工程软岩范文（精选12篇）
工程软岩 第1篇
随着交通事业的快速发展, 越来越多的隧道工程将会在地形、地貌及地质背景复杂的西部山区修建。隧道在施工过程中不可避免的会遇到软弱围岩、高地应力围岩、断层破碎带等复杂的地质状况。通常意义上, 穿越这些地区的隧道统称为软岩隧道[1]。
软岩隧道开挖易造成围岩大变形, 控制围岩变形也是软岩隧道开挖所要解决的主要问题之一。尤其是对于穿越软弱地层的大跨度隧道而言, 如果支护不强或支护不及时, 将会发生塌方冒顶或二次衬砌严重开裂现象, 将会给工程安全性造成严重的威胁。
通常来说, 隧道围岩大变形指在高地应力软弱围岩条件下, 围岩发生沉降破坏并最终导致隧道围岩失稳的现象[1]。其实质是围岩产生剪应力使得岩体彼此错动、断裂破坏, 也就是说使围岩的自稳能力丧失, 产生塑性变形, 进而迫使围岩向开挖洞室方向挤压, 产生大变形的现象。对于大变形的界定[2], 铁二院考虑了预留变形量的影响, 认为单线隧道适当的预留变形量一般不大于150 mm, 双线隧道一般则不大于300 mm, 正常的变形量上限取上述值的0. 8倍, 在支护位移上, 若单线隧道大于130 mm, 双线隧道大于250 mm, 就认定为发生了大变形。
近年来, 随着深埋特长隧道建设的日益增多, 国内外对软弱围岩隧道大变形的变形机理[3]、变形特征[4]、控制措施[5]、施工工法[6,7]及支护时机[8]等等方面做了大量的研究, 并取得了一定的成果。
2 大跨软岩隧道存在的问题
由于地层地质的复杂性, 大跨软岩隧道工程仍然面临着以下几个急需解决的关键问题:
1) 对围岩变形的判断与控制。对于软岩隧道围岩变形的研究主要集中在三个方面: a. 从理论方面对变形机理进行研究; b.选择合理的施工工法对围岩变形进行控制; c. 运用有限元或其他数值模拟的手段对围岩的变形量和变形趋势进行预测。
从众多的学术论文和科研成果中不难发现, 对于围岩变形的机理多是采用连续性介质理论进行分析, 而实际工程中的围岩是非连续的, 它是岩块和结构面在三维空间的一种非定向关系。尤其是对于地质状况比较复杂的软弱围岩, 都是由多种物理成分组成的, 且各物理成分的大小、多少及分布具有很大的随机性。但是, 在实际的研究和应用中, 例如采用数值模拟的方法对软岩隧道围岩变形进行分析时, 又必须运用岩体的本构关系, 这本身就是存在问题的, 更不要说计算结果的准确性了。
不论是理论分析还是数值模拟都没有办法对围岩的变形量进行准确的判断。这将引起另外一个问题, 就是在采取控制变形措施时, 通常采用的是依据相似工程经验制定施工方案, 并没有针对不同的变形量采取相应的控制措施, 因此变形控制措施也具有一定的盲目性。
另外, 隧道施工中变形可以达到1. 0 m甚至更大, 软弱围岩变形本质上属于大变形问题, 然而岩体力学中使用的弹塑性变形理论[9]虽然对材料的非线性进行了考虑, 但是严格意义上仍属小变形理论。
2) 对合理支护时机的探讨。隧道二次衬砌施作时机始终是隧道界讨论的热点问题, 二次衬砌的支护时机是保证二次衬砌长期稳定的关键。特别是对于软岩大变形隧道, 如果二次衬砌施作过晚, 则可能造成初期支护变形过大而无法控制, 以致隧道失稳;但如果施作过早, 则不利于地应力的释放和充分发挥围岩的自稳能力, 从而使二衬受力过大而导致开裂, 降低了隧道结构稳定性。因此, 合理确定二次衬砌施作时机是保证隧道施工阶段和长期运营阶段安全性的关键。
但是现阶段, 对于隧道二次衬砌支护时机的研究仍然没有形成系统的体系。研究者多根据具体的工程背景选择不同的岩石弹塑性模型, 采用的确定合理支护时机的判定方法也各有不同。对于二衬支护时机的影响因素的分析也多是针对单一影响因素, 并没有综合考虑。
3 软岩隧道的发展与展望
为了满足交通建设的需要, 将不可避免的遇到更多的软岩隧道工程。围岩大变形的控制问题仍然是未来软岩隧道工程需要解决的关键问题。从根本上讲要更深入的研究围岩的变形机理, 找出适用于实际工程地质状况的围岩的本构关系。在施工的过程中, 超前地质预报要贯穿整个隧道的开挖过程, 监控测量要及时跟进。对于具有代表性的工程要完善施工工法, 以便以后类似工程经验借鉴。
隧道是地层围岩和支护结构共同组成的复杂受力体。支护是一个过程, 一个好的支护方案要让这一过程与围岩变形过程相协调。考虑到软弱围岩的蠕变特性, 围岩的自稳能力是与施加相关的, 因此二次衬砌的支护需要一个合理的时机。反过来理解, 如果要确定合理的二衬支护时机, 首先要对围岩的蠕变特性和变形机理进行充分而深入地分析, 只有在此基础上, 才能选择适当的支护时机和支护形式以及确定合适的支护参数。由于目前的研究多针对二次衬砌的支护时机探讨, 应该将整个支护过程统一起来, 形成与不同围岩级别、不同断面尺寸、不同开挖方式、不同支护参数相对应的系统的支护方案, 以及更完善的施工工法。
4 结语
本文主要针对近年来出现的软岩隧道工程中的突出问题进行了讨论, 并对软岩隧道工程今后的发展进行了展望。为了满足交通建设的需要, 更多更为复杂的软岩隧道工程也必将积累更多的工程经验, 更好更深入的解决围岩大变形的控制问题。随着支护理论的不断发展、支护技术的不断进步, 软岩隧道工程施工技术水平将会不断提高和发展。
摘要：介绍了软岩隧道工程的发展现状, 对目前软岩隧道施工过程中面临的主要问题进行了详细分析, 指出了问题存在的原因, 并对今后软岩隧道的研究方向进行了展望, 以提高软岩隧道工程的施工技术水平。
关键词：隧道,软岩,变形,围岩支护
参考文献
[1]陈玉.共和隧道围岩大变形机理及防治措施研究[D].重庆:重庆大学, 2008.
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[3]刘伴兴.软岩隧道大变形机理及位移控制基准[D].石家庄:石家庄铁道学院, 2006.
[4]段庆伟, 何满朝, 张世国.复杂条件下围岩变形特征数值模拟研究[J].煤炭科学技术, 2002, 30 (6) :55-58.
[5]柴瑞峰, 王才高.鸟鞘岭特长隧道大变形围岩段施工技术[J].铁道建筑, 2005 (12) :38-39.
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[7]王建宇, 胡元芳, 刘志强.高地应力软弱围岩隧道挤压型变形和可让性支护原理[J].现代隧道技术, 2012, 49 (3) :9-17.
[8]刘全林, 杨敏.软弱围岩巷道锚固支护机理及变形分析[J].岩石力学与工程学报, 2002, 21 (8) :1158-1161.
软岩治理浅析论文 第2篇
摘要：针对柳海矿区煤系地层软岩强度低，变形快等特点，提出了软岩巷道破坏的主要原因、规律和治理经验。
关键词：软岩 治理 原因 规律 联合支护
0 引言
随着我国煤炭资源的日益减少，大中型矿井的开发逐渐向深层及海域发展，而随着开采深度及广度的增加，处于成岩松软、强度低、易风化、潮解遇水膨胀的软岩巷道，在高应力地压的作用下，稳定性变的极差，支护更加困难，给安全生产带来了前所未有的严峻考验，使煤炭开采成本不断增加，严重阻碍了我国煤矿工业的生产建设和发展，因此探索一套切实可行、解决软岩治理难题的新途径，对我国软岩矿区的生产建设是十分必要的。针对上述情况，根据我公司在柳海煤矿井巷支护和巷道修复的施工经验，及取得的一些行之有效的治理方法，并结合矿压监测对巷道破坏的原因的认识。现将软岩巷道破坏的主要原因和治理经验介绍如下。
1 软岩巷道破坏的主要因素及规律
1.1 地质因素 柳海矿区煤系地层为第三纪地层，井下巷道主要穿过泥岩、泥灰岩、含油泥岩、钙质泥岩及褐煤层等，其主要特征如下：
1.1.1 稳定性差 软岩强度低，自承力差，爆破后松动范围大，巷遭易片帮冒顶在较高的原岩应力作用下，巷道来压比一般岩层大得多。
1.1.2 变形速度快 巷道开挖后，岩体很快变形，变形速率大，矿压显现明显，变形特征为拱顶或两间窝纵向开裂，两帮内移，底板鼓起。
1.1.3 围岩来压周期长 属塑性岩体的软岩，其塑性流动区大于围岩加固区，来自围岩深部的压力通过塑性体不断地作用于巷道周边，使围岩来压周期延长。
1.1.4 地质构造及地震影响较大 在断层破碎带，围岩松软离散，巷道易发生片帮冒顶。周边地区发生波及该矿区的地震时，围岩来压明显，巷道破坏严重。
1.2 施工工艺因素 不同的施工工艺对围岩的震动和破坏程度不同。用掘进机或人工掘进，可减小围岩松动，而爆破会引起围岩稳定性破坏，松动范围大。
1.3 岩石性质因素 由于地质构造的原因，该矿井巷道和峒室所穿过的岩层走向和倾向变化都较大，地质条件复杂，属下第三系地层，主要岩性为泥岩、泥灰岩、含油泥岩、钙质泥岩，岩石结构松软，稳定性差，来压快，巷道底鼓严重，围岩变形量大，持续时间长，易风化，遇水易泥化膨胀，易掘难支，是典型的“三软”岩层。实测到含泥油泥岩松动圈为1.8～2.2m，按围岩松动圈分类法属V类软岩。对该泥岩进行加压膨胀试验，其最大膨胀率为36.2％，抗压、抗拉和抗剪强度分别16.81MPa,0.85MPa,8.34MPa。由于含油泥岩整体性差，岩层错动十分严重，滑面多,摺曲、节理极为发育，因此岩层的粘聚力大大削弱，抗压强度减小，经分析岩层松软是巷道破坏的主要原因。
1.4 矿井设计因素
1.4.1 对矿压预计偏小 由于原设计单位对该地区井田地压情况认识不足，由此设计的`井巷承压能力偏小，造成巷道密度及保护岩柱参数不合理。根据柳海矿井施工实践表明，两巷道的水平间距为巷道宽度的5.6倍时，矿压显现明显。两巷道间岩柱尺寸在8～16m时，因开凿巷道而产生的应力集中对两巷道相互干扰最大，巷道密度大及过小的保护岩柱尺寸也是巷道围岩变形破坏的主要原因之一。
1.4.2 设计支护方式不合理 井底车场绕道原设计采用用钢筋混凝上支护。混凝土厚500mm，水泥标号300#，钢筋为双层布置。因钢筋混凝土支护让压性能差，当应力达到支护体强度极限时巷道支护即发生破坏。主井马头门先是采用29U型钢可缩性支架和钢筋混凝土背板支护，因不适应围岩变形特点，故发生变形后导致支架变形、混凝土背板破坏，壁后充填被挤出。联络巷等巷道采用锚网喷支护，但800800mm的间、排距较大，也未能维护好围岩。其它锚喷巷道，因锚杆间距远远超过设计规定，而且喷层较薄，出现喷层破裂剥落，锚杆外露的现象，致使巷道被破坏。
