复合支护

复合支护（精选十篇）

复合支护 篇1

关键词：复合顶板围岩分析,复合顶板巷道支护设计,支护效果比较,经济效益分析

1工程概况

五采区2#煤层自揭露后共施工了右二、左二、右四三个工作面, 沿煤施工中发现有淋水, 顶板破碎, 顶帮压力显现明显, 顶板下沉量大, 底板起鼓, 片帮严重。最初施工2#右二巷时, 采用Φ16mm×1.6m的圆钢树脂锚杆, 端头锚固支护顶板, 锚固力4吨, 配Φ16mm圆钢焊接长2.4米的钢筋梁支护, 锚、排距为1.0×1.0m, 两帮采用在巷道中部使用一根Φ16mm×1.6m的圆钢树脂锚杆, 配1600×200×100mm木板梁护帮, 间距1.5m, 施工中发现顶板下沉量较大, 底鼓、片帮严重, 造成巷道维护量较大, 回采困难。

2复合顶板围岩分析

巷道围岩性质、围岩压力、围岩控制是影响围岩稳定性三大因素, 而提高围岩强度和合理支护是保证2#煤开采的重要因素。

围岩性质是影响围岩稳定性的最基本因素。不同岩石的物理力学性质差别很大。开采时围岩破碎、松软, 岩石力学强度低, 崩解等性质对巷道围岩稳定性最为不利, 这也是2#开采支护的主要困难问题之一。

2#巷道施工初期顶底板移近量一般并不大, 而是过一定时间后, 巷道变形量才开始变大, 数周或数月后才趋向稳定, 究其原因为2#支护设计方面存在重视顶板支护而轻视巷帮支护设计, 巷道帮支护强度不够, 锚固力低, 支护效果差, 造成煤壁松软, 发生片帮后, 巷道跨度增大, 引起应力重新分布, 致使顶板悬顶面积增大。巷道顶、底板变形破坏主要是由巷道两帮围岩移动引起的, 而巷道两帮破坏主要是由顶板压力引起的。巷道破坏形式主要为巷道顶板受顶压影响松动下沉→两帮岩体移动挤压变形→节理弱面发生破坏→顶、底板岩层发生弯曲变形 (伴有局部岩块脱落、底鼓) →巷道顶、底板变形破坏。

理论分析和实践证明, 仅从锚杆作用的角度来提高巷道支护强度是不行的。由于锚杆长度小, 药圈锚固长度小且在巷道的破碎区内, 无法阻止巷道顶板的破坏。所以, 锚杆支护的设计就不应单纯从提高支护体强度的角度来考虑, 而应从对破坏围岩的加固、阻止围岩继续松动和提高松动体自稳性的角度来考虑, 既要突出锚杆支护的优越性, 又能使支护效果得以保证, 这就需要组合支护, 即锚杆、锚索组合支护

3复合顶板巷道支护设计

巷道设计实例:

a.巷道概括

五采2#左四巷为五采2#左四综采工作面的运输下巷, 巷道埋深z=430~470m, 岩体密度γ=25KN/m3, 属于准备巷道, 长度650m, 沿2#顶板破底掘进, 采用炮掘施工, 耙斗机上皮带连续化运输。为保证巷道变形后能满足回采的需要, 巷道断面采用大断面施工, 巷道设计宽度3.4m, 设计高度2.6m (破0.3~0.5m岩石底板) , 顶板支护采用锚杆加锚索组合支护, 两帮采用锚杆加护帮网封闭组合支护。

b.顶板支护设计

因2#顶板为复合顶板, 上部煤页岩, 凝灰岩不稳定, 根据悬吊岩石层厚度M=2.6米, 则顶板最小支护强度:

每米巷道顶板支护所要承受的载荷:

根据巷道实践及理论分析, 初步确定每米巷道布置3根锚杆, 每3米巷道布置2根锚索, 则每米巷道锚杆提供的载荷:

每米巷道锚索提供的载荷:

Q支>Q顶满足支护要求

锚杆、锚索支护长度计算:

锚杆支护长度:通过对顶板岩性及施工条件分析确定锚杆支护范围内的组合梁厚度应在2m范围内, 故确定锚杆支护长度为1.8m, 采用全长锚固。

锚索支护长度:

根据顶板岩层厚度变化范围实际确定锚索长度为6.5m, 采用端头锚固。

式中:m-悬吊岩层厚度, m。r-顶板岩层密度。

B-巷道宽度, m。Pm-锚杆锚固力, 80KN。

-锚杆支护效率, 70%。l1-锚索外露长度, m。

l2-锚索悬吊长度, m。l3-锚索锚固长度, m。

n-设计锚杆排数。

c.护帮设计:

(1) 巷道侧压计算

1根据挡土墙理论, 自然平衡拱跨度之半:

式中:a-巷道掘进宽度之半, 1.7m;

c-自然平衡拱跨度增大值, m;

h-巷道掘进煤层高度, 取2.2m

βd-两帮岩石内阻力角, 煤取56°

2自然平衡拱高度

3根据挡土墙理论, 计算巷道侧压为

式中:h0-换算高度

-顶板岩石容重, 取2.3 T/m3;

-两帮岩石的容重, 煤1.6T/m3; (2) 护帮支护计算:

1护帮锚杆长度:

2安全系数校核:

若每1.2m在巷道两帮各布置三根护帮锚杆, 则锚杆提供的支承合力为:

实际安全系数校核:

通过施工五采2#左四巷实践证明, 使用锚杆、锚索组合支护并配合封闭式护帮支护取得了良好的支护效果, 对施工巷道移近量观测得出掘进期间顶、底板移近量小于30mm, 两帮移近量小于50mm, 施工一个月后顶、底板移近量为60~80mm, 两帮移近量为90~120mm, 施工两个月以后顶、底板移近量为100~120mm, 两帮移近量为150~180mm, 移近量趋于稳定, 巷道断面收缩变形仅为8%~10%, 满足该巷道使用需要, 获得了良好的经济效益。

(2) 经济效益分析

以往2#巷道拉底备复施工时多采用架棚支护, 棚子采用钢木结构, 据测算每米巷道备复成本为1050元/m。加上原巷道施工成本940元/m, 则巷道总成本将达到2000元/m以上, 而采用组合封闭支护的巷道每米成本为1200元/m, 每米道减少成本800元以上, 做到了节约材料, 降低成本。

3结论

复合支护 篇2

摘要：通过某基坑采用桩锚及土钉墙支护相结合的施工实践，介绍了设计方案、施工方法、技术难点及现场控制措施。

关键词：桩锚支护、复合土钉、要点控制实施

1工程简介及特点

某(陕西机工业集团有限公司)研发大楼由19层主楼，高约75.3m，地下二层，地下埋深约10.5m，地上部分总建筑面积约24000m2。

工程周围有3幢保护建筑和配电室一处，该工程因其特殊的地理位置，地处闹市，周边环境复杂及工程地质情况变化较大，使该基坑施工难度较大。

1.1工程特点：

①基坑深;②基坑所处的地理位置十分重要;③工程地质和水文地质情况十分复杂;

1.2技术难点

①如何确定一个安全、经济、环保的基坑支护方案;②由于场地狭窄，且只有一个门进出，运输不便，造成施工周期长，基坑暴露时间长，加之水位升高，对基坑极为不利;③如何解决土钉及锚杆在卵石地层中的成孔问题，是施工的难题。

2工程地质条件

表1土层力学参数

工程地质剖面图(见表)

3基坑周边环境情况

研发大楼基坑位于五一大厦东侧，东临药材公司，北接基地家属楼，南面为劳动东路。距离最近的楼为4m，在这样一个心脏地区进行10.5m的基坑施工，施工难度非常大。

4基坑支护与坑内降水

该基坑经过多方案的比选，最终采用桩锚及复合土钉支护。

第一步：西侧及北侧800护坡桩施工。施工要点：①先施工护坡桩，再挖土方，有利护坡桩施工;②锚杆原设计为20m，间距3.2m，因砂卵石成孔困难，实际施工时改为9±2mm，间距1.6m。缩短了长度，但增加了数量，减少了地层的蠕变量。

第二步，东侧上部土方开挖，土钉支护+护坡桩施工。施工要点：①先挖去桩顶土方，虽有利成孔但给灌注成桩增加了难度;②为了保证护坡桩施工安全，必须对已开挖桩顶部分进行支护，主要采用常规土钉支护。

第三步，无护坡桩部分复合土钉施工。复合土钉施工：①土方开挖。为确保施工安全，本工程在土方开挖过程中是严格遵循“分区、分层、分段、均衡、适时”的原则执行的：(1)基坑周边分层、分段开挖，每层2m左右，并留出土钉工作面。(2)土方开挖时特别要求挖土、运土的机械设备不得撞击支撑结构，也不得悬空的支撑构件上停放或行走。(3)整个基坑的土方开挖是井然有序的，特别是周边区的土方开挖，确保了支护工程施工的顺利进行。

②土钉及非预应力锚杆施工。针对砂卵石中难以成孔的问题，本工程土钉或非预应力锚杆的`筋材全部有采用钢花管制作。本工程土钉主要是按“击入法”进行施工的，施工机械包括3～12m3/min的空压机，冲击锤定位器对准土钉管靴，最后开动空压机，用人工或机械向前推移启动冲击器，在高频冲击力作用下，钢管被慢慢击至设置的深度;这种方法更加快捷、简便，保证了施工进度，克服了砂卵石成孔问题。

