深部全煤硐室底鼓控制技术教程.pptx

深部全煤硐室底鼓控制技术;工程背景; 井底车场水仓硐室沿底板留2.4m底煤掘进，巷道断面 半圆拱形，净宽550Omm，净高275Omm，掘进断面面积 17.16m2。 水仓掘进过程中采用锚网支护方式，φ18mmX21OOmm螺 纹钢锚杆，Q235钢托板，150mmxl5Ommx8mm，使用3卷 MS723/35型树脂药卷锚固，锚杆拉拔力不小于5OkN，锚杆 间排距70OmmX8OOmm。钢筋网为直径6mm的Q235钢筋，网格、 尺寸1OOmmXlOOmm。 初次支护后表现出明显的顶板下沉和底鼓。 ;全煤水仓硐室变形破坏原因分析;2) 水仓硐室埋深大，地应力较高。 4号煤层埋深621.6～810.0m，硐室受局部高地应力是 其产生剧烈变形的重要条件;硐室开掘后，底板围岩特别 是硐室2个底角附近由于应力高度集中而发生向硐室空间 的剪切滑移;同时，硐室底板中部临空部位应力较小或尤 应力，在两端挤压作用下嗣室底板中央出现拉伸破坏， 宏观表现为剧烈的底鼓。 ;3) 初期支护方式。 硐室掘进开挖围岩应力重新分布过程中顶拱和两帮初 期常规支护难以控制底板围岩变形，顶板锚杆未达到深部 稳定岩层，与局部增加的锚索组合不能有效发挥整体结构 自身承载能力，在硐室顶板压力增大时造成顶板下沉明显; 未处理的底板存在较大自由面，易发生明显的拉伸变形， 同时将会影响顶板和两帮的稳定。 4) 二次开采扰动。 硐室所处位置围岩地质条件特殊，硐室开掘过程中， 受邻近主井、副井、井底车场及运输大巷等采准巷道、硐 室开挖影响，围岩应力场承受二次扰动影响较大，造成硐 室围岩应力的局部增加。 ;深部全煤硐室底鼓控制技术; 高地应力、底板强度低、遇水弱化和开采扰动是造成 该水仓硐室掘进过程中产生底鼓的主要影响因素，初期支 护时对硐室底板采取有效措施，特别是针对硐室底角应力 集中区域，以增强底板岩体的抗剪能力是控制底鼓的关键; 基于一体化(支护介质与围岩结构耦合一体化)控制原则， 须采取让、支、护、封多重组合方式进行支护，最终确 定采用锚网喷砌碹，底部反拱+底锚杆+钢筋网梁综合支护 技术，支护结构如图2所示。 ; 首先采用顶板锚杆(索)和帮部锚杆等柔性支护方式强 化围岩强度，通过改善硐室围岩自身承载能力、应力分布 降低底板岩层的应力集中;通过加固两帮煤体支护强度有 效控制松动圈向深部两侧的扩散，底板两侧的固定约束端 也向开挖临空区方向收缩，减小了发生底鼓岩层的有效宽 度。 1) 顶部选用φ2OmmX230Omm螺纹钢锚杆，Q235钢托板，规 格(长X宽X高)为15Ommxl5OmmX8mm，每根使用3卷MS723/35 型树脂药卷锚固，锚杆拉拔力不小于5OkN，锚杆间排距为 70OmmX70Omm。钢筋网采用直径6mm的Q235钢筋焊接，网格 1OOmmXlOOmm。 ;2) 锚索选用φI5.244mmX7l0Omm，托盘为长35Omm的16号 槽钢，每根锚索3卷树脂药卷，预紧力不小于1OOkN;排距 280Omm，单、双根锚索交替菱形布置，单根锚索布置在硐 室顶板中部，双根锚索布置在半圆拱两侧450位置，以防 止顶板下沉。 其次采用反底拱+底板锚杆+底部钢筋网梁进行硐室底板 控制，限制底板应力集中形成持续变形;同时增加两侧底 角长锚杆的应用，有效改善底板应力集中和抗剪切能力。 ;3) 对底板以下125Omm深的煤层进行超挖，并对超挖后底 板实施底板锚杆支护，然后铺钢筋网梁喷混凝土形成厚度 25Omm封闭混凝土底梁。底梁筋采用双层(4根)φ16mm螺纹 钢筋加工，沿硐室切向布置，双层钢筋间距1OOmm，中间 铺钢筋网与底梁搭接，间距20OOmm，最后用矸石或用碎煤 充填。 4) 底板锚杆选用φ2Ommx230OmmII级螺纹钢，Q235钢托盘， 规格15Ommxl5Ommx8mm，间排距为10OOmmx2OOOmm，锚固剂 选用水泥砂浆全长锚固，锚杆端头须硬化防水处理。 ;5) 在施工中增加硐室两侧底角布置450锚杆，同时提高锚 杆强度和预紧力，应用φ2Ommx3000mm螺纹钢锚杆，托盘 使用规格15Ommxl5Ommx8mm的Q235钢托盘，排距为20OOmm， 预紧力不小于1OOkN。 最后采用全断面混凝土砌碹方案对硐室围岩进行封闭加 固支护处理，拱顶砌碹厚度40Omm，基础深25Omm。硐室底 角、反拱接茬区域围岩延伸砌碹加强支护，支护型式整体 为马蹄型，保证拱体及两帮形成统一支护体，可有效防 水防渗。 ; 3个月的围岩变形观测结果表明在采取反底拱、强顶板、 加底角锚杆等潮合支护技术后，锚杆、锚索补强作用明显， 保持了顶板岩层的整体性的同时，有效地控制了底部围岩 变形，硐室表面位移明显减少，显著提高