1.5 人为因素 2月份该矿运输大巷2#交叉点至3#交叉点单轨段，由于管理不善致使施工用水供水管破裂漏水，没有及时处理，积水浸泡巷道数日，造成巷道围岩吸水膨胀，应力聚变，致使巷道支护平衡状态破坏，短短20多个小时内，底板鼓起600mm~1350mm，两帮内敛100mm~300mm不等，运输中断。
1.6 软岩巷道破坏规律 根据柳海煤矿实践观测证明，软岩巷道受平行或上方采掘影响破坏程度较为明显，基本不受下部采掘影响。开拓巷道初次暴露时，顶帮来压较快，底板来压不明显。支护成型巷道，帮部压力显现比较明显，破坏部位先帮后底。
2 软岩巷道的治理
柳海矿业公司与中国矿大专家组共同推出了新的支护形式―――锚网喷+锚索+矿用工字钢桁架联合支护的新构想：首先“让”围岩有限制的变形，释放压力，避开应力高峰，待围岩变形趋于稳定后，再进行支设桁架“抗”压。经过一年多的实验证明，这种支护形式基本满足了柳海煤矿软岩支护的需要，出现了前所未有的好局面。
2.1 掘进 由于软岩的遇水易泥化膨胀的特性，钻眼采用干式钻眼法，以控制围岩的膨胀变形，消除膨胀压力，也可以有效的防止底鼓的发生；爆破法掘进巷道，在围岩中产生爆破震动，甚至形成炮震裂缝，周边围岩常因凹凸不平而加剧应力集中，从而加速了围岩的松动破坏，造成过大的围岩压力，尤其对地质条件较差的围岩影响更为严重。因此，在爆破施工中采用浅眼光爆技术，打浅眼，少装药，放小炮，毫秒爆破，减小震动波对围岩的扰动，使巷道软岩具有一定的自稳时间，并能迅速转入支护工作。对于松散破碎较严重的岩层，如不能采用全断面放炮掘进时，应采用只放掏心炮然后用风镐扩刷的掘进方法，加强巷道的成型管理和顶板管理，防止围岩因冒落、片帮而失稳，从而产生应力集中现象。
2.2 锚网喷 巷道掘刷成型后，尽快喷浆封闭围岩，巷道围岩曝露时间越长，围岩松动愈往深处发展，围岩应力就越大，易风化的围岩更是如此。及时封闭不仅能保持围岩的原岩状态，而且能防止围岩表面被水软化，对易风化的岩层还能起到防止风化的作用。及时锚网喷支护。锚网喷结构直接接触围岩，及时锚网喷可以在巷道发生破坏前限制围岩的变形与位移，改变其应力状态，提高岩体的强度，使围岩不进入松动状态，充分发挥岩体“自己支护自己”的能力，使其较快向稳定状态转化。原岩应力状态经历了从“平衡”到“不平衡”到“新平衡”的变化过程，锚网喷积极参与了这个应力变化的全过程，使围岩在新的应力平衡条件下处于稳定状态。
2.3 施打锚索 锚索采用长度8米的钢绞线锚索，因为锚索较长，可以锚固在巷道松动圈以外较稳定的岩层中，锚固力比锚杆更大，使原来由锚杆支护形成的“承载圈”更大，增强了围岩的自身稳定性，起到了悬吊作用，及对锚网喷支护和围岩的补强加固作用。
2.4 支设桁架 桁架为11#矿用工字钢加工而成的双层桁架，此桁架为有底拱的全封闭钢性支架，架间采用90#或75#角钢拉杆三角形联结。桁架的支设位置为滞后迎头15―20米，一般桁架至巷道顶、帮之间预留300～500mm的变形空间，使巷道围岩进一步释放压力，待巷道围岩应力的高峰期过后，巷道顶、帮部有局部位置接触桁架时，立即喷射混凝土，使巷道与桁架完全接触，然后设矿压观测点，并尽可能连续观测围岩的位移和变形，待围岩趋于稳定后，合理选择支护时间，复喷或浇注混凝土至覆盖桁架，与锚网喷、锚索、双桁架共同形成了巷道的支护机构。
3 结语
“锚网喷+锚索+矿用工字钢桁架”联合支护是在“新奥法”施工基本思想和指导原则的基础上，结合我国其他矿区的软岩工程实践经验和柳海煤矿特殊的地质条件推出的一项切实可行的支护方案。事实证明：这种以“抗”为主，“让”“抗”结合的支护方法，在柳海矿井的建设中已基本达到了预期效果。
浅析软岩矿井巷道掘进顶板支护 第3篇
【关键词】软岩矿井顶板支护措施
引言
由于煤矿开采深度的不断增大，安全问题也会增多。作为煤矿安全生产当中最为重要的一项顶板管理，其质量的好坏对矿井安全起到了直接的影响，其对材料消耗、支护安全、施工质量等的影响会造成整个矿井经济效益的下降。本文将三软岩层的实际情况结合到一起，对顶板管理进行规律性的分析和总结，力求探索出能够进行提前预测和监控的事故预防措施，使其能够知道矿井的生产和施工，给顶板管理提供基础性的条件。
一、顶板事故的分类
（一）采煤工作面顶板事故的分类
1、按造成冒顶的力源及施力方向分为由老顶或老顶和直接顶引起的压垮型冒顶以及漏顶型冒顶。2、按冒顶的范围分为局部冒顶和大冒顶。
（二）巷道顶板事故的分类
1.镶嵌型围岩坠矸事故。2.离层型围岩片邦冒顶事故。冒落时，岩块呈片状、块状、板状等。3.松散破碎围岩塌漏抽冒事故。4.块状围岩断裂冒顶事故。主要发生在围岩为块状砌体结构受地质构造破坏较大，碎煤岩填充体进入溶洞等情况下。5.软岩膨胀变形毁巷事故。
二、软岩矿井巷道掘进顶板支护产生的问题
1、受到爆破震动而出现结构上的微破坏，导致岩体出现变化，在滑移在结构面上的移动距离超出最大值的时候，必然会导致岩体结构的解体，而这样的解体一般情况下是不明显的。断层基本上在所有的构造中都会出现，并且类型是比较多的，其活动会通过地层、每层等构件反映出来。所以在矿井的施工过程当中，会遇到性质多样的断层结构，这些断层破碎的程度不同，破坏力也有所不同；再加上断层两端力的作用下，煤层就会出现压薄或者是突增的现象，在突增处就会极容易的出现煤层垮落等情况。2、煤矿岩体的抗拉强度小，所以在掘进的时候，岩体的抗拉强度实际上事来源于有顶板内的岩体，在岩体暴露面积达到一定程度之后，暴露的時间也达到一定程度之后，顶板承受的拉力和岩体的抗拉强度之间不协调，也就是说前者超过了后者，这时候就会出现顶板上的岩石冒落。3、施工当中，如果采空面积不断的进行扩大，但是回柱放顶却没有紧跟其后，必然会导致应力出现集中的情况，脆弱的部位就会出现顶板垮落，也有可能出现瓦斯涌出，这些都会对工作面的安全施工产生影响。4、煤岩结构本身就具有复杂性，再加上其中有着一定量的夹矸层，所以在施工的时候夹矸层很容易出现脱落的情况。
三、软岩矿井巷道掘进顶板支护呈现的特点
1、初始速度快，危害性大
一旦岩层处于构造应力的作用之下，地壳就会出现水平方向的位移，这也是引起地质构造出现变化的原因之一。单一性的岩层在应力之下会出现裂痕、断层等构件变化。尤其是在褶皱的部分产生裂缝的机会就更大了，煤层一旦暴漏之后就会导致吸水性的脱落，再加上轴部的急剧变化，所以在回采的过程当中采取支护的方式是不适用的，很容易就会造成冒顶的事故出现。
2、过大的膨胀压力，使底鼓受损严重
煤层伪顶完整性差，强度低，采面推进时极易产生顶板事故。回坡底煤矿在三软岩层当中是比较典型的，分别为顶板软、煤层软以及底板软，故在掘进的进程当中，临时支护的提前也是十分必要的，将围岩可能引起的变形尽量的降到最低。
四、影响软层支护的因素
影响软层支护的因素包括岩性、煤顶等，并且这些因素都是造成顶板事故的重要点。一般的情况之下容易引起的隐患分别为：①在煤岩节理发育的部位是很容易出现岩层的脱落的。②煤层伪顶完整性差，强度低导致顶板事故的易发。③在空采面积不断扩大的过程当中，如果回柱放顶未能跟上，就会出现某些部位应力过于集中，导致脆弱性的顶板垮落，瓦斯涌出，最后对工作面的安全性能产生影响。
五、软岩矿井巷道掘进顶板支护的措施
1、加强施工管理，施工责任划分明确；①对工作面的地质条件进行勘测，保证变化的地质条件能够及时的被发现，规避可能出现的顶板事故。②严把工程的设计关，预留出足够数量的煤柱，同时还要保证采掘面和巷道的设置方面管理，最大限度的防治巷道被破坏。③将安全生产落实到位，干部要保证跟班，施工人员要严格的遵守岗位要求和职责，对于因为失误所造成的顶板事故。④采取终身制的质量保证工程，确保质量能够按照标准进行，所选取的支护材料必须要合格的，做到对施工质量的严控。⑤要对该施工单位所管辖的巷道环境和细节要做到随时的了解，一旦出现变化必须及时的向上级报告，并根据情况制定出相应的措施，尽量保证巷道的完整。
2、具体的改进措施
（1）当施工巷道通过破碎带或者是断层位置的时候，需要将顶板处理放在打眼放炮之前，比如可以将锚杆安装在顶板的斜上方，也可以增大顶板岩石的固结度来达到提高岩体的摩擦力、强度等的目的，最终使得岩体承载力得到有效的增大，将顶板的稳定性能增大，实现控制顶板的作用和目的。（2）当循环进尺的量比较大的时候对于顶板控制是非常不利的，所以在施工的时候要尽量的减少进尺的长度，争取采用短掘快进的方式，将原本的一次成巷改成二次，达到对顶板控制的有效要求。（3）控制好工程的施工质量，规避因为质量问题而导致的返工当中出现的顶板问题，同时还需要保证巷道的质量达到施工标准。（4）煤矿企业要推行推行和落实质量管理制度，将井下的工程记录保存好，采用不定期的质量抽查，不断的拍出安全和质量隐患。（5）采取辅助的手段对含有断层、破碎带的岩层进行处理确保工程的质量，具体的实施方式有：①为了确保围岩的稳定性能以及支护的强度可以在巷道进行了砌体之后充填进厚度相当的混凝土。②为了保证提高岩体的承载力，可以进行人为的岩体注浆，最终有效的控制顶板。③利用钢棚反拱喷浆巷道区扩大钢棚的扎角，解决巷道内部压力过大的问题，满足支护的需要。
3、靠近煤壁处的局部冒顶
冒顶的原因：顶板裸露空顶不及时支护；地质构造的影响；爆破引起；老顶来压引起。虽然局部冒顶范围较小，但它占冒顶死亡事故的比例却很大，人们常称为是零打碎敲，容易被忽视。因此，必须注意局部冒顶前的预兆，及时采取措施，预防局部冒顶事故的发生，或控制在最小范围不让其扩大。如果发现顶板岩石有裂口或产生新的裂口，同时裂隙增多，顶板矸石稍有震动就会掉落下来，敲帮问顶时发出不正常的声音。或者顶板裂隙内卡有活矸石，并有掉喳、掉矸现象，顶梁在支柱上滚偏，顶梁有响声，煤壁的伞檐突然脱落等，这些都是局部冒顶的前兆，应积极采取措施，杜绝冒顶危害。
结论
本文所研究的支护工作是非常复杂的、系统性的工程，所以对于煤矿企业来说其管理机制要不断的进行完善，工艺要合理，做到事前预防，保证顶板的安全。
参考文献
[1]何满朝等.《中国煤矿锚杆支护理论与实际》.科学出版社，2004
[2]张向东等.《锚杆支护配套技术设计与施工》.中国设计出版社，2003
作者简介
努尔加工程软岩隧洞施工技术 第4篇
三屯河努尔加水库工程位于新疆昌吉回族自治州境内的三屯河前山出山口附近, 该枢纽工程由拦河坝、导流兼泄洪排沙洞、放水洞和表孔溢洪洞等主要建筑物组成。
