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深井厚冲积层软岩巷道硐室加固技术研究

2011-03-08乔卫国吕言新林登阁

采矿与岩层控制工程学报 2011年5期
关键词:软岩深井轴力

乔卫国,吕言新,林登阁,李 睿

(1.山东科技大学,山东青岛 266510;2.山东省土木工程防灾减灾重点实验室,山东青岛 266510)

深井厚冲积层软岩巷道硐室加固技术研究

乔卫国1,2,吕言新1,2,林登阁1,2,李 睿1,2

(1.山东科技大学,山东青岛 266510;2.山东省土木工程防灾减灾重点实验室,山东青岛 266510)

深井厚冲积层软岩巷道支护的出发点主要在于采用性能良好的锚固支护技术 (高强度、高刚度、高预应力锚杆与锚索)进行及时支护,利用锚注支护技术提高围岩的整体性,为锚固性能的发挥奠定了基础。在赵楼煤矿不同类型巷道、硐室中,采用高强度高刚度高预应力锚网喷索和锚注为基础的支护体系,组成了“三高一及时”支护结构,在断面较大或极软弱部位辅以让压、局部关键部位加固等其他支护措施,获得了极好的稳定控制效果。

硐室;加固技术;厚冲积层;深井;软岩;围岩

巷道的安全稳定与埋深有密切的关系,深井开采最突出问题是地压大、地温高。深井软岩巷道围岩大变形稳定控制理论和实践表明,针对软弱膨胀性围岩,必须采取可靠有效的支护与施工技术,以保证正常掘进施工,并保证硐室与巷道的长期稳定。深井厚冲击层软岩巷道硐室支护的出发点主要在于采用性能良好的锚固支护技术 (高强度、高刚度、高预应力锚杆与锚索)进行及时支护,利用锚注支护技术提高围岩的整体性,充分发挥锚固技术的优越性,满足高应力条件下巷道围岩大变形稳定控制的要求。

1 工程概况

赵楼煤矿位于巨野煤田的中部,是目前国内新建矿井第一水平开采较深的矿井之一。主井井筒净直径7.0m,装备2套22t箕斗;副井井筒净直径7.2m,装备2套提升设备,1.5t双层罐笼;风井井筒净直径6.5m,装备梯子间及防火灌浆管路。

赵楼矿井属深井开采,含水层多,煤层顶、底板多为粉砂岩、页岩、泥岩。由于井底车场及其巷道布置在煤层底板泥岩中,岩性松软。因此,解决赵楼煤矿大埋深软岩巷道的支护问题具有非常重要的现实意义。

2 清理撒煤硐室支护设计

2.1 硐室支护机理

先柔后刚,适度的让、有力的抗的原则允许围岩有一定的变形,释放部分变形能,然后进行加固,可以充分发挥围岩的自载能力,从而提高硐室及其围岩的整体稳定性。

锚注支护将锚喷支护与注浆加固技术结合起来,对破碎围岩进行主动加固与支护,改善围岩岩性和应力分布,发挥注浆围岩的自承载能力,从而为深部破碎围岩提供变形性能好、高抗力的结构性约束,大幅度提高围岩稳定性,使硐室围岩的变形得到有效控制,保证硐室的整体稳定。

2.2 硐室支护方案

赵楼煤矿井底清理撒煤硐室采用高强度高刚度高预应力锚网喷索和锚注为基础的支护体系,一次支护采用扩大断面锚网索喷支护,二次支护以注浆锚杆进行锚注加固。

2.2.1 硐室一次支护方案

硐室一次支护参数 高强让压锚杆φ22mm× 2200mm,间排距800mm×800mm;初喷混凝土等级C20,厚50mm;金属网全断面铺设,φ6mm冷拔丝焊接,网格100mm×100mm;复喷混凝土,厚50mm;底板锚杆φ22mm×1600mm,每断面3根均布,排距1600mm;注浆锚杆φ25mm×2000mm,间排距1600mm×1600mm,底板注浆锚杆每断面2根,排距1600mm,与高强锚杆隔排布置;槽钢底梁,16号槽钢,排距1600mm。

硐室一次支护施工工艺 扩大断面,巷道每侧扩大100mm,拱顶扩大100mm;初喷混凝土厚度50mm,以封闭围岩;待挂网后再喷50mm厚混凝土;底板稳定无底鼓倾向时,底板不做处理;底板不稳定有底鼓倾向时,采用16号槽钢、锚杆注浆加固;底板注浆参数为单液水泥浆,水泥采用42.5号普通硅酸盐水泥,水灰比0.6,掺加水泥重量1.5%的UNF-4高效早强减水剂,注浆压力2MPa,瞬时注浆压力<4MPa。