③按照岩土工程“动态设计”的原则，现场对施工中发现的一些在原设计图纸中未能考虑到、但确实存在安全隐患的区段进行了必要的设计变更，保证了边坡及周边环境的安全。本工程开工后对某些区段进行了补强加固处理。

第四步，基坑内降水：由于基坑周边无作业面，不能布置降水井及回灌井，加之原勘察水位在-12.48m，预先未考虑降水井，故根据现场实际情况，布置了几个3×8m的积水坑，进行坑内降水，保证了后续工程施工。

5点评

1、通过该工程的成功实施，为我们在砂卵石地层中施工土钉提供了成熟的经验。

2、基坑开挖分块、分段进行对控制基坑变形非常有利，复合土钉的布置为基坑分块施工创造条件。

3、对基坑周边有建筑物及无建筑物部分采取不同的支护方式，即增加了基坑和周边环境的安全性，又节省了造价。

大断面复合支护岩巷快速施工技术 篇3

摘要：本文主要总结了大断面复合支护岩巷炮掘快速掘进技术，包括支护技术、施工装备、机具选择，施工方法、工序及生产组织，辅助运输等环节。采用了CMJ17HT全液压掘进钻车打眼，适当加大钻孔深度，加大循环进度（2.0m），提高劳动生产率。同时尽量实现平行作业，抓正规循环，加快施工速度。

关键词：大断面岩巷掘进技术

传统岩巷掘进仍以钻爆法为主，主要采用风钻打眼，耙斗机装岩出碴，机械化水平低，循环进尺上不去，施工速度慢，个别采用机械打眼的，虽然打眼速度快，循环进尺有所提高，但由于配套装备不匹配，配套施工工艺水平低，工时利用不充分、单进水平低施工速度慢。因此，需高度重视岩巷快速掘进技术及配套施工工艺的研究，实现快速掘进。

1工程概况

三水平戊一下延采区是二水平戊二采区的接替采区，采区走向长度3500m，倾斜长度1000m，储量1568万吨，预计2014年10月投产，采区接替紧张。为此需要提高单进水平，加快采取开发进度，缓解采区接替紧张局面。

三水平戊一下延轨道下山全长1130m，坡度13-18.5度，布置在戊8煤层顶板15m左右的岩石中，围岩多为砂质泥岩，掘进断面达22.6m2，净断面达18.7m2，采用锚网索喷、U36拱形棚等复合支护，工艺复杂。

该巷位于戊8煤层顶板中，为全岩掘进。按高瓦斯区域管理，预计工作面绝对瓦斯涌出量0.7m3/min。煤尘爆炸指数为36.06～44.14%，煤层为自燃煤层。

本区内煤层比较稳定，走向大致为北西西向，倾向为北北东向，形成单斜构造；煤层倾角5°～15°，上部及西部较缓，深部较陡。戊8煤层单独分层，平均厚1.63m，均达到可采厚度。该采区主要充水因素为：顶板中砂岩水及老空区水。

2巷道支护形式

根据地应力现场测试与分析结果（一矿是以构造应力场为主导的地应力场，最大主应力与上覆岩层自重应力比值为1.37～2.03。最大主应力为近水平方向，地应力已属于高地应力水平），设计上合理确定巷道层位，保证围岩稳定，并由此进行巷道支护设计，提高巷道服务年限。

临时支护：锚网支护时采用戴帽玻璃钢单体液压支柱或直径Φ140～160mm、长度2400～2600mm的圆木不少于两根，架棚支护时采用两根长度3.6m的工字钢前探梁作临时支护。

永久支护：轨道下山采用锚网喷+套棚（U36型钢）+锚索+喷浆联合支护（套棚支护滞后掌子头不得超过20m）；躲避硐室采用锚网支护，并喷浆封闭围岩。锚杆采用KMG600型、直径20mm、长度2400mm，间排距700mm，锚索直径22mm、长度7500mm、间排距1400×2100mm，架棚棚距600mm。

3施工方法

采用CHJ17HT液压钻车或凿岩机打眼，工作面分次装药、分次起爆爆破施工，P-60B耙斗机出碴，斜巷提升出碴。采用“两掘一喷”施工组织方式，先进行锚网喷，然后套U36棚，再打锚索后，最后喷浆成巷。

3.1施工方案

工作面采用P-60B、斗容0.6m3耙斗机将矸石装入3吨矿车内，采用90kW绞车提升，每次提一个3吨矿车，以满足工作面生产的需要。

工作面采用YT-28型凿岩机或CHJ17HT液压钻车打眼，煤矿许用毫秒延期电雷管起爆，选用煤矿许用乳化/水胶炸药，工作面爆破采用分次装药，分次起爆的爆破方法爆破施工，放炮器采用矿用隔爆型放炮器起爆。

根据巷道的地质条件及支护形式，锚网喷加锚索段采用“两掘一喷”的支护方案施工；先进行锚网喷，然后再进行U36金支喷，再打锚索后，最后喷浆成巷。

若巷道压力比较大，为了能让巷道有一个卸压的过程，掘进后先进行锚网支护，然后初喷，往前掘进后，再进行套棚，打锚索，最后喷浆封闭，耙斗机后套棚必须采取安全措施并严格执行。锚杆施工要做到随掘随锚，施工过程中要严格控制最大控顶距，最大控顶距≯0.7m，喷浆控顶距不大于4.9m，即700mm加两炮循环进尺。根据地质条件及支护形式，采用“两掘一喷”的支护方案。

3.2通风

采用两台2×30KW对旋风机做压入式通风，其中一台主风机，一台副风机。

3.3排水

工作面积水经工作面风泵排到耙斗机后的水箱内，再由22kW单级泵把水箱内水经Φ108mm排水管排到轨道下延车场内的排水沟内，流到-517m石门水沟。当再变坡往下施工时，要在巷道的西帮做临时泵窝，先把工作面积水经工作面风泵排到耙斗机后的水箱内，然后由再由22kW单级泵把水箱内水排到临时泵窝内，再由D80-30x5或D80-30x9等多段泵把临时泵窝内水排到设备通道内的排水沟内，流到-517m石门水沟。要根据泵的实际情况，及时做泵窝，避免水排不上来。

3.4装运

工作面采用P-60B、斗容0.6m3耙斗机将矸石装入一个3吨矿车内，经90kW绞车提升到轨道下延车场内，然后采用12吨电机车拉到-517井底车场。巷道内距离上车场600m处设中部接力车场，实现接力提升运输方式，该方式缩短将近一半提升时间，解决了运输距离过长的出碴问题。为了减少职工体力消耗，在轨道下山巷道西帮安设了斜巷助行器，减少了辅助工作时间，提高了效率。

4施工方法

采用YT-28型凿岩机打眼掘进或CHJ17HT液压钻车打眼掘进。该钻车主要优点：①利用双臂凿岩，凿岩速度加快，工作效率较高，凿岩施工速度可达0.8～2.0m/min，人员投入少，降低了人工劳动强度；②有先进的液压系统，设有凿岩机自动返回及防卡钎装置，操作简单方便，安全可靠；③机身体积小、结构紧凑、灵活机动、重心低，采用可靠的履带行走方式，工作稳定，爬坡能力强，可满足对工作面、顶板、侧帮及底板的全断面凿岩施工作业；④采用模块式结构，拆装维修方便，动力单一化，耗能低，低噪音，工作环境较好，能有效提高施工质量和施工效率。

根据所选择的施工方案采取三八制的作业方式。二个锚网掘进班，一个锚网喷浆班，另有一个套棚喷浆班平行作业。保证正规循环，加强工时利用，保证安全的前提下尽量安排平行作业。掘进工艺：打眼→装药连线→爆破通风→找净帮顶活岩危矸→工作面临时支护（打带帽顶柱或架棚前，正确使用前探梁）→打锚杆眼注锚杆（或上梁刹顶）→刷帮挂网打锚杆（或挖柱窝、栽腿子、调背板、刹帮）。

爆破采用中深孔爆破，炮眼深度设计2.2-2.4m，循环进度控制在2.1m，炮眼利用率不低于90%，提高进尺效率。

5机电运输系统及管理

机械设备的事故率对岩巷单进影响较大，员工的技术素质、操作能力、维护保养能力对设备的开机率及正常运转有密切关系，因此需要做好设备维护保养，降低故障率，充分发挥各种设备的机械效能，实现正规循环。

所有的机电设备每天必须指派专人检查完好情况，机械设备必须按规定进行检修注油。专职防爆员每天必须对井下所有的电器设备进行全面检查，杜绝发生失爆现象。绞车安装必须经验收，安装合格方可使用，不合格严禁使用。绞车司机持证上岗，操作前应检查绞车各部位的完好情况，发现问题及时处理。每天派专人检查绞车及钢丝绳，发现隐患及时处理，当钢丝绳断丝或者磨损达到规程规定值时，应及时更换钢丝绳。

6结论

通过采用液压钻车、深孔爆破、合理劳动组织、提高正规循环率，能够实现岩巷大断面的安全快速掘进，实际施工中，月进尺达到了86m，同时解决了岩巷下山施工中的积水、通风、供电等问题。观测数据显示，巷道围岩变形量得到了有效控制，仅局部巷道有轻微底鼓现象，取得了较好的效果。为岩巷单进总结了可供借鉴的经验。

参考文献：

[1]刘军章.三软煤层煤巷大断面交岔点复合支护技术[J].中州煤炭，2014（04）.