导流兼泄洪排沙洞为一条多功能隧洞, 前期作为导流洞, 后期承担泄洪和水库排沙的任务, 布置在河床左岸。导流兼泄洪排沙洞导流期设计泄量179.15m3/s, 最大泄量为361.9m3/s, 进口段长173.78m, 进口隧洞洞身为6.0m6.5m的城门洞型, 钢筋混凝土衬厚0.8m;洞身段为无压隧洞, 长454.940m, 洞径为5.06.8m, 断面形式为城门洞形, 隧洞纵坡i=1/100。边墙采用C25钢筋混凝土衬砌, 底板采用C40高性能钢箭混凝土衬砌, 衬厚0.6m。
水库区工程地质条件
洞身段 (0+000-0+463.927) ;桩号0+000-0+300m围岩为Ⅳ类, 桩号0+300-0+463.927围岩分类为V类。弹性抗力系数建议取800N/cm3, fk=1.5。
2 施工方案
本工程发电引水隧洞洞挖采用新奥法原理进行施工, 采用初期支护与二次衬砌结合的方式进行, 初期支护采用钢筋格栅进行初步加固, 对于部分地段打设锚杆加强岩石的整体性, 各榀格栅拱架之间采用连接筋连成整体, 格栅拱加外侧挂设钢筋网片, 并做喷射砼施工, 以此作为初期支护的施工内容;初期支护完成后 (由于隧洞不长采用全线贯通) , 进行二次钢筋砼衬砌, 支护及二次衬砌均为城门洞形断面。
3 隧洞洞挖施工工艺原理
本工程采用分区分段进行施工, 整个开挖断面采用分区施工, 各分区又采用短台阶依次施工作业法, 先行施工顶拱, 初期支护完成后, 再进行两侧边墙的开挖及初期支护施工, 顶拱及两侧边墙应及时闭合构成稳固的完整的初期支护体系, 以保护围岩的天然承载力, 可以有效抑制围岩变形。防止围岩岩面的破坏, 通过收敛观测及顶拱沉降监测变形情况, 及时调整支护参数及施工方案衬砌施工时间, 确保隧洞施工安全。
4 施工工艺
4.1 洞挖开挖
本工程隧洞洞挖采用两台阶多区分步法进行施工, 先开挖上导洞Ⅰ区部分, 主要指从洞顶弧形开挖线高程以下的1m范围的区域, Ⅰ区由人工用风镐、十字镐等工具开挖至洞顶区域设计线以下1m范围的区域, 后由挖掘机配合出碴。当上导洞开挖完成后立即进行钢筋拱架 (两侧与直墙交接处设锁脚锚杆) 、网片和连系筋的安装, 并喷护C25砼至一衬设计线。达到一定强度后, 再向掘进方向进行人工开挖, 依次类推, 完成一定距离后 (保证挖掘机能够完成开挖的作业空间) , 停止Ⅰ区的开挖, 进行Ⅱ区域的洞挖;该区域指顶拱以下, 两侧直墙处距边墙开挖线1m~1.5m的范围, 由挖掘机破碎锤进行开挖或挖掘机直接进行开挖。此区开挖完成后, 隧洞两侧与顶拱连通, 形成核心土区域;Ⅱ区由挖掘机配合人工进行两侧槽挖, 开挖至底板开挖高程后, 进行钢支撑 (与顶拱支撑连接成一体) 、挂网、砼喷护工作, 最后由挖掘机 (坚硬处由破碎锤进行开挖) 开挖核心土台, 该区域为Ⅲ区, 由此完成整个断面的开挖。各分区开挖由人工用十字镐或风镐进行开挖, 开挖料由人工配合挖掘机进行装车除渣, 并修至设计面, 每一分区开挖完成后立即进行格栅拱架架设、联系筋安装、挂网钢筋安装、喷护砼喷射等工艺的依次施工, 至一衬设计线。每循环进尺一般控制在0.5m~1.2m左右。施工中顶拱与两侧边墙台阶应相错一定距离。
4.2 格栅拱架及钢筋网片安装施工
在各区开挖完成后, 立即进行钢拱架的安装, 钢拱架支撑采用主筋 (φ25螺纹钢) 、附筋 (φ12、φ8圆钢) 进行焊接, 组成“△”形, 宽度高度采用1816cm。每一榀钢拱架由三段组成, 由顶部拱架段、左右侧拱架段组成, 每段钢拱架的端部设一块钢脚板 (δ=1cm三角形) , 各段拱架之间通过各拱架端部的钢脚板进行连接, 钢板之间采用3φ20螺纹套丝杆进行连接, 各榀拱架之间由φ22钢筋横向连接。钢拱架固定采用起拱处打设的锁脚锚杆 (或起拱处增设2根∠40*4角钢 (L=60cm) 伸至岩体内) 与拱架进行焊接, 确保拱架底部支撑牢固。
钢筋网片采用在洞外制作, 分片制作, 各分片达到设计要求, 再运往洞内, 现场进行各网片的安装, 安装中, 保证钢筋网片与拱架的牢固焊接, 形成一个整体。
施工程序:
钢支撑施工程序为:岩面清理锁脚锚杆施工钢支撑运输、就位安装焊接联系钢筋及钢筋网片制安。
各段拱架在安装过程中应确保拱架位置在设计断面上, 各项偏差在规范的允许范围内, 达到稳定状态后, 进行钢筋网片的安装及砼喷射施工。
4.3 喷射混凝土施工
1) 主要材料要求
水泥:选用符合国家标准的普通硅酸盐水泥;
骨料:砂采用坚硬耐久的粗、中砂, 细度模数大于2.5, 使用时含水率控制在5%~7%。
2) 喷前准备
喷射施工前应清理受喷面, 清除开挖面浮石、石渣或堆积物, 挖除欠挖部分。
受喷面验收合格后, 在锚筋上设立喷厚标志, 无锚筋时, 可自设锚筋设立喷厚标志。
3) 施工工艺
受喷面作业顺序采用自下而上分段分区方式进行, 区段间的接合部和结构的接缝处应妥善处理, 不得存在漏喷部位。
喷咀与岩面的距离为60cm~120cm, 喷射方向尽量与受喷面垂直;若受喷面被钢筋网覆盖时, 可将喷咀稍加偏斜, 但不宜小于70°。
受喷面分层喷射。完成第一层喷射后, 清理回弹物料, 人工挂网, 然后进行下一层喷射施工, 下一层喷射应在上层终凝后进行, 若终凝1小时后喷护, 则需用压力风清洗喷面。
喷射作业分片进行, 按照从下往上施喷, 呈“S”形运动;喷前先找平受喷面的凹处, 再将喷头成螺旋形缓慢均匀移动, 每圈压前面半圈, 绕圈直径约30cm, 力求喷出的混凝土层面平顺光滑。
5 一次支护施工注意事项
1) 开挖时按设计开挖边线应预留一定百度的保护层, 经测量后最后由人工采用十字镐或风镐修整至设计面, 尽量减少超挖量;
2) 底部左右侧墙开挖中, 不得同一进度进行开挖, 进尺强度应错开2m以上, 避免出现同一榀拱架两个拱脚同时悬空现象。等一侧拱架安装完成后, 进行另一侧侧墙开挖;
3) 在安装边墙钢拱架时应伸入标准开挖断面以下30cm~50cm, 并浇筑30cm宽的条状锁脚砼, 确保拱架受力稳定;
4) 钢拱架平面应垂直于隧洞轴线, 其倾斜度不应大于2°, 钢拱架的任何部位偏离铅垂面不应大于5°;
5) 当钢拱架与砼初喷层间存在较大间隙时应想办法将空隙填充密实;钢拱架与围岩的间距不应大于5cm;
6) 严格按设计要求进行顶拱下沉及周边收敛位移量测, 通过监控量测的信息反馈, 及时调整一次支护的各参数和砼的衬砌施工时间。
6 结论
工程软岩 第5篇
福宝山隧道位于湖北省利川市境内，齐耀山背斜东南翼，出露以砂岩为主的须家河组和泥岩夹砂岩、页岩、泥灰岩为主的巴东组地层。该区大气降水是地下水的主要补给来源。地表地形起较伏大，沟谷切割较深；地下水以裂隙渗流为主，地下水位基本连续；地表地下水露头极少。测区内T[3]xj及J[1]z的碎屑岩类为透水层，T[2]b地层为阻水层，在二者交界处（一般在山前坡脚处）易形成下降泉或上升泉，故山前一般地下水较发育。向斜为储水构造，在其轴部含水量丰富，是新建渝利铁路六大高风险隧道之一。
其中中铁五局一公司隧道十队负责施工的DK259+016～DK258+200段围岩以泥岩为主，夹薄层砂岩，围岩破碎～极破碎，岩质软，含水（渗水），局部呈雨淋状，围岩级别为Ⅳ～Ⅴ级，稳定性差，泥岩膨胀系数高达1.78。隧道初支面变形严重（见图1，图2），给前期的施工带来了极大的困难。
图1
图2 隧道监测方案
由于地质条件比较差，采用三台阶七步法开挖，开挖与支护的步序多，且泥岩膨胀系数较高，尤其是富水地段，直接影响着隧道围岩和衬砌结构的稳定，特别是初期支护阶段，受力更为复杂，而目前国内可供借鉴的工程经验不多，施工方法都还不太成熟。复杂的环境条件对地面沉降控制提出了非常高的要求。一进入该地段，根据工程结构型式、施工工艺、开挖后围岩应力重分布和现场施工经验得出：1）拱顶主要为上部围岩产生的竖向应力；2）拱腰上中台阶连接处受到竖向和横向应力的作用，主要变现形式还是以下沉为主；3）中下台阶连接处受到上部环向轴力传递和附近围岩挤出效应的叠加影响，主要表现以净空收敛为主；4）内轨顶上1m处受到附近围岩挤出效应的影响，表现为净空收敛。监测项目和典型测点布置断面如表l和图3所示。根据铁路规范对布置点进行每日一测，直至仰拱施工完毕成环。
表1 隧道变形监测项目监测项目测点布置部位拱顶沉降沿初期支护每5-10在拱顶布置一个点沿初期支护每5-10在上中台阶连接位置左右各布置一个点沿初期支护每5-10在中下台阶连接处布置一处测点沿初期支护每5-10在内轨顶上1位置布置一处测点拱腰沉降水平收敛1水平收敛2
拱顶沉降拱腰沉降拱腰沉降水平收敛1水平收敛2内轨顶图3 典型断面测点布置图3 监控数据分析
本文重点对典型部位的变形监测成果进行了分析研究。3.1 拱顶沉降
下图4所示为初支结构施作后拱顶沉降量随时间的变化曲线，可以看出： 1）拱顶由于受到上部竖向应力的作用，存在较大的沉降量，在10～15cm之间。2）由于DK258+925～905段水压较大，掌子面呈雨淋状，透过初支面渗出，此段沉降量相比于DK258+950～925段大5cm。
3）初支结构在上台阶支护成型初期和下部台阶开挖的时候变形量占有较大比例。其中爆破对围岩和初支结构的扰动是主要因素，另外，初支结构的自身重量（喷射混凝土）也会对沉降产生一部分影响。
初支拱顶沉降时程曲线图160.00140.00120.00下沉量/mm100.0080.0060.0040.0020.000.00***17192123时间/dDK258+940DK258+920DK258+910
图4 DK258+940~910段初支拱顶沉降时程曲线图
3.2 拱腰沉降
下图5所示为初支结构施作后拱腰沉降量随时间的变化曲线，可以看出： 1）拱腰由于部分应力转化成水平收敛，沉降量与拱顶相比要小，在10～12cm之间。但收敛量相对沉降量较小，变形还是以沉降为主。
2）通过对拱腰位置沉降桩的观测可以充分证明，其中爆破对围岩的扰动会对初支结构造成较大的影响。DK258+920中下台阶左线和右线施工时间间隔为四天，因此时沉曲线也相应的向后位移四天。而DK258+910处左右线施工间隔仅为一天，因此时沉曲线位移并不大，两条曲线几乎是一致的。3）由于此段隧道埋深均在50米以上，岩层倾角不大，几乎与隧道内轨顶线是平行的，因此未产生偏压，左右线拱腰沉降量相差不大。
初支拱腰沉降时程曲线图120.00100.00下沉量/mm80.0060.0040.0020.000.00135791113时间/d151719DK258+920右腰DK258+920左腰DK258+910右腰DK258+910左腰
