深部全煤硐室底鼓控制技術(shù)

1、深部全煤硐室底鼓控制技術(shù)1 工程背景 陜西彬長礦區(qū)胡家河煤礦開采4號煤層，埋深621.6810.Om，煤層平均厚25m，節(jié)理裂隙較為發(fā)育，覆巖及延安組煤系地層富含水，水與應(yīng)力耦合作用明顯。 直接頂厚約1.Om的粉砂質(zhì)泥巖，易冒落，基本頂強度6.717.2MPa的中砂巖、粗砂巖為主的較堅硬頂板，底板炭質(zhì)泥巖，松散易碎，遇水易軟化。 井底車場水倉硐室沿底板留2.4m底煤掘進，巷道斷面半圓拱形，凈寬550Omm，凈高275Omm，掘進斷面面積17.16m2。 水倉掘進過程中采用錨網(wǎng)支護方式，18mmX21OOmm螺紋鋼錨桿，Q235鋼托板，150mmxl5Ommx8mm，使用3卷MS723/35型樹

2、脂藥卷錨固，錨桿拉拔力不小于5OkN，錨桿間排距70OmmX8OOmm。鋼筋網(wǎng)為直徑6mm的Q235鋼筋，網(wǎng)格、尺寸1OOmmXlOOmm。 初次支護后表現(xiàn)出明顯的頂板下沉和底鼓。2 全煤水倉硐室變形破壞原因分析1) 水倉硐室圍巖特性。 水倉位于4號煤層中部，其周圍煤體內(nèi)部節(jié)理、裂隙發(fā)育，且煤層本身含地下水，開掘過程中頂板淋水情況明顯; 底板多為軟弱炭質(zhì)泥巖，松散易碎，次為鋁質(zhì)泥巖，遇水易軟化;底板無支護狀態(tài)下頂板裂隙水隨底板次生裂隙發(fā)育區(qū)滲入底板造成強度降低的同時產(chǎn)生較大的膨脹壓力，是產(chǎn)生膨脹性底鼓的主要原因。2) 水倉硐室埋深大，地應(yīng)力較高。 4號煤層埋深621.6810.0m，硐室受局部

3、高地應(yīng)力是其產(chǎn)生劇烈變形的重要條件;硐室開掘后，底板圍巖特別是硐室2個底角附近由于應(yīng)力高度集中而發(fā)生向硐室空間的剪切滑移;同時，硐室底板中部臨空部位應(yīng)力較小或尤應(yīng)力，在兩端擠壓作用下嗣室底板中央出現(xiàn)拉伸破壞，宏觀表現(xiàn)為劇烈的底鼓。3) 初期支護方式。 硐室掘進開挖圍巖應(yīng)力重新分布過程中頂拱和兩幫初期常規(guī)支護難以控制底板圍巖變形，頂板錨桿未達到深部穩(wěn)定巖層，與局部增加的錨索組合不能有效發(fā)揮整體結(jié)構(gòu)自身承載能力，在硐室頂板壓力增大時造成頂板下沉明顯;未處理的底板存在較大自由面，易發(fā)生明顯的拉伸變形，同時將會影響頂板和兩幫的穩(wěn)定。4) 二次開采擾動。 硐室所處位置圍巖地質(zhì)條件特殊，硐室開掘過程中，受

4、鄰近主井、副井、井底車場及運輸大巷等采準巷道、硐室開挖影響，圍巖應(yīng)力場承受二次擾動影響較大，造成硐室圍巖應(yīng)力的局部增加。3深部全煤硐室底鼓控制技術(shù) 硐室是由兩幫、頂板、底板構(gòu)成的有機整體，相互之間存在受力與變形的相互影響，而聯(lián)合支護結(jié)構(gòu)中各個支護構(gòu)件相互作用與圍巖結(jié)構(gòu)的優(yōu)化耦合是實現(xiàn)支護一體化和荷載均勻化的關(guān)鍵。 硐室底板巖體強度普遍偏低，多為含泥質(zhì)成份的灰?guī)r、泥巖等，在兩幫高應(yīng)力的擠壓下，很容易產(chǎn)生向開挖臨空區(qū)的塑性流動，有效處理底板(施加剛性注漿錨桿)是控制全煤硐室底鼓的關(guān)鍵。 高地應(yīng)力、底板強度低、遇水弱化和開采擾動是造成該水倉硐室掘進過程中產(chǎn)生底鼓的主要影響因素，初期支護時對硐室底板采