[2]黄晋兵.全锚支护技术在大断面切眼中的应用[J].煤炭工程，2008（10）.

[3]贺天才.切眼大断面锚杆支护技术的应用[J].山西煤炭，2002（04）.

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复合支护形式在深基坑支护中的应用 篇4

关键词：深基坑,土钉墙,桩锚,复合支护,设计优化

随着国民经济的迅速发展和人们对居住环境要求的逐渐提高,近年来我国的各类建筑和市政工程都得到了飞速发展,高层及多层建筑的地下室、地下商场、地下车库、地铁车站等工程施工都面临着深基坑工程。当基坑支护加固工程如无复杂的周边环境及地质条件时,一般可采用单一的基坑支护结构形式,如挡土墙支护、土钉支护、喷锚支护等[1],但当单一的支护结构形式因其造价或稳定性等方面的问题而不能对深基坑工程进行有效支护时,常需采用复合支护设计方案。文中介绍某深基坑工程由于需支护的地层及周边环境复杂,在综合考虑多方面因素后采用复合支护设计方案对该基坑进行支护,取得了良好的效果。

1 工程概况

拟建工程位于长沙市闹市区。场地东边距黄兴中路约3 m,路上人来车往,动荷载较大。北边与中山商业大厦副楼相隔一条约5 m宽的药王街,中山商业大厦副楼为八层钢筋混凝土结构。场地的西边约8 m处是福源巷中心小学和福源巷中心中学。场地的南边距离太平洋大厦不到1 m,此大厦有两层地下室,地下室底板埋深约7.2 m,由于距离太平洋大厦较近,基坑支护必须特别重视。本工程场地北高南低,基坑尺寸约为140 m×55 m,开挖深度为10.80 m。

2 工程地质与水文地质条件

2.1 工程地质条件

根据场地工勘资料可知,拟建场区范围内所分布的地层结构简单,自上而下依次为人工填土、淤泥、粘土、粉质粘土、粉土、中细砂、圆砾等。区域范围内所分布的与基坑支护设计相关的土层分层及其力学性质如表1所示。

注:锚固体的土层粘结强度τ取值根据本地区经验选取

2.2 水文地质条件

按地下水埋藏条件,场地内地下水分为上层滞水、孔隙承压水两层。上层滞水主要赋存于表层人工填土及淤泥层中,受大气降水和周边生产生活用水补给,含水层透水性差,水量小,水位埋深1.30 m～4.00 m,无水文地质意义。孔隙承压水赋存于圆砾层中,因场地靠近湘江,与湘江河水呈互补关系。

3 基坑支护设计方案的确定

3.1 方案选择

由于本深基坑工程支护只作临时性支护,因此在方案选择上应考虑成本最低、设备最简便、对周围环境影响最小的设计方案作为最优方案。结合长沙地区深基坑支护设计经验,并根据本深基坑工程的实际情况:基坑开挖深度10.8 m;开挖过程中不会遇到圆砾层中的地下承压水,只会遇到水量不大的上层滞水。在综合考虑经济、技术等多方面因素后,最终确定采用如下设计方案:东、西、北三侧基坑支护采用土钉墙进行支护,南侧采用桩锚进行支护,对基坑开挖过程中的地下水处理采用明沟排水方案。

3.2 支护参数确定

根据采用相关基坑设计支护软件并结合相关规范对本基坑进行支护方案设计,最终确定采用如下支护设计方案[2,3]。

1)土钉墙支护设计方案参数。

对东、西、北三侧基坑设计八排土钉进行支护,土钉的水平间距及垂直间距均设计为1.2 m。土钉墙坡面设计按80°进行放坡,钻孔直径为130 mm,与地面倾角向下10°,土钉主筋采用Φ28Ⅱ级钢筋,并全长灌注水灰比为1∶0.4的水泥砂浆。基坑分层开挖,开挖一层支护一层,在坑壁面架设ϕ6@200 mm×200 mm的钢筋网,并布置ϕ16@1 200 mm×1 200 mm加强筋与土钉焊接在一起,布网后在坑壁喷射C20混凝土100 mm厚,分两层喷射,第一层喷射50 mm,第二层再喷射50 mm,布设钢筋网和喷射混凝土须从坑顶地面外延1 m开始。在基坑开挖过程中所遇地下水来源主要为人工填土层中的上层滞水,水量一般不大,故设计集水沟井集水并及时抽排掉,在基坑四周设置排水沟和集水井,深度比开挖层层面低500 mm,集水井尺寸为1 000 mm×1 000 mm,排水沟尺寸为500 mm×500 mm,并用抽水泵从集水井中抽掉排到市政排水管网中。

2)桩锚支护设计方案参数(见图1,图2)。

对南侧基坑采用桩锚联合支护设计方案。设计围护桩桩径为1 000 mm,间距3 m,钢筋笼主筋采用12Φ20的Ⅱ级钢筋,螺旋筋为ϕ6@200 mm,加强筋为ϕ14@2 000 mm,灌注C25混凝土。桩顶设置圈梁尺寸为500(h) mm×1 000(b) mm,选用12Φ18 mm钢筋,混凝土标号为C25,并在桩间喷射一层水泥砂浆。锚杆采用2Ф30的Ⅱ级钢筋,自由段长度为5 m,锚固段长度为15 m,总长为20 m。锚固段注浆分两次进行,第一次灌注水泥砂浆,第二次在第一次注浆初凝后进行压注纯水泥浆,注浆压力不小于0.5 MPa。当锚固体强度达到75%的水泥砂浆强度时进行预应力张拉,锁定预应力在160 kN。支护桩施工时从地面标高开始钻孔至-15.4 m,灌注混凝土时只要求从-15.4 m处灌至-7.2 m共8.2 m桩长,并于桩顶设置500(h) mm×1 000(b) mm的连续圈梁,上部未灌注混凝土钻孔随基坑开挖而卸掉,且-7.2 m以上卸土至太平洋大厦地下室外墙。

4 支护施工注意事项

1)由于本工程场地内人工填土较厚,施工中可能会遇到一次注浆难以达到要求的情况,则可采用多次补注或在浆液中掺加2%～3%的水玻璃间歇注浆的方法进行处理。为保证固结强度,在注浆后要注意对锚杆的保护,做到24 h内不在锚杆上悬挂重物,不扯拔、触动锚杆,以免影响锚固体的强度。2)人工挖孔桩开挖之前需做好孔口四周临时围护和排水措施。挖孔过程中要随时检查桩孔尺寸和平面位置,防止误差。下孔人员必须配戴安全帽和安全绳,提升土渣的机具必须经常检查。孔深超过10 m时,应经常检查孔内二氧化碳浓度,如超过0.3%,应增加通风措施。3)锚杆注浆、张拉:锚固段采用二次注浆,第二次在第一次注浆初凝后进行,压注纯水泥砂浆,注浆压力不小于0.5 MPa。当锚固体强度达到75%的水泥砂浆设计强度时,进行预应力张拉。为避免相邻锚杆张拉的应力损失,张拉时采用“跳张法”,即隔一拉一的方法,张拉完成后锁定预应力为160 kN。

5 结语

分析本基坑施工期间及施工完毕后的半年时间内的监测结果可知,基坑壁土体及周边建(构)筑物的变形均在相关规范的允许范围内,表明本次基坑的设计方案及施工是成功的。本工程的成功施工,对类似工程具有一定的借鉴作用。

参考文献

[1]高大钊.深基坑工程[M].北京:机械工业出版社,2002.

[2]JGJ 120-99,建筑基坑技术规程[S].

复合支护 篇5

【关键词】预测;管缝锚杆;棚间距;循环进尺;逐棚喷浆

1、概况

1.1工程概况

花秋二矿+550m水平皮带机道，设计是从+550m水平轨道运输大巷K3灰岩穿层上山施工，期间将揭露9煤并穿过9煤，而9煤为强突松软煤层，正向倾角12°，+16°上山顶板揭煤，巷道与煤层夹角为28°。为了防止揭煤期间出现冒顶而诱发煤与瓦斯突出事故的发生，我们采用了管缝锚杆超前临时支护的技术，得到了较为理想的预期效果。

1.2区域防突措施效果

根据接续进度，提前半年在主斜井下段使用ZDY-750防突钻机施工钻孔（孔径89mm）预抽揭煤区域瓦斯，钻孔控制巷道轮廓线外15m，巷道走向长度57m区域煤层。钻孔落孔间距为4.3m×4.3m网格状布置，随打即抽，共设计153个钻孔。

工程开工前，在回风斜井下部施工区域措施效果检验钻孔，取样测定残余瓦斯含量，测得残余瓦斯含量均＜8m3/t，确定该区域为无突出危险性区域，具备揭煤条件。

2、揭煤程序

2.1停头揭煤通知

当揭法距为10m时下发揭煤通知单，按“四位一体”揭煤安全技术措施进行施工。

2.2局部“四位一体”安全技术措施

2.2.1措施顺序

5m岩柱突出危险性预测→3m岩柱突出危险性预测→1.5m岩柱突出危险性预测→过煤门突出危险性预测。

2.2.2措施效果

1、使用ZDY-750型防突钻机施工局部穿层预测钻孔5个，钻孔孔径为φ75mm，钻孔控制巷道轮廓线外3～5m，巷道前方12m水平投影距离，提取煤样测定k1值及△h2值，并观察是否有喷孔、夹钻等动力现象，当测定的预测指标△h2＜200Pa、K1＜0.5(ml/g.min1/2)时，确定为无突出危险性工作面，可进入下一个程序施工，否则，采取局部释放孔释放瓦斯的临时措施，重复上述校检工作直至预测指标满足揭煤要求。