图5 DK258+925~905段初支拱腰沉降时程曲线图
3.3 水平收敛
下图6所示为初支结构施作后水平收敛量随时间的变化曲线，可以看出： 1）DK258+925～905段水压较大，掌子面呈雨淋状，透过初支面渗出，泥岩在富水地段长期受水侵蚀，由膨胀引起的挤出效应更明显，因此与此段沉降量一样，相比于DK258+950～925段要大。
2）通过水平收敛量测数据分析可以得出仰拱开挖和施工对相应里程的水平收敛影响较大，原先趋于稳定的水平收敛出现二次较大的收敛变化，并以20mm/d的速度递增，由于挤压速率过快，下台阶局部会出现横向裂缝，沿着仰拱施作方向发育（见图2）；在两环仰拱开挖连接处存在受力差异还会出现沿环向的裂缝（见图1）。因此，仰拱开挖后必须加快施工进度，确保工程安全。
3）通过DK258+920位置两个收敛观测点的比较，2号观测点较之1号观测点水平收敛值更大。在初支落底到仰拱开挖之前2号收敛观测点（内轨顶上1m位置）相比1号观测点（中下台阶连接位置）收敛值要小，此阶段初支中部位置水平收敛较大；而在仰拱开挖和施工阶段，2号收敛观测点相比1号观测点收敛时程曲线跨越幅度更大，在此阶段，初支下部位置收敛值变化较之中部位置要大得多。
4）仰拱施工完毕后收敛基本无变化，曲线趋于平稳。
初支收敛时程曲线图160.00140.00120.00100.0080.0060.0040.0020.000.00***1719时间/d
图6 DK258+950~905段初支水平收敛时程曲线图
DK258+920水平收敛1号观测点DK258+920水平收敛2号观测点DK258+940水平收敛1号观测点净空收敛量/mm4 施工测量及保护措施
通过对DK258+950~905段监控量测及数据分析，为了保证工程的安全，有效控制初期支护变形的发展。施工中采取了以下措施：
1）根据监控量测提供的数据，根据不同围岩特点制定不同的预留沉降、收敛值。泥岩浸水地段全环放大15cm放样，遇到前方掌子面渗水呈雨淋状或出现股水，提前一环将预留值放大至20cm。
2）针对富水软岩地段稳定性很差的情况，对松散地层进行注浆加固，从而改善支护结构受力情况，达到加固土体和止水的目的。（见图1）3）严格控制进尺长度，开挖后立即施作初期支护，将上部地层压力传到未被扰动岩层上，并进一步通过桩传到深部地层中，保证围岩的稳定。型钢脚趾用木楔子垫紧，严禁在脚趾位置回填虚碴。
深部动压软岩巷道修复实践与应用 第6篇
关键词：深部动压软岩巷道 锚注技术 实践
1 工程概况
开滦范各庄矿3200副石门承担三水平南二采区行人、辅助运输与通风功能，服务年限长。巷道自三水平运输大巷开口，巷道埋深650m，依次揭露与穿过12、11、9、8、7、5煤层，巷道标高-620m。该采区自上而下已采8煤层，计12个工作面，受深部压力、采动与两侧煤柱集中压力影响，整个巷道受损变形严重。尤其11煤层及其底板高岭土层地段巷道，更易变形破坏。该巷道每年都需要重新修复，不仅耗费大量人力、物力与财力，也给矿井安全生产造成了很多威胁。
2 巷道状况分析
3200副石门原设计采用25U，10.4m2金属支架支护，受工作面采动压力影响明显，且位于煤层和软岩地段内。修复前，巷道围岩与拱形支架变形严重，有劈帮、巷顶冒落现象，巷道断面缩减至2500mm*2000mm。特别是11煤层底板高岭土层，膨胀风化变形较大，至使巷道底鼓严重，巷道平均底鼓1600mm。
3 巷道岩性与力学分析
3.1 地质条件：巷道在施工过程中，共揭露5条断层，落差分别为1.5m、2.0m、2.0m、1.5m和1.0m，断层附近，岩层破碎，且岩层产状发生变化，煤岩层倾角有变大趋势。
3.2 软岩：11煤层底板存在2.8m的高岭土成分的细砂岩，易风化，遇水膨胀，在巷道里揭露18.8m，将会给巷道维护带来困难。
3.3 采动影响：受7、8、9煤层采掘活动影响，两翼开采，工作面安排比较集中，巷道位于煤层停采区域边缘，为近距离煤层群开采应力集中区，巷道受多次采动动压影响。
3.4 巷道围岩复杂条件：该段巷道为穿层巷道，巷道标高-620m，由东向西依次穿过12、11、9、8、7、6、5煤层。岩层倾角8-22度，岩性差，承载能力低。
3.5 巷道支护强度偏低：3200副石门采用25U金属拱形支架支护，支护强度选择偏低。金属拱形支架属于被动支护，承载强度低、承载慢，不能及时发挥支承能力。
4 实施方案
4.1 巷道围岩应力场形成与相互作用。巷道围岩开挖后，就立即实施采掘活动，原岩应力场、采动应力场与支护应力场，构成煤矿井下综合应力场。三种应力场相互作用，原岩应力越高，应力差异越大，采动影响越强烈，集中应力就越高，因此对支护系统要求就更高。支护形式与参数选择不合理，可能引起支护体受力过大而失效，支护应力场丧失。
4.2 支护方案确定。3200副石门主要承受工作面采动动压、巷道两侧煤柱集中压力与其叠加压力。受其影响，导致巷道围岩应力多次重新分布。如果所选择巷道支护方式，不能适应开采活动影响带来的应力变化，或者没及时采取相应加固补救措施，则巷道围岩松动失稳，断面变形，影响巷道正常安全使用。为解决巷道支护难题，应用成熟锚注技术修复，取得了显著成效。
4.3支护方案可行性论证。针对范各庄矿3200石门实际条件以及巷道变形显现规律，采用的支护技术是一个多层次、多结构和多单元综合容错的（强强相容、短弱相长）支护体系，其主要原理是软岩岩石力学及锚注支护和注浆加固机理。其基本架构是：①对部分软弱岩体，特别是关键部位的极软弱岩体（高岭土）进行合理置换和保证施工断面大于设计断面，施行预控技术环节，保证动态支护有一定的空间。②以多层次钢丝绳为径骨的多喷浆层、高度密贴岩面的强韧封层结构为止浆垫和第一支护单元的强有力的抗体，明确强调各层次喷层厚度。③在巷道关键部位（巷道底角）开挖大卸压槽，达到释放围岩内应力和拓展岩体内裂隙，为缓释围岩体内的运动应力和注浆浆液疏通路径起到相得益彰的成效。④掌控稳压状态下向岩体内预注浆、注浆、复注浆，将高强度水泥浆液反复注进围岩体内，固结岩体，将松散软弱的岩煤体胶结成整体，改变了围岩的力学状态，增加了围岩抗压、抗拉及抗剪强度，并使原端锚锚杆变成全长锚固，持续提升巷道围岩强度。⑤在主动支护理念指导和全程监测监控下，以不断调整压力的恰当注浆技术，在岩体内留置预应力、缓释迭加应力。⑥通过多层次锚杆、注浆锚杆和注浆胶结后的围岩，实现以围岩为支护依托和参与体，达到重造组合体的动态支护体系，以提高围岩自身强度和承载能力。⑦在全程监测监控下，精准掌控巷道变化状态，适时采取不断补强措施，不断恢复和提升支护结构的工作阻力，保持巷道支护长期稳定。
4.4 支护材料选取。锚注支护所用材料主要包括：锚杆、注浆锚杆、钢丝绳、钢筋网、树脂锚固剂、水泥、自然陶粒土等。
4.4.1 锚杆。锚杆规格为ф20，长度2000mm的右旋无纵筋等强螺纹钢树脂锚杆，间排距800×800mm，每孔用2卷树脂锚固剂。初喷层，二喷层，三喷层全部为锚杆钢丝绳组合，底角锚杆与底板成不小于45°夹角。
4.4.2 注浆锚杆。注浆锚杆采用“自固自封内自闭新型注浆锚杆”，规格为ф22×2000mm。巷道全断面布置注浆管，间排距1400×1400mm。二次注浆时，注浆管规格为ф22×2600mm，间排距1800×1800mm。注浆锚杆孔深1800-2400mm，剩余600mm为裸注孔。
4.4.3 钢丝绳。采用矿用5-7分废旧钢丝绳之中的两股为一根，纵向长度不小于10m，横向以巷道轮廓长度为准，钢丝绳间距：800mm×800mm，搭接长度为500mm。
4.4.4 喷浆。喷浆采用P.S 42.5R的矿渣硅酸盐水泥和自燃陶粒土，水泥：自燃陶粒土为1：3，速凝剂掺入量为水泥用量的3-6%，喷层厚度240mm，初喷厚度80mm，二喷层厚度100mm，三喷层厚度60mm，强底不小于C20。
4.4.5 网片。网片为ф6钢筋加工焊接而成，网格150×150mm，规格1500×1200mm。
4.4.6 注浆。注浆水泥采用P.O 42.5R的普通硅酸盐水泥，除有淋水外一般不加速速凝剂，以确保浆液凝固后的长期强度。第一次注浆浆液配比取1：0.6～0.8;第二次注浆浆液配，应略小于一次注浆浆液浓度;取1：0.8～1.0，注浆压力1.5～3.0MPa，底脚注浆压力可大些，但最大为3MPa。注入量：每孔水泥量约为150～250kg。
注浆时间，为防止浆液在弱面扩散较远，造成跑浆现象，在控制注浆压力和注浆量的同时，必须控制注浆时间，使其不宜过长。一般单孔注浆时间20～30分钟。
4.4.7 泄压槽。泄压槽断面尺寸为：在巷道两帮墙角，宽×深; 1200～800mm（水沟一侧），另一侧1000×600mm。泄压槽开挖时间：稳定围岩状况下必须在强韧封层的第三个层次支护完成后开挖。在不稳定围岩状况下，支护必须在强韧封层的第四个层次支护完成后开挖。稳定围岩泄压时间8～15天，不稳定围岩泄压时间5～8天，泥化流变状态下围岩泄压时间1～2天，主要是根据围岩层理整体性、破碎、泥化状况确定。泄压槽的回填采用喷浆回弹料即可，特殊地段可浇灌混凝土。
4.5 巷道位移监测及应用效果。矿压监测是整个支护过程中不可或缺的环节，监测围岩位移与支护体受力，对其支护效果进行评价，是验证其支护效果的重要依据。
4.5.1 矿压监测。巷道监测采用十字测点方法。每组4个点，每15米一组，初期，每天监测一次，一周后，每周监测2次，1个月后，每周监测1次。主要监测两帮位移量、顶板下沉量、底鼓量。当巷道表面开裂或两帮收敛数值超过20mm时，要及时进行注浆加固。
4.5.2 效果检验。施工期间观测结果表明：巷道顶板下沉量最大72mm，最小18mm。两帮相对移近量最大210mm，最小82mm，平均146mm。
5 实施效果与展望
①通过3200石门软岩巷道进行锚注修复，未发现修复巷道喷体有明显的开裂和变形破坏现象，全部达到了设计施工断面的标准，仅有局部地点有少量底鼓，但并不影响巷道的运输、通风和安全使用。②通过锚注支护修复，发挥锚杆加固层和注浆加固层的双重支护作用，提高围岩自身强度，可使巷道支护稳定、坚固，承载和抗动压能力满足生产要求。③采用锚注加固形成一套围岩强韧封层创新支护体系，减少了巷道修复次数降低巷道后期维修成本。
参考文献：
[1]王绪昇.深部动压软岩巷道分阶段锚注支护技术研究[J].中国商界（上半月），2010（06）.
