大断面硐室支护（精选9篇）
大断面硐室支护 第1篇
Ⅱ61下采区为某矿-600 m水平以下的第一个采区, 该采区运输下山架空乘人车硐室埋深753 m, 净宽6 m净高4.8 m, 硐室毛断面26.4 m2。目前架空乘人车硐室附近轨道下山局部地段巷道掘出后变形严重。其变形呈现如下特征:掘巷初期变形速度大;巷道围岩长期流变, 掘进2个半月围岩变形仍未得到稳定。架空乘人车硐室为Ⅱ61下采区重要硐室, 若失稳, 其采区皮带运输及行人系统将无法正常运转, 对矿区造成重大经济损失。为了保证架空乘人车硐室在服务期内安全使用, 决定在一次支护后进行二次锚网索补强支护。
1 二次支护作用原理
1.1 二次支护时间
高应力软岩巷道变形呈现非线性, 围岩变形在掘出后分为变形剧烈、变形平缓、相对稳定三个阶段[1]。二次支护应滞后于一次支护, 滞后多少, 鲁岩通过实验室数值模拟, 发现随着两帮变形量增加, 进行二次支护后, 巷道表面位移先减小后增加, 在两帮移近量为200 mm时进行二次支护, 巷道总的表面位移量最小[2]。常庆梁认为一次支护后巷道变形进入恒速变形阶段, 塑性区发展和围岩体力学性质发挥到最大能力时的状态, 即二次支护的最佳时间[3]。对于现场, 二次支护时间可根据围岩变形速度实测确定。架空乘人车硐室二次支护借鉴了该矿类似条件下巷道成形1个月后变形趋于稳定的经验, 在1个月后实施二次支护。
1.2 二次支护数值模拟分析
底板锚网索支护作用采用FLAC2D数值模拟软件进行分析, 计算模型主要选取架空乘人车硐室, 断面大小为6.0 m×4.8 m, 计算模型大小为宽×高=50 m×50 m, 共划分20 000个单元, 左右边界为单约束边界 (Ux=0和Uy≠0) , 底边界为全约束边界 (Ux=0和Uy=0) , 上边界为自由边界, 但施加等效应力, 等效上覆载荷及支承压力作用, 垂直应力取28 MPa。帮顶锚索一次支护用φ20×2 400 mm全断面布置, 间排距800 mm×800 mm;二次支护用φ20×3 000 mm锚杆和φ17.8×6 000 mm。支护承载结构弯矩分布情况如图1所示。
(a) 普通锚网支护 (b) 二次锚网协同支护 (未治理底板)
由图1 (a) 可知, 普通锚网支护时, 两帮及底板弯矩较大, 拱形部分弯矩较小。其中, 在两帮帮中支护承载结构内侧受拉, 最大弯矩约2.4e5 N·m, 由于帮部直墙部分过高, 梁结构抗弯性能差, 在底板附近挤压应力作用下, 使得帮脚支护承载结构内侧受压, 最大弯矩约7.3e5 N·m;在底板中间部分支护承载结构内侧受拉, 最大弯矩约2.3e5 N·m, 靠近两帮脚位置内侧受压, 最大弯矩约7.4e5 N·m;在拱形顶板位置, 起拱线及肩窝之间的支护承载结构内侧受压, 最大弯矩约7.5e4 N·m, 顶板正中位置也受压, 最大弯矩约5.9e4 N·m, 其他部位弯矩分布较小。
图1 (b) 是一次支护完成, 通过柔性让压作用卸压再对帮顶围岩采取二次锚网协同支护, 但底板未采取控制措施时支护承载结构的弯矩分布情况。由图1 (b) 可知, 此时支护承载结构所承受弯矩均明显减小, 且帮顶支护强度明显提高, 能有效控制帮顶围岩变形, 且能暂时缓解帮脚围岩对底板的挤压作用。
2 二次支护方案
一次支护后, 为保证巷道成型, 应对巷道进行初喷, 巷道超挖的地方应保证初喷厚度。二次支护具体技术参数如下:
(1) 二次支护锚杆φ20×3 000 mm, 锚杆长度比一次支护长, 以达到错开内锚固端目的, 锚杆预紧力矩不小于200 N·m。
(2) 沿巷道轴向布置整体钢筋梯子梁, 钢筋梯子梁保证压茬。
(3) 采用预应力锚索实施结构补偿, 提高锚网支护承载结构稳定性, 结构补偿锚索规格φ17.8×7 000 mm, 断面A和断面B相间布置。锚索预紧力不低于100 k N。帮顶锚杆、锚索布置展开图如图2所示。
3 表面位移观测结果分析
架空乘人车硐室帮顶围岩二次锚网施工结束后围岩表面的相对位移量如图3所示。
从图3中曲线变化的幅度及斜率可以看出:二次锚网索支护刚完成时, 帮脚位置变形速度最慢, 而顶底相对移近量最快, 约半个月后, 帮脚变形速度加快, 变形量超过帮中位置。与此同时, 顶底围岩变形速度也加快;约20 d后, 帮脚和帮中位置围岩变形趋于稳定, 顶底围岩相对位移仍继续增长;约40 d后, 顶底围岩相对位移加快, 间隔约7 d左右, 帮脚和帮中位置表面围岩的相对移近量也突然增长。从现场了解得知, 此段时间内出现老顶破断, 老顶破断回转造成冲击来压, 曲线变化也验证了上述情况。因顶板较为稳定, 顶底围岩相对移近量主要来自底板, 先是底板变形速度加快, 而后才开始帮顶围岩变形加快, 待冲击来压稳定后, 帮顶围岩变形再次趋于稳定, 而顶底围岩相对移近速度变缓, 帮部表面围岩相对移近量最大约60 mm, 顶底相对移近量约140 mm。从前面分析可知, 其主要来自底板变形。
4 结论
(1) 高应力软岩巷道变形呈非线性, 围岩变形在掘出后分为变形剧烈、变形平缓、相对稳定三个阶段。一次支护后巷道变形进入恒速变形阶段, 塑性区发展和围岩体力学性质发挥到最大能力时的状态, 即二次支护的最佳时间。
(2) 通过数值模拟分析, 二次支护后支护承载结构所承受弯矩均明显减小, 且帮顶支护强度明显提高, 能有效控制帮顶围岩变形, 且能暂时缓解帮脚围岩对底板的挤压作用。
(3) 通过现场巷道表面位移监测, 帮部表面围岩相对移近量最大约60 mm, 顶底相对移近量约140 mm, 从前面分析可知, 其主要来自底板变形, 下部工作应重点治理底板。
参考文献
[1]张永将, 谢广祥.深井高地压软岩巷道二次支护技术研究及应用[J].中国煤炭, 2006 (11) .
[2]鲁岩, 柏建彪, 邹喜正.深井软岩巷道确定二次支护时机的研究[J].煤炭科学技术, 2007 (8) .