2.2.2 硐室二次支护

注浆锚杆 采用无缝钢管制作 (1-1断面规格φ25mm×2000mm,2-2断面规格 φ25mm× 2500mm),锚杆端部扭成S状,安装时用1块树脂锚固剂锚固,锚杆间排距1600mm×1600mm;锚杆托盘采用热轧扁钢B=150mm,δ=10mm。

注浆参数 采用单液水泥浆,水泥采用42.5号普通硅酸盐水泥,水灰比 0.6,掺水泥重量1.5%的UNF-4高效早强减水剂;注浆压力2MPa,瞬时压力<4MPa。

清理撒煤硐室通过二次支护后,1-1断面和2-2断面支护结构如图1和图2所示。

3 一采轨道下山等巷道加固技术方案

一采轨道下山、胶带下山及三中车场等巷道原采用锚喷支护,由于受岩性等地质条件的影响,巷道施工后出现了喷层开裂、水沟内挤、底鼓等现象,急需进行加固处理。

3.1 巷道具体破坏情况

(1)一采胶带下山 1304运巷给煤机硐室上方20m到其下方5m左右位置,共44m水沟侧出现底鼓和水沟变形;水沟变形为受挤压变形,沿水沟外侧与墙体形成裂缝。

(2)一采轨道下山 一采轨道下山从三中车场开口上方约20m处向下,连续出现顶部和两肩窝位置开裂、局部喷浆层脱落,水沟外侧与墙体离层,部分变形。

(3)三中车场 三中车场断面扩大段中部向里到1304运巷三岔口位置,水沟变形,局部底鼓,顶板和肩窝部位开裂。

(4)1304运巷给煤机硐室 硐室顶部靠下方(南侧)混凝土梁下部出现约200mm长混凝土脱落,露筋,梁与端墙间靠近端墙500mm处西侧出现约0.5m×3m长的混凝土保护层脱落,露筋。

图1 硐室1-1断面支护结构

图2 硐室2-2断面支护结构

3.2 加固技术方案

(1)对一采轨道下山、一采胶带下山及一采三中车场等巷道采用喷射混凝土复喷、注浆锚杆锚注加固方案。

(2)1304运巷给煤机硐室采用钢梁挂网喷混凝土加固。

巷道支护结构如图3所示。

图3 巷道锚注加固结构

3.3 支护材料及参数

(1)注浆锚杆 注浆锚杆采用φ20mm无缝钢管制作,长 2000mm,锚杆间排距 1600mm× 1600mm,两墙角锚杆自底板200mm起布孔。

(2)喷射混凝土 对巷道混凝土喷层开裂露筋部位,喷厚40~50mm。

(3)注浆材料 采用单液水泥浆注浆:水泥选用32.5号普通硅酸盐水泥,水灰比0.6,添加1.0%的减水剂,可选用FDN型高效早强减水剂。注浆压力一般为1.5MPa,最大注浆压力2.0MPa。

注浆时采用自下而上,左右顺序作业的方式,每断面内锚杆自下而上先注底角,再注两帮,最后注拱顶锚杆。

注浆泵可选用QB-15型便携式注浆泵。注浆管路采用φ25mm高压胶管,应保证管路连接安全、快速、可靠。

4 4号交岔点断面矿压观测结果与分析

4.1 巷道表面收敛变形量测数据分析

表面收敛变形测量最为直观的反映出支护效果,为合理设计支护方案和选择最佳的支护形式和参数提供依据。现场选取4号交岔点断面作为测试点,巷道两帮和顶板的位移收敛值及增量如图4。

从图4中实测曲线可看出,两帮和顶部位移收敛值急剧增长阶段出现在开挖后的1~5d,该阶段的位移收敛量增长较快;位移收敛值稳定增长阶段大约在5~40d,变形速率有所减缓,说明了锚网喷支护有效地阻止了初期过大变形;趋于稳定阶段为开挖后30d进行二次锚注加固,巷道位移收敛曲线趋于稳定,围岩变形速率明显降低,巷道的变形量大幅减少,说明锚注加固提高了围岩承载能力。

