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软弱破碎围岩预应力锚注支护技术工程效果分析

来源:尚佳旅游分享网
第43卷第4期2020年4月煤炭与化工Coal and Chemical IndustryVol.43 No.4Apr. 2020采矿与井巷工程软弱破碎围岩预应力锚注支护技术工程效果分析于军利(沁和能源集团有限公司,山西 晋城048204)摘 要:针对端氏煤矿-320m开采水平中区专用回风巷围岩变形量大的问题,本文结合工况 条件设计采用预应力锚注支护,并对支护参数进行计算,对支护效果进行考察。结果表明,

试验巷道存在少许片帮与底鼓,需要保证两帮岩体部位锚杆的施工质量,保证支护弱势岩体

的强度;巷道围岩顶板与两帮变形得到很好的控制,支护效果显著。关键词:软弱破碎围岩;锚注支护;效果考察中图分类号:TD353

文献标识码:B 文章编号:2095-5979( 2020)04-0034-03Analysis of engineering effect of pre-stressed bolting support

technology for weak and broken surrounding rockYu Junli(Qinhe Energy Group Corporation Ltd., Jincheng 048204, China)Abstract: In view of the problem of large deformation of surrounding rock in the dedicated air return roadway in the

mid-level of the 320 m mining level in Duanshi 1 Mine, pre—stressed anchor based on working conditions and grouting support were combined, the support parameters were calculated, with investigation of the efliect. The results showed that

there were a few ledges and bottom drums in the test roadway. It was necessary to ensure the construction quality of the bolts

in the two sides of rock mass with remarkable protective effect.Key words: weak and broken surrounding rock; anchor—grouting support; investigation effect1 工程概况端氏煤矿井田内,含煤地层主要为二迭系下统

2试验段支护设计2.1矿井巷道支护基本情况山西组、石炭系上统太原组、上统上石盒子组以及 端氏煤矿的开采水平主要有3个,此次支护设 计的对象为-320 m水平。由于矿压显现剧烈,现

-320 m水平巷道破坏严重,其中中区专用回风巷 发生了浆体开裂及严重底鼓现象,平均每年要进行

下石盒子组。经探测得到含煤岩系的总厚度约900

m,其中含煤岩层数达到44层,总厚度30.72 ~

42.21 m,含煤系数在3.4% ~ 4.7%o 丁、戊、己3

组主要的可采煤组总厚度约为13.74 m,可采性指

1 - 2次的重修。(1 ) -320 m中区集中轨道下山车场,巷道维 修完毕,但两帮的刷直工作并未完成,应再次进行

修刷,同时要将轨道重新调平顺。(2)其余维修巷道,巷道两帮出现较为严重

数为0.55 ~ 1.0,属中低灰特低硫优质烟煤,煤层

结构较为简单。该井田内煤层倾角0~35。,埋深

在450-1 100 m,大体表现为一东北倾向的单斜构 造。岩层成分大体为泥岩、砂质泥岩,受高强地

压影响导致裂隙高度发育,岩层硬度较低、破碎 程度大。的开裂、片落、底鼓现象,需再次进行较大量的维 修工作。责任编辑:高小青 DOI: 10.19286/j.cnki.cci.2020.04.010作者简介:于军利(1983—),男,山西沁水人,工程师。引用格式:于军利.软弱破碎围岩预应力锚注支护技术工程效果分析[J].煤炭与化工,2020 , 43(4): 34-36.34于军利:软弱破碎围岩预应力锚注支护技术工程效果分析2010年之前,该矿的巷道支护手段为不封闭 形U型钢支架(U36),但支护效果较差,片帮及

底鼓现象严重,平均每年需完成2~3次扩帮工作。2.2支护施工设计2.2.1 试验锚杆参数锚杆类型预应力注浆锚杆锚杆直径/mm25锚杆长度mm 2 200滚压螺纹长/mm

1500螺距/mm12.7屈服强度/kN 150抗拉强度/kN220巷道支护如图1所示。2.2.2 安装应力测试测试步骤:在进行锚杆正常安装工作的同时,

将锚杆测力表置于螺母与托盘之间,得到锚杆测力

表及扭矩的记录读数。锚杆机安装后即时载荷为8.5 t,锚杆机、锚杆 分离之后的稳定载荷为7.61,安装眈为280 N • m。 2.3锚杆施工工艺在进行预应力锚注施工时,主要遵循5个步 骤:①施工准备工作,主要包括拉拔实验、钻孔录 像观测和巷道表面刷至设计尺寸等;②高预应力锚