大断面硐室支护 第2篇
关键词：大断面顶板U型钢支护卡轨车硐室注浆
1 技术背景
邢台矿22317底层工作面是2010年的主打面，今年其掘进工作成为采掘接替正常与明年产量达产的关键。该面底层掘进布置时间距顶层回采结束仅仅3个月时间，围岩不稳定，动压影响仍然较大，后路物料运输成为制约掘进施工的主要瓶颈。顶层卡轨车硐室位置受顶层工作面回采影响，顶板下沉严重，底、帮压力显现，为了利于9吨卡轨车在原硐室成功安装，保证掘进与回采期间卡轨车均能使用，需要对硐室进行扩巷与卧底，并进行大断面顶板维护技术研究，为此，我们在原顶层卡轨车硐室位置进行巷道下卧同时处理底鼓，采用可缩性U型钢配合直梁联合支护，对破碎顶板进行注浆加固等措施，保证了卡轨车的成功安装，从而为巷道快速掘进提供重要手段，精简回采安装期间的施工工序。22317卡轨车硐室顶板加固的成功，不仅为职工创造了安全作业环境，而且对于今后大断面巷道支护形式提供了科学依据和技术保障。
2 技术研究内容
2.1 22317卡轨车峒室下卧方案研究 考虑到该硐室属于原规格扩巷，用于布置底层工作面，而且巷道顶板比较完整，煤帮破碎突出，底鼓严重的现实，故此决定硐室布置不破坏巷道顶板，只对底、帮突出煤岩进行卧底扩帮，这样也有利于里段22317运料巷下卧找底，减少卧底长度与坡度，为正规巷道掘进创造条件。而且根据硐室附近地质条件分析，巷道下卧后可以延长运料巷坡头作为平车场。
2.2 卡轨车峒室大断面支护方式技术研究 根据一般规律，大断面破碎围岩条件下硐室支护一般采用两种以上的联合支护手段，采用综合技术提高巷硐稳定性，22317卡轨车硐室受采动影响，围岩严重破碎，松动圈逐渐扩大且不稳定，采用可缩性U型钢单一支护方式，虽然能够控制顶板变形，但属于被动支护，最终将使围岩松动圈继续扩大。配合围岩注浆加固，破碎围岩形成一个整体构造，深层位移将有效降低，可以较好地保证大规格巷道的有效支护及安全使用。
2.3 大规格U型钢与直梁配合使用优化 9吨卡轨车要求的硐室断面宽度不低于5500mm，才能满足卡轨车与轨道铺设、支架运输的同时使用，采用特制的大规格U型钢与直梁配合使用，即在原10m2U型钢架棚基础上加长加宽，腿加长300mm达到2900mm，两段U型钢梁之间搭接1700mm直梁，增加支护宽度，最终形成5544×3200mm(宽×高)的硐室支护规格，其受力状况基本合理，可以满足卡轨车安装及铺设轨道、支架运输的技术要求。
附22317运料巷卡轨车硐室U型钢断面图。
2.4 顶板注浆期间，注浆孔密度及注浆量的技术研究 在实际施工期间发现，卡轨车硐室工程结束不久，靠近运煤通道交叉点附近顶板出现下沉，此后包括运煤通道内及硐室人行道一侧总长35m范围内顶板明显开裂下沉，如果仅靠常规支护手段，该段巷道维护将非常困难甚至造成巷道报废，采用化学浆注浆加固方式，提高岩石松动圈整体强度，成为一种切实可行的手段。根据2#煤顶层非稳定条件下矿压活动规律，其围岩松动圈初期厚度一般在1500-2000mm，注浆孔设计深度初步定为2200mm，化学浆尤力散扩散半径取2000-2500mm，设计注浆孔间距1000mm左右，排距按2000mm左右布置，每孔注浆量掌握在150Kg/孔左右，根据现场条件，个别参数适当调整。实际注浆期间，在顶板严重下沉地段共打35孔，注浆量约6000Kg尤力散，注浆范围40m，有效控制了顶板的剧烈下沉，近几个月硐室基本保持在稳定状态。
3 结语
深部大断面软岩硐室支护技术研究 第3篇
随着能源需求和开采强度的不断加大, 浅部煤炭资源越来越少, 国内外一大批矿区不得不转入深部开采阶段。深部复杂的地质条件和力学环境, 使得巷道围岩稳定性控制问题成为困扰煤矿安全生产和建设的主要难题之一, 成为近年研究的焦点和热点[1,2]。告成煤矿位于登封市东南部, 1999年9月投产, 开采二1煤层, 设计生产能力90万t/a, 采用多井水平上下山开拓, 走向或倾斜长臂布置。该矿25采区作为矿井生产的重要采区, 服务年限长, 为保障矿井安全生产, 在采区下部需设置专用泵房。在汛期时, 25采区泵房的排水系统能否正常运转, 对矿井安全生产影响巨大, 而且后期上方工作面回采期间, 泵房将多次承受工作面开采的动压影响, 若仍采用传统支护设计方式和施工工艺, 难免出现大变形现象, 影响矿井正常生产和使用。因此, 必须针对泵房具体的工程地质力学条件, 对泵房的合理支护方式进行研究, 确定确实有效的支护参数, 保证巷道的长期正常使用。
1 泵房地质条件分析
25采区为准备采区, 采区标高-100～-600 m, 地质构造复杂, 全区滑动构造直接压煤。25采区泵房位于预计二1煤层底板下方20 m处, 巷道埋深442 m, 设计全长50 m, 设计断面尺寸为5 550 mm4 530 mm, 与25采区变电所相连, 如图1所示。根据巷道预测地质剖面及实测情况, 围岩岩性以泥岩为主, 局部为灰岩, 泵房处于断层破碎带中, 受断层构造影响, 围岩节理裂隙极为发育, 易破碎, 易风化, 遇水极易膨胀, 围岩整体性较差, 泵房A-A剖面图如图1 (b) 所示。
2 泵房失稳破坏原因分析
25采区泵房设计断面为直墙半圆拱形, 泵房净断面尺寸为5 550 mm4 530 mm, 净断面积约22 m2。泵房设计支护方式为U型钢棚支护, 采取该支护方式后, 巷道出现严重变形, 两帮移近量大, 并伴有明显底鼓, 尤其是距掘进迎头20 m处变形较大, 变形较大处两帮净宽不足4 m, 难以满足后期正常使用断面要求。