[2]张农，侯朝炯，杨米加，贺永年.巷道围岩强度弱化规律及其应用[J].中国矿业大学学报，1999（02）.
井巷工程软岩巷道二次加固支护技术 第7篇
关键词：断层构造带,高应力,软岩巷道,二次加固
1 概述
泉店煤矿位于禹州煤田东部, 设计生产能力为1.2Mt/a, 全井田共有发育断层31条, 其中落差大于100m的4条, 落差30m~20m的4条, 落差小于20m的23条。井田中部的DF04断层 (落差0m~75m) 把本区分为东、西两个断块, -540m东翼轨道大巷属于典型的断层带高应力软岩巷道, 掘进过程中揭露岩体较为破碎, 裂隙发育, 应力集中程度较高, 因此在掘进期间受断层切割影响严重。
2 围岩变形破坏特征及原因分析
2.1 围岩变形破坏特征
2.1.1 巷道原有支护方式
东翼轨道大巷设计断面为半圆拱形, 墙高1600mm, 净宽4600mm, 净高3900mm, 净断面积为15.7㎡。设计支护方式为锚网索喷, 初次支护选用锚杆材质为Φ20mmL2400mm左旋无纵筋螺纹钢, 锚杆间排距为700mm700mm;同时, 在巷道拱部布置5根Φ18.9mmL8000mm的锚索进行加强支护, 锚索间排距为1400mm1400mm。喷砼厚度为120mm。金属网片为Φ6mm钢筋加工的100mm100mm方格网, 在此基础上, 当顶板较为破碎时使用双层钢筋网护顶。
2.1.2 巷道围岩变形破坏特征
1) 距掘进工作面10m范围内, 巷道整体支护状况良好, 帮顶未出现明显变形;
2) 掘进工作面向外10m~20m范围内, 拱顶部分喷浆体出现开裂、掉落现象;
3) 随着距离工作面距离的延伸, 当超过40m范围时, 已支护巷道出现两帮内移、顶板下沉等强烈变形破坏现象, 喷浆体开裂严重, 底鼓现象较为强烈, 变形严重区域已威胁矿井安全生产。
2.2 巷道围岩变形破坏原因分析
2.2.1 巷道围岩岩性差, 矿压显现强烈。
东翼轨道大巷在掘进过程中, 受所处区域内断层构造引起的高应力作用影响, 围岩较为松软、易破碎, 揭露围岩整体强度偏低, 造成矿压显现强烈。
2.2.2 构造应力对巷道稳定性影响较大。
原岩地应力测试结果表明, 沿巷道方向的应力分量为12.43MPa, 垂直于轨道大巷的应力分量为12.95MPa。在强烈的水平构造应力作用下, 巷道两帮呈现很大的拉应力而破裂、鼓出和塌落, 由于岩体抗压强度远大于抗拉强度。在垂直水平构造应力的巷道内, 底鼓都比较剧烈, 在软岩巷道中特别明显。底板岩层在水平构造应力作用下, 与煤田形成褶曲相类似, 向巷道空间鼓起, 随着水平构造应力逐渐释放才会趋向缓和。实测资料表明, 在水平构造应力大于垂直应力的情况下, 直接底板很容易破坏而导致底鼓, 特别是在直接底板松软的情况下更为如此。因此, 较高的水平构造应力是引起巷道底板岩层破坏和强烈底鼓的重要原因之一。
2.2.3 初次支护结构整体稳定性较差。
东翼轨道大巷在采用锚网喷支护作为基本支护的同时, 尽管在巷道拱部布置了5组高强预应力锚索, 一定程度上提高了顶板拱结构的承载能力, 但由于未考虑提高锚网支护结构的整体稳定性, 使得巷道两帮成为结构失稳的突破口, 并随着两帮的失稳、破坏, 造成顶板梁结构的承载能力难以充分发挥, 这是巷道顶板、两帮强烈变形及锚索大量失效的重要原因。
2.2.4 底板未采取支护措施。
东翼轨道大巷揭露围岩以泥岩和砂质泥岩为主, 并且节理、裂隙发育, 造成底板岩层整体强度较低, 这为巷道强烈底鼓奠定基础。另外, 由于巷道初次支护过程中未对底板采取控底措施, 巷道两帮和顶板支护后, 导致底板成为巷道变形、破坏的突破口, 从而引起底鼓现象的发生。
3 二次加固技术方案
针对以上对-540m东翼轨道大巷围岩变形破坏的原因分析, 对新掘巷道提出二次围岩加固技术方案, 采用A、B两种支护断面, 且断面A和断面B相间布置, 具体参数如下:
1) 锚杆材质改用Φ20mmL3000mm的左旋无纵筋螺纹钢, 锚杆间排距改为750mm700mm, 每个锚杆孔使用2支K2350树脂锚固剂进行锚固, 锚固力不低于70KN。锚杆起锚高度为300mm, 底角锚杆向下扎角10°, 辅助控制巷道底鼓。锚索间距按照支护断面图A、B所示进行布置, 锚索预紧力不低于130kN;
2) 对底板采用锚杆+锚网+锚索+浇筑混凝土支护, 采用树脂和胶泥联合锚固方式, 提高对软岩巷道底板的锚固效果, 具体支护措施如下:
(1) 采用风镐对巷道底板进行卧底后 (卧底深度为设计底板下150mm) , 在靠近水沟外壁380mm处布置一根Φ20mmL3000mm底脚锚杆, 水沟中间位置布置一根Φ18.9mmL4000mm锚索, 距巷道左帮1.6m处布置一根Φ18.9mmL5000mm锚索。底板锚杆、锚索排距控制在1.0m范围内, 底板锚杆间距为700mm, 锚索间距为1400mm;
(2) 为防止锚杆、锚索孔在施工过程中塌空, 可在软岩巷道段底板锚杆、锚索孔附近布置注浆孔进行预先注浆, 注浆孔间排距为1500mm1500mm, 孔深2000mm, 注浆深度1500mm;
(3) 锚杆+锚网+锚索支护工作完成后, 再进行二次浇筑混凝土, 浇筑厚度为150mm, 以保证底板设计标高。同时, 锚索外露超过底板部分及时剪掉。按照二次围岩支护锚索位置施工锚索, 锚索型号Φ18.96500mm、材质为1860钢绞线, 每个锚索孔采用4支K2350树脂药卷, 锚具采用锁芯为两半的锁具, 同时托盘可采用自制的压平U型钢托盘, 安装完锚索后要对其进行张拉, 要求张拉时油压不低于30Mpa, 锚索预应力不低于8t。
4 结论
通过对断层破碎带受构造应力影响的高应力软岩地段采用二次围岩加固支护技术, 新掘巷道 (100m) 在施工结束6个月后, 巷道变形控制在200mm左右, 巷道维护状况良好, 巷道不需二次维修, 满足了正常生产需要, 有效控制了巷道维修成本, 并且对保障矿井采掘接替平衡和安全生产意义重大, 具有很高的推广应用价值。
参考文献
[1]钱鸣高, 石平五, 著.矿山压力与岩层控制.徐州:中国矿业大学出版社, 2003.