2、揭法距≤7m时，采取“先探后掘”措施，探孔保证3m超前距，重点控制顶部岩柱。

2.3安全防护措施

1、建立独立可靠的通风系统

2、远距离爆破：确保在爆破时，一旦发生突出事故，瓦斯流逆转也不会波及爆破地点，以保证人员的安全。

3、反向风门：防止突出的瓦斯逆流进入进风巷道而设置的安全设施。

4、压风自救：一旦发生突出，人员可就近使用压风自救装置，防止人员因瓦斯中毒窒息。

5、井下避难所：一旦发生突出，人员无法撤退时，可进入避难所待救。

3、揭煤期间支护措施

3.1支护设计

3.1.1永久支护

采用11#矿用工字钢半圆拱形支架支护，规格：净宽3900mm，净高3550mm，钢支架分为三段，用8根螺栓连接，棚间距为800mm，两棚间用3根φ16螺纹钢拉杆连接；网使用φ6.5mm×1850×1050mm平焊金属网，网格为100×100mm。网压茬100mm，采用14#铁丝绑扎，间距200mm；顶帮用背板背实，背板规格：φ150×800mm、φ150×1000mm。

3.1.2超前支护

采用φ32×2000mm管缝锚杆，仰角+20°～+30°施工，间距200mm，前后排错开排列。

3.1.3临时支护

在迎头的三架棚上，使用18kg/m的轨道三根（每根长度不低于3.6m）作前探梁进行临时支护，每根轨道用3条七环链固定在棚梁上，前探梁与顶板之间用背板接实背严。

3.2施工方法

1、与9煤揭法距≤2.5m时，巷道支护由锚网喷变更为架棚支护，棚间距为500mm，循环进尺≯800mm，实行“炮前先探后掘”的原则，防止误揭煤层。

2、与9煤揭法距≤1m时，增加超前支护措施，超前支护采用φ32×2000mm管缝锚杆，间距200mm。每次施工炮眼前，先施工超前管缝锚杆，将其打入迎头上方顶板煤（岩）层内，末端与迎头拱形钢梁一齐，然后用10#铁丝把管缝锚杆两两相连，并与正迎头拱形钢梁绑扎结实，整体稳固，使其起到约束掘进进尺范围内拱顶部上方的煤岩，有效地约束围岩在爆破后的一定时间内不发生松弛坍塌。

3、采取“边探边掘、浅掘浅进”的方法施工至揭法距为0.5m处停头，准备爆破一次性揭开煤层。此次揭煤爆破装药量不能超过正常浅掘浅进装药量的两倍，揭开面积要求达到1.0～2.0m2，只要便于施工过煤门预测钻孔即可。

4、过煤施工期间，采取多打眼、少装药、放小炮的施工方法，炮眼深度以1m为宜，循环进尺800mmm，周边眼距300mm，采取隔眼装药，顶部周边眼不装药的措施，炮后用手镐找成形，尽量减小爆破对周边煤层的破坏。每架一棚即喷浆封闭，以缩短围岩暴露时间，防止围岩（煤层）脱落。

3.3技术要求

3.3.1超前支护

1、超前管缝锚杆与巷道顶板夹角为+20°～+30°，顶板稳定不稳定取小值，稳定取大值。

2、超前管缝锚杆横向布置宽度为巷道宽度的1/2～2/3左右，根据顶板完整程度适当增减其布置范围，最外侧超前管缝锚杆向外偏角15°。

3、横向间距为200mm，前后排错开排列，排距根据超前支护锚杆的长度、循环进尺、顶板的稳定性等因素综合考虑确定。

3.3.2 11#矿用工字钢钢支架支护

1、迎山角为3～5°，严禁棚子退山，其误差≯1°。

2、架棚架设垂直于巷道中线，其吊斜误差≯80mm。

3、巷道基础深度与设计值偏差≤10%。

4、架棚间距符合设计要求（揭法距2.5m～0期间棚距为500mm，过煤期间棚距为800mm），其误差≯50mm。

4、结束语

通过区域消突措施钻孔预抽，煤尘的瓦斯含量及瓦斯压力降低，煤层的坚固性系数增加，块状率有效变大，突出危险性明显降低，给管缝锚杆超前护顶提供了围岩稳固性增强的作用。另外，棚间距的变换、边探边掘小炮推进和逐棚喷浆等措施有效的防止了大夹角揭煤的冒顶、煤与瓦斯突出和瓦斯超限等事故的发生。

煤矿复合顶板的支护技术初探 篇6

关键词：煤矿,复合顶板,冒落

1 复合顶板的特点

所谓复合顶板, 必须符合下列条件, 一是煤层层位分明, 由不同岩性岩层组成;二是岩层与岩层之间有分离面, 夹有煤线或有薄煤层软弱岩层;三是易生产下沉位移, 易断裂、冒落;四是在下沉速度上, 软硬岩石不同步。笔者曾在某煤矿参与复合顶板的工作, 现结合实际, 总结该项技术的应用。

某矿东三43#层即属这样的顶板, 煤层发育稳定, 顶板巾细砂岩, 煤层为:0.26m页岩夹煤线, 0.06m煤, 0.20m页岩, 0.10m暗煤。0.60m煤。0.24m页岩, 1.43m煤, 底板细砂岩4.0m, 见图煤层柱状图。为提高煤质, 本工作面在开采时采取留顶煤的方式, 即采高为1.4m。直接顶为1.34m厚的煤及页岩互层, 老顶为18.24m厚的中细砂岩。分层明显, 每层岩石厚度在0.2～0.5之间有煤线, 软弱层和光滑面。

2 复合顶板易冒落的原因。

2.1 施工巷道产生自由面, 使顶板有下沉空间产生位移, 致使岩层断裂、冒落。

2.2 掘进巷道施工时放炮震动, 致使顶板离层。

2.3 如顶板有淋水更能加剧复合顶下沉, 冒落的速度和规模。

3 复合顶板的矿压显现

巷道施工完后, 其围岩的矿压显现如下图, 它不仅有顶压且还产生侧压, 它的顶压即巷道顶板平衡拱岩石的重量, 此时自然平衡拱的跨度, 随着两帮岩石的垮落而扩大, 其拱高也随之增高。43#层走向一面上巷, 巷道宽2.8米, 高2.5米, 沿煤层顶板施工, 断面为矩形, 顶压估算如下:

根据挡土墙理论, 拱跨增大值C可用下式计算:米

式中h-巷道掘进高度

βd-两帮岩石的内阻力角 (或似内摩擦角) 56°

拱跨之半a1=a+c=2.8+2.27=5.07米

a-巷道掘进顶宽之半

拱高米

fk-顶板岩石坚固性系数取2

每米巷道顶压可认为是图中ABCD岩柱的重量即Q=2ab1·rk=2×1.4×2.53×2.5=17.71吨/米

式中rk——顶板岩石容重

其侧压为

吨/米

δ2=ra (h0+h) tg2 () =0.96吨/米

式中ra-两帮岩石的容重

h0-换算高度

总的侧压力

吨/米

根据以上计算, 得出巷道顶压和侧压, 在巷道支护中可依据此数据, 制定出支护形式及材料。

4 复合顶板治理

4.1 复合顶板冒顶机理

复合顶板发生冒顶的几个条件:

(1) 离层。由于支护初撑力小, 刚度差, 在顶板软岩自重作用下, 而顶板上位硬岩未下沉或下沉较慢, 也就是软硬岩层下沉不同步, 软岩快而硬岩慢, 从而导致软硬岩层离层。 (2) 断裂。在原生裂隙和震动裂隙作用下, 在顶板下经软岩层中形成一个六面体, 此六面体上面不挨硬岩层, 四周或是已与原岩层断开, 如果周围没有约束, 而形成冒落。 (3) 去路和倾角。当六面体周围由于掘巷形成一个自由空间, 使其有了去路, 而且六面体向去路方向又有一定倾角时, 在自重作用下六面体就具有向去路方向的推力, 阻力小于推力, 六面体就会滑落。 (4) 诱发条件。六面体与周围岩体间摩擦阻力是岩层及碎矸夹面产生的, 而且夹得愈紧摩擦阻力愈大, 在这种状态下, 如果发生震动, 则夹紧力将减少, 从而使摩擦力也将变小, 可能导致六面体下推力超过总阻力, 掘巷时放炮会对周围岩石产生振动, 对六面体下推始终存在诱发条件。

4.2 复合顶板的支护管理

针对复合顶板发生垮落的条件, 来管理和控制顶板, 使其不致冒落, 而保证安全。对复合顶板的主要控制技术措施如下:

(1) 合理地选择支护材料及规格。根据所施工巷道顶板岩性、顶压、侧压, 选择出锚杆的种类、长度, 根据顶板选择锚杆的密度, 锚杆在分布时, 靠帮锚杆距帮不应大于0.5米, 以防顶板切断。 (2) 提高支护的初撑力。提高初撑力能够有效地把控制复合顶与老顶稳定顶板之间产生位移、离层, 而使其稳定性保持住, 不产生断裂, 提高初撑力的措施是: (1) 采用高预应力锚杆, 用锚杆机注射。 (2) 根据巷道顶压, 合理地布置, 支护锚杆的密度, 使锚杆的预应力大于顶压。 (3) 加强巷道两帮的支护。因巷道片帮加大平衡拱的跨度和拱高, 造成顶板压力增大, 给支护带来困难, 所以必须加强对巷道两帮的支护, 采用锚杆带木帽或挂网的形式支护, 防止片帮, 在施工过程中, 采用光爆工艺, 减少对两帮围岩的破坏。 (3) 在施工中, 要严格按设计规定的层位施工, 不应破顶施工。 (4) 在断面设计时, 以层面在保证通风、运输等条件下, 尽可能减少宽度。 (5) 在遇到断层水线, 裂隙比较发育的顶板, 采取相应的加强支护措施, 采用挂金属网、钢带、锚索、锚杆加大密度等有效措施控制顶板。 (6) 巷道施工后应先立即支护, 减少空顶时间。 (7) 加强科学管理, 加强支护质量和顶板监测。

在施工该矿东三43#层走向二面上巷时, 断面为矩形, 宽2.8米, 高2.5米, 锚杆设计如下:

按悬吊作用设计锚杆支护参数

锚杆采用高预应力锚杆, 它的预应力为4吨

(1) 锚杆长度L=L1+L2+L3

式中L1为外露长度取50mm

L2为锚杆有效长度, 它应大于直接顶的高度

故L2取1.35米

L3内结固段部分为0.2米

故锚杆长度L=L1+L2+L3=1.6m

(2) 锚杆杆体直径

式中d-锚杆直径

Q-锚固力

δt-杆体材料抗拉强度

根据计算锚杆直径取18mm

(3) 锚杆间排距

式中a-锚杆间距m

k-锚杆安全系数, 一般取1.5

r-岩体容重KM/m3

根据计算该巷道在施工中锚杆间排距取0.8×0.8m, 在实际施工的720米巷道中有效地控制了顶板, 没发生冒顶事故。

参考文献

[1]柏建彪, 侯朝炯, 杜木民, 等.复合顶板极软煤层巷道锚杆支护技术研究[J].岩石力学与工程学报, 2001, 20 (1) :53-56.

[2]石玉波, 刘云峰.复合顶板条件下巷道冒顶事故技术分析及预防[J].煤炭技术, 2003, 22 (6) :60-61.

深基坑复合支护施工工艺探究 篇7

某深基坑工程, 面积约为24000m2, 深达21.635m, 属大面积深基坑, 土方体量较大, 约有45万m3, 槽底大部分标高为-21.635m, 局部标高为-8.5m、-17.435m。其基坑深, 槽底标高变化大, 给基坑设计和施工带来了困扰, 最终决定采用复合支护方案。

2 基坑支护设计方案

2.1 设计条件

地泵、临时堆载距基坑顶和坡顶3.0m以外, 西侧剖面地面载荷40kN/m2;南侧、北侧、东侧剖面地面载荷20kN/m2;据上部结构总体施工部署, 预留操作平台及堆载区, 载荷40kN/m2。

2.2 设计方案

(1) 基坑上部采用喷锚+复合钉墙支护的复合支护方案。东侧3.0m土钉墙支护、其余三侧上部8.5m复合土钉墙支护, 放坡l∶0.2, 土钉排数6排, 喷射砼厚100mm, 配Φ8@200×200mm钢筋网, 砼设计强度C20, 中部锚杆腰梁采用20]槽钢。由于上部管线较多, 土钉和锚杆施工采用人工洛阳铲施工, 孔径≥100mm。

(2) 基坑下部则采用地下连续墙+预应力锚杆支护的复合支护方案。地下连续墙墙厚600mm, 墙项部标高-8.5m, 压顶梁600×500mm, 西侧、南侧基底标高-21.675m, 墙底标高-26.675 m (嵌固5.Om) , 设置三道锚杆-8.75m、-13.5m、-18.Om, 北侧基底标高-15.875m, 墙底标高-21.575m (嵌固5.7m) , 设置一道锚杆 (-8.75m) , 东侧 (南北) 基底标高-12.475m部位, 墙底标高-23.675m (-21.675m) , 设置一道锚杆, 东侧 (中部) 基底标高-8.875m部位, 设置一道锚杆;锚杆施工采用干孔作业或护壁套管跟进法, 锚孔孔径150mm, 锚杆为非拆除型锚杆, 锚头浇筑在结构内, 待锚固段水泥浆强度>15MPa并达到设计强度75%后进行张拉和锁定, 锁定荷载为设计荷载的70%, 地下连续墙垂直度≤1/200, 沉渣厚度≤150mm;基坑内喷锚支护放坡1∶0.5, 土钉间距横纵向1500 mm, 喷射砼厚1OOmm, 配Φ6.5@200×200mm钢筋网, 砼±设计强度C20, 土钉孔径≥l OOmm, 砂层、卵石层土钉施工等可采用气动冲击式注浆花管, 孔径≥48mm, 管壁厚≥3mm。

文章在此主要对下部复合支护方案的施工质量控制进行分析。

3 施工工艺

3.1 基坑上部喷锚+复合土钉墙支护施工工艺

根据土钉支护设计方案, 为最大限度地利用土体自身强度, 要求尽可能少地扰动土体, 采用边开挖边支护、跟进作业, 开挖深度满足土钉布置的要求, 严格执行施工工艺和施工流程。施工流程为:土方开挖至设计标高→土钉成孔→插入土钉杆体→注浆→铺设钢筋网→喷射砼面层→养护→下一步土方开挖→成孔。

土钉采用Φ18和Φ22螺纹钢筋, 根据设计长度采用切割机切割, 每间距2.0m用三根20cm长Φ8圆钢在土钉上焊一个对中支架, 确保注浆时土钉杆体居中。

为确保注浆质量, 采用过程监控, 确保注浆压力符合设计要求的同时, 对土钉注浆量进行统计, 换算成每延米土钉的注浆消耗量, 用于指导同一岩性土层的土钉墙施工, 确保施工质量。

(1) 铺设钢筋网。第一排钢筋网进行翻边处理, 一方面有利于排水, 另一方面起到固定钢筋网片的作用, 与土钉和横压筋一起构成了可以将网片牢牢固定在坡面上的体系。上下层钢筋网采用绑扎连接, 搭接长度≥30mm, 如果局部搭接长度稍<30mm, 则必须进行焊接搭接处理。

(2) 喷射砼面层。喷射砼时先进行初喷砼, 厚度为4～5cm, 然后在砼初凝前马上进行终喷砼, 最终喷层厚度为10cm。

为了有效控制喷层厚度, 在每次终喷结束后用细钢筋刺入喷层形成小孔, 然后测量小孔深度, 从而确保喷层厚度满足要求。也可以根据喷层厚度, 在修好的坡面上每隔一定距离钉上短钢筋, 使其长度等于喷层厚度, 然后设定位置编网, 使网与标志性钢筋头相连并初喷砼, 然后终喷砼, 厚度以略见小钢筋头为限, 喷平即止。

3.2 基坑下部地下连续墙+预应力锚杆支护施工工艺

本工程地连墙墙宽为600mm, 共划分107个槽段, 标准槽段为6.6m, 局部为异型段。地连墙除了起挡土作用外, 还起挡水的作用。根据基坑四周条件和坑内槽底标高的不同, 地连墙配筋和嵌入槽底深度也不同, 锚杆布置也有所差异, 关键施工工艺主要包括以下几个方面。

(1) 导墙施工。

导墙采用常规倒“L”型设计, 深1200mm, 宽950mm, 向基坑内侧翻边800mm, 向基坑外侧翻边600mm;配筋采用直径12mm的二级螺纹钢, 纵、横向间距200mm;砼C20, 厚150mm。导墙面至少高于地面约l00mm, 以防止地面水流入槽内污染泥浆。

(2) 现场泥浆制备。

根据本工程的工程地质和水文地质情况, 所用泥浆采用膨润土造浆, 并掺外加剂处理以改善泥浆护壁性能。配合比为水∶膨润土∶纯碱∶CMC=1∶0.08∶0.003∶0.0005。泥浆搅拌时, 先在搅拌筒中加水1/3, 开动搅拌机。在定量水箱不断加水的同时, 加入膨润土, 纯碱。膨润土泥浆一定要充分搅拌, 拌好后, 在贮浆池内静置24h以上。

(3) 钢筋笼制作及吊装。

本工程地连墙典型槽段钢筋笼设计中由于钢筋笼尺寸大、刚度小, 在起吊时易变形, 为了满足钢筋笼起吊要求, 又方便施工, 架立桁架上下弦各设计了50mm长度的接触面, 并将架立桁架筋间距改为700mm, 接触面直接为钢筋的弯曲曲面, 上下弦焊接时采用双面满焊。对于地连墙槽段钢筋笼的加工平台铺设, 场地整平后, 铺上一层厚5cm、粒径2～5mm的碎石, 人工找平, 表面平整度高差<±l Omm, 其中再垫上枕木。碎石铺设面积大于每片钢筋笼, 可发挥保持钢筋干净, 保持操作面整洁, 防止土质平台产生不均匀沉降等作用。钢筋网片在清槽完后3～4h内吊装完毕, 钢筋起吊采用4点起吊, 起吊点分别在端头和0.5L处, 要慎重调节主吊索和副吊索的起吊速度, 防止由于起吊架和钢索在起吊时产生的拉应力面使钢筋笼出现变形。钢筋网片吊放必须垂直对准槽中心, 吊放应缓慢进行, 发现受阻及时吊起经处理后重新吊放。下放到设计标高后, 应用横担将网片搁置在导墙上, 控制好标高, 再进行下一步工序。