根据泵房的地质条件, 结合现有巷道支护形式及巷道变形特征, 分析导致巷道严重变形破坏的主要原因有以下几个方面: (1) 工程地质条件恶劣。泵房围岩岩性以泥岩为主, 局部为灰岩, 受断层构造影响, 泵房围岩节理裂隙极为发育, 易破碎, 且易风化、遇水易膨胀, 围岩整体性差。 (2) 巷道掘进互相影响严重。除受巷道本身掘进和支护工艺影响外, 由于此处巷道密度大, 其他新掘巷道或扩修工程都有可能对周围巷道围岩产生扰动, 影响巷道围岩稳定。 (3) 围岩强度低, 现有支护强度不足。现有U型钢棚支护是一种被动支护方式, 且支护方式过于单一, 其作用只是在围岩表面形成具有一定承载能力的承载结构, 待巷道围岩变形后支架承载能力才会被动提高, 在高应力作用下, 支架极易产生扭曲和滑移。 (4) 无底板防治措施。泵房属于特殊硐室, 排水设备能否正常运行, 控制泵房底鼓是关键, 原有支护只针对帮部和顶部进行支护, 并未考虑控底措施, 底板成为巷道失稳破坏的突破口, 造成泵房底鼓强烈, 影响泵房正常使用。
3 支护方案确定
根据巷道变形机理及支护原理, 确定泵房采用高阻可缩U型钢棚+锚索耦合支护。
3.1 泵房帮顶支护方案
(1) U型钢支架。采用29U型钢棚支护, 棚距400 mm, 支架搭接长度500 mm, 搭接部位采用2付限位卡缆和1付普通卡缆, 支架壁后使用φ8 mm钢筋网背板, 连网距离不得大于400 mm且连接牢靠, 同时柱窝深度不低于300 mm。
(2) 封闭围岩。全断面喷射水泥砂浆, 喷层厚30～50 mm, 封闭围岩。
(3) 结构补偿锚索支护。结构补偿锚索采用φ15.248 000 mm 1860钢绞线, 泵房拱部布置4根锚索, 间排距为1 600 mm800 mm;帮部布置3根锚索, 锚索间排距为1 000 mm800 mm, 帮脚锚索距巷道底板300 mm。每根锚索使用1支K2350和3支Z2350树脂锚固剂, 锚索托梁采用废旧U型钢或工字钢加工, 长度800 mm。锚索位置如图2所示。
(4) 注浆支护。注浆采用2.5 m注浆锚杆, 注浆锚杆间排距1 200 mm1 600 mm, 全断面布置9个长度为6 m的注浆孔, 注浆材料选用普通525#硅酸盐水泥加水配置而成, 其水灰比为0.7～0.8, 注浆压力不超过3 MPa。泵房注浆锚杆的布置参数如图3所示。
3.2 泵房底板支护方案
(1) 泵房非基础部分底板支护参数。泵房非基础部分底板支护平面图如图4所示。
泵房非基础部分采用3根锚杆+2根锚索支护, 锚杆采用φ203 000 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 每根锚杆使用2支Z2350树脂药卷加长锚固, 配套使用1个140 mm140 mm10 mm鼓型托板, 螺母预紧力矩不小于300 Nm, 锚杆间排距为2 200 mm1 000 mm;底板锚索采用φ15.246 000 mm 1860钢绞线, 每根锚索使用1支K2350和3支Z2350树脂锚固剂, 配套使用400 mm长18#槽钢托盘 (孔径20 mm) , 中间附带1个平托盘, 底板锚索间排距为2 200 mm1 000 mm。采用φ8 mm钢筋网护表, 锚杆、索间沿巷道周向采用钢筋梯子梁连接成排, 锚杆、索具体布置参数如图4所示。
(2) 泵基础支护方案。支护参数:泵基础支护采用φ15.246 000 mm 1860钢绞线, 每根锚索使用1支K2350和3支Z2350树脂药卷, 锚索托梁采用18#槽钢加工, 锚具采用锁芯为两半的锁具, 锚索预紧力不小于100 kN, 锚杆、索间排距如图5所示。
4 支护效果分析
为了进一步优化支护参数同时监测泵房的变形情况, 对25采区泵房进行了矿压监测。矿压监测采用十字布点法建立表面位移监测站, 监测巷道围岩变形量。目前, 25采区泵房仍在开掘过程中, 未进行底板支护, 已掘巷道采用高阻可缩U型钢棚+锚索耦合支护后, 两帮移近量、顶底移近量均在10 mm以内, 25采区其他巷道开掘过程中泵房也无明显变形, 巷道支护情况良好, 有待进一步观测。
5 结论
通过对25采区泵房的破坏原因分析、现场施工及矿压监测, 得出以下结论:采用高阻可缩U型钢棚+锚索耦合支护方式, 结合金属网、喷射混凝土及壁后充填注浆技术的综合作用, 能够有效改善巷道围岩体的受力情况, 提高承载结构的承载能力与稳定性;矿压监测结果表明, 泵房巷道采用高阻可缩U型钢棚+锚索耦合支护方式后, 有效地控制了巷道帮顶围岩的变形, 满足了巷道的有效使用断面, 为后期排水系统正常运转提供了保障;泵房属于特殊硐室, 控制底板变形极其关键, 泵基础部分的支护强度要求较高, 根据实际情况分别对泵基础和非基础部分采用不同的支护参数, 能够更有效地控制底鼓, 保证巷道底板的长期稳定;高阻可缩U型钢棚+锚索耦合支护方式属于高强稳定型支护, 巷道后期变形小, 无需扩修, 可有效节约资金。
摘要：为解决深部软岩巷道支护技术难题, 基于告成煤矿25采区泵房地质条件分析以及工程的重要性, 采用分析破坏原因、确定支护方案及现场施工相结合的方法, 对泵房采用高阻可缩U型钢棚+锚索耦合支护, 结合金属网、喷射混凝土及壁后充填注浆技术的综合作用, 保证巷道的长期稳定;通过矿压监测分析支护效果, 进一步说明泵房支护设计的合理性。同时优化巷道耦合支护参数, 为耦合支护技术在煤矿破碎围岩巷道中的推广提供了实践依据。
关键词：泵房,U型钢,结构补偿,耦合支护,矿压监测
参考文献
[1]彭巍.大雁矿区深部软岩支护的研究与实践[J].煤炭科学技术, 2010, 38 (12) :40-42
大断面硐室支护 第4篇
关键词：大断面；高预紧力；围岩变形；支护参数；底鼓现象
中图分类号：TD353文献标识码：A文章编号：1009-2374（2012）13-0133-03
井工二矿9#煤层，大断面巷道施工中，在采用锚杆+W型钢带+网联合支护的基础上，配合高预应力锚索，实现了对大断面巷道围岩的有效
控制。
1概况
井工二矿9#煤层厚9.82～14.29m，平均厚度12.39m，煤层倾角1.3°～3.6°，平均2.3°。煤层产状平缓，裂隙较发育。9#煤层呈黑色，块状，半亮型煤为主，块及粉状，性脆易碎，结构复杂，含1～8层夹矸，夹石岩性多为泥质岩、高岭岩，局部夹粉砂岩薄层。