工程软岩 第8篇
“红层”软岩泛指在我国西南、西北、华中及华南地区广泛分布的侏罗系或白垩系泥岩、砂质泥岩、粉砂岩等互层状软质岩体,外观上以红色、棕红色、砖红色为显著特征。在类别上属内陆碎屑沉积岩,碎屑物质成分变化大,以泥质胶结为主,少量钙质及铁质胶结[1,2]。红层软岩是一种特殊岩土,具有易风化崩解、遇水易软化、强度衰减快等特点[3]。其矿物成分通常主要为黏土矿物(45%～85%)及少量石英(6%～21%)、云母(微量～2%)、方解石(0～12%)和长石(l.5%～70%)等。用作填筑材料时,由于其中所含黏土矿物对环境水分变化极为敏感而容易影响其填筑性能[4,5]。若未经科学合理处理,往往容易引发不同程度的开裂、沉陷甚至滑塌等病害[6]。然而由于红层软岩分布广泛,很多填方工程往往无法回避这类特殊性岩土填料,如何科学合理地利用它进行填筑施工是一个比较棘手工程问题。
以中-贵联络线广元分输压气站填方工程为例,在对场地内红层软岩崩解性、压实性以及压实体水稳定性和膨胀性充分试验研究的基础上,结合场地试验段工程实践,提出了一整套红层软岩填料的合理填筑施工工艺,最终取得了良好的应用效果。
2 工程特性
2.1 崩解性
所谓的崩解特性是指其常见的浸水崩解性质。由于其主要矿物成分为蒙脱石、伊利石和高岭石等碎屑矿物,比表面积非常大,且具有较强的亲水性,浸水时易于引起水分向岩石孔隙中运动而引起膨胀、软化和最终破碎。尤其是蒙脱石矿物的结构单位层间为氧一氧联结,其键力很弱,易为具有氧键的强极化水分子楔入所分开。外观表现为红层软岩碎屑颗粒间的连结丧失,且崩解以其组成颗粒粒径为限度。工程实践表明:填筑过程中若红层软岩填料粒度过大、崩解不充分,后期雨水浸润引发的崩解容易导致填方地基出现沉陷和开裂。
为了对填方场地内红层软岩的崩解特性、机理进行深入了解和探讨,以制定出科学合理的填筑工艺,本次设计结合工程实际,选取了场地内的红层砂岩试样进行两类崩解试验方法。即在自然大气环境下和干湿交替环境下分别进行。
第一类试验表明:试样在室内大气环境中失水干裂,虽有裂隙发育,但未崩解碎裂,这表明红层软岩在气温和环境变化不剧烈、水分蒸发缓慢的情况下崩解进程很缓慢。
第二类试验将大块状红砂岩试样置于野外大气环境中,并间隔性淋水浇湿,人为制造周期性的干湿交替循环环境,以观察红砂岩的渐进崩解进程。试验表明:随着暴露时间的延长和干湿循环次数的增加,岩块不断崩解碎化,大致在35d左右(干湿循环6次)变化趋于平稳,60 d后(干湿循环8次)变化呈稳定状态,即红砂岩崩解作用经过一定时间后便处于相对稳定,最后呈渣状或泥状,颗粒级配基本保持不变。说明延长填料暴露时间和加大淋湿次数能促进崩解进程,削弱填料的亲水活性。
2.2 压实性
为确定最佳含水量和最大干密度,为填筑工程提供压密参考依据,本次选用GB7960—87击实仪,操作依照《土工试验方法标准》(GB/T 50123—1999),取该站场的红层砂岩填料在前述充分崩解之后进行击实试验。试验之前对填料进行测试,其含水量在7%左右,孔隙度在23%左右。击实试验结果如图1所示。
从图中可知,场地内红层砂岩填料的最佳含水量约为13.4%,最大干密度可达18.5kN/m3左右。这表明在填筑施工过程中,即使红层填料已充分崩解,但为了达到尽可能高的密实度,仍需要预先进行对其进行加湿碾压。
2.3 压实体水稳定性与膨胀性
对场地内充分崩解后的红层软岩进行了三轴压缩试验、软化试验和膨胀率试验。试验结果表明:95%、93%、90%压实度条件下,压实体在浸水后会均有一定程度的软化,浸润后的强度指标较浸润前也均有所降低;压实度越高,软化程度越小,整体降低程度都在8%以内。试验还表明:压实后的土体浸润后只有小量膨胀性,自由膨胀率为3%。该膨胀程度远小于弱膨胀土的膨胀性,且随着压力增加而呈减小趋势。这表明充分崩解后的红层软岩材料性质趋于稳定,压实度达到90%后的填筑体强度、刚度、水理特性均可满足常规填料要求。
3 填筑施工工艺
作为一种特殊性岩土,红层软岩具有易风化崩解、遇水易软化的特点,工程实践中对其作为填筑材料使用通常都较为慎重。但经过前述工程特性试验研究表明:经过充分崩解后,采用科学合理的施工工艺,这类岩土还是有可能满足场地填料的工程性能要求。在本项目设计施工中,充分参照已有工程实践经验,结合现场实际场地和工程设备条件,通过填筑试验段的反复摸索,形成了以下一整套“预崩解———耙压———压实”的填筑施工工艺流程和施工控制参数。
3.1 施工工艺流程
3.1.1 预崩解处理
具体方法是:将场地内开挖形成的红层软岩块料敞放,让其暴露于大气、阳光和雨水等自然风化环境之中,同时通过人工辅助手段加速其风化崩解,使其强度下降,水活性逐步消除。具体为晴天视气温情况每天在料场浇水一次(气温高),或隔天浇水一次(气温低);雨天则通过翻晒加密其干湿交替过程。
判断块体是否崩解彻底的建议判识方法:经崩解处理若干天后的大块岩体(直径通常30～70 cm)表面已出现大量裂缝,以脚掌推动时,表层容易块裂成碎块岩堆,残余岩块直径小于20cm,即认为预崩解过程结束,可运至填筑场地进入下一道工序。一般在工期允许条件下,预崩解处理时间应保证在2个月以上。
3.1.2 填料耙压处理
通过预崩解处理后,将运至工点的填料用推土机推平,并借助推土机的履带将局部崩解不充分的粗颗粒压碎;并通过推土机后挂松土齿耙松,耙出较大颗粒,进行再次推压、碾压。如此反复多次,直至颗粒粒径臆10cm为止。
整个工艺过程为:推平压碎——耙松选粗———再推平压碎,反复循环。
3.1.3 压实处理
1)填料制备标准
压实前对填料进行基本指标检验,对不符合要求的进行改良处理,直到满足要求。具体标准为:填料粒径臆15cm、最大压实干密度逸2.0g/cm3、CBR逸5、软化系数臆0.4。含水量控制在7%～11%之间。
2)填筑体结构及压实标准
根据规范规定并结合类似场地工程实践经验,拟定如下:表层1.0m连续级配碎石+粉质黏土(压实系数95%)+2.0m红层软岩填料(压实系数95%)+红层软岩填料(压实系数93%)。其中表层1.0m围内连续级配碎石要求粒径小于20mm,石土比3:7,材料就地取用。
3.2 施工控制参数
大规模填筑施工前,先结合现场施工设备条件,选择其中一小部分区域进行填筑实验,以确定最合理施工控制参数。具体如下:
为了保证填筑的密实度,宜采用大吨位的振动式压路机械,如YZ18、徐工XS160、柳工YZ20T等。本次选择了徐工XS160。
试验区面积30m伊30m,结合工程便利就近选择,试验施工前按常规技术要求对原地面进行清理。
结合工程实践,试验时采用松铺厚度范围25～70cm、试验填料含水量范围8%～15%、试验碾压遍数4～12遍。每次试验前后,取样测试,分析压实度,以获取最佳填筑施工参数。最终确定出当地正常天气条件(旱季)下,采用徐工XS160能达到最佳碾压密实度的合理施工控制参数为:松铺厚度30～40cm左右、试验填料含水量11%、试验碾压遍数7～8遍。
4 结论与建议
通过施工期和工后观测表明:本次填方边坡工程工后效果良好,经长达一年半期间多次强降雨考验,未出现明显的破坏性变形和开裂。这表明:结合工程实践经验和现场测试、试验所制定的红层软岩填料填筑施工工艺和施工控制参数是科学合理的。经总结有以下认识:
1)“预崩解—耙压—压实”的填筑工艺适合于红层软岩填料的大规模填筑施工,本次形成的碾压填筑施工控制参数对同类工程具有良好的参考应用价值。
2)通过事前的充分崩解、严格控制填料粒径标准和含水量、分层厚度和碾压遍数,能实现充分压实,可有效消除这类填方体常见的工后病害。
摘要：红层软岩广泛分布于我国西南、西北、华中及华南地区,其具有易崩解、易风化、遇水易软化等特点。其作为地基填料,若未经科学合理处理,往往容易引发不同程度的开裂、沉陷甚至滑塌等病害。以中-贵联络线广元分输压气站填方工程为例,在对场地内红层软岩崩解性、压实性以及压实体水稳定性和膨胀性充分试验研究的基础上,结合场地试验段工程实践,提出了一整套红层软岩填料的合理填筑施工工艺,最终取得了良好应用效果。
关键词：红层软岩填料,工程特性,填筑施工控制
参考文献
[1]程强,寇小兵,黄绍槟.中国红层的分布及地质环境特征[J].工程地质学报,2004(1):34-40.
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[3]魏永幸.利用红层泥岩填筑高速铁路路基技术的试验研究[J].铁道工程学报,2009,135(12):39-43.
[4]赵明华,邓觐宇,曹文贵.红砂岩崩解特性及其路堤填筑技术研究[J].中国公路学报,2003,16(3):1-5.
[5]王智猛,蒋关鲁,魏永幸,胡安华.达成线红层泥岩路基循环加载试验研究[J].岩土工程学报,2008,30(12):31-35.
工程软岩 第9篇
关键词：锚注支护,软岩巷道,影响因素,围岩监测
随着煤矿开采深度的不断增加和开采强度的提高, 围岩稳定性差、巷道变形破坏比较严重的软岩问题日益突出, 特别是巷道处于深部时, 仍然沿用传统巷道支护方式, 造成巷道返修频繁, 严重影响了煤矿的正常生产。
1 锚注支护作用机理
1) 采用注浆锚杆注浆, 利用浆液可封堵围岩的裂隙, 隔绝空气, 减轻围岩风化, 防止围岩被水浸湿而降低围岩的本身强度。2) 注浆后松散破碎的围岩胶结成整体, 提高了岩体强度, 且喷层壁后充填密实, 保证荷载均匀地作用在喷层和支架上, 避免出现应力集中点从而首先破坏;并与原岩形成一个整体, 在动压作用下其振动频率与原岩一致而不易破坏。3) 注浆充填围岩裂隙, 配合锚喷支护, 形成多层有效组合拱且注浆锚杆本身为全长锚固, 它将多层组合拱联成一个整体, 共同承载, 扩大了支护结构力的有效承载范围, 提高了支护结构的整体性和承载能力。4) 对围岩注浆加固, 不仅改善围岩岩性和应力分布, 而且大大缩小围岩变形。5) 作用在拱顶上的压力能有效传递到底板。
