扩刷出的矸石人工装入1 t矿车运输。
3.3 支护效果
3个施工头面以接近85 m/月的进度扩刷, 在基本不影响14采区大巷运输的情况下, 顺利完成了此项关乎矿井质量标准化建设的工程。该段巷道扩修时, 由矿生产技术部门在新扩巷道内壁上设置测站点进行了矿压观测 (图3) 。
从图3中可以看出, 新扩巷道在14 d之内, 顶底板及巷帮位移均很细微;之后至60 d左右, 两帮移近量较顶底板变化快;之后, 帮部、顶底板变形量先后趋于平缓, 到90 d之后变形量均较小。累计顶底板相对移近量为89 mm, 巷帮累计移近量78 mm。观测数据表明, 对于服务近25 a的软岩运输大巷的变形扩修, 采用“减小不稳定塑性区、锚杆+钢筋网+喷混凝土支护、顶部锚索补强”支护参数优化和分步、分段联合施工技术后, 巷道围岩强度大大改善, 巷道变形量得到有效控制, 巷道支护体系整体稳定性得到提升, 施工队伍综合能力得到提高。
4 结语
(1) 新安煤矿一水平西翼集中运输大巷巷道发生变形、失稳是多种因素综合作用的结果。巷道的软岩层位、高应力区、构造应力及服务时间是巷道破坏受损的内在因素, 而原有的巷道支护技术、支护方式、支护参数、支护材料的限制是其围岩松软变形的外因。
(2) 软岩巷道变形量大、破坏持久、流变自稳时间长, 其扩修支护关键在于优化参数、选用合理的支护方式, 实现支护体与围岩体相互作用依托, 充分发挥塑性区围岩的承载能力。锚网支护结构的可缩性为释放变形能、消化动压提供了条件;同时, 喷混凝土封闭岩面及锚网体防止了水蚀及风化对围岩的影响, 喷层自身的强度提高了整个支护体的承载抗压效果, 是软岩巷道大断面扩修支护、控制变形失稳的一种有效方法。
(3) 采用分区段多头面、分部位多步骤、架设工作平台扩刷支护巷道的施工组织方式, 解决了在用运输大巷一边使用、一边扩修的施工难题, 为该矿今后维修、扩刷大断面巷道积累一定经验。
参考文献
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[3]王卫军, 侯朝炯.软岩巷道支护参数优化与工程实践[J].岩石力学与工程学报, 2000 (5) :647-650.
大断面软岩 篇6
1 技术思路
(1) 巷道断面形状。适应地应力分布特点, 一般应使巷道周边圆滑, 防止构造应力集中, 巷道断面尺寸设计要考虑少量变形后也能符合要求。
(2) 施工工艺。应尽量减少对围岩的震动, 并应及时封闭围岩, 防止岩石风化。
(3) 巷道底板和水的治理。利用反底拱和底板注浆的办法提高巷道底板自身强度。采用疏放水、导水措施, 确保工作面及整个巷道不存水[3]。
2 支护参数设计
2.1 锚网索喷支护
(1) 锚杆。采用Ø20 mm的左旋螺纹钢高强预应力锚杆, 顶和帮的锚杆长度均为2.4 m, 每根锚杆使用3卷锚固剂, 锚杆外露长度10~40 mm, 锚杆间排距均为700 mm, 锚杆托盘规格为130 mm×130mm×10 mm。锚杆均使用配套标准螺母紧固, 锚杆锚固力不小于13 MPa, 扭矩不小于200 N·m[4]。
(2) 锚索。锚索采取Ø18.9 mm的钢绞线制成, 长度8 m, 每根使用6卷树脂锚固剂, 锚索外露长度150~250 mm, 锚索使用由钢板制成的双托盘, 并在中央钻一个直径不小于18.9 mm的圆孔, 托盘规格分别为400 mm×400 mm×15 mm、300 mm×300 mm×15 mm。锚索锚固力为23 MPa。锚索紧跟工作面安装[5]。
(3) 锚固剂。锚固剂型号MSK2335, 锚固剂直径为23 mm, 长度为350 mm。
(4) 钢网。采用Ø5.5 mm的钢筋制成方格网, 网的规格为长×宽=1 500 mm×800 mm, 网格为长×宽=100 mm×100 mm, 网要搭茬连接, 搭接长度不小于100 mm, 相邻2块网之间要用14#铁丝连接, 连接点要均匀布置, 间距200 mm。