9#煤层直接顶板以泥岩和砂质泥岩为主，并且有中粗砂岩，以石英长石为主，次为暗色物质，分选磨圆差，泥质胶结，含菱铁矿结核，有时为粉细砂岩，局部有灰黑色泥岩。
2工作面巷道支护设计
工作面巷道为沿煤层全高掘进，即沿煤层顶、底板掘进。巷道断面为矩形，掘进断面为5.4m×3.6m，掘进断面19.44m2，采用左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆、金属网、W型钢带、锚索进行支护如下图所示：
2.1顶板支护
锚杆布置：顶板选用Φ22×2400mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，锚杆间、排距900×1000mm，每排6根，螺母规格为M24，锚固长度为1675mm，每孔使用树脂锚固剂K2335和Z2360各1根，钻孔深度为2300～2350mm。锚杆锚固力不得小于100kN，预紧力矩不得小于300N·m。
锚索布置：采用Ø17.8mm×7.3m钢绞线，“矩形”布置，间排距2000×3000mm；锚固长度为1755mm，每个锚索钻孔安装1根K2335和2根Z2360树脂药卷，钻孔深度为7000～7050mm。锚索安装角度与顶板垂直布置，预紧力不小于100kN。
金属网布置：铺设φ4经纬网，规格：长×宽=3000×1300mm，网格80×80mm，网与网之间必须有80mm搭茬，压茬处每隔100mm用双股14#铁丝扭结牢固，每扣拧2～3圈。
2.2巷帮支护
锚杆采用Ø18×1700mm玻璃钢锚杆，间排距1000×1200mm，每排每帮各布置3根，螺母规格为M24，最上面一根距顶板300mm，每孔使用1根K2335树脂锚固剂。锚杆锚固力不得小于70kN，预紧力矩不得小于200N·m。
帮网采用高强度塑料网，规格：长×宽=3000×1500mm。网与网之间必须有80mm搭茬，压茬处每隔100mm用双股14#铁丝扭结牢固，每扣拧2～3圈。
以上锚杆和锚索钻孔均为28mm，锚杆外露长度不大于50mm，设计预紧力矩为300N·m，锚杆托板采用150mm×150mm×8mm的拱形高强度托板。锚索采用高强度低松弛钢绞线， 头部设有树脂锚固剂搅拌头，尾部配有高强度锁具。锚索预紧力不小于100KN，锚索托板规格为300mm×300mm×16mm。
3大断面巷道的破坏形式
3.1冒顶破坏
在断层、破碎带等地质构造附近，顶板随着时间的推移会出现下沉现象，且下沉速率由小变大，最终回出现冒顶。在冒顶之前有明显的迹象可循，如顶板下沉量大，风化严重，肉眼能够观察到顶板出现破碎严重，并有漏渣现象，网包大，联网接口出现撕裂，导致冒顶。从以往的冒顶区域冒落的锚杆分析：锚杆的受力变形并不严重，但锚杆的锚固长度达不到要求。锚索有的被拉断，有的锚固部分还在上面。
3.2巷道两帮向巷道中间整体挤压
在巷道开始掘进期间，帮支护有滞后现象，导致两帮向巷道中间挤压现象，经过一段时间的变形稳定后，两帮可能回重新达到新的平衡稳定。但是在受到相邻巷道掘进时或工作面回采时，两帮的变形可能回加剧，导致两帮挤压严重，只能重新修正两帮，让两帮压力得到释放后，才能达到很好的支护效果。
3.3底鼓现象
井工二矿的底鼓情况并不严重，只有当两帮挤压严重，从而导致地板压力变大后，才会出项严重的底鼓现象。底鼓与两帮移近量成正比。
4大断面巷道破坏原因分析
4.1复杂的地质条件影响
第一，井工二矿属于新建矿井，其地质条件复杂，地质资料不全，在井下施工过程中经常遇到复杂多变的地质构造，煤体松软，且强度不高，煤质不均，厚度不均，煤体裂隙发育，在开挖过程中，会导致煤体的裂隙扩张，导致两帮压力增加，顶板破碎。
第二，井工二矿的直接顶以泥岩和砂质泥岩为主，顶板层理发育，易风化，微裂隙多。当顶板受到采动影响时，微裂隙张开，造成层面出现小离层，是顶板出现板块状，最终使得顶板失去一定的承载能力。
第三，在打锚杆与锚索时产生的水流对围岩和煤体造成影响，使得围岩的摩擦系数降低，使得锚杆和锚索产生错动现象，影响支护质量。
4.2生产与施工因素的影响
第一，井工二矿的巷道属于大断面巷道，沿顶底板掘进，煤层对顶底板的凝聚力减小，导致顶板容易产生整体的滑动。
第二，锚杆和锚索的预紧力不够，主要受工人的作业质量影响，不能达到设计的预紧力要求，只能起到被动的支护作用，只有当顶板发生围岩产生变形后，才能起到支护作用，所以必须加大预紧力，使得锚杆起到主动支护作用。
第三，W型钢带可以使得顶板和帮得支护面积加大，并且能够加大预紧力，使得顶板受力均匀。有效地防止顶板的变形。
5大断面巷道的支护对策
首先，增强预紧力，使得锚杆主动受力，将顶板岩层压紧，微裂隙不能张开，顶板不能产生离层，限制了顶板的下沉，杜绝了顶板的冒顶现象；增强预紧力能够使得整个支护体系达到一个完整的支护系统，使得支护面积加大，减少顶板事故的
发生。
其次，巷道支护必须使用高预应力锚索进行加强支护，把浅部的松软岩层固定到深部的稳定岩层中，起到决定性的稳定作用。
再次，在过断层、褶皱、破碎等构造带时，减小锚杆和锚索的间排距，并保证短掘短支，必要时要进行喷浆封闭围岩。
最后，加强矿压观测，发现顶板出现下沉，破碎地带，进行补打高预应力锚索，并进行喷浆封闭围岩。
6结论
锚杆和锚索联合支护是井工二矿大断面巷道目前最有效的支护方式，大断面巷道宜采用高预应力、强力锚杆、锚索支护的设计理念。在大断面巷道支护中，锚索支护具有减小跨距的作用，能够控制顶板的下沉。
基于高预应力、强力锚杆的支护理论，结合现场的观测，在新掘进的巷道中基本上没有出现大的变形，是高强度、高刚度、高预紧力锚杆、锚索支护体系成功应用，有效地阻止了巷道围岩的变形，控制了巷道的破坏，为井工二矿大断面的支护提供了有效地技术途径。
参考文献
[1]马念杰，等．煤巷锚杆支护新技术[M]．徐州：中国矿业大学出版社，2006．
[2]钱鸣高，刘听成．矿山压力及其控制[M]．北京：煤炭工业出版社，1992．
[3]勾攀峰．巷道锚杆支护提高围岩强度和稳定性研究[D]．徐州：中国矿业大学，1998．