(4) 成槽施工。

首先是槽段的合理划分。本工程地连墙单元槽段划分, 在设计阶段未考虑所用的施工机械, 因此按标准槽段设计为6.0m, 加上异型槽段总计划分为114段。而实际施工时, 采用的是BH-12型混合式液压抓斗, 其抓斗斗齿开度为2.5m, 按照“一槽三抓”成槽方法, 其三抓最大抓槽理论宽度为7.50m, 除去锁口管位置600mm, 以及中间最后一抓的预留量300mm, 将地连墙单元长度调整为6.6m。单元长度调整后, 槽段总数减少为107段, 有效地缩短了工期, 保证了施工期间的稳定性。其次是抓槽顺序的确定。本工程由于槽段数量多, 工期要求紧, 因此共配备两台成槽抓斗, 两套锁口管。为使两套设备的利用率达到最高, 本工程采用跳仓抓槽法及顺序抓槽法与跳仓抓槽法结合使用的方法进行施工, 在合理调配锁口管使用的情况下, 可大大提升工效。在单元槽段内, 对标准槽段, 采用一槽三抓法, 即先抓两端, 再抓中间。对于异型槽段, 则根据实际情况进行灵活调整。在成槽施工完成后要注意清槽。

(5) 水下砼浇注。

水下浇注用砼入槽坍落度为18～22cm, 扩散度应为34～40cm, 坍落度保持15cm以上的时间不少于lh;初凝时间不小于6h, 终凝时间不大于24h;石子粒径应小于40mm, 对于钢筋较多的钢筋砼地连墙来说, 石子粒径不宜大于25mm;还应掺用适量的减水剂 (如木质素等) , 以减少用水量和离析。

(6) 接头施工。

在地下连续墙施工中, 接头施工是至关重要的一步, 往往出问题的地方就是接头处, 不管地连墙的接头型式如何, 其基本要求如下:不能妨害已完成的一期槽段, 不能影响后续槽段的施工, 不能限制施工机械和设备的正常运行;浇注砼不得绕过接头而流到外边去;接头结构能承受得住流态砼的侧压力, 并且不会产生过大的变形;需要的时候, 接头应能传递剪力和其他外力, 并且具有抗渗 (水) 性;接头不得窝泥, 并且要易于清除;使用简单的工法和设备就能施工;接头在经济上也是可接受的;接头的施工处理, 不得影响槽段内泥浆的技术性能;接头的结构型式, 应确保砼容易流动, 密实填满每个角落。

(7) 锁口管吊放与提升。

本工程接头采用圆形锁口管, 规格为Φ580×4钢管。锁口管接头属于铰接连接, 其存在一些不足。通过设置预应力锚杆, 可以在一定程度上提高地下连续墙的整体性和刚度。施工前, 先检验接头管的连接是否垂直, 再检查脱模剂是否有未涂到的地方, 待一个单元槽段成槽后, 用吊车将锁口管放入。吊入后, 检验锁口管是否在预定的位置上。吊放到位后, 检查锁口管外侧是否留有空隙, 如有则用级配砂石回填, 防止产生砼绕流。锁口管长度应露出导墙项1.5～2.0m, 以便用千斤顶顶升。待砼浇注完毕1.0～2.0h后, 即可对锁口管进行小幅度的拔动, 可将锁口管抽动约10cm或左右扭动, 以破坏砼土的握裹力。开始时约每隔20～30min提拔一次, 每次上拔30～100cm, 锁口管应在砼浇注结束后8h内全部拔出。拔出后应及时清洗锁口管, 以备下次使用。在提升锁口管过程中, 往往会由于各种原因导致锁口管提升困难。锁口管提升困难时, 立即将千斤顶移位, 开抓锁口管外侧土体, 使锁口管产生松动, 然后再用千斤顶配合吊车提升锁口管。

(8) 锚杆施工工艺。

本工程地层条件简单, 且无地下水, 采用SM-400型锚杆钻机进行干孔作业;-8.5m以下以砂卵石层为主, 且锚杆施工部位含有层间潜水、承压含水层等, 采用带套管钻机进行湿孔作业。 (1) 干作业工艺流程:钻进就位→校正孔位调整角度→钻孔至设计孔深→插放钢绞线束及注浆管→压注水泥浆并二次注浆→养护→安装钢腰梁及锚头→锚杆张拉→锁定。 (2) 湿作业工艺流程:钻进就位→校正孔位调整角度→打开水源→钻孔→反复提内钻杆冲洗→接内套管钻杆及外套管→继续钻进至设计孔深→清孔→停水, 拔内钻杆→插放钢绞线束及注浆管→压注水泥浆→用拔管机拔外套管并二次注浆→养护→安装钢腰梁及锚头→预应力张拉→锁定。

3.3 现场监测

对于现场基坑沉降监测布点:西侧9个, 东侧6个, 北侧7个, 南侧ll个。在对比所有这些点沉降, 西侧W6沉降最大, 其值为24mm, 西侧地连墙上累计位移19mm。整体而言, 基坑位移、塑性区、不平衡力均满足稳定性要求, 且现场监测其变形值也在容许范围内, 说明基坑满足稳定性要求。

4 结语

文章结合具体工程实践, 对深基坑复合支护施工工艺进行分析, 可以看出, 复合支护不但保证了工程质量, 还缩短了施工工期, 有效地节约了工程成本, 是一种高效的支护方案, 可为类似工程的施工提供参考, 但在实践工程中, 还需结合工程实际, 综合性地分析选择支护方案。

摘要：随着高层建筑及大型建筑的广泛建设, 深基坑成为了广大建筑工作者研究的对象。深基坑支护形式众多, 施工工艺各有不同, 需要根据工程实际加以选择。文章结合工程实际, 对多种支护形式相结合的复合支护施工工艺进行了分析。

关键词：复合支护,深基坑,喷锚,土钉墙,地下连续墙

参考文献

[1]许德慧.深基坑支护方案优选方法研究[D].长沙:中南大学, 2002.

[2]潘培强.深基坑支护技术在广州地铁建设中的应用[D].长沙:湖南大学, 2004.

复合支护 篇8

关键词：基坑支护,悬臂桩,钢管桩,旋喷桩,施工工艺

1 工程概况

拟建君悦·紫园住宅小区基坑工程位于长沙市天心区梓园路西侧,场地地貌为丘陵,钻孔孔口标高(自然地面标高)介于50.16 m～51.86 m之间,自然地面最大高差为1.70 m。基坑东侧为梓园路,南、西、北侧为住宅楼,楼层为6F～8F。

本次基坑支护为临时性支护,基坑工程开挖深度约3.0 m～4.0 m,等级为二级,侧壁重要性系数为1.0,设计使用年限小于2年。

2 基坑支护设计

2.1 基坑支护方案选择

基坑边坡支护结构形式多种多样,按照支护结构受力和施工工艺不同,基坑开挖与支护结构形式可分为:自然放坡,悬臂式结构形式(排桩、地下连续墙),重力式(块石挡土墙、水泥土墙、土钉墙等),拉锚式结构,内支撑结构(混凝土支撑、钢支撑)等等,各种支护结构形式都有其优点和局限性。因此,选择合理的支护结构形式是确保基坑支护工程质量的关键。

在了解和研究已有岩土工程、水文地质资料和周边环境条件的基础上,根据实际地质情况及基坑周边环境,对本次基坑工程先采取高压单管旋喷桩止水帷幕止水,再采用“放坡+挂网素喷”支护方式以及“悬臂桩+钢管桩”的支护方式。

1)ABCD段有放坡空间,基坑高度约3.0 m～3.3 m,采用“放坡+坡面素喷混凝土”支护方式。2)DEFG段有放坡空间,基坑高度约3.9 m,采用“放坡+挂网素喷”支护方式。3)GHA段无放坡空间,坡高约3.8 m,采用“悬臂桩+钢管桩”支护方式。

2.2 悬臂桩+钢管桩支护设计

基坑GHA段采用了悬臂桩与钢管桩复合支护方案,长约147.5 m,具体参数如下(见图1):悬臂桩桩径D=0.8 m,桩心混凝土强度C25;冠梁尺寸0.8 m×0.5 mm,混凝土强度C25;桩心距根据平面图中坐标来定,嵌固段长度不小于3 m;钢管桩钢管采用D108δ8地质钢管置于旋喷桩成孔中,钢管桩桩长7.5 m,桩心间距0.8 m(即每隔一根旋喷桩放置一根地质花管),钢管钻花眼,花眼30 mm,花眼间距300 mm×300 mm,梅花形布置,钢管内插入1ϕ25钢筋,用于加强抗弯能力。管内注入M20水泥砂浆,注浆压力0.5 MPa。钢管桩桩顶与冠梁连接,并伸入冠梁内不小于100 mm。

坡面须设置泄水孔,竖向间距1.5 m,横向间距2.0 m,呈梅花形布置。采用ϕ60 PVC管,与水平夹角为10°～15°,L=40 cm～60 cm,泄水孔后需设反滤层,PVC管外层须缠绕两层滤网。