5、取有效措施，特別是針對硐室底角應(yīng)力集中區(qū)域，以增強底板巖體的抗剪能力是控制底鼓的關(guān)鍵; 基于一體化(支護介質(zhì)與圍巖結(jié)構(gòu)耦合一體化)控制原則，須采取讓、支、護、封多重組合方式進行支護，最終確定采用錨網(wǎng)噴砌碹，底部反拱+底錨桿+鋼筋網(wǎng)梁綜合支護技術(shù)，支護結(jié)構(gòu)如圖2所示。 首先采用頂板錨桿(索)和幫部錨桿等柔性支護方式強化圍巖強度，通過改善硐室圍巖自身承載能力、應(yīng)力分布降低底板巖層的應(yīng)力集中;通過加固兩幫煤體支護強度有效控制松動圈向深部兩側(cè)的擴散，底板兩側(cè)的固定約束端也向開挖臨空區(qū)方向收縮，減小了發(fā)生底鼓巖層的有效寬度。1) 頂部選用2OmmX230Omm螺紋鋼錨桿，Q235鋼托板，規(guī)格(長X寬X高

6、)為15Ommxl5OmmX8mm，每根使用3卷MS723/35型樹脂藥卷錨固，錨桿拉拔力不小于5OkN，錨桿間排距為70OmmX70Omm。鋼筋網(wǎng)采用直徑6mm的Q235鋼筋焊接，網(wǎng)格1OOmmXlOOmm。2) 錨索選用I5.244mmX7l0Omm，托盤為長35Omm的16號槽鋼，每根錨索3卷樹脂藥卷，預(yù)緊力不小于1OOkN;排距280Omm，單、雙根錨索交替菱形布置，單根錨索布置在硐室頂板中部，雙根錨索布置在半圓拱兩側(cè)450位置，以防止頂板下沉。 其次采用反底拱+底板錨桿+底部鋼筋網(wǎng)梁進行硐室底板控制，限制底板應(yīng)力集中形成持續(xù)變形;同時增加兩側(cè)底角長錨桿的應(yīng)用，有效改善底板應(yīng)力集中和抗

7、剪切能力。3) 對底板以下125Omm深的煤層進行超挖，并對超挖后底板實施底板錨桿支護，然后鋪鋼筋網(wǎng)梁噴混凝土形成厚度25Omm封閉混凝土底梁。底梁筋采用雙層(4根)16mm螺紋鋼筋加工，沿硐室切向布置，雙層鋼筋間距1OOmm，中間鋪鋼筋網(wǎng)與底梁搭接，間距20OOmm，最后用矸石或用碎煤充填。4) 底板錨桿選用2Ommx230OmmII級螺紋鋼，Q235鋼托盤，規(guī)格15Ommxl5Ommx8mm，間排距為10OOmmx2OOOmm，錨固劑選用水泥砂漿全長錨固，錨桿端頭須硬化防水處理。5) 在施工中增加硐室兩側(cè)底角布置450錨桿，同時提高錨桿強度和預(yù)緊力，應(yīng)用2Ommx3000mm螺紋鋼錨桿，托

8、盤使用規(guī)格15Ommxl5Ommx8mm的Q235鋼托盤，排距為20OOmm，預(yù)緊力不小于1OOkN。最后采用全斷面混凝土砌碹方案對硐室圍巖進行封閉加固支護處理，拱頂砌碹厚度40Omm，基礎(chǔ)深25Omm。硐室底角、反拱接茬區(qū)域圍巖延伸砌碹加強支護，支護型式整體為馬蹄型，保證拱體及兩幫形成統(tǒng)一支護體，可有效防水防滲。 3個月的圍巖變形觀測結(jié)果表明在采取反底拱、強頂板、加底角錨桿等潮合支護技術(shù)后，錨桿、錨索補強作用明顯，保持了頂板巖層的整體性的同時，有效地控制了底部圍巖變形，硐室表面位移明顯減少，顯著提高了硐室支護效果。 水倉內(nèi)倉測點的頂?shù)装謇塾嬕平孔畲笾禐?0.0mm，移近速度為1.22.0m

9、m/d，兩幫累計移近量最大值為36.Omm，移近速度2.0mm/d;井底水倉外倉測點的頂?shù)装謇塾嬕平繛?9.Omm，移近速度為1.01.2mm/d，兩幫移近量變化不明顯，取得了良好的工程應(yīng)用效果。4結(jié) 論1) 從工程地質(zhì)條件、支護結(jié)構(gòu)方面分析高應(yīng)力狀態(tài)下全煤硐室圍巖變形破壞特征，提出高地應(yīng)力、底板強度低、遇水弱化和開采擾動是造成該水倉硐室掘進過程中明顯底鼓變形的內(nèi)在原因，巷道服務(wù)周期較長，有效處理底板是控制煤層巷道底鼓的關(guān)鍵。2) 反底拱在底板深部形成穩(wěn)定、完全封閉的內(nèi)部承載結(jié)構(gòu)，拱形底板將底板受力傳遞至底角，同時底板錨桿加強支護下，抑制了其進一步發(fā)生拉伸和隆起變形;與底角錨桿所形成的支護體系將巷道開挖后應(yīng)力重分布所導(dǎo)致的豎向與水平荷