2 锚注修复巷道的可行性
2.1 锚注支护修复巷道的优点
锚注支护能主动进行预应力支护, 避免了围岩进一步松动。通过向破碎围岩中注入浆液, 使围岩与原岩形成一个整体, 提高了岩体的强度, 形成自动支护, 承载体厚度大, 受力均匀, 避免应力集中。在修复过程中, 不受超高限制, 并且可以直接利用自然平衡拱原理锚固拱外围岩, 安全系数增大, 有利于施工安全。
2.2 锚注支护使用条件
锚注支护, 注浆是关键, 浆液必须扩散到岩体中去才能起作用。这就要求岩体的节理、裂隙发育或者是已被破坏的岩体, 浆液只能提高软弱面的强度, 对于岩块强度的提高没有作用, 因此锚注支护不适宜裂隙不发育围岩或膨胀性很大的巷道中。
3 锚注支护参数确定
3.1 锚杆间排距
Smax=a·tg (π/4+φ/2) ln (ρ/a) (1)
其中, Smax为锚杆最大间距, m;a为圆形巷道的半径, m;φ为岩体的内摩擦角, (°) ;ρ为中性点半径, m。
由于注浆提高了内摩擦角, 锚杆布置间距即可加大。一般情况下间排距为1 m×1 m, 用普通内注浆锚杆时, 可扩大到1.5 m×1.5 m;采用型钢支架与锚杆联合支护时, 锚杆间排距可与支架相同;当一次支护采用内注浆锚杆时, 其间排距按普通锚杆确定, 一般为0.6 m～0.8 m。
3.2 锚杆锚固力
选取锚杆间排距相等, 则锚杆锚固力应满足如下条件:
Qmin=LpD2·γ (2)
其中, Qmin为锚杆的最小锚固力, kN;Lp为巷道围岩松动圈值, m;D为锚杆间排距, m2;γ为围岩的重力密度, kN/m3。
3.3 内注浆锚杆长度
对于端锚内注浆锚杆长度l, 可按下式确定:
l=l1+m+l2+100 (3)
其 中, l1为锚杆外露长, mm;l2为端锚段长, mm, 一般取200 mm;m为围岩松动带范围, mm;100为锚杆进入稳定岩层长度, mm。
一般无动压作用巷道, 锚杆长1 700 mm～2 000 mm, 有动压或围岩裂隙很发育时为2 200 mm～2 500 mm。对于普通内注浆锚杆, 可根据围岩松动范围来确定。
4 工程应用
4.1 工程概况
某矿-650 m水平轨道巷, 岩性以泥岩和砂质泥岩为主, 并穿越煤层。岩层呈片状, 岩石破碎松散, 属于Ⅴ级～Ⅵ级围岩。原巷道设计断面为直墙半圆拱形, 净宽4.374 m, 净高3.73 m, 支护形式U29型钢。由于巷道围岩松软破碎, 压力大, 巷道施工不到2个月, 原有U29型钢支架支护出现较大变形。
4.2 支护破坏特征
1) 锚网喷支护巷道出现剥离, 顶部下沉, 底臌严重。
2) U型钢支架扭曲破坏、形成尖顶。支架背后的钢筋背板和金属网不能有效限制围岩的变形, 出现严重的折断、扭曲及外露, 变形仍以两帮内挤和底臌为主。
4.3 修复方案
结合该矿-650 m水平轨道巷围岩性质, 设计该巷道加固方案如下:1) 巷道断面的扩大和喷射混凝土初次支护。首先采用风镐等工具进行巷道断面的扩大, 马上进行喷浆, 及时封闭围岩。设计喷浆厚30 mm～50 mm。在巷道破碎段采用U29型钢加固, U29型钢间距600 mm。2) 水泥砂浆壁后充填。垂直围岩插入短注浆锚杆, 在壁后充填砂浆, 或者使用大块矸石充填U型钢背部较大空隙。3) 二次注浆加固。二次注浆加固设计采用水泥浆液, 沿巷道周边全断面布置端锚内注浆锚杆, 即垂直于壁面插入注浆管, 然后封孔进行高压注浆, 锚注孔采用菱形布置, 每一锚注孔安设一根锚注管, 底板注浆管与两帮夹角成45°。锚注孔孔径为42 mm, 深度为2.0 m, 排距为1.4 m。4) 锚索支护。由于巷道顶板破坏严重, 特在巷道顶部布置四根7 m长锚索, 锚索间距1 600 mm, 排距1 200 mm。两架U型钢之间使用11号工字钢连接并用锚索加以固定。工字钢规格800 mm, 中间打ϕ20孔。5) 注浆参数。本次壁后注浆加固选用水泥 (C) —水玻璃 (S) 双液浆。采用普硅325水泥, 工业用水玻璃。为防止跑浆事故, 可考虑拌入适量的木屑及白石灰等膨胀剂。a.水泥浆按0.7∶1的水灰比配制, 利用Be40M 2.8水玻璃配制双液注浆充填严重漏浆区, 水泥—水玻璃体积比C∶S=1∶0.5。b.为保证注浆质量, 降低注浆成本, 选用P.S32.5普通矿渣硅酸盐水泥与粉煤灰或大块矸石充填U型钢支架背部的较大空隙。c.注浆管规格。采用ϕ26.75 mm×3.25 mm×1 600 mm锚注管, 孔口加丝外露50 mm, 封口段长500 mm, 花管长为1 050 mm, 每100 mm加工出浆孔两个, 90°错开布置。d.注浆压力选择。壁后充填注浆时, 考虑到巷道周壁的承受能力, 选定终止压力值为2.5 MPa～3 MPa。
5 工程效果监测分析及评价
5.1 工程效果监测分析
为了掌握锚注支护后巷道围岩变形规律, 同时为优化支护设计参数提供依据, 对锚注支护段进行了变形监测, 其中巷道顶底、巷帮收敛随时间的变化规律见图1。
经过近2个月的观测, 两帮收敛量为159 mm, 顶底板收敛量为108 mm, 随着加固工程的推进, 巷道的收敛变形逐渐减小, 并在40 d后趋于稳定, 效果十分明显。
5.2 主要结论
1) 选用普通矿渣硅酸盐水泥与粉煤灰砂浆进行壁后充填, 节约了成本, 降低了工程造价, 取得了很好的使用效果。2) 利用锚注、索联合支护技术修复破坏巷道, 有效地控制了顶板下沉, 减少了底臌, 修复后巷道使用周期长, 无需再次修复。3) 经过实践分析, 采用锚注支护方式修复巷道, 材料、人工消耗少, 施工安全系数大, 施工难度减小, 具有在技术上先进、可靠、能减少维修巷道对生产影响等特点, 在返修巷道中具有较高的推广价值。
参考文献
[1]王连国.锚注支护技术在砌碹巷道修复加固中的应用[J].矿业研究与开发, 2000, 20 (3) :5-10.
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工程软岩 第10篇
一、工程地质情况
根据临近已掘巷道实见资料，预计本巷道岩性依次为：
泥岩：灰色，块状构造，参差状断口，个别孔具有滑面，岩石较软。
砂质泥岩：灰色，块状构造，含少量变质岩砾，有小滑面构造，泥质胶结，易破碎。
粉砂岩：灰色，块状构造，参差状断口，钙质胶结，半坚硬。局部含砾，砾成份多以花岗片麻岩为主，呈棱角状。
砾岩：灰色，砾成份以花岗片麻岩为主，呈次棱角状，分选性差，泥质基底式胶结。
粗砂岩：灰白色，成份以石英、长石为主，磨圆度及分选性较差，泥质胶结。
岩石主要以泥岩为主，其次为砂岩，属于软质～半坚硬岩组。泥岩遇水极易软化，崩解，失水龟裂、释压后成片状；多为泥质胶结，呈层状结构，块状构造，岩体各向异性，极不稳定。
水文地质：根据临近已掘巷道实见资料，本巷道无涌水。
地温：根据地质资料数据，本巷道原岩温度为46℃。
二、围岩松动圈的确定
1、松动圈的定义
巷道开挖之前，岩体处于原始应力状态，巷道开挖后，围岩受力状态由三向变成了近似两向，岩石强度较大幅度的下降，且破坏了原来的应力平衡，围岩应力重新分布，并产生应力集中，通常把它称为二次应力。当应力集中超过围岩强度之后，巷道周边围岩将首先破坏，并逐步向深部发展，直至在一定深度取得围岩长时强度条件下新的应力平衡为止，此时围岩中出现一个破裂区——围岩松动圈。其外是塑性极限平衡区及弹性区。
巷道围岩松动圈的大小决定了围岩的应力是否超过围岩的抗压强度，它是围岩强度和围岩应力相关的一个综合指标，直接反映了巷道围岩支护的难易程度。
2、松动圈的测试
采用西安中沃测控技术有限公司开发的超声波围岩裂隙探测仪。利用动态测试和静态测试方法分别测得不同岩性条件下的松动圈厚度。测试结果与根据岩体强度推断的松动圈厚度相一致。得出松动圈厚度随时间变化趋势和松动圈厚度随距离变化趋势如图1、2。
由图1、2可以看出施工80天后松动圈厚度在2.7—3.2米左右。
三、工艺改进过程
2010年11月井筒到底，转入短路贯通巷道施工，支护形式为锚网，顶部3根φ21.8*8.3米锚索，施工3个月后，两帮收敛，顶部下沉，局部φ21.8锚索断裂，φ21.8锚索破断力420KN。
2011年2月，φ21.8锚索改为φ28.6锚索单托盘，φ28.6锚索破断力为920KN，施工2个月后发现单托盘变形严重，改为双托盘，经矿压观测，顶部使用φ28.6锚索双托盘，巷道顶部下沉量不大于100mm，巷道顶板基本得到控制，但巷道两邦破坏严重，单侧移近量300-500mm。发现巷道两帮破坏严重，底鼓严重，底鼓量达到300mm/月，巷道顶板基本得到控制。
为了解决帮、底脚收敛这一难题，和帮锚杆钻机厂家技术人员经多次试验和改进钻杆，使用硬岩钻头排渣钻杆，解决了打帮、底脚锚索这一难题，但使用帮锚杆钻机，每台钻机一个小班只能打5—6根锚索（8300mm），施工效率低。
根据测试施工80天后岩石松动圈厚度在2.7-3.2米左右，把锚索长度由8.3米改为5.3米，保证有2米长锚索锚固在稳定岩层中。净宽大于4米巷道使用7655凿岩机配5.0米风钻杆，可打帮、底脚锚索。
净宽小于4米的巷道，采用普通锚杆钻机打帮、底脚锚索，制作了施工平台，能够方便的打帮、底脚各种角度的锚索，如图3。
四、结论和建议
通过矿压观测，巷道两帮的收敛和底鼓明显得到控制，见表1。
采取打帮、底脚锚索，提高了围岩的承载能力，有效控制了巷道两帮的破坏。改进的施工工艺简单，施工速度快，现场可操作性强。我们正在积极探索研究采用围岩注浆加固、打底板锚索工艺，提高围岩整体性，有效控制围岩松动圈的发展，控制底鼓量，巩固整体支护效果。
参考文献
[1]陈廷学, 钟传义.锚注支护技术在祁东煤矿软岩巷道修复中的应用[J].煤炭科学技术, 2003 (11) .