(5) 喷浆。喷浆体强度等级为C15, 喷射混凝土采用标号P.O42.5普通硅酸盐水泥、纯净的河砂 (含水量4%~6%) 。石子粒径5~15 mm, 按质量配比水泥∶砂∶石子=1∶2∶2, 速凝剂为高效782-3型, 掺入量一般为水泥质量的2%~4%, 拱部取上限4%, 喷淋水区时可酌情加大速凝剂的掺入量。
(6) 支护方式。巷道采用36U型钢棚+弧形反底拱支护, 使用6道限位卡缆 (反底拱处2套) , 每个搭接的位置使用2道;使用5道连接板, 分别安设在拱顶、拱肩、腰线处;U型钢棚间距为600 mm, U型钢棚搭接部位长度为450 mm。
2.2 架设U型钢棚及反底拱支护
(1) 巷道净高允许误差为-30~+100 mm;巷道净宽允许误差为0~100 mm。
(2) 柱窝深500 mm, 不小于设计的30 mm, 柱窝应布置到实底上。
(3) 36U型钢棚距600 mm, 柱窝深500 mm。
(4) 棚间连接板每棚5个。
(5) 腿与梁、腿与反底拱的搭接部分长度为450mm, 必须按要求搭接, 搭接部分必须上2道卡缆, 用力矩扳手拧紧螺栓, 预紧力不得低于200 N·m。
2.3 注浆
(1) 钻孔排距。每2 m布置1排钻孔。
(2) 钻孔间距。钻孔间距为2 m, 每个断面均布置5个孔:顶部沿中线位置1个孔, 巷道左、右肩窝各布置1个孔, 巷帮距离底板以上1 m处各布置1个孔。
(3) 钻孔深度。钻孔深2 m, 用Ø28 mm的钻头造孔, 下入Ø25 mm孔口管[6]。
(4) 注浆管加工。注浆管采用Ø25 mm无缝钢管制作, 杆体上每隔200 mm均匀钻出Ø8 mm注浆孔, 一圈3个孔 (不在同一圆圈上) , 管口螺纹M25, 螺纹长50 mm, 管终端呈稍扁状, 以增加注浆出口压力, 安装时钢管外露30 mm, 用快硬水泥封孔。
(5) 钻孔角度。顶板孔、肩窝孔垂直于巷道顶板布置, 帮部孔为-15°。底板注浆孔向两帮倾斜15°。
(6) 注浆终压。钻孔的注浆终压为3~5 MPa。
(7) 施工顺序。巷道有淋水时, 先注巷道顶板, 再注巷道帮部。巷道无淋水时, 先注巷道帮部, 再注巷道顶部。相邻2排注浆孔不能同时造孔, 可以间隔一排施工, 用作对注浆孔扩散半径的观察孔。
巷道支护断面如图1所示。
3 应用效果
采用锚网+U型钢+锚喷+反底拱+顶部锚索+帮部锚索+壁后注浆+底板注浆复合支护后, 对巷道变形情况进行了观测, 观测数据见表1。
经观测, 采用锚网+U型钢棚+锚喷+反底拱+顶部锚索+帮部锚索+壁后注浆+底板注浆支护后, 前20 d内巷道顶底板移近量30 mm, 两帮移近量30 mm;40~60 d时, 顶底板移近量5 mm, 两帮移近量也仅5 mm, 巷道已处于稳定状态。由此可以看出, 该方案二次支护效果良好, 保证了巷道的稳定性。
4 结语
对巷道采用锚网+U型钢+锚喷+反底拱+顶部锚索+帮部锚索+壁后注浆+底板注浆进行复合支护后, 有效控制了巷道变形量, 显著改善了软岩巷道的支护效果, 且提高了岩体强度、改善了围岩赋存环境, 为矿井的安全生产打下了良好的基础。
摘要：针对禹州枣园煤业有限公司-340 m水平辅助采区车场大采深大断面软岩的特性, 提出了锚网+U型钢+锚喷+反底拱+顶部锚索+帮部锚索+壁后注浆+底板注浆复合支护技术, 通过选用合理的支护技术参数, 取得了良好的支护效果, 确保了矿井的安全生产。
关键词：大采深大断面,软岩,复合支护,底板注浆,架后注浆
参考文献
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大断面软岩 篇7
关键词：深部开采,大断面,软岩巷道