杆(网)索和注浆锚杆的施工;③喷射薄层混凝土

进行堵漏工作;④进行注浆;⑤底板混凝土的浇 筑。具体方式为:(1)钻孔的施工。①钻孔直径:28 mm0②钻孔深度:确保锚

杆的有效长度达到30 mm。③钻孔角度:钻孔角度 按实际设计图为准。④钻孔施工:钻机按钻孔深 度、角度要求进行操作;对孔底施工时,将钻杆上

2020年第4期下移动,之后进行钻孔冲洗。(2) 布置金属网。金属网选取直径超过6 mm的钢筋制成的经纬

平网,规格 2 000 mm x 1 000 mm,网格 60 mm x 60

mm,搭接长度约为100 - 200 mm,相邻两块网通

过14号铁丝进行连接,在进行连接点的布置时力

求均匀,间隔距离为0.2 m。(3) 高强高预应力注浆锚杆安装。①^杆组装:把减阻垫圈、托盘等组件按照先

后次序穿进锚杆。②装树脂:将2卷型号为

CK2335的树脂锚固剂通过锚杆推进钻孔内,保证 用力时的持续、均匀,避免树脂锚固剂受到穿刺破

坏。③钻机推树脂锚固剂:将锚杆接入到钻机后, 通过钻机把锚固剂送到钻孔深处,宜到顶不动为

止。④搅拌锚固剂:启动钻机来对锚固剂进行搅

拌,并将钻机推力调到最大值,保证搅拌时间为

15-20 so⑤托盘与顶板间隙:完成锚固剂的搅拌

后,确保顶板与托盘之间有5 ~ 10 mm的空隙。⑥ 打开阻尼:完成锚固剂的搅拌工作后,需等待 30 ~ 60s,启动锚杆钻机并打开螺母阻尼,用锚杆 机把螺母拧紧,此过程中钻机只旋转而不推进。⑦

提高安装应力:通过将锚杆钻机连接到扭矩放大

器上来实现螺母的进一步拧紧,确保安装应力能 够达到8t。锚杆的施工顺序为由外向里、先顶板 后两帮。3支护效果观测3.1巷道支护效果的观测矿压观测的目的在于对巷道围岩动态及其矿压 显现规律进行观测,以便对支护设计、施工工艺的

合理性进行检验,从而科学、合理的对围岩控制方

送、优化设计方案进行确定。主要从2方面进行巷 道矿压的观测工作。(1) 微观观测。在进行观测时,需要对表面位移量、支护受力

进行观测。表面位移量主要为顶、底板移近量、巷 道底鼓量以及两帮移近量,支护受力观测的对象为

支架的受力、位移。(2) 宏观观测。在进行观测时,需完成对施工工艺变化、巷道

支护状况、围岩状态以及工程质量等几方面的观测

工作。3.2观测点的布置巷道拱顶下沉及水平收敛等是围岩动态变化的

显著体现,在对围岩稳定性进行判定时,主要进行

352020年第4期煤炭与化工第43卷两者的现场测量。观测点的布置方式包括随机布点 使用,进而验证了预应力锚注支护的合理性和

和均匀布点,相隔30 ~ 50 m均匀对观测点进行布 置。采区随机布点方式时需考虑巷道的具体条件,

同时对观测点的布置密度进行计算。优越性,为类似矿井条件下支护方式的选取提

供依据。3.3试验巷道观测结果及其分析在预应力锚注支护试验段巷道,选取具有代表

4结论(1) 从现场情况和观测结果来看,有少许 片帮与底鼓出现,这主要是因为巷道两帮及底部

的岩体强度较低,承受压力较大,在顶板与两帮

性的部分观测断面的顶底位移演化规律、两帮位移

演化规律,如图2~图3所示。4 3904 380支护强度加大之后,巷道顶板压力通过煤壁传递 到两帮岩体,导致应力在底部以及两帮集中释 放,从而导致变形严重,因此,必须保证两帮岩

4 3704 3604 3502014/5/6 2014/5/26 2014/6/15 2014/7/5 2014/7/25 2014/8/14 2014/9/3 2014/9/23

体部位锚杆的施工质量,保证了支护弱势岩体的 强度。观测时间/d图2观测点顶板下移距离演化曲线(2) 采用预应力锚注支护软岩巷道,巷道

围岩顶板与两帮变形得到很好地控制,支护效

Fig. 2 Evolution curve of roof moving distance of observation point439O

果显著,顶板及两帮整体性与稳定性变好,支

护系统发挥了各自的优势,得到了预期的支护

效果。4 3804 3704 3604 3502014/5/6 2014/5/26 2014/6/15 2014/7/5 2014/7/25 201478/14 2014/9/3 2014/9/23

观测时间/d

参考文献:[1] 宗义江,韩立军,部建明.极破碎软岩巷道失稳机理与动态 迭加耦合支护技术研究[J].采矿与安全工程学报.2013(3):

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李云,韩立军,孙昌兴.大松动圈破碎围岩二次注浆加固 试验研究[J].煤炭科学技术.2012 (12): 12 - 15.图3观测点两帮移入距离演化曲线Fig. 3 Evolution curve of two sides moving distance

of observation point王金华.全煤巷道锚杆锚索联合支护机理与效果分析[J].煤 炭学报.2012 (1): 82-85.

根据上述观测点的顶底板距离演化曲线与两

[4] [5]

田洪铭,陈卫忠.高地应力软岩隧道合理支护方案研究[J ]. 岩石力学与工程学报.2011 (11): 89-92.周毅,李术才,李利平.地层条件对超大断面隧道软弱破

帮距离演化曲线可以得出,经过预应力锚注支护

的软弱破碎围岩巷道,顶底板距离变大,两帮距

碎围岩施工影响过程规律的数值模拟分析[J ].岩土力学.

离也逐渐增加,在整个观测过程中,巷道变形

量越来越小并且趋于稳定,保证了巷道的正常

2011 (S2): 192 - 19&36

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