2.3 基坑截排水

场地内地下水类型主要为上层滞水,主要赋存于人工填土及圆砾中,水量较大,受季节性气候因素的影响而变化,其补给来源主要为大气降水及地表排水,弱具承压性。根据勘察报告,稳定水位埋深为0.80 m～2.40 m,相当于标高48.50 m～49.66 m。为保证基坑工程以及后期地下室基础工程的顺利施工,基坑开挖前必须进行止水帷幕施工。

止水帷幕施工:采用高压单管旋喷桩方法对基坑进行帷幕隔水,单排,旋喷桩桩心距为0.4 m,成孔130 mm,桩径500 mm,搭接100 mm。

坡顶地面:基坑开挖后,在场地围墙范围内所剩面积不大,因此可采用地表硬化,反坡措施将地表水(主要为降水)阻挡在基坑之外。

坡面:采用喷射混凝土保护坡面不受地表水冲刷,同时设一些泄水孔,排出土层中的积水。

基坑底:在基坑四周设置排水沟,并视基坑情况设集水井,将汇入基坑的地下水集中抽排出场地。

3 基坑支护施工组织

3.1 人工挖孔灌注桩施工

根据设计工程范围、工程量及现场情况,施工安排大体分四阶段进行,总体安排及施工顺序如下:

第一阶段:施工准备阶段,施工前必须详细查明原有高、低压电线,通讯电缆,煤气管道及下水管道等管线,并做好相应改造搬迁工作,尽量避免因工程施工而影响居民用水、用电、用气及通讯等;认真做好技术交底;人员及机械设备到位,严格遵守有关部门对环卫、城管、渣土、交警等部门管理规定,办好有关手续。

第二阶段:护壁桩施工,分两序列跳挖,跳灌。

第三阶段:止水帷幕施工。

第四阶段:基坑土层按设计坡率开挖。

第五阶段:扫尾施工阶段。

3.2 高压单管旋喷桩施工

高压单管旋喷桩施工工艺如下:

1)场地平整:先进行场地平整,清除桩位处地上、地下的一切障碍物,场地低洼处用粘性土料回填夯实,并做好排浆沟。2)测量定位:首先采用全站仪根据高压旋喷桩的里程桩号放出试验区域的控制桩,然后使用钢卷尺和麻线根据桩距传递放出旋喷桩的桩位位置,用小竹签做好标记,并撒白灰标识,确保桩机准确就位。3)机具就位:人力缓慢移动至施工部位,由专人指挥,用水平尺和定位测锤校准桩机,使桩机水平,导向架和钻杆应与地面垂直,倾斜率小于1.5%。对不符合垂直度要求的钻杆进行调整,直到钻杆的垂直度达到要求。为了保证桩位准确,必须使用定位卡,桩位对中误差不大于5 cm。4)启动钻机边旋转边钻进,至设计标高后停止钻进。5)浆液配制:水泥浆液配制严格按设计要求控制,搅拌灰浆时,先加水,然后加水泥,每次灰浆搅拌时间不得少于2 min,水泥浆应在使用前一小时制备,浆液在灰浆拌和机中要不断搅拌,直到喷浆前。喷浆时,水泥浆从灰浆拌和机倒入集料斗时,过滤筛,把水泥硬块剔出。水泥浆通过胶管送到旋转振动钻机的喷管内,最后射出。6)喷射注浆:在插入旋喷管前先检查高压设备和管路系统,设备的压力和排量必须满足设计要求。各部位密封圈必须良好,各通道和喷嘴内不得有杂物,并做高压水射水试验,合格后方可喷射浆液。7)冲洗:喷射施工完成后,应把注浆管等机具设备采用清水冲洗干净,防止凝固堵塞。管内、机内不得残存水泥浆,通常把浆液换成清水在地面上喷射,以便把泥浆泵、注浆管和软管内的浆液全部排除。8)重复以上操作,进行下一根桩的施工。

3.3 支护桩工程施工

支护桩施工包含以下工序:施工准备(测放桩位)、桩孔开挖、地下水处理、护壁、钢筋笼制作与安装、混凝土灌注、混凝土养护等。

开挖前应平整孔口,并做好施工区的地表截、排水及防渗工作。雨季施工时,孔口应加筑适当高度的围堰。采用间隔方式开挖,每次间隔1孔～2孔的顺序施工。桩身做倒挂护壁处理。基岩或坚硬孤石段不可采用松动爆破方式。开挖基本成型后再人工风枪刻凿孔壁至设计尺寸。

4 结语

本工程在周边环境复杂,土层性质较差的情况下,综合考虑工程地质水文地质条件,基坑周边环境,支护结构使用年限等因素,采用了高压单管旋喷桩止水帷幕止水,BHA段由于场地空间狭小并要求严格控制变形,于是采用了悬臂桩与钢管桩复合支护方案,保证了工程的稳定性和经济性,并取得了良好的经验,为以后类似的工程提供了良好的借鉴。

参考文献

[1]JGJ 120-99,建筑基坑支护技术规程[S].

[2]陈忠汉,黄书秩,程丽萍.深基坑工程[M].北京:机械工业出版社,1999.

[3]JGJ 79-2002,建筑地基处理技术规范[S].

近距离煤层复合顶板支护技术探析 篇9

在现代矿压理论中，通常认为对巷道中矿压显现程度起着决定性作用的是煤柱的集中应力，这也就是说，想要实现对巷道稳定性的控制，就要想办法降低巷道中的应力。实际上，将巷道布置在低应力区是解决这一问题的根本途径，而且，根据已有的工程实践经验，这一途径的采用确实能够对巷道维护起到极大的帮助作用。

进一步说，煤柱上集中应力的大小、方向等性质是由煤柱自身的结构和形态决定的。因此，在对近距离下部煤层巷道位置进行选择时，要综合考虑巷道顶板的破损程度、煤柱上集中应力的分布和方向等因素，并结合设计人员自身的经验来进行最后的确定。

2 巷道中支护技术的应用机理

根据支护技术应用机理的不同，可以将支护技术细分为不同的种类，在此主要介绍两种最为常见也是能够在近距离煤层复合顶板的加固上进行应用的两种支护技术，即架棚支护和锚杆与桁架支护。

2.1 架棚支护

顶板受到一定程度的破坏，顶板节理裂隙发育，这些变化都会导致顶板稳定性与承载力的降低。在矿体比较复杂或者是矿岩整体较大时，矿山受到压力作用，其表面上的裂缝就会继续扩展、放大甚至是完全破裂，此时矿山在自重与上层覆岩的双重作用下产生下沉，最终导致金属棚梁和棚腿的弯曲变形，工字钢棚也会相应地发生变形，使得巷道的实际断面发生变化，变低、变窄，不再符合安全生产的要求。

2.2 锚杆与桁架支护

当顶板的强度较小时，就容易产生弯曲变形，弯曲变形会产生进一步的抗拉、抗压强度降低。因此，要完全保证巷道内的安全，对近距离煤层复合顶板进行加固是很有必要的，通过增加支撑力来提高顶板的承载力，通过对顶板的直接加固来提高顶板的稳定性。在对加固原理有了比较清楚认识的基础上，可以考虑锚杆与桁架的组合支护，这项支护技术的应用能够使巷道的稳定性和承载力得到更大程度的改善，下面简述其支护原理：

2.2.1 高预应力锚杆支护通过加固顶板来增强顶板的抗弯强度，并与其共同组成稳定组合梁来实现更进一步的稳固，桁架的铺设能够起到相同作用，也就是说，桁架支护同样是通过加固顶板实现保护作用。

2.2.2 在锚杆桁架预应力作用下，围岩上每一根锚杆周围都会形成规则的压缩带，压缩带的作用是承受自身重量并支撑上层覆岩。

2.2.3 锚杆桁架的配合使用能够提高安全系数，也就是说，在某个别锚杆或桁架出现问题的时候，其他的锚杆或桁架就能够继续分担失效部分的作用，使得整个支护作用更加安全可靠。

3 巷道中支护技术的相关参数

在明确支护目的的情况下来确定巷道中支护技术的相关参数，通常需要遵守以下的总体大原则：经济上合理、技术上可行、安全上有保证、施工上简便、效果上明显。在实际进行参数确定时，还需要首先弄清楚巷道自身的实际参数，如上下帮高、宽度等，在此基础上再对锚杆长度、间排距、锚固方式等进行一一的分析和确定，下面简要阐述部分在确定过程中需要首要把握的点。

3.1 锚杆选择：

采用强度锚杆，其具体直径、长度、预紧力等应根据实际要求来进行选择，但其锚固力最低不应小于80kN。

3.2 锚固角度确定：

在进行锚杆的布置时，要求其与顶板呈45°夹角，中间部分则应垂直于顶板。

3.3 间排距：

排距1000m m，间距800m m。

3.4 锚固方式的选择：

使用加长锚固方式，锚固长度确定在1000mm。

3.5 桁架系统的确定：

桁架系统需要配备以下附件：桁架托盘、水平锚索、桁架角和U型卡等。

3.6 巷道断面：

巷道断面设计成梯形，其实际的净断面设计尺寸则需按照巷道自身尺寸来进行确定。

4 巷道中支护技术的效果分析

在巷道支护加固完成后，还需要掌握其实际的支护效果，有不良现象出现就需要进行有效的补救，还可以进行进一步的优化和改进。这一工作的完成就需要进行一系列的实验来对支护质量进行检测，包括围岩表面上的位移、顶板观测等，需要得出的数据包括底板变形量、顶板下沉量和巷道两帮变形量，将得到的数据进行客观的加工处理，做出易于呈现和读取的变化关系图，以便于分析和后来的查证。

