◎韓 超 張 朋
深部高應(yīng)力大斷面硐室支護(hù)技術(shù)研究
◎韓 超 張 朋
針對(duì)鄭煤集團(tuán)白坪煤礦深部開采水平13采區(qū)膠帶機(jī)頭硐室變形破壞特征,為控制圍巖變形量及保證生產(chǎn)安全,通過對(duì)硐室原有錨網(wǎng)噴支護(hù)破壞進(jìn)行分析,得出圍巖失穩(wěn)的主要原因,并根據(jù)硐室的破壞情況,提出了二次錨網(wǎng)索協(xié)同穩(wěn)定性支護(hù)技術(shù),有效地控制了該礦深部硐室圍巖變形。
煤礦采區(qū)核心硐室如膠帶機(jī)頭硐室﹑絞車硐室等擔(dān)負(fù)著整個(gè)采區(qū)的運(yùn)料﹑出煤任務(wù),其維護(hù)狀況的好壞將直接影響礦井正常生產(chǎn)。由于煤礦開采深度逐漸加大,巷道圍巖地質(zhì)力學(xué)環(huán)境發(fā)生改變,原有的單一支護(hù)形式已不能有效控制巷道圍巖變形,該類硐室常規(guī)采用“架棚+噴漿+注漿+錨索”及“錨網(wǎng)噴+錨索”兩種支護(hù)形式。本文針對(duì)白坪煤礦13采區(qū)膠帶機(jī)頭硐室實(shí)際地質(zhì)采礦條件,提出二次錨網(wǎng)索協(xié)同穩(wěn)定性支護(hù)技術(shù),并達(dá)到了預(yù)期效果。
13采區(qū)膠帶機(jī)頭硐室位于13采區(qū)膠帶上山上部,采用錨網(wǎng)噴支護(hù),巷道埋深約690m,該硐室施工層位為二1煤層上部砂質(zhì)泥巖,并伴有大量的細(xì)砂巖條帶,與砂質(zhì)泥巖呈互層狀,此類圍巖強(qiáng)度較低,在高地應(yīng)力作用下硐室產(chǎn)生了嚴(yán)重變形,現(xiàn)硐室多處漿皮離層﹑開裂,頂?shù)装逑鄬?duì)位移量達(dá)到1550mm,兩幫相對(duì)位移量達(dá)到1500mm。
根據(jù)13采區(qū)膠帶機(jī)頭硐室圍巖地質(zhì)條件﹑現(xiàn)有支護(hù)形式及破壞特征分析,造成該硐室變形主要因素有以下幾個(gè)方面:
硐室圍巖巖性差
根據(jù)硐室掘進(jìn)過程中揭露巖層狀況可知,硐室圍巖以砂質(zhì)泥巖為主,層間含細(xì)砂巖條帶,節(jié)理裂隙較為發(fā)育。根據(jù)該區(qū)域地質(zhì)資料顯示,巷道埋深在690m左右,若上覆巖層平均容重按2500kg/m3計(jì)算,則理論上巷道所處位置垂直應(yīng)力水平達(dá)到17.3MPa,巷道圍巖易發(fā)生塑性變形。
原有支護(hù)設(shè)計(jì)不合理
巷道原支護(hù)設(shè)計(jì)中僅對(duì)拱部采用錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù),而兩幫未布置錨索,底板未進(jìn)行支護(hù),未充分考慮支護(hù)結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性對(duì)圍巖變形的影響,導(dǎo)致硐室底板及兩幫成為支護(hù)承載結(jié)構(gòu)失穩(wěn)破壞的突破口。
無控底措施
硐室底板未采取控底措施,不僅硐室底鼓嚴(yán)重,同時(shí),底臌還促進(jìn)兩幫內(nèi)移,兩幫內(nèi)移加速底臌,形成惡性循環(huán),若不采取措施,最終會(huì)導(dǎo)致硐室圍巖承載結(jié)構(gòu)失穩(wěn)破壞。
支護(hù)方案
硐室加固技術(shù)核心如下:巷道擴(kuò)修后,首先進(jìn)行一次錨網(wǎng)支護(hù),之后采取二次錨網(wǎng)支護(hù)加固技術(shù),并針對(duì)支護(hù)承載結(jié)構(gòu)的薄弱部位,采用錨索對(duì)錨網(wǎng)支護(hù)形成的承載結(jié)構(gòu)進(jìn)行結(jié)構(gòu)補(bǔ)償,提高支護(hù)承載結(jié)構(gòu)的整體承載能力及其結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性。同時(shí)對(duì)底板實(shí)施高強(qiáng)穩(wěn)定型錨網(wǎng)索支護(hù),保證底板的長(zhǎng)期穩(wěn)定。
幫、頂支護(hù)
一次支護(hù):采用錨網(wǎng)噴支護(hù),頂板和幫部錨桿均采用Φ20×2400mm左旋無縱筋錨桿,間排距800×800mm,每根錨桿采用一支Z2350型中速錨固劑和一支K2350型快速錨固劑進(jìn)行錨固,每排錨桿均配合鋼筋梯子梁進(jìn)行支護(hù),錨桿安裝預(yù)緊力矩≥260N.m。護(hù)表構(gòu)件:鋼筋網(wǎng)規(guī)格為Φ6×1000×2000mm,網(wǎng)格80×80mm,搭接100mm,由Φ6mm鋼筋焊接而成,鋼筋梯子梁由Φ14mm圓鋼焊接而成,沿巷道周向布置,錨桿托盤為10×150×150mm鼓形托盤。一次錨網(wǎng)支護(hù)后對(duì)圍巖表面實(shí)施噴漿,噴層厚度為30mm。一次支護(hù)斷面圖如圖1所示。