随着开采深度的不断增加, 井巷岩体压力加大, 受力环境更趋复杂, 施工永久性大断面巷道, 传统的支护理论和支护方式已不能满足要求。铁北矿开拓队根据现代支护理论采用锚、网、喷+锚索、钢筋梁联合支护方式, 在破碎岩层施工二水平延深工程的集中运输大巷取得了成功。
1 工程概况
铁北矿二水平南翼集中运输大巷全长2200m, 位于地表下430m, 断面面积为18m2。根据地质资料, 该巷将穿F17、F47大断层, 且有派生构造, 层、节理极发育破碎, 局部岩层为细粉砂岩, 含凝灰质, 伴随薄煤层。巷道所处围岩为深部不稳定围岩, 开挖后极易变形, 如不采取任何支护, 空顶超过1.50m时, 极易发生片帮、冒顶。巷道掘进断面大, 宽4.18m、高4.10m, 不适于一次性爆破成巷。因此选用正台阶施工法, 上台阶高2.12m、宽4.20m, 下台阶为剩余部分。
2 支护方式确定
该巷道断面大、服务年限长, 正确选择支护方式方能保证其将来安全使用。我矿传统的支护方式主要是锚网临时支护与喷射混凝土支护或者可缩性U型钢棚、工字钢与喷射混凝土联合支护。
这两种支护方式中, 第一种由于巷道变形压力持续作用时间长, 混凝土碹易开裂冒落, 施工工艺复杂, 施工过程中掘进与支护作业相互影响, 混凝土碹支护之前需要做临时支护, 施工速度慢, 费用高, 材料消耗多。第二种支护由于断面大, 施工难度大, 安全系数小, 且易造成冒顶, 钢棚易变形, 巷修费用高。因此按照现代支护理论, 采用锚、网、喷+锚索、钢筋梁联合支护, 比较合理、可行。
3 支护参数的选择
锚杆选用直径18mm、长2100mm的左旋螺纹钢锚杆, 间排距1000×1000 (mm) , 用2卷树脂锚固剂卷锚固。钢筋网规格1000×2000 (mm) , 网眼规格100×100 (mm) , 钢筋直径5.5mm。喷射混凝土使用425#水泥、红矸石骨料, 5mm以下红矸石作为细骨料, 5mm红矸石作为粗骨料。水泥与红矸石按1:4配比, 水灰比1:2:2, 混凝土标号达到200#, 最终喷厚为150mm。锚索为直径15.24mm钢绞线, 长度根据围岩性质取5～8m, 每排两根锚索, 用2卷树脂锚固剂卷锚固。锚索托盘采用工字钢制成, 长800mm。钢筋梁选用直径12mm的圆钢制成。
4 支护顺序
巷道光爆成形后立即初喷一层厚30～50mm的混凝土, 用以充填围岩岩面裂隙, 并迅速封闭围岩岩体, 缩短暴露时间, 防止风化膨胀。
初喷初凝后安设锚杆挂钢筋网。然后横向挂钢筋梁、装锚杆托盘并上紧螺母将钢筋网紧压在喷层上, 再进行复喷。上分层距迎头4m、下分层距迎头5m, 以2.15m间距安设两根锚索, 最后再喷一次混凝土, 喷厚50～70mm。
5 支护效果
大断面软岩 篇8
关键词：深部矿井,软岩巷道,大断面硐室,锚网喷联合支护
随着矿井开采深度不断加大, 巷道逐渐向深部延伸, 矿山压力显现更加剧烈。与浅部稳定地层相比, 深部地层具有应力高、岩体松散、易膨胀、自稳能力差的特点, 支护较困难, 采用传统的硐室巷道支护手段已经不能满足要求。在杨营井田主变电所大断面硐室中采用锚网喷联合支护, 有效地控制了硐室的变形, 取得良好的支护效果和经济效益。
1 概述
1.1 井田概况
杨营井田 (原黑虎庙井田) 位于巨野煤田与阳谷—茌平煤田的接合部, 行政区划属山东省济宁市梁山县, 是已规划的全国13个大型煤炭基地之一——鲁西基地的一部分, 为新发现煤炭资源。井田距梁山县城西北约7.0 km, 隶属黑虎庙乡及杨营乡管辖, 地理坐标:东经115°54′00″~116°02′00″, 北纬:35°49′00″~35°57′00″。井田开采深度为-450~-1 300 m, 面积约41.74 km2。总体呈一轴向近南北、向北倾伏的向斜构造, 地层倾角南部陡 (多在20°左右) , 中部较缓 (一般在10°左右) , 局部发育次一级褶曲, 东界为东阿断层, 西界为F19断层, 南至煤系基底奥灰露头, 北部是人为边界。