作者简介：姜玉连，男，中煤平朔煤业有限公司安家岭井工二矿矿长，研究方向：煤矿采掘与安全生产管理。
（责任编辑：赵秀娟）
大断面硐室支护 第5篇
新桥煤矿设计生产能力1.2 Mt/a, 服务年限56.6 a。煤仓上口附近巷道及硐室布置密集 (图1) , 巷道断面大, 属高应力集中区, 为支护的难点。煤仓上口硐室净长7.6 m, 净宽7.3 m, 净高5.2 m (图2, 虚线范围为煤仓上口硐室, 为清晰起见, 只标注了预应力高强注浆锚索的布置参数) , 原设计为混凝土砌碹支护, 后变更为锚网喷+锚索支护。支护参数为锚杆为Ø20 mm2 000 mm, 间排距800 mm800 mm;锚索为Ø15.24 mm7 500 mm的钢绞线, 间排距为1.5 m1.5 m;喷射混凝土强度等级为C15, 喷厚150 mm。鉴于煤仓上口硐室的重要性, 决定对煤仓上口硐室加固补强。
2加固时机的选择
图3反映的是岩石时效性的蠕变曲线。从曲线形态看, 岩石蠕变有3个阶段:①AB阶段, 称为瞬态蠕变阶段。岩体刚开始开挖 (支护) 后, 围岩的受力平衡状态被打破, 岩体变形速率较高。当围岩应力持续一定的时间后, 岩体将产生一部分随时间而增大的应变, 此时的应变速率将随时间的增长而逐渐减小, 并向直线状态过渡。②BC阶段, 被称为稳定蠕变阶段。在这一阶段最明显的特点是应变与时间的关系近似地呈直线变化, 应变速率为一常数。③C点以后阶段, 为非稳态蠕变。当应变达到C点后, 岩石将进入非稳态蠕变阶段。这时岩石的应变速率剧烈增加, 经过短暂的时间后将发生破坏。C点被称为蠕变极限应力。
从图3可知, AB段是硐室 (巷道) 的应力释放期, C点后是硐室 (巷道) 支护及围岩相继被破坏的时期, 这两者都不适合加固, 最佳加固时期应在BC之间选择。通过对观测数据的分析, 决定在施工1个月后对煤仓上口硐室进行加固。
3加固方案及技术参数
(1) 首先用锚杆 (Ø20 mm2 200 mm, 间排距均为800 mm, 每根锚杆用2卷MSK2335树脂锚固剂, 锚杆抗拔力不小于80 kN) 将各层围岩“串”起来, 使该厚度范围内的围岩成为一整体, 作用为加固表层岩体。
(2) 用锚索 (Ø15.24 mm7 500 mm, 间排距均为1 500 mm, 每根锚索用6卷MSK20035树脂锚固剂, 锚索施加的预应力不得小于100 kN) 将 (1) 中的围岩悬挂在上方较稳定的岩层中, 初步实现应力向围岩深部的转移。
(3) 用预应力高强注浆锚索 (Ø31.5 mm10 m, 间排距均为3 000 mm) 将 (1) 、 (2) 中的围岩应力向更深部位转移, 同时通过注浆极大改善围岩物理力学性质, 使整个支护浑然一体。注浆液采用单液 (根据地质情况, 也可采用双液, 甚至其他特殊化学浆液) , 其水灰比为1∶0.5, 采用P.O42.5水泥。封孔时采用双液 (水玻璃用量为水泥用量的3%) 。注浆24 h后, 施加预应力, 预应力不小于150 N。
4加固效果分析
加固后连续4个月的观测, 顶板下沉量约为3 mm, 至今已2 a, 顶板位移早趋于稳定且没有出现顶板浆皮开裂现象, 说明该加固方案非常成功。
5结语
软岩大断面硐室让压二次支护技术 第6篇
1 工作面概况
常村煤矿+520 m水平西翼胶带输送机机头及转载硐室主要用于矿井的出煤和通风 (图1) , 西接+520 m水平西翼胶带输送机巷, 东邻+520 m水平大巷。硐室巷道断面规格及掘进长度设计见表1。巷道掘进直接顶为比较破碎的褐色粉砂岩, 平均厚24.56 m;基本顶为局部破碎但整体坚硬的中细砂质泥岩, 厚8.3 m。直接底为中粒砂岩, 平均厚1.91 m;基本底为粉砂岩, 厚12.30 m。该面属于承压开采区域, 巷道底板标高为+520 m, 常村煤矿奥灰水水位为+650 m, 承压为2.2 MPa, 大的断层和陷落柱可能导通含水层, 为潜在的突水危险因素。
2 让压二次支护技术设计原则
根据+520 m水平西翼胶带输送机机头及转载硐室围岩条件, 结合让压支护原理, 确定支护设计原则[1,2,3,4,5]:①实现巷道围岩与支护结构的共同承载;②实现及时主动支护;③实现柔性支护。总之, 支护完成后, 支护与岩体能共同产生少量的位移, 并且释放部分能量, 既能够保证巷道围岩受力平衡, 又能保持支护结构稳定。
为了实现上述支护设计原则, 选择了强力预应力让压锚杆, 并确定了锚杆支护设计原则:①锚杆的安装应力及安装时间。合理的锚杆支护安装应力是防止围岩过早变形的必要条件, 否则, 围岩松散破碎范围会不断增大, 从而导致顶板围岩破碎。因此, 强力预应力让压锚杆设计在岩体开挖早期安装, 这样安装后, 预应力锚杆可为围岩提供轴向和横向支护阻力, 减少围岩塑性松动圈和岩体松动。②锚杆长度设计。锚杆长度应满足锚固力的着力点在松动岩体外的围岩中, 通过数值模拟可知此次施工巷道的松动圈半径为2.4 m。因此, 锚杆长度要大于2.4 m。③锚杆强度设计。对于大断面硐室, 锚杆支护强度应提高。因此, 必须通过增大单根锚杆支护强度, 才能提高支护效率。④预应力锚杆让压变形性能设计。通过设计锚杆的变形让压性能, 可以预防锚杆因受到超过极限的载荷而造成破断;但锚杆的让压变形应该是能够控制的。
3 施工方法
3.1 一次支护
在巷道刷大后立即实施一次支护, 一次支护采用锚网喷联合支护技术。锚杆为Ø24 mm钢筋树脂强力预应力让压锚杆, 锚杆长为2.8 m;每眼放2支树脂药卷;锚杆间排距为600 mm800 mm、钢筋网用Ø8 mm 盘条加工而成, 钢筋网孔规格100 mm100 mm、网格规格1 500 mm800 mm;网片相互搭接长度为100 mm, 用16#铁丝绑扎搭接。喷射混凝土厚度设计为100 mm、强度为20 MPa;喷射混凝土配合比为水泥∶黄沙∶石子=1∶2∶2, 水灰比设计为0.45。采用P.O.42.5普通硅酸盐水泥及粒径为5～10 mm的坚硬碎石;喷射混凝土速凝剂采用J860型, 速凝剂用量约为水泥用量的4%。