圖1 一次支護(hù)斷面圖
注漿:注漿管采用直徑25mm的一般焊接管加工,一端扯絲,另一端自端頭開始打7個(gè)Φ10mm小孔(小孔在管壁環(huán)繞中心成螺旋狀均勻布置,小孔間距150mm),長(zhǎng)度1.2m,安裝后外露長(zhǎng)度100~150mm。注漿材料為水泥漿,水泥采用PC42.5標(biāo)號(hào)普通硅酸鹽水泥,水灰比為1:0.7~1:0.8(重量比)。注漿管間排距2.4m×2.4m,注漿順序?yàn)橛上孪蛏?,注漿時(shí)壓力由小到大逐步進(jìn)行,最終注漿壓力控制在2~4MPa,以注實(shí)為準(zhǔn)。
二次支護(hù):在一次錨網(wǎng)噴支護(hù)基礎(chǔ)上,實(shí)行二次錨網(wǎng)支護(hù),二次錨網(wǎng)支護(hù)采用兩種斷面,斷面A和斷面B相間布置,斷面間距800mm,錨桿均采用Φ20×3000mm左旋無縱筋錨桿,考慮到硐室跨度達(dá)到8m以上,結(jié)構(gòu)補(bǔ)償錨索采用Φ17.8×10000mm 1860鋼絞線并配合W鋼帶進(jìn)行支護(hù),每根錨索采用一支Z2350型中速錨固劑和兩支K2350型快速錨固劑進(jìn)行錨固,預(yù)緊力≥100KN。W鋼帶長(zhǎng)度3200mm且均沿巷道軸向布置,其余支護(hù)參數(shù)與構(gòu)件參數(shù)與一次支護(hù)相同。二次支護(hù)斷面圖如圖2所示。
圖2 二次支護(hù)斷面圖
二次支護(hù)時(shí)機(jī):現(xiàn)研究表明,二次支護(hù)應(yīng)在一次支護(hù)完成后且圍巖應(yīng)力得到一定程度的釋放并趨于穩(wěn)定時(shí)進(jìn)行,避開圍巖活動(dòng)劇烈期。通過礦壓觀測(cè)手段,同時(shí)根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)施工反饋的信息,巷道在一次支護(hù)施工30d左右后圍巖趨于穩(wěn)定,之后再進(jìn)行二次支護(hù)。
底板支護(hù)
施工底板錨索時(shí),首先澆筑60mm混凝土。硐室底板錨桿采用Φ20×3000mm左旋無縱筋錨桿,錨索采用Φ17.8×6000mm1860鋼絞線,錨桿(索)間排距1100×1200mm;皮帶基礎(chǔ)內(nèi)壁采用Φ20×2500mm左旋無縱筋錨桿,間排距900×1200mm,底板錨索采用Φ17.8×5000mm1860鋼絞線,間排距1100×1200mm。錨桿(索)托梁采用400mm18#槽鋼加工配合80×80×10mm墊板使用。絞車房底板錨網(wǎng)索支護(hù)具體技術(shù)參數(shù)見圖3。
硐室二次錨網(wǎng)索協(xié)同穩(wěn)定性支護(hù)技術(shù)的施工工藝:擴(kuò)巷→一次支護(hù)→一次噴漿(厚30mm)→注漿→二次支護(hù)→二次噴漿(厚100mm)
圖3
硐室底板施工工藝:落底→澆灌60mm厚混凝土→注漿→施工錨網(wǎng)索→二次澆灌。
支護(hù)效果分析
在一次支護(hù)施工結(jié)束后,對(duì)巷道進(jìn)行礦壓監(jiān)測(cè)工作,在一次支護(hù)施工40d后,通過對(duì)巷道錨索測(cè)力計(jì)﹑頂板離層儀及表面位移數(shù)據(jù)整理分析,巷道圍巖趨于穩(wěn)定,之后實(shí)施二次支護(hù)。巷道圍巖表面位移隨時(shí)間變化曲線如圖5所示。由圖4可知,硐室兩幫相對(duì)移近量約為90mm,頂?shù)装逑鄬?duì)移近量約為130mm,支護(hù)效果良好。
圖4 頂板離層儀及錨索測(cè)力計(jì)
在分析13采區(qū)膠帶機(jī)頭硐室變形破壞原因的基礎(chǔ)上,對(duì)硐室實(shí)施二次錨網(wǎng)索高強(qiáng)穩(wěn)定性支護(hù)技術(shù)。
針對(duì)深部高應(yīng)力軟巖性質(zhì),采用二次支護(hù)原理,并通過對(duì)巷道實(shí)施礦壓監(jiān)測(cè)工作,合理選擇二次支護(hù)時(shí)機(jī),充分發(fā)揮承載體的支護(hù)效果。
二次錨網(wǎng)索高強(qiáng)穩(wěn)定性支護(hù)技術(shù)有效地控制了大斷面硐室的變形,取得了良好的經(jīng)濟(jì)效益和支護(hù)效果。
(作者單位:鄭煤集團(tuán)(河南)白坪煤業(yè)有限公司)
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環(huán)球市場(chǎng)信息導(dǎo)報(bào)2017年38期