5 巷道中支护技术的经济效益分析

在任何一项工程中，成本、利益之间的平衡和优化都是不得不重视的问题，毕竟对于煤矿工程而言，经济利益是最根本的目的。下文中将就其直接利益和间接利益进行分别的探讨。

5.1 直接利益

巷道中的支护成本主要是支护技术本身的费用和其他相关的费用。巷道技术自身的费用主要是三个大的方面：一是相关材料，如绞线、工字钢等购进所耗费的资金，二是这些材料的运输费用，三是这些零件进行安装、放置的费用;其他相关费用则主要是指巷道支护完成后在其服务期内的相关费用，如维修费、折旧费等。因此，我们在这里所说的直接利益，简要来说，节约成本就是提高收益。因此，在进行材料的选择、安装的控制、维护的保障时，都要站在成本与利益的高度上来进行。

5.2 间接利益

在进行巷道支护中，间接利益的获得建立在技术和效率高度上，主要包括四个方面的具体内容：效率与工期的控制，运输量的协调与控制，安全性能的保障和速度的控制。在这些方面下工夫做好，就可以间接地提高收益。

6 结语

支护技术的优化和改进，是巷道支护技术上的重大突破。我们可以看到，主动支护技术能够起到相应的作用，能够保证巷道在受到强烈破坏时不至于发生太大的变形和损坏，有保障安全的能力。且技术先进、可靠性高、经济效益突出，不能预见，在我们进一步的共同努力下，支护技术在近距离煤层复合顶板上的应用，是会有新的突破和进步的。

参考文献

[1]李明国.近距离煤层下层煤巷复合顶板锚杆与桁架支护技术[J].煤矿开采, 2007 (2) .

[2]高应山.近距离煤层复合顶板支护技术应用[J].山西煤矿, 2011 (4) .

复合支护 篇10

关键词：特厚复合顶板 动压区 顶压掘送

新型高强度锚杆支护技术在鸡西分公司推广和使用已比较普遍。但在动压区内特厚复合顶板的支护方面还是空白。下面谈一谈双河矿西区3#层Ⅱ条带采面上巷动压区内的特厚复合顶板的支护过程的施工工艺和具体要求。

1 工程概况

1.1 双河煤矿三水平西区3#左部Ⅱ条带，为同片盘内Ⅰ条带综采接续面，其巷道布置如图（1）示。总工程量2050m，下巷520m，上巷560m，切面170m，尾排及横川800m。

1.2 3#煤层属中厚煤层，其煤层结构比较简单，煤层厚度2.4m，伪顶为细粉砂岩，厚度在1.5m左右，并且层理较发育，4#煤层位于其上方，厚度1.8～2.0m，4#煤层顶板为细砂岩，厚度为5m，3#煤层的直接底板是细砂岩，厚度为1.5～2.0m，并且层理较发育。煤层倾角在6°～14°之间，其走向变化较大。对于3#层Ⅱ条带来说，主要位于三水平深部，其采深、垂直压力分别为800m、 20Mpa，受F1大断层的影响和制约，进一步扩大了地质变化的范围，3#、4#煤层的间距呈现变小的趋势，由原来的16m变为2.5～4.0m，其煤层柱状如图（2）所示。

2 支护参数设置

对于支护材料，通常情况下，选择φ18左旋纵筋螺纹钢杆体，锚固剂端头锚固选择长2000mm，CK2335型树脂，其锚固长度通常为700mm，锚杆之间的排距控制在900x1000mm，采用10#镀锌铁丝编制的菱形网做金属网，其网孔为40mmx40mm，规格1200mmx1800mm，钢带采用规格为2900mmx80mm和2.75mm钢板制作的“W”钢带。

3 锚网钢带、锚索支护原理

3.1 支护工艺选择新型高强度树脂锚杆，在对锚杆进行安装的过程中，顶锚杆的初锚力通常情况下需要达到80KN，在初锚力的作用下，锚杆产生的预紧力，进一步对围岩进行约束，在锚杆的端点同时形成压缩区，该压缩区的特点是交叉重叠，同时形成刚性压缩区域带组合平衡拱，该平衡拱具有一定厚度，并且连续。

3.2 锚杆本身只起组合作用，不能承载。通常情况下，对于上覆岩体，组合平衡拱能够起到支撑的作用，同时围岩反作用于组合梁。在对巷道进行爆破的过程中，巷壁往往会产生一些裂隙，在锚杆预紧力的影响下，会导致锚杆间的岩块脱落，进而在一定程度上造成锚杆失效，使组合梁的作用遭到破坏，进一步使得支护作用弱化或消失。

3.3 在靠近两帮处，倾斜安装两根顶板锚杆，同时在两帮煤体有效支撑的顶板范围内深入上部的锚固端，为了加强组合梁的支护强度，提高组合梁与靠煤帮角处的抗剪能力，采取措施使组合平衡拱纵深到煤帮有效支撑范围内。下端与锚杆之间通过钢带进行相互连接，同时施加预紧力，进一步使锚杆与钢带构成一个整体，共同支撑上覆岩体。

3.4 将锚索支护工艺应用到支护过程中，将组合梁悬吊在巷道顶板上部的稳定岩层中，对于锚索来说，由于施加的预紧力较大，因此在一定程度上挤压岩层中的层理、节理、裂隙等不连接面，进一步增加了彼此之间的摩擦力，围岩的强度大大提高，锚网钢带的支护作用得以巩固和强化。

3.5 对煤帮加大支护的力度，在支护过程中，支护网选择使用φ16圆钢锚杆配合菱形锚网，其初锚力通常情况下为30KN。通过上述处理，煤帮的承载能力进一步增加，同时支撑对上覆岩体及组合平衡拱，在动压的影响下，导致采空区的煤帮剧烈变性，进一步增加了煤帮的承载能力，对煤帮片落进行有效的束缚，巷壁对顶板支护作用大大增强。

3.6 支护的原则：在对上覆岩体进行支护的过程中，通常情况下需要遵守“三高一大两到边”的原则，所谓三高一大两到边就是：在设计锚杆的过程中，在强度、预紧力、可靠性三个方面要高，间排距要科学合理地增大，顶板和帮要支护到边，并且不大于300mm和200mm。

4 施工工艺

4.1 在巷道掘进施工过程中，采用综掘机进行施工，巷道断面为8.0m2，最大控顶距控制在1.2m，在施工过程中，顶板挂菱形金属网，并且需要抻紧金属网，避免出现松懈，可以在工作面后面打帮锚杆，但是滞后距离控制在30m，锚杆托盘与巷壁之间要贴紧，防止松动。

4.2 改方案后的施工要求。将一排锚索补布在原巷道顶板，锚索的规格为：直径φ15.24mm，长7.0m，预紧力大于13吨，锚索间距2.0m，采用φ16圆钢树脂锚杆制作帮锚杆，长度1.6m，预紧力大于3吨，帮补挂菱形金属网，并且布置两排，间排距为1.0m×1.2m，要求60天内完成200m巷道预留变形量，尽量避免强烈破坏围岩。

5 3#左部II条带动压区支护总结分析及效果

5.1 通过对支护经验进行总结，重新确定支护方式，在巷道支护过程中，通过采用锚网、钢带、锚索等联合支护，对于帮的支护要给予高度关注，在动压区内，有效地支护了动压显现剧烈的掘进巷道，通过支护，顶板下沉量控制在300mm，巷帮移近量较大的地方有两处，其变形量400mm，不影响巷道的使用。

5.2 更新支护概念，对支护加大投入，施工作业严格遵守施工工艺要求，对帮支护给予高度的重视。在I条带施工，由于原来采用的支护方式如图（3）所示，对顶板进行有效的支护。另外，在II条带施工过程中，由于使用自制钢丝绳和钢带，质量难以保证，因此在顶板来压时，经常会导致钢带失效，对于顶帮来说，由于移近量过大，影响对围岩的支护。所以以后进行施工时，为了提高支护质量，通常需要采用新的支护设计方案，如图（4）所示，这种支护方式能够对围岩进行有效的支护。

5.3 对施工工艺加强管理，提高员工素质，强化责任心，对支护加大监督检查的力度。在施工过程中，为了确保工程质量，锚杆要杜绝失效，铺平伸直锚网，密实接触帮，保证锚索锚固的深度和初锚力等。

5.4 根据地质条件的实际情况，对支护方案进行及时的调整，及时采区补救措施，对发现的支护薄弱环节进行处理，II条带在I条带深部，其围岩变化显著，特别3#煤层与上部4#煤层层间距由原来的16m左右，变为2.5～4m，岩性变化较大，增加了符合顶板厚度。

6 结论

通过西区3#层II条采面上巷的施工，我们认识到，在今后的采区巷道布局上尽量避免顶压施工，造成支护成本加大，在本层接续中，人员队组过于集中，也不利于安全管理。

参考文献：

[1]黃福吕.兖州矿区煤巷锚网支护技术[J].内蒙古科技大学学报，2000（1）.

[2]袁和生.煤矿巷道锚杆支护技术[M].北京：煤炭工业出版社，1997（9）.

[3]何满潮，袁和生，靖洪文.中国煤矿锚杆支护理论与实践[M].科学出版社，2004（4）.