3.2 二次支护
二次支护选用 29U型钢拱形可伸缩支架+喷射混凝土联合让压支护。29U型钢拱形可伸缩支架排距500 mm, 图2为1-1断面拱形可伸缩支架支护设计方案。金属棚支架间拉杆设计7根, 拉杆采用Ø22 mm圆钢制作, 每架棚设计16块木楔, 用来接实顶、帮、肩窝。为确保29U型钢拱形可伸缩支架安全、稳固, 采用厚10 mm的钢板加工成匝条, 匝条之间用2根Ø26 mm2 800 mm树脂锚杆连接加固, 每架29U型钢支架施工7个匝条。29U型钢拱形可伸缩支架全部安装好后, 将接实顶、帮、肩窝所用的木楔拆除, 再喷混凝土作为永久支护, 喷射厚度为250 mm。混凝土配比及参数同第一次支护混凝土相同。
3.3 施工安全措施
(1) 严格执行“敲帮问顶”制度, 每班作业前由班长负责“敲帮问顶”;要经常观察工作面后方顶板情况, 发现问题及时采取措施。
(2) 由于+520 m水平西翼胶带输送机机头及转载硐室断面大, 井巷工程密集, 造成硐室矿压显现非常复杂。因此, 严禁空顶作业, 及时进行一次支护, 加快打锚杆速度, 尽量缩短顶板 (煤) 暴露时间和减小暴露面积, 定期、不定期对巷道支护进行检查, 发现有不合格锚杆要及时修复或补打。
(3) 针对不宜挑落的较大危岩, 必须采取打点柱或其他措施;超挖或片帮超宽时, 应及时处理, 可采用补打单体锚杆的方法加强支护。
(4) 要随时注意巷道顶板的变化情况, 若巷道压力大或顶板松软、破碎时, 要先打设超前锚杆或采取注射化学材料加固, 加强顶板支护强度。
(5) 要按日常监测的规格对井下让压锚杆进行拉拔试验, 日常监测时拉拔力不低于150 kN, 锚固力需达到300 kN, 若连续抽查2组 (每组3根) 发现锚杆的实际锚固力与设计值相差较大, 要查明原因, 及时汇报生产科。
4 应用效果
为了评价支护效果, 对+520 m水平西翼胶带输送机机头及转载硐室进行了矿压监测, 监测包括4部分内容:巷道变形量、锚杆锚固力、顶板离层和锚杆预紧力矩。通过矿压监测可知:
(1) 与常村煤矿以前的大断面硐室支护比较, 二次让压支护的顶板移近量减少了35.3%, 两帮移近量减少了30.3%。
(2) 采用Ø28 mm2 800 mm高强预应力锚杆, 锚杆屈服强度实际达到190 kN, 大于其标准值 (162 kN) ;抗拉强度实测数值超过标准数值20 kN。
(3) 巷道围岩后期变形量大大减小, 巷道已经使用1 a没有进行二次维修, 节约了巷道维护费用, 保证了矿井正常安全生产。
5 结论
(1) 在一次支护过程中, 利用让压高强锚杆防止围岩早期变形过大, 利用金属网和混凝土喷层实现柔性支护;在二次支护过程中, 喷射混凝土使得U型钢支架联合支护与围岩形成主动支护结构, 从而使得支护强度达到最高。
(2) 与常村煤矿传统混凝土浇筑支护相比, 二次让压支护不但减少巷道的开挖量, 降低掘进成本30%, 而且施工工艺简单, 提高了巷道施工速度, 工期比计划缩短了50%。
(3) 与锚杆锚喷支护相比, 巷道围岩变形量减小超过30%;与U 型钢可缩性支架支护技术相比, 巷道长期变形显著减小。1 a来的矿压观测结果表明, 支护效果良好, 硐室不需补修。
参考文献
[1]侯朝炯, 郭励生, 勾攀峰.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999.
[2]吴拥政.强动压下回采巷道高预紧力强力锚杆支护技术[J].煤炭科学技术, 2010, 38 (3) :12-13.
[3]康红普, 王金华, 林健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用[J].煤炭学报, 2007, 32 (12) :1233-1238.
[4]朱锋, 阚甲广, 张冬华.超高强锚杆支护技术在沿空掘巷中的应用[J].煤炭工程, 2010 (4) :23-25.
大断面硐室支护 第7篇
1 锚网喷支护作用的原理
(1) 挤压加固作用。
在锚喷支护作用的过程中, 锚杆全长范围内防止了岩块的错动滑移, 围岩的变形受到抑制, 且两锚杆间的岩块在约束力的挤压下, 产生成拱效应, 加以喷射混凝土也提高了岩体的黏结力, 从而提高了围岩的强度。
(2) 组合、悬吊作用。
在巷道围岩中安装锚杆, 提高了顶板岩层的承载能力, 有效地阻止了岩层的层间错动, 喷射混凝土与岩石的紧密黏结, 提高了围岩的承载能力。
(3) 改善围岩应力状态。
巷道爆破成型后, 及时地喷射一层混凝土, 将围岩表面凸凹不平处填平, 消除了因岩面不平引起的应力集中现象, 同时, 能使钢筋网紧贴岩面。
(4) 抗变形能力。
挂网后, 可使松动的岩石不脱落, 锚杆不外露, 喷射混凝土使得围岩形成一个自然拱, 锚杆全长起到了锚固作用, 钢筋网提高了抗弯和抗大变形的作用。
2 支护方式的选择
硐室的支护设计, 直接影响到硐室施工的安全、质量、工期和造价等技术经济指标。硐室传统的支护设计为料石砌碹、混凝土浇筑, 其优点是适应性强, 在大断面的硐室施工中通常为优选方案;缺点是掘进毛断面大, 施工工艺复杂, 工人劳动强度大, 工期长, 施工中安全系数低, 且封顶需要大量的材料, 造成成本过高, 巷道二次返修率高。锚杆、锚网、喷混凝土联合支护, 是近年来逐渐推广的一种施工工艺, 可以及时封闭围岩, 减少围岩的暴露时间, 更好地利用围岩自身的支撑能力, 大大提高巷道抵抗变形能力, 有效延长巷道的服务年限, 且二期工期短, 施工难度小, 工艺简单。
传统的被动支护方法因初撑力不能及时加固围岩和抵御集中应力, 使围岩继续松动、流变, 易造成应力集中而使巷道再次变形破坏。而锚网喷联合支护能充分利用围岩自身的强度, 形成主动支护, 能主动进行预应力支护, 避免因围岩进一步松动而形成新的应力集中区, 不至于造成巷道二次破坏, 且支护后可以直接利用自然平衡拱原理锚固外部围岩。