图4 巷道两帮和顶板收敛变形曲线

4.2 锚杆轴力测量结果及分析

锚杆轴向载荷监测目的是了解锚杆轴向力的大小,以检测其与围岩变形的匹配情况。4号交岔点断面两帮、两肩和拱顶锚杆轴力曲线如图5所示。

图5 锚杆轴力曲线

从图5可知,支护初期喷混凝土还未能充分发挥作用,大部分的支护阻力依靠锚杆来承担,锚杆轴力绝大部分是在初期支护形成的;锚杆安装后便产生了较大的轴力,说明了锚杆支护的有效性;在支护初期,交岔点的两帮、两肩及顶部的锚杆轴向力比较均匀且稳定增长;锚杆安装30d后两帮和两肩的轴力增长较快,但幅度不大,顶部锚杆轴力趋于稳定;随着锚注施工的进行,以及注浆固结体强度的不断增加,两帮和两肩锚杆的轴力变化平缓,说明锚注施工使锚杆轴力从较快的增长速度逐渐转变为较慢的增长速度,最后达到基本稳定。

4.3 测力锚杆测量结果及分析

采用测力锚杆对锚杆支护体受力状态进行测试,对锚杆体不同部位进行应力测试,为优化锚杆支护参数提供科学依据。两帮和顶部锚杆沿长度受力如图6、图7所示。

从图6和图7可知,锚杆沿长度都受到较大的轴力,随着深度的增加,锚杆受力也随之增大,锚杆埋深大于1.6m,锚杆轴力趋于稳定,可见采用2.2m的高强让压可变性锚杆能够组成具有一定承载力的承载圈,达到了限制围岩位移的作用。

图6 两帮锚杆轴力分布

图7 顶部锚杆轴力分布

4.4 观测结论

现场对4号交叉点巷道收敛变形和锚杆轴力实际测量,得到以下结论:

(1)锚注支护在深井软岩稳定性控制中具有明显的优越性,能够有效地控制巷道和硐室的稳定性,提高围岩的承载能力,减小围岩的变形量,围岩变形速率和变形量逐渐收敛,趋于稳定。

(2)深井软岩的流变性大,收敛时间比较长,从开挖后开始变形到趋于稳定需要近2个月以上的时间,这是深埋巷道围岩变形的主要特点之一。

5 结论

高强度、高刚度、高预应力锚网喷索和锚注为基础的支护体系可形成可靠的多层组合拱结构,发挥深井高应力软岩在有效锚固和注浆条件下具有的应力强化性能,保证支护结构的长期稳定。对特大断面和稳定性较差巷道可采用预应力锚索进行补强加固,改善支护结构的承载性能。从而形成“三高一及时”支护技术,均取得了较好的稳定控制效果,获得了较好的技术与经济效益。

[1]林登阁,韩立军.巷道底鼓机理及防治研究[J].建井技术,1997(6):22-26.

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[11]魏明俐.深部软岩巷道围岩稳定性分析与控制技术研究[D].青岛:山东科技大学,2010.

Reinforcement Technology of Cavern in Soft Roadway in Deep Thick Alluvium

QIAOWei-guo1,2,LV Yan-xin1,2,LIN Deng-ge1,2,LIRui1,2

(1.Shandong University of Science&Technology,Qingdao 266510,China; 2.Shandong Provincial Key Laboratory of Disaster Prevention&Reduction in Civil Engineering,Qingdao 266510,China)

The key to supporting soft rock roadway in deep thick alluvium is supporting timely with anchored supporting technology (anchored bolt and rope with high strength,high rigidity and high pre-stress)and applying grunting technology to improving integrity of surrounding rock"3-high"and timely supporting structure was used in different roadways and caverns and other supportingmeasures including yielding at large section or extremely-soft place and reinforcement at local key points in Zhaolou Colliery Application showed that the structuremade excellent stability control effect.

cavern;reinforcement technology;thick alluvium;deep mine;soft rock;surrounding rock

TD353

A

1006-6225(2011)05-0043-04

2011-06-30

教育部新世纪优秀人才支持计划资助项目 (NCET-07-0519);教育部长江学者和创新团队发展计划资助项目 (IRT0843);山东科技大学研究生科技创新基金项目 (YCA100322)

乔卫国 (1963-),男,山东荣成人,教授,博导,主要从事岩体加固理论与应用技术的教学、科研工作。

[责任编辑:姜鹏飞]

应用基础

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