1.2 硐室支护条件与特点
该矿井主变电所顶板多为泥岩, 局部为炭质泥岩和砂质泥岩, 厚0.77~2.57 m, 平均厚1.56 m, 岩石抗压强度为28.80 MPa, 顶板属岩体中等完整的软弱岩石, 其稳定性差。底板以泥岩、砂质泥岩为主, 厚0.71~3.88 m, 平均厚1.98 m, 属岩体中等完整的软弱岩石, 其稳定性较差, 两帮变形大, 底鼓明显, 支护难度较大。
2 硐室支护原理及参数设计
2.1 支护原理
该硐室所在位置顶底板多为软弱岩层, 巷道围岩变形一般呈现蠕变变形三阶段的规律, 并具有明显的时间效应。初期来压快, 变形量大, 施工过程中如不加控制, 很快就会发生岩块垮落、硐室破坏。若采用不适应软岩大变形特点的刚性支架, 也会很快被压坏[1]。因此, 围岩支护时既要加以控制, 又要允许软岩有一定变形。软岩巷道多表现为四周受压, 且具非对称性, 不仅顶板下沉量大、易垮落, 同时还有可能产生强烈的底鼓现象, 尤其是黏土层, 浸水崩解和泥化引起的底鼓更为严重[2]。因此单一的支护方式很难奏效。根据支护的悬吊、组合拱和关键层承载圈理论, 以及该矿井的具体地质条件, 最终确定采用锚网喷的支护方案。
锚网喷支护技术在大断面巷道及硐室的施工中应用较为广泛, 该技术集合了锚杆、锚索及锚喷支护的优点, 锚杆、锚索与其穿过的岩体形成承载加固拱, 喷射混凝土层和锚网的作用是封闭围岩, 防止风化剥落, 与围岩结合在一起, 能对锚杆间的表面岩石起支护作用[3]。
2.2 参数设计
支护参数的设计是根据松动圈理论来确定的。当松动圈厚度值Lp>150 cm时, 为大松动圈, 围岩属于软岩。Lp=150 cm是围岩松动圈理论划分软岩的界限, 经测定该矿围岩松动圈厚度远大于150 cm, 属于软岩。此类围岩的矿压显现特征是:压力大, 围岩变形量大, 变形时间长, 且有底鼓现象。在大松动圈围岩中的巷道, 采用组合拱理论可以有效地进行支护。
组合拱支护理论的实质是利用锚杆张力对破碎围岩进行加固, 合理的支护设计可以使围岩成拱进入支护状态[4]。组合拱的厚度可表示为
b′= (Ltan α-a′) /tan α
式中:b′为组合拱厚度, m;L为锚杆的有效长度, m;α为锚杆在松散岩体中的控制角, (°) ;a′为锚杆的间距, m。
3 支护设计方案
3.1 一次支护
3.1.1 锚杆系统
锚杆杆体为高强预应力左旋无纵筋螺纹钢 (Q500) , 规格为Φ20 mm×2 400 mm, 高强度锚索规格为Φ17.8 mm×6 300 mm, 锚杆托盘规格为150 mm×150 mm×8 mm (Q345) , 金属网采用直径不小于5 mm的冷拔钢丝焊接而成, 网孔规格为100 mm×100 mm, 采用Φ12 mm圆钢焊接, 宽度100 mm, 长度按巷道轮廓而定, 分3段安设 (拱顶和两帮) , 树脂药卷用CK2350、ZK2350各1卷。锚杆布置情况见图1。
3.1.2 锚索系统
采用高强度预应力笼形锚索, 100 mm×100 mm×10 mm (Q345) 球形锚索托盘, 树脂药卷用CK2350型1卷、ZK2350型2卷, 锚索梁采用14b型槽钢, L=2 200 mm。锚索布置情况见图1。
3.1.3 喷浆
采用强度等级C20混凝土喷浆, 分2次施工, 初喷厚度50 mm左右, 施工完锚杆和锚索后复喷厚度70~80 mm。
3.2 二次支护
