外文翻译-深井软岩支护新技术的研究与实践.doc

1、 附录A深井软岩支护新技术的研究与实践包正明,孔德山,王建军,赵久良(国投新集能源股份有限公司刘庄煤矿,安徽阜阳236232)摘 要 按传统的支护理论,软岩巷道支护3个月后即等到巷道围岩释放压力后进行锚注。刘庄煤矿西区井底车场和主要大巷在井深800 m左右,巷道岩性极软,施工时极易发生冒顶和掉顶,按传统的锚注方式,巷道施工后变形量较大,严重影响巷道正常使用,主要表现在:顶板下沉、浆皮开裂、底鼓严重、巷道断面变小,形成的安全隐患较多,巷修工作量加大,投资成本增加。刘庄煤矿针对这一情况,从深井软岩巷道稳定性控制角度,优化支护技术,采用掘注一体化、管缝锚杆、锚索束支护新技术,并且取得成功,从而摸索出

2、深井软岩支护一套新技术。关键词:软岩;掘注一体化;管缝锚杆;锚索束1软岩巷道破坏机理随着开采深度的增加,地应力也随之增加,由于围岩强度小,巷道围岩应力状态达到或超过岩石的塑性变形临界或强度极限,要达到一个新的平衡,必须由深部岩石来承载巷道动压,当一个平衡点被破坏,就要求有一个新的平衡点来支持,这样必然造成巷道围岩松动圈增大,由浅入深,因而巷道收敛变形量急剧增加,稳定性差,给巷道稳定性控制带来困难。具体分析如下:11深井巷道矿山压力深井巷道稳定性差的根本原因是深井巷道的矿山压力较大,或简单地说是原始地应力大,假定巷道承受的垂向地应力等于地层重力,即:1=H式中H巷道进深;上覆岩层的平均容重,00

3、230025 MN/m3。并假定水平应力为:2=3=式中侧压系数。对于深度达到800 m的巷道,则1可达到20 MPa,如果巷道围岩的轴抗压强度c=40 MPa,则有/c=0.5,则巷道围岩会因应力集中达到单轴抗压强度极限。对于受到采场矿压作用的巷道,则更容易发生变形破坏。12深井巷道变形破坏规律若以巷道松动圈的厚度来表示巷道变形破坏情况,则可发现:随采深的加大,各种岩性巷道的松动圈的厚度随着加厚;岩性越软则松动圈厚度越大,承受动压作用的各种岩性巷道松动圈的厚度值更大一些。刘庄煤矿主要大巷所在水平的岩层主要为泥岩、煤和炭质泥岩,经观测泥岩、煤和炭质泥岩松动圈在2 m3 m之间,属于深井软岩,极

4、难支护。13深井软岩巷道稳定性控制通过以上分析,巷道稳定性主要取决于3方面的因素:(1)巷道围岩应力场,主要由开采深度和采动影响决定;(2)巷道围岩的力学性质,主要由岩层结构、岩石强度和裂隙发育情况等因素作用;(3)巷道支护方式和参数。刘庄煤矿的煤层赋存情况、开采深度和井田的地质情况是不可改变的。刘庄煤矿从巷道的支护方式和参数入手,不断优化支护方案,增强围岩强度,提高支护能力来控制巷道的稳定性。2软岩巷道支护技术21掘、注一体化施工刘庄煤矿对西区深井软岩全部采用29U型棚进行支护,由于工期紧、岩性破碎,在架设U型棚时,常会出现局部空帮空顶现象,导致U型棚受力不均,当巷道来压时,U型棚棚梁及棚腿

5、会发生严重扭曲,失去原有的支护能力。刘庄煤矿软岩巷道的松动圈在23 m间。传统的施工工艺是巷道支护3个月即等到巷道围岩释放压力后进行锚注。按照这种支护方式,刘庄矿西区巷道在支护3个月后,大部分巷道在3个月内变形量较大,巷道无法正常使用,造成严重的安全隐患。针对这种情况,刘庄煤矿打破传统的施工工艺,采用掘、注一体化施工即巷道掘进、架棚与锚注基本同步施工、一体化施工。具体施工方式为巷道掘进架棚支护后,在巷道围岩释放压力和巷道变形之前进行喷浆锚注,一般是跟进到距迎头30m位置进行锚注。通过及时锚注,增加了支护结构的整体性和承载能力;同时,及时充填U型棚背板后的空隙,使U型棚受力均匀,增强整体抗压能力

6、,避免U型棚失稳。该方案具有柔性与让压作用,又具有注浆的强化支护作用,组成了多种支护体系以共同维持巷道的稳定。特别是通过及时对围岩的注浆加固获得足够的岩体强度来抵抗围岩的变形,达到巷道围岩的稳定。例如,刘庄煤矿西区井下中央变电所是比较重要的一项工程,该巷道长74 m,最大掘进断面为30.6m2,最大净断面为28 m2。巷道施工基本为顺层掘进,穿过的岩层为16-2煤、砂质泥岩、泥岩,岩性极软。巷道架棚支护完成后立即进行了锚注。此次注浆共用水泥360 t,折合注浆量480 m3,每米巷道注浆量为6.5 m3。注完浆后,对巷道设点进行观测,巷道5个月内没有发生变化。通过设点定期观测,刘庄煤矿西区在采