3 施工方法
根据硐室设计的实际情况和巷道围岩的稳定性, 先施工上行导硐, 导硐的坡度为25°, 施工导硐时, 人员站在虚矸上搭设平台对巷道进行临时支护, 而后由上向下刷大断面至设计要求。施工要由外向里逐段进行, 先清除围岩上的浮矸、浮尘, 再洒水、初喷, 而后复喷至设计断面。
施工工艺:①一次支护。搭工作台→挑顶→钻锚杆眼→挂网、安装锚杆→刷两帮→钻锚杆眼→挂网、安装锚杆。②二次支护工艺程序。清理一次支护中开裂脱层的喷层→清水冲洗→复喷至设计厚度→修筑水沟。
4 支护参数
结合现场的实际地质条件及有关的松动圈理论和以往施工的实践经验, 确定支护参数:锚杆为Ø20 mm2 200 mm, 间排距为600 mm600 mm, 全断面挂Ø6.5 mm的菱形钢筋网, 网格125 mm125 mm, 每片网的规格1 625 mm1 125 mm, 网格搭接为一个网片, 用12#铅丝互相连接牢固;拱部锚索为Ø15.24 mm7 200 mm, 帮部锚索为Ø15.24 mm9 200 mm, 锚索间排距为1 600 mm1 600 mm, 初喷50 mm, 复喷150 mm, 混凝土配合比为1∶2∶2, 强度为C20。
5 施工要求
(1) 由于硐室断面大, 要在联合支护到位后, 先初喷, 待围岩压力稳定后, 再进行复喷永久支护。
(2) 严格控制循环进度在1.2 m内, 坚持光面爆破。
(3) 注重初喷质量, 好的初喷效果既可及时封闭围岩, 又能使围岩压力得到有效释放。
(4) 严格控制锚杆、锚索的施工质量, 确保全部合格。
6 效果
(1) 经过对锚网喷支护的应力分布模拟可以得出以下结论:
①锚网喷支护可以降低巷道的应力集中程度;②随着预紧力的增加, 被支护体的总体强度明显增大;③巷道喷射混凝土后, 锚杆、钢筋网由单个支护变为支护整体, 提高了巷道的整体支护强度, 使巷道围岩能够均衡受力。
(2) 经济效益。
据统计, 传统的被动支护方式受围岩易变形、应力集中易破坏的影响, 年失修率在10%左右, 一般每6～7个月需返修1次, 年维修费用高。锚、网、喷联合支护方式能够就地取材, 节省材料消耗, 降低了维修费用。
7 结语
(1) 锚网喷联合支护具有超强支护作用。经过检验, 该类巷道支护强度高, 稳定性强, 节省了原材料, 减少巷道维修工程量, 具有良好的经济效益。
大断面硐室支护 第8篇
该拆除硐室施工在10煤层,埋藏深度在-606m~-607m,矩形断面,净宽4.6m,净高5.0m,掘进断面面积25m2,采用锚梁网索喷综合支护,按中腰线施工。10煤层为较稳定煤层,老顶为细砂岩。直接顶为泥岩或砂岩;伪顶为炭质泥岩。直接底为泥岩。老底为粉砂岩或细砂岩。
1 锚网索喷支护原理及原则
1.1 支护原理
在锚杆支护下,巷道围岩能够形成一个整体的组合梁,并且具有悬吊与预紧加固的作用,进而加强巷道围岩的强度。然而,当巷道处在有不良岩性和有较大的巷帮压力时,只是依靠锚杆支护就达不到要求。当锚杆支护再辅以锚索桁架进行补强支护以后,由于锚索长度大,承载的能力较强,能够在深部具有稳定性的岩石中把锚索紧紧固定,并且张拉锚索以后,经过锚索的弹性变形对顶板和高帮煤体施加一个预应力,可以主动地支撑围岩,从而提高支护效果。挂网喷射混凝土的作用主要是封闭围岩作用和改善围岩应力状态,不仅提高了喷层的强度,而且在网内喷体开裂、岩石冒落时能起防护作用,网外喷体开裂时,因喷层薄,且喷层与金属网有一定的粘结作用,按照材料力学的观点,只能产生裂隙,不脱落,故不会造成人身伤害。
1.2 支护原则
(1)联合支护原则。通过锚杆、锚索主动加固围岩体,通过喷层被动约束围岩变形,使围岩本身达到支撑自身及上层岩体的目的。(2)及时支护原则。在开挖巷道之后,在围岩变形没有垮落之前,要进行及时的支护。(3)控制支护原则。为确保巷道的固定,不仅要合理选择支护参数,而且要进行数据的监测,及时的分析与处理,在条件变化的时候,可以控制好合理的支护参数。(4)有效支护原则。确保工程质量达到每根锚杆、锚索都有效,并在出现断裂或失效情况下进行补打或补强;连网要规范牢固;喷浆料要科学配比,搅拌均匀,确保巷道整体支护的有效。(5)初锚力第一原则。保证锚杆、锚索初锚力按设计要求施工,给围岩施加一个强预紧力。
2 支护方案
2.1 顶板支护
巷道顶板采用6根左旋无纵筋等强锚杆,规格为M20L2000mm,采用加长锚固方式,每根锚杆采用两节Z2835型中速树脂药卷锚固;锚杆排距900mm,间距800mm。锚杆预紧扭矩不低于300Nm,锚固力不低于80k N。每排配合2根2.4m长M3钢带、2片2.4×1.0m金属方格网及喷射混凝土联合支护。钢带及金属网压接均不小于100mm,并用8#铁丝间隔200mm捆扎牢固。混凝土强度150#,喷厚100mm,混凝土配合比1:2:2(体积比)。巷道顶板每隔2.0m布置一排高预应力锚索3根,钢绞线规格为Φ15.24×4.8m,间距1500mm,每孔采用一节K2335快速树脂药卷和三节Z2335中速树脂药卷加长锚固,以保证锚固效果,锚索外露长度不大于350mm,预紧力110k N。
2.2 两帮支护
巷道两帮采用6根左旋无纵筋等强锚杆,规格为M20L2000mm,采用加长锚固方式,每根锚杆采用两节Z2835型中速树脂药卷锚固;锚杆排距900mm,间距900mm。锚杆预紧扭矩岩石段不低于300Nm,煤体段不低于200Nm,锚固力岩石段不低于80k N,煤体段不低于60k N。每排配合2根2.6m长M3钢带、2片2.6×1.0m金属方格网及喷射混凝土联合支护。钢带及金属网压接均不小于100mm,并用8#铁丝间隔200mm捆扎牢固。混凝土强度150#,喷厚100mm,混凝土配合比1:2:2(体积比)。高帮每2m布置一套高预应力桁架系统,钢绞线规格为Φ15.24×4.8m,上帮角的锚索角度与水平方向成75°,下帮角的锚索角度与水平方向成15°,均伸入岩层3.0m;每孔采用一节K2335快速树脂药卷和三节Z2335中速树脂药卷加长锚固,以保证锚固效果。桁架穿过3.4m长的M3型钢带,索预紧力110k N。帮部最上面一根锚杆都向上倾斜15°,最下面一根锚杆都向下倾斜15°安设,顶板两侧锚杆向外带15°角度。