一次支护的基本作用在于加固并提高围岩的整体稳定性和自稳能力, 同时允许围岩在保证巷道安全的条件下释放变形能, 以适应软岩的变形力学机制。在围岩变形稳定后, 为了保证巷道较长时间的稳定和服务期的安全, 应给巷道围岩提供最终支护强度和刚度, 即二次支护。二次支护采用29#U型钢棚, 棚距定为1 600 mm, 用高强预应力左旋螺纹钢锚杆 (Φ20 mm×2 400 mm) 锚固, 背后复压1层钢筋网, 与钢棚捆扎牢固;复喷至设计厚度400 mm。底板采用反底拱锚梁+网+混凝土组成:反底拱锚梁 (29#U型钢) 采用Φ20 mm×2 400 mm高强锚杆锚固, U型钢棚下方增加走向压网6#角钢, 具体布置见图1、图2;混凝土层由炉渣混凝土层、素混凝土层和毛石混凝土层组成, 其布置和厚度见图1。炉渣混凝土的炉渣、水泥质量比为4∶1, 素混凝土强度等级为C30, 毛石混凝土层毛石、水泥质量比为4∶1。
3.3 支护施工方案
施工顺序:初喷→锚杆→锚索→复喷→U型棚+锚杆→复喷混凝土。
设计预紧力:锚杆安设预紧力不低于30~40 kN, 安装扭矩不低于260 N·m;锚索安设预紧力不低于80~100 kN。
巷道帮部底角锚杆按设计角度下扎施工, 并在安装锚杆前进行清孔。
顶部锚索梁安装时, 因受锚杆影响, 可适当偏离拱部中心线3~5 cm, 沿轴向相邻两组交叉迈步布置。
4 支护效果
为了检验支护参数和支护技术的合理性, 了解围岩的松动范围, 保证硐室的支护效果, 在主变电所硐室巷道内设置了3个矿压观测站, 对巷道进行表面位移观测。1#观测站距离端头10 m, 2#观测站位于端头20 m处, 3#观测站位于端头30 m处, 测试时间2个多月, 具体观测数据见表1。
通过现场观测和表1中数据可以看出:
1) 该支护系统有效地控制了围岩的变形, 围岩的稳定性较好, 顶板的最大下沉量为10 mm, 两帮的最大移近量为28 mm, 底鼓量最大为6 mm, 顶板和两帮移近量都在安全范围之内, 达到了预期的效果。该支护系统的每一部分均能起到有效的控制作用。
2) 设计所选的锚网喷联合支护系统及其支护参数合理, 在技术上可行, 并为锚网喷支护技术的推广提供了良好的借鉴。
3) 锚网喷联合支护技术在深井软岩大断面硐室及巷道的应用前景广阔, 对提高矿井经济效益, 实现煤矿高产高效开采具有实际意义。
参考文献
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大断面软岩 篇9
随着我国煤矿开采深度的不断增加, 深井巷道支护难题越来越常见[1]。在超高地压作用下, 巷道愈发呈现软岩变形特征, 变形速度快, 变形总量大[2]。以安徽恒源煤电股份有限公司某矿井-950 m水平井底车场大断面巷道支护为研究对象, 分析了巷道变形特征及变形原因, 特别指出了底板水对巷道变形的重要影响, 制定了以帮部锚索、底板锚索、全断面注浆为主体的帮底共治加固技术, 对巷道的严重底鼓变形进行了有效控制。
1 井底车场巷道工程地质概况
1.1 巷道顶底板岩层岩性
某矿井井筒竣工部分柱状图如图1所示。
结合现场揭露资料来看, 工业试验巷道的井底车场围岩多为粉砂岩、泥岩, 也有巷顶出现薄煤层、帮底处于泥岩之中的情况。总体而言, 巷道围岩的基本情况较好, 相比两淮地区同水平巷道, 巷道稳定性也较高。
1.2 水文特征总结
-950 m水平井底车场巷道位于4煤顶板60 m左右, 属于7含水层顶板, 水压实测值5 MPa。巷道掘进期间迎头及顶板出水量大, 加之排水不畅, 巷道底板积水严重。巷道所属围岩大多为泥岩和粉砂岩, 泥岩及泥质胶结的粉砂岩浸水后强度降低, 流变性大幅增强, 围岩自承载能力减弱。
2 巷道原支护方案的不足
2.1 巷道原支护方案
巷道的原支护设计如图2所示。主要包括长度7 300 mm、间排距2 000 mm×2 000 mm的顶板锚索, 长度2 500 mm、间排距700 mm×700 mm的帮顶锚杆以及厚度150 mm的喷浆层。原方案特别强调顶板的加固, 两帮支护强度明显不足, 底板则完全无任何支护。围岩主要自承载结构如图3所示。
