174-辛置矿软岩大巷破坏原因分析及加固对策
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井巷工程软岩巷道二次加固支护技术摘要泉店煤矿-540m东翼轨道大巷属于典型断层构造带高应力软岩巷道,围岩较为破碎,裂隙发育,应力集中程度较高。
巷道易陷入“前掘后修”的恶性循环,通过采用二次加固支护技术进行围岩加固,有效地抑制了新掘进巷道围岩的离层及变形,取得了良好的支护效果。
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Φ20mm×L2400mm左旋无纵筋螺纹钢,锚杆间排距为700mm×700mm;同时,在巷道拱部布置5根Φ18.9mm×L8000mm的锚索进行加强支护,锚索间排距为1400mm×1400mm。
喷砼厚度为120mm。
金属网片为Φ6mm钢筋加工的100mm×100mm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。
千米深井软岩巷道破坏机理及支护技术研究本文以《千米深井软岩巷道破坏机理及支护技术研究》为题旨,针对千米深井软岩巷道施工中破坏机理及技术研究进行深入分析,从而探讨支护技术的思路,丰富和完善千米深井软岩巷道支护施工技术。
千米深井软岩巷道施工是当今经济发展的重要部分,由于软岩中存在大量的裂隙和疏松的特性,施工中容易出现破坏。
因此,开展千米深井软岩巷道破坏机理及支护技术研究,既可以有效防止施工中出现破坏,又可以为施工后的支护技术提供参考。
首先,要了解千米深井软岩巷道施工中破坏机理。
千米深井软岩巷道施工中的岩体破坏机理主要有裂缝的扩大、裂缝的消失、岩体的崩落、破碎和蜂窝状破坏等。
岩体裂缝的扩大是由于施工时岩体受到外力的作用,而引起的,裂缝的消失是指受到破坏力的冲击,裂缝中的积水蒸发而消失,岩体的崩落是指巷道施工中受到力的冲击,岩石由于结构损坏而崩落,破碎是指施工时施加的冲击力太大,形成破碎,蜂窝状破坏是指施工时施加的冲击力导致岩石由拉断而变形,出现孔洞。
然后,探讨支护技术的策略。
千米深井软岩巷道的支护技术主要分为外支护技术、内支护技术、水平支护技术和混凝土支护技术。
外支护技术是指在施工时采用外部支护设施,以防止受到外力的作用而产生破坏;内支护技术是指在施工时采用内部支护设施,以防止岩体受到外力作用;水平支护技术是指在施工时采用水平支护设施,以防止施工中出现水平破坏;混凝土支护技术则是指在施工时采用混凝土,以加固岩体结构,防止施工中发生崩落等破坏。
最后,要对施工工艺进行优化。
千米深井软岩巷道施工工艺优化是防止施工中出现破坏的关键步骤,包括使用更大的岩削工具和更大的力量,使用超大钻头和抗冲击技术,进行断面缩小,采用支护单元施工,采用步进发掘工艺,加强安全管控,在施工现场控制地表压力,建立安全措施,等等。
综上所述,千米深井软岩巷道施工中的破坏机理很多,而这些破坏机理可以通过正确的施工技术和支护技术来防止。
施工工艺的优化也可以有效地防止施工中出现破坏。
软岩巷道破坏机理分析及双锚联合支护技术作者:刘锡同来源:《科技视界》 2013年第20期刘锡同(山东兴杨矿业有限责任公司,山东肥城 272622)【摘要】基于围岩遇水软化、破碎地质条件,本文提出了锚网(双层)索梁+木点柱支护方案,巷道支护效果良好。
【关键词】软岩巷道;锚杆联合支护;应用3101工作面轨道顺槽,正常条件下顶板为坚硬的岩浆岩,硬度系数f=11,煤层厚度1.4~3.1m。
巷道设计荒宽×荒高=4.2×3.2m,净宽×净高=4.0×3.1m,施工至T19点前30m处时,顶板出现淋水,岩浆岩硬度遇水发生变化,岩浆岩破碎、变软,发生片帮,锚杆、锚索孔内细小岩浆岩颗粒随水流冲出。
根据现场打注锚索发现,6米范围内岩性均为遇水易变软的岩浆岩,至8m时见粉砂岩,强度略低于岩浆岩。
根据顶板离层测试仪的观测记录,发现顶板在一天内下沉量达到5mm,通过测中线发现右帮移近6mm,原有的支护方式已不能有效的控制顶板及两帮。
1 破坏机理分析1.1 重力应力场压力大3101轨道顺槽垂深为-595m,地压作用在支护结构上的载荷大,超过支护结构屈服强度后,造成巷道支护结构的破坏。
1.2 围岩力学性能较差巷道顶板为变质岩浆岩,普氏硬度系数f=2~4,硬度较小,且层理发育,风化速度快,自稳性差,使巷道来压时间间隔较短,不能满足掘进施工的安全需要。
1.3 水的因素巷道顶板有淋水现象,水的浸蚀使顶板岩石软化、膨胀,巷道收缩现象明显。
1.4 支护方式选择不当围岩应力超过传统锚网支护的强度,巷道断面变化较快,单根锚杆锚固端为软岩,锚固力不足,预紧力较低,起不到维护巷道的目的。
2 支护设计2.1 3101轨道顺槽过软岩段煤层顶板情况3101轨道顺槽揭露煤层厚度为1.4m~3.1m,通过巷道揭露和打顶板孔得知,煤层顶板是岩浆岩、粉砂岩,通过打注锚索发现煤层顶板8m位置处存在一处软弱夹层。
2.2 原有的支护方案顶板支护方式为锚网索支护,顶板锚索间排距为1.8×2.7m,锚索采用Φ17.8×6.3m钢绞线,锚杆间排距为800×900mm,锚杆采用Φ20×2400mm左旋无纵筋高强预应力锚杆,金属网采用Φ6金属焊接网,1400×1000mm;帮部支护方式为锚网(双层)索+w钢带支护,锚杆间排距为700×900mm,锚杆采用Φ20×2400mm等强锚杆,w钢带为wx135-3.0型。