2.3 补强支护
为了加强帮顶破碎的地方,可以使用两到四根长是2000mm,直径是M18mm右旋全螺纹预拉力锚杆,使用全长锚固的方法,使用两节Z2335中速树脂药卷对各根锚杆进行锚固。
3 矿压监测
3.1 巷道变形观测
巷道内设置一个测站,采用十字布点法布置观测点。通过观测表明,前7天顶底板移近速度较快,最大移近量为3mm/d,15天后顶底板趋于稳定,稳定后顶底板移近量为50mm;两帮前10天移近速度较快,移近量为34.2mm,一个月后达到稳定,移近量为60mm。
3.2 顶板离层观测
采用LBY—3型顶板离层指示仪对顶板离层进行观测。离层仪安装2个,安装深度为5米。监测结果表明,在此巷道段顶板离层深部最大达到5mm,浅部读数变化为0。
3.3 顶板压力观测
采用MCQ—100型液压枕监测锚杆、锚索受力状况。巷道内顶板安装3个液压枕,帮部安装4个液压枕,与离层指示仪交错布置,直接从液压枕表盘上读取压强数值并换算成压力值。通过观测,顶帮锚杆最大受力达到60KN,没有出现压力值达到锚杆屈服强度(90KN)的现象。
4 支护效果分析
(1)提高了支护效果。金属网、锚杆、锚索桁架以及喷层把巷道围岩紧紧固定,可以主动地支撑围岩,从而提高支护效果。(2)降低了支护成本。相比于架U29型钢棚支护,锚梁网索喷联合支护一方面节省了U29型钢,另一方面,也降低了坑木等的消耗。(3)减轻了工人的劳动强度相比于U29型钢,锚杆的优点是有较轻的重量,容易安装,不必回收,同时也取消了诸如运棚和架棚等一些繁琐的体力劳动。(4)施工操作简单,又叫高的机械化程度,使工作效率提高。(5)在施工过程当中,使用锚梁网索喷支护加强了顶板的安全性。
参考文献
[1]袁和生主编.煤矿巷道锚杆支护技术[M].北京:煤炭工业出版社,1997.
[2]侯朝炯,郭励生,勾攀峰等.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社,1999.
大断面硐室支护 第9篇
一、工程概况
三水平暗轨绞车房位于二水平中部, 底板标高-440, 距戊8煤层9m, 硐室净宽8.4m, 净高6m。顶底板均为泥岩, 砂质泥岩, 厚度9m, 属于典型的复合型软岩, 既有围岩的吸水膨胀性变形, 又有碎胀变形产生较大的松动圈。
二、支护方案选择
复合型软岩具有碎胀变形和吸水膨胀变形快的特点, 必须采取防水和强有力地可缩性支护措施。一是喷浆封闭, 使围岩与空气和水隔离;二是尽快实施锚网支护, 形成具有高承载力和可塑的锚固层。
(一) 支护围岩共同作用的原理。
该原理要求充分发挥围岩的承载能力, 提高支护效果。硐室开挖围岩暴露后, 立即进行喷浆封闭, 并尽快实施锚网支护, 上齐梯形梁再进行二次喷浆, 形成类似钢筋混凝土的“壳体结构”, 使围岩尽可能减少其强度损失, 防止有害的松散状态发生。
(二) 组合拱支护原理。
对在大松动圈内形成的壳体结构及锚固层, 进行二次挂网, 再用Φ17.86500mm的锚索将其悬吊起来, 并施加预应力进行加固, 形成较大的组合拱, 再进行第三次喷浆, 使壳体结构变厚变强, 提高承受地压、维护围岩能力。
(三) 联合支护。
对松软岩层内硐室支护, 采取让压、加固与支护相结合的方法, 做到让压适度, 整体加固。实践证明, 采用长14m注浆锚索将大松动圈内形成的组合拱悬吊于稳定坚硬的砂岩中, 构筑了钢筋混凝土壳体结构-预应力单锚索-预应力砂浆锚索加固群体, 促使相邻的锚杆、锚索作用力相互叠加, 组成一个承载层’ (承载拱) , 使围岩发挥更大承载作用。
三、支护参数选择
软岩松动圈在1.5~2m, 锚杆用Φ222400mm等强锚杆, 间排距700700mm;钢筋梯形梁Φ14230050mm;预应力锚索Φ17.86500mm, 间排距14001400mm;注浆锚索Φ15.24414000mm, 锚固在坚硬的砂岩中;金属网使用Φ4冷拔丝编织的钢丝网, 网孔40mm, (长宽) 2400800mm, 水泥标号525 (见图) 。
四、施工工艺
(一) 初次支护。
使用光面爆破对巷道开挖后, 首先对围岩进行喷浆封闭, 然后打锚杆挂双层金属网上梯形梁 (锚杆外露200~250mm) , 用预应力扳手将螺帽拧紧, 再进行第二次喷浆, 形成钢筋混凝土喷层, 厚度100~150mm。保护和加固了围岩, 提高了围岩强度, 增强了围岩的自承能力。
(二) 二次支护。
初次支护喷浆后再挂2层钢丝网, 每排加设一根钢筋梁, 用预应力扳手将螺帽拧紧, 补打Φ17.86500树脂锚索, 间排距1.41.4m, 每排九根, 锚索外露不大于350mm。最后进行第三次喷浆, 喷浆厚度不低于150mm。
(三) 注浆锚索支护。
喷浆之后施工注浆锚索, 注浆锚索分别由4根Φ15.2414000mm的树脂锚索构成, 中间隔4m加一个固定架, 用于固定锚索。注浆锚索排距2.5m, 间距2m, 每排五根, 锚索终端固定到深部的白砂岩层中不低于3m, 孔深不低于14m。
五、应用效果
在对三水平暗轨绞车房做了支护上的改进和加强后, 两帮及顶板位移分别在33d和40d以内达到稳定, 位移速率小于0.15mm/d, 表明围岩基本稳定;松动圈已无扩展趋势。施工中锚杆、树脂锚索、注浆锚索的锚固力均达到设计要求。从巷道外观看, 硐室外观完整, 无破损无裂缝、无正在扩展的裂纹, 断面规格符合设
摘要：阐述了利用锚网支护的原理, 合理选择支护参数, 选用锚网——梯型梁——单锚索——注浆锚索联合支护技术完成复合型软岩中大断面峒室的支护, 叙述了施工工艺及特点。