图3显示巷道底板松动圈较大, 且内部积聚着大量游离水, 水的浸泡使得底板岩石强度大大降低, 且远低于帮顶松动圈的承载力。因此, 巷道实际需要支护的断面 (下面简称支护断面) 是一近似的竖向椭圆, 两帮的下部是稳定性最差的部位, 也就是需要关键加固的部位。底板松动圈较大且强度很低, 随着水的浸泡作用, 松动圈的范围会越来越大, 这会导致支护断面的竖向尺寸越来越大, 两帮的稳定性越来越差, 片帮、冒顶、底鼓会加快发生。
巷道原支护方案没有考虑上述情况的存在, 这是其明显的不足之处。
2.2 巷道原支护效果
根据现场变形观测数据, -950 m水平井底车场巷道顶底移近0.4~0.6 mm/d, 两帮移近0.4~0.5 mm/d。巷道在开挖后的2个月内产生了300 mm以上的底鼓量, 顶板虽未出现明显下沉变形, 但顶板正中及帮顶交界处均出现了非常普遍的炸皮开裂现象。
3 帮底共治的应对策略
(1) 质点应力状态改善:通过帮部锚索的作用, 较大程度地改善围岩质点应力状态, 降低或去除质点蠕变动力。
(2) 提高围岩自身承载能力:底板水是底鼓的最大影响因素, 底板岩石在水的浸泡下, 底鼓强度最大的可超过10倍, 去除底板水不仅可大幅提高底板的承载力, 同时也可大幅提高围岩整体承载结构的承载力。实施底板注浆, 可在去除底板水的基础上再次大幅降低岩石的流变动力, 提高围岩的承载能力。
4 巷道补强加固设计参数
补强方案设计内容包括帮锚索+全断面注浆。补强支护参数如图4所示。主要通过直径22 mm、长度7 300 mm的帮部锚索抵抗水平应力, 并通过全断面注浆, 特别是底板注浆提高围岩松动圈的承载能力, 消除底板游离水对围岩的弱化作用。
巷道帮顶注浆技术在煤矿应用广泛, 已经是普遍推广的技术。下面特别给出底板注浆方案:
(1) 铺设止浆层:为了防止漏浆, 在注浆前先浇筑砼地坪, 强度C20, 水灰质量比为0.45, 质量配合比为水泥∶黄沙∶瓜子片=1∶2∶2, 速凝剂掺入量为水泥质量的3%~5%。水泥为P.042.5普通硅酸盐水泥, 黄沙为中粗砂, 瓜子片粒径5~10 mm, 地坪厚度100 mm。
(2) 深孔注浆:底板注浆孔成孔后, 迅速将注浆管下放至孔中, 注浆管共2节, 每节2.4 m, 注浆管外露长度约为50 mm, 对于注浆管周围的空隙, 采用棉纱加聚氯脂及水泥封固, 用棉纱缠绕在注浆管1 100 mm处加聚氯脂加固, 再用快干水泥封孔500 mm, 快干水泥固管0.5 h方可进行注浆。要保证固管质量, 封堵要实, 尽量避免因注浆时憋压而把注浆管冲出。采用专用注浆泵将浆液通过注浆管注入孔中。通常情况下, 注浆压力2.0 MPa, 当注浆压力达到设计值10 min后方可停止注浆。
(3) 锚固材料:水泥单液浆, 浆液水灰质量比0.7, 适量添加水玻璃, 但不要超过水泥质量的3%。
(4) 注浆压力:最好设定在2.0 MPa, 注浆时间要达到设计压力10 min。
5 结论
(1) 巷道帮底共治补强方案实施完成30 d后, 矿方委托科研单位对巷道的表面变形进行为期90 d的观测。观测结果显示, 90 d内巷道的底鼓速度由0.1 mm/d逐步降低至0.01 mm/d以下, 两帮移近速度已经由0.07 mm/d降至0.01 mm/d以下。巷道补强前后的变形观测数据充分证明帮底共治技术在深井巷道变形控制中的效果良好。
(2) 通过帮部锚索及全断面注浆, 尤其是底板注浆, 实现了千米垂深大断面岩石巷道的帮底共治, 现场监测表明治理效果良好。这一成功经验表明深部大断面岩石巷道在超高的地应力作用下, 多出现明显的流变特征, 底板游离水对底板围岩的弱化作用则更加凸显。因此, 必须采用有效的支护手段提高围岩自身的承载能力, 概述围岩的应力环境, 消除底板水的弱化作用, 才能确保深部大断面岩巷的支护效果, 为深部矿井的安全生产提供保证。
参考文献
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