大跨度多交叉点冒落硐室的修复施工技术.doc
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1、【精品文档】如有侵权,请联系网站删除,仅供学习与交流大跨度,多交叉点冒落硐室的修复施工技术.精品文档.大跨度,多交叉点冒落硐室的修复施工技术.一40锚杆支护2000年第3期大跨度,多交叉点冒落硐室的修复施工技术黄治江牟彬善满为民1j乡(矿摘要本文介绍了一个受多次采动压力影响的大踌度,大断面,多交叉点冒落硐室修复工程中进行锚,网,喷联合支护的研究与实践.通过对围岩破坏机理分析,根据围岩松动圈支护原理,采用锚,网,喷联合支护,选择合理的支护参数,由锚杆,混凝土喷层,金属卿与接顶为泥岩和中砂岩,厚度分别为2.6m,4.4m老顶为砂岩,厚lOm;底板为泥岩,厚2.4m.硐室西邻3211,3303工作面
2、采空区,东邻3213工作面煤仓上部硐室分别与3211运输巷,3303运输巷,320总回风巷及一625集中皮带下山相连通.2煤仓冒落破坏情况2.1鬃仓上部硐室破坏情况1993年在仓身幂4大过程中,临时采用四角术垛,20工字钢作抬栅,11工字钢粱护顶的方式支护.煤仓尺寸为700070003500(ram).煤仓旄工完毕后,未对E都硐室的支护方式作进一步的改进.至1996年底,由于受多种因素影响,硐室围岩发生片帮,冒顶,使硐室尺寸达到18000X90006000(ram),形成个大昏落硐室(见圈1).囝l2.2冒落原因分析经分析,煤仓上部硐室冒落的原因有三个.其一,由于煤仓上部硐室处于保护煤柱中,自
3、1993年l1月施工完毕后至1997年元月,多次受到工作面采动影响,始终处于高应力集中区域内,动压较大;其二,由于长钢梁弹性较大,木垛可塑性大,承载能力都低,因此采用木垛,钢粱长期作为大跨度硐室的支护方式不能有效地控制顶板运动;其三,上部硐室周壁为煤体,并且有多条巷道与该硐室相通,仓身施工完毕后,没有及时对硐室的支护方式作进一步的改进,在集中压力作用下,煤壁及与其相连通的巷道被压跨,造成硐室跨度增大,顶板受压而垮落.2000年第3期锚杆支护3硐室修复方案的确定3.1混凝土砌碹支护该硐室原设计支护方式为混凝土砌碹支护.这种支护方式承载能力大,封闭围岩好,能有效控制顶板运动,目前是国内大跨度硐室的
4、主要支护方式.但这种支护方式不仅施工难度大,工期长而且支护费用高,特别对于冒落硐室,难以及时对处于不稳定状态的围岩形成有效支护.3.2锚,网,喷联合支护锚,网,喷联合支护通过锚入围岩中的锚杆改变围岩本身的力学状态,与围岩共同作用达到维护目的,喷射混凝土可以保持和增加围岩的稳定性和强度,加铺金属网使喷层具有一定的韧性,产生让压作用.另一方面,锚,网,喷联合支护具有操作简便灵活,施工速度快,支护费用低以及可以在短期内达到顶定的支护效果等优点.这对于修复大跨度冒落硐室非常有利.3.3砌墙穿梁支护这种支护方式是在硐室两帮采用料石砌墙,墙后用水泥砂浆充填,顶部采用3O工字钢粱对棚支护,冒落拱部采用水泥背
5、板背顶.该支护方式为被动承压,并且与硐室处理不能同时进行,因此不能及时对硐室进行有效支护.另一方面,该支护方式施工工期长,费用高.对以上3种支护方式分析比较后,我们决定采用锚,阿,喷联合支护来修复该硐室.4.1围岩松动圈测试为了科学,合理地选择支护参数,我们在与煤仓上部硐室相连的320总回风巷中进行了围岩松动圈测试.测点布置在距硐室5m处.测点水平标高一174m.实测,rPL曲线如图2,3所示.一(围3趾煤俸Vp-L曲线根据实测结果,3_匕煤体围岩松动圈在330670rnm之间,可按I类围岩维护3_匕煤顶板围岩松动圈在4001200mm之间,可按I类较稳定围岩维护.4.2硐室支护参数的选择考虑
6、到硐室冒落后跨度大以及受采动压力影响故而顶板裂I襄较发育,所以围岩松动圈按最大值1200turn考虑.根据锚杆支护机理,支护的对象为围岩松动圈,接拱形均匀压缩带原理设计锚,网,喷支护参数.4.2.1锚杆锚杆选用45铜制作的缝管式锚杆.锚杆长度取1600mm.考虑到硐室跨度大,围岩破碎,锚杆间排距取700X700(ram).4.2.2金属网为了防止修复过程中小块岩石掉落伤人,及增强喷射混凝土层的柔韧性使其产生一定的让压作用,决定在喷层中加金属网.金属网规格为2100)<1100(nm),网眼规格为150150(mm).锚杆支护2000年第3期4.2.3喷射混凝土由于煤仓上部硐室位于应力集中
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