7、用掘注一体化新技术前施工的大部分巷道在3个月内全宽变形量为700 mm,下沉量650 mm,底鼓量为750 mm,巷道到处是开裂砼浆皮,巷道不能正常使用,连井下行人也受到巷道拱顶开裂浆皮的威胁。目前,刘庄煤矿西区采用掘注一体化后施工的1 200m巷道基本无变形,巷道开裂浆皮基本消灭,掘注一体化对刘庄矿西区安全生产起到极大作用,实施掘注一体化3个月时间避免返修巷道1 000 m,直接经济效益达到600万元。目前掘注一体化已在刘庄煤矿全面推广使用。锚注一体化施工采用的锚注锚杆采用无缝钢管制作,钢管直径22 mm,壁厚为3 mm,杆体每隔300 mm均匀钻出直径6 mm的注浆孔,管口端车有长40 m

8、m70 mm的M22的螺纹和400 mm的竹节扣,管终端加工扁状,以增加注浆出口压力。注浆锚杆全断面布置,考虑到注浆的渗透半径,间排距取为1 6001 600 mm。22管缝式锚杆超前支护的运用在掘进头拱部,利用风锤超前钻进一定数量的钻孔,在每个钻孔内用风锤送置一根管缝式锚杆,锚杆的外露一端必须生根在工作面最前面一架棚梁上,这样在掘进空间周围形成一个坚固的钢屋帷幕,施工人员可在“管棚”掩护下进行施工。管缝式锚杆采用直径40 mm,厚5 mm的空心圆钢管制作而成,锚杆长度2 200 mm。支护时,间距250400 mm,排距1200 mm,角度小于30(向拱顶上部呈发射状),外露长不大于100

9、mm。在每次放炮后将棚梁架好,接实顶后,及时进行管缝式锚杆超前支护。采用管缝式锚杆超前支护前,刘庄煤矿西区巷道施工进度较慢,20 m2净断面巷道平均月进度约40 m,掘进施工过程中掉顶或冒顶的事故经常发生,巷道掘进的顶板管理没有安全保障,工程质量难以保证。采用缝式锚杆超前支护后,刘庄煤矿西区巷道施工进度明显加快,20 m2净断面巷道平均月进度60 m,掘进施工过程中掉顶或冒顶的事故基本杜绝,巷道掘进的顶板管理有了安全保障,工程质量也有了明显好转。23锚索束的运用刘庄煤矿西区进、回风井马头门施工后,2井马头门均出现不同程度开裂,并伴有大块砼脱落,造成了严重的安全隐患,使刘庄煤矿西区不能正常生产。

10、为了消除隐患,刘庄矿优化支护技术在西区进、回风井马头门施工锚索束进行加固,即在马头门拱部用钻机钻出一定数量的钻孔,钻孔钻进到稳定的岩层中,在每个钻孔内放置捆在一起的3根锚索即锚索束,锚索束长15 m,锚索束安装结束后用砂浆泵将钻孔注实,砂浆凝固后,安装垫板、对锚索束进行加压,使锚索束和其它支护形式及深部围岩共同承载巷道的压力。3结束语(1)打破传统的锚注理论,采用掘、注一体化技术使巷道在围岩释放压力和巷道变形之前进行锚注,增加了支护结构的整体性和承载能力,使U型棚受力均匀,避免U型棚失稳,同时具有让压作用,并通过及时对围岩的注浆加固获得足够的围岩强度来提高围岩自身承载力、减少围岩的变形,达到巷

11、道围岩稳定、巷道支护后不变形的效果,是一种见效快、易施工、成本低的巷道支护方案,能从根本上解决软岩巷道变形问题,对于深井软支护技术是一种新的突破,对于深井巷道安全施工也具有重要意义。(2)管缝式超前锚杆在掘进空间周围形成一个坚固的钢屋帷幕,施工人员可在“管棚”掩护下进行施工,这是软岩超前支护的一种创新,为矿井软岩巷道掘进的安全提供了可靠的保障。(3)锚索束使巷道深部围岩和锚索束形成一个整体,共同承载地应力,有效地保证了巷道的稳定性。Study and Practice on One New Technology of Deep Mining Soft Rock ShoringBAO Zheng

12、-ming, KONG De-shan, WANG Jian-jun, ZHAO Jiu-liang(Liuzhuang Coal Mine, Sdic Xinji Energy Corproation Limited, Fuyang 236232,China)Abstract：According to the traditional theory of shoring, bolts and groutingwill not be done until the release of pressure of the roadway surrounding rock after three mon

13、ths support of soft rock tunnel. In Liuzhuang Coal Mine, the shaft satations andmainmine roadway lie in the depthof ca. 800 m. The lithologyof itsmine road-way is very soft and thus this easily results in roof fallwhen constructing. Ifwe adoptthe traditionalwayof bo-lts and grouting, the roadwaywill

14、 expericnce tremendous and restrict sevetely the normal use of roadway. The main negative performances are shown as follows: the sinkage of the roof, the cracking of the slurry surface, the serve floor heave. the shortening of roadway section and the resulting safety hidden trouble the increasing wo

15、rkload and cost. To solve this problem. Liuzhuang Coal Mine adopted a newtechnology including the inte-gration of tunneling and grouting, tube bolts and anchor cable beam support through improving the support technique on the basis of careful consideration of the stability of deep mining soft rock r

16、oadway. It has been demonstrated thatthe proposed newtechnologyof deepminingsoftrock support is feasible. The newtechnology may be exptend to other coal mines.Key words:soft rock; tunneling and grouting intergration; tube bolts; anchor cable beam1 soft rock failure mechanism With the increase of mining depth, the stress also increased, due to rock