基于深部高瓦斯的软岩巷道技术研究 第11篇
【关键词】深部高瓦斯；软岩；巷道
1、引言
1.1研究背景与意义
合理的巷道布置方式和巷内支护是保证双“U”型通风方式下中间巷稳定的两个主要因素。长期以来，众多专家、学者对护巷煤柱宽度和煤柱稳定机理方面研究较多，而对两次采动高应力叠加后的重新演化规律、以及该动态效应对煤柱内巷道维护的作用规律研究较少。为此，本文针对此类条件，从改善巷道围岩应力环境入手，深入分析两侧采动高应力叠加后的动态效应以及其对外圈巷维护的影响规律，提出新型的回采巷道布置方法，并确定合理的煤柱宽度以及巷道支护技术、支护参数。
1.2主要研究内容
（1）提出新型回采巷道布置方法，建立上覆岩层弹塑性力学结构模型，分析该结构在巷道不同阶段的稳定性。
（2）采用数值模拟和理论分析的方法，研究分析两侧采动高应力演化过程中，煤柱稳定机理与巷道围岩变形破坏机理，开发煤柱内沿空巷道合理的支护技术和支护参数。
（3）现场工业性试验，实测巷道矿压显现规律，进一步完善理论分析，总结研究成果。
2、煤柱内沿空巷道上覆岩层结构及其稳定机理
从围岩力学性质和应力环境来分析，沿空巷道是一类特殊的回采巷道。工作面回采后采空区上覆岩层垮落，基本顶初次来压形成“O-X”破断，周期来压即基本顶周期破断后的岩块沿工作面走向方向形成砌体梁结构，在工作面端头破断形成弧形三角块。弧形三角块在煤壁内部断裂并以断裂线为轴旋转下沉，它的运动状态及稳定性直接影响下方煤体的应力分布和变形规律。
工业实践表明：沿空巷道在掘进影响阶段及掘后稳定阶段变形较小，受工作面采动影响后，巷道围岩活动剧烈，加上围岩松软破碎，造成工作面回采时巷道变形量很大。基本顶的稳定状况及位态直接影响沿空巷道围岩稳定状况。
3、煤柱内沿空掘巷围岩稳定性分析及煤柱合理宽度
对处于受采动影响后次生应力发育的应力环境中的沿空巷道，在采用合理的围岩控制技术的前提下，必须考虑巷道的布置，以避開深部强采动带来的高支承压力影响，合理的巷道布置，应使巷道处于较易维护的次生应力环境中。窄煤柱是综放沿空掘巷围岩的一个重要组成部分，其稳定性直接影响巷道整体稳定，因此，开展综放沿空掘巷的窄煤柱稳定性研究具有重要的意义。
根据实践中S1202工作面生产地质条件，S1201工作面运输巷和进风巷之间净煤柱宽度为45m，在此煤柱内沿S1201工作面采空区留窄煤柱掘进S1202瓦排巷，采用FLAC3D有限差分模拟分析窄煤柱稳定性。建立长×宽×高为210m×2000m×85m，模型上部边界施加压力使其等同于上覆岩层的重量，底边界垂直方向固定，左右边界水平方向固定。模型上部边界垂直应力按深度488m、容重25kN/m3考虑，为12.215MPa，最终建立模型如图所示。
4、高瓦斯厚煤层沿空掘巷围岩稳定控制分析
目前，深部巷道围岩控制主要是以锚杆支护为主的围岩加固技术，深部巷道围岩稳定的实现，对锚杆支护提出了以下要求：（1）具有较高的强度和延伸率，提高围岩的抗剪能力，避免顶底板高水平构造应力造成的剪破坏，同时能承受较大的拉力；（2）高预应力，预应力是锚杆支护区别与其它被动支护方式的关键，能提高巷道表面围压。
围压越大，岩石强度越高，在围岩破坏前，围压的增长对于岩石强度的增加并不明显，但围岩破坏后，岩石的残余强度对围压比较敏感，较小围压的增长亦能有效地提高围岩的残余强度，改善被锚固岩体的力学性能，从而有利于保持巷道围岩的稳定。
5、工业试验
S1202瓦排巷掘巷期间，围岩变形40天后趋于稳定，顶底板相对移进量为200mm，两帮相对移进量约230mm；S1202工作面回采期间，1#测站巷道两帮最大相对移近量为688mm，顶底板最大相对移近量为815mm，瓦排巷在S1202工作面前方150m变形开始增大，在工作面后方200m左右变形趋于稳定，在此过程中变形特征表现为缓慢变形、剧烈变形、快速变形和变形稳定四个阶段，巷道稳定后变形量在合理范围内，可以保证正常使用要求，说明此类巷道布置方法和支护技术及之后参数是科学、合理、可靠的。
6、总结
（1）建立了煤柱内沿空巷道上覆岩层结构弹塑性力学模型，分析了基本顶结构在巷道不同阶段的稳定性，揭示了基本顶三角块结构变形运动规律与巷道围岩稳定性的关系。
（2）揭示了煤柱内沿空巷道受相邻巷道掘进、两侧工作面采动时的应力场、位移场和塑性区演化规律，确定了新型巷道布置方法中合理的煤柱宽度。
（3）研究了煤柱内沿空巷道围岩稳定机理，开发了此类巷道围岩控制技术。
参考文献
[1]张铁岗.矿井瓦斯综合治理技术.煤炭工业出版社，2 0 0 7
工程软岩 第12篇
1 填方工程概况
该输气站站场位于四川省广元市郊区，属川东北典型红层分布区。站场拟占地近5hm2(74亩），场内拟建建筑荷载20kPa以内；平整场地长197m，宽194m，最大挖方高度约17.0m，最大填方高度约21.0m，设计填方量约1.7×106m3。
2 红层软岩的工程特性
由于填方高度大，范围广，设计前对红层软岩填料的工程特性进行了专门的调研和试验。
2.1 崩解性
红层软岩的崩解是由于内部矿物吸水膨胀，失水收缩造成的，红层软岩主要的矿物成分有伊利石、蒙脱石等黏土矿物，而蒙脱石是这些矿物中胀缩特点最为明显的一种矿物。而红层软岩填料是红层软岩破碎后的碎块石土，其崩解是指人工压实后粒间结构的抗水破坏能力。填料颗粒间的连结绝大部分为人工压实后的临时黏聚力，而由压实产生的临时黏聚力依靠颗粒表面水的表面张力而互相保持的一种临时结构，一旦接触了外界的水，在试样中就会出现多余的水分，颗粒表面的水膜变厚，表面张力不再对颗粒有约束能力，颗粒间的临时黏聚力迅速消失，造成了整个发生崩解。
2.2 水稳定性
为了研究水对红层软岩填料的影响，对细粒填料进行了不同压实度下的CBR试验。试验结果表明，随着压实度的增加，试样CBR强度呈现明显增加的趋势。浸水前后CBR值变化较大，其差值也随着压实度的增加而增大，87%压实度时CBR值降低了37%，95%压实度时差值达到53%，100%压实度时则达到85%，说明红层软岩填料的水稳定性较差，填筑密实度对含水量很敏感。
2.3 压实性
为确定最佳含水量和最大干密度，为填筑工程提供压密参考依据，本次选用GB 7960—87击实仪，操作依照GB/T50123—1999《土工试验方法标准》对在该工点取得的红层软岩填料做击实试验，试验结果表明：场地内红层软岩填料的最佳含水量和最大干密度分别为12.1%和18.2kN/m。红层软岩虽然矿物颗粒较细小，孔隙较小，但孔隙度较大，含水量也相对较高，广元分输站红层软岩的含水量在7%左右，孔隙度在H.23%左右，表明岩石内部的孔隙和裂隙是比较发育的，这些孔隙和裂隙控制了水侵入岩石内部的路径，这为水侵入岩石内部提供了良好的通道，成为岩石内部的薄弱部位。
2.4 填料的抗剪强度
对场地内红层泥岩<2mm粉碎样进行三轴固结不排水试验,试验结果表明：压实度为0.90时饱和试样的黏聚力c=13k Pa，内摩擦角φ=27°；最优含水量试样的黏聚力c=80k Pa，内摩擦角φ=27°。通过比较可以看出，饱和试样的黏聚力约为最优含水量试样的16%，降低84%；饱和试样与最优含水量试样的内摩擦角相近。说明含水量的变化对三轴固结不排水强度的粘聚力影响较大，而对内摩擦角影响相对较小。同时可以看出，含水量的变化对三轴固结不排水抗剪强度的影响较大，饱和试样的三轴强度比最优含水量试样的强度大幅度降低。
3 填筑工艺设计
考虑到实际场地条件和经济成本限制，填方拟就近采用挖方形成的红层软岩岩块作为填料。根据目前研究成果及工程经验，需要对其进行充分崩解后，采用合适碾压机械，通过严格控制分层厚度、碾压遍数、控制好填料含水量，才能实现充分压实，达到有效消除填方体病害的目的。
设计采用“预崩解—耙压—压实”的工艺进行填筑。
3.1 预崩解处理
具体方法是：将爆破出来的红层填料不加遮盖地裸露于大气、阳光和雨水中，在这些自然因素的作用下，红层(特别是未风化的一类岩层)迅速风化崩解，强度急剧降低，活性迅速消除。在崩解处理期间，晴天视气温情况宜每天在料场浇水一次(气温高)，或隔天浇水一次(气温低)，如果晴朗无雨天气连续超过两三天时，即应在料场浇水以加速红层的崩解和消除活性的过程。经崩解处理的红层填料可运往路堤填筑。判断红层是否已崩解的方法：粒径为50cm～70cm的大块红层，经崩解处理若干天后，表面已出现大量裂缝并有大部分碎块岩石崩解，以脚掌推动时，大岩块裂成碎块岩堆，即认为红层的崩解处理已完成。在工期允许条件下，预崩解处理时间应保证2个月以上。
3.2 耙压处理
通过预崩解处理后，将运至工点的红层软岩填料，用推土机推平，并借助推土机的履带将崩解不充分的粗颗粒压碎，再以推土机后挂的松土齿耙松，并耙出较大颗粒，再推、压碎大颗粒，如此反复多遍，直至颗粒粒径≤15cm为止。
整个工艺过程为：推平压碎-耙松选粗-再推平压碎，反复循环。
3.3 压实处理
1）红层软岩填料制备标准
施工前，应对拟采用的红层泥岩填料进行基本指标检验，对不符合要求的红层泥岩则应进行改良处理，直到满足要求为止。具体要求如下：填料粒径≤15cm、最大压实干密度≥2.0g/cm3、CBR≥5、软化系数≤0.4。含水量控制在7%～11%之间。
2）填筑体结构及压实标准
根据相关规范，结合类似场地工程实践经验，拟定如下：
表层1.0m连续级配碎石+粉质黏土(压实系数95%)+2.0m红层泥岩(压实系数95%)+红层泥岩(压实系数93%)。其中表层1.0m围内连续级配碎石要求粒径小于20mm,石土比3:7，材料可就地取用。
3）填筑施工工艺
大规模填筑施工前，应针对现场施工设备，选择某一区域进行填筑实验，以确定最终的合理施工参数和工艺流程。具体试验方案如下：
为了保证填筑的密实度，宜采用大吨位的振动式压路机械；如YZ18、徐工XS160、柳工YZ20T等。
试验区的位置可结合工程便利，就近选择。试验区面积应保证不小于30m×30m；试验施工前应按前述技术要求，对原地面进行清理。
建议试验松铺厚度范围25cm～50cm、试验填料含水量范围8%%～15%、试验碾压遍数4遍～12遍。
每次试验前后，取样测试，分析压实度。
经过多次试验、分析，最终确定出：特定压实机械、特定红层软岩填料条件下达到设计要求的最佳松铺厚度、最佳填料含水量和最佳碾压遍数。
旱季及旱雨交替季节，应分别通过对应的填筑实验确定最佳的施工工艺。
4 护坡设计
站场填方主要位于西南角和东南角，设计填方高度最大在21m左右。参照规范并结合工程经验考虑，填高12m以内，按坡比1:1.5设计；填高大于12m，分两级填筑，12m一级，上部坡比1:1.4，下部坡段坡高下部坡比1:1.5，中间设2.0m宽平台。考虑到原始地形坡度均在10°左右，出于安全考虑，在原地面后缘设锯齿状台阶，以增强填方体抗滑稳定性。
为有效排除填方体内地下水，增强坡体稳定性，填方体底部依据原始地形走势设支撑盲沟。盲沟深1m,底宽1.5m,两侧面坡1:0.25。沟体采用洁净块石、碎石、粗砂依次堆砌而成，外裹透水土工布。
参照《滑坡防治工程设计与施工技术规范》（DZ0219—2006），按潜在圆弧型滑动破坏模式验算稳定性，填方体边坡稳定性满足设计要求。
最后，为了有效防止工后雨水冲蚀，设置了相应的防护措施。填方体坡脚统一设C15细石混凝土护脚墙，墙高3m，埋入地下1m，面坡1:0.5，墙背直立；坡面设C15细石混凝土拱形骨架植草护坡，骨架净距宽×高：3m×4.5m。
5 结论与建议
通过施工期及工后观测表明：按上述设计完成施工后的填方坡体，经过3a暴雨的考验未出现明显的破坏性变形和沉降，设计和施工均取得了良好的效果。
通过本工程的成功实施，总结如下：
1）“预崩解―耙压―压实”的填筑工艺是适合红层软岩填料大规模填筑施工的一套科学有效的方法。通过事前应充分崩解、严格控制分层厚度、碾压遍数和填料含水量，能实现充分压实，达到有效消除填方体病害的目的。
2）红层软岩区高填方体内的排水措施能有效疏干坡内滞水，提高岩土抗剪强度，增强坡体稳定性。
3）必要的坡脚防护和坡面防护措施可以有效遏抑工后长期的雨水侵蚀，有利于填方体长期稳定。
参考文献
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