神山灰岩矿溜井储矿仓垮塌处理支护方案设计_练兰英.pdf

神山灰岩矿溜井储矿仓垮塌处理支护方案设计 练兰英 1 李中楠 21 （1. 皖江工学院土木工程学院， 安徽 马鞍山 243000； 2. 中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司， 安徽 马鞍山 243000） 摘要神山灰岩矿溜井底部储矿仓在掘进完成后发生垮塌， 破碎硐室顶拱中部塌落呈倒置漏斗状空腔， 该 处锚网支护系统损毁失效， 漏斗状空腔边沿悬挂已失稳未完全垮落岩体， 存在再次塌方隐患。主要原因为岩体自 稳能力差， 同时在溜井储料仓爆破开挖过程中， 对岩体带来扰动。根据现场实际情况， 采用自上而下的原则， 对垮 塌区域上部岩体采用长锚杆加固， 然后对垮塌区域顶板进行喷射混凝土支护， 采用长锚杆网喷对当前垮塌空区顶 板进行加固。实践表明 采用回填粗砂的方式进行垮塌区处理施工， 可保证空顶下作业安全； 采用涨壳式预应力锚 杆， 可及时控制垮塌区继续发展， 能够有效保证顶板安全。本方案对于处理较大垮塌空区有良好的工程借鉴经验。 关键词储矿仓垮塌硐室空腔支护设计充填加固 中图分类号TD325文献标志码A文章编号1001-1250 （2019） -08-050-04 DOI10.19614/ki.jsks.201908009 Design of Support Scheme for Collapse Treatment of Storage Bin at Chute in Shenshan Limestone Mine Lian Lanying1Li Zhongnan22 （1. School of Civil Engineering， Wanjiang University of Technology， Maanshan 243000， China； 2. Sinosteel Maanshan Institute of Mining Research Co.， Ltd.， Maanshan 243000， China） AbstractThe storage bin at the bottom of the chute in Shenshan Limestone Mine are collapsed after the completion of excavation. The collapse of the middle part of the roof arch of the crushed chamber shows an inverted funnel-shaped cavity. The bolt-mesh support system was damaged and failed at this site. The rock mass suspended along the edge of the funnel- shaped cavity was unstable and incompletely collapsed， so there was a hidden danger of secondary collapse. The main reason for that above is the poor self-stability of rock mass， and disturbance to rock mass during the blasting excavation of storage bin at chute. According to the actual situation of the site， the principle of from top to down is adopted to reinforce the upper rock mass of collapse area with long bolts. Shotcrete support for roof in collapsed area are used to make the roof reinforcement at the current collapsed goaf by long-bolt and net spraying. Practice shows that the safe operation under the goaf roof can be guar- anteed by using coarse sand backfilling to deal with the collapsed area. Continuous development of collapsed area can be con- trolled in time by using shell-expanding prestressing bolt. This scheme effectively ensures the safety of roof and has good engi- neering experience for dealing with large-scale collapsed goaf. KeywordsCollapse of ore storage bin， Cavity， Support design， Filling and reinforcement 收稿日期2019-06-05 作者简介练兰英 （1984） ， 女， 讲师， 硕士研究生。 总第 518 期 2019 年第 8 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 518 August 2019 1工程概况 神山灰岩矿建设工程项目位于安徽省池州市西 南方向约 37 km 处， 水运交通便利。矿区面积约 4.729 9 km2， 开采矿种为水泥用灰岩、 普通建筑石料， 总储量为19.21亿t， 设计开采规模为7 000万t/a。项 目分为矿山开采及矿石加工系统、 物流廊道工程及码 头工程三大部分， 矿石爆破开采后经溜井、 平硐运输 至矿石加工系统， 加工后成品混合料经物流廊道运输 至码头堆场。项目2溜井直径8 m， 井口标高310 m， 井底标高为69.861 m， 井底矿仓高度20 m， 设计采用 600 mm厚钢筋混凝土60 mm锰钢板支护。2018年 11月3日晚8时10分， 2溜井底部储矿仓在掘进完成 后发生垮塌， 垮塌高度距重板硐室底板约20 m， 宽度 20 m， 厚度6 m， 同时连带破碎硐室顶板垮塌， 破碎硐 室顶板形成大于4 m的空腔， 同时在距重板硐室底板 21.9 m位置， 岩壁出现水平裂缝， 储矿仓垮塌岩体上 50 ChaoXing 部， 高程约85 m位置存在岩壁开裂现象， 岩壁存在继 续塌方的隐患。 2工作面情况描述 2. 1塌方前 破碎硐室和储矿仓位置相邻， 空间上与断面尺 寸20 m （宽） 5 m （高） 的重板给矿机硐室 （M硐） 相 连通， 设计中隔岩壁厚 5.2 m， 高 9.7 m。塌方前破 碎硐室已开挖至59.561 m高程， 储矿仓已开挖至设 计 65.211 m 高程， 破碎硐室设计为锚网支护 （ϕ22 mm锚杆， 3 m长， 树脂锚固剂全锚固） ， 开挖高程以上 锚网支护已全部完成。破碎硐室开挖过程中顶拱出 现裂缝， 参建各方议定了锚杆加强支护方案， 塌方前 该方案已实施 80 （排架搭设完成， 锚杆孔基本完 成） 。储矿仓设计为喷15 cm厚钢纤维混凝土支护， 因开挖还未验收， 塌方前还未喷护。 2. 2塌方后 如图1所示， 塌方渣体约1 400 m3， 破碎硐室内锚 杆施工脚手架大部分倒塌损毁， 剩余未倒塌部分架 体严重变形， 无法再投入使用， 需进行拆除。破碎硐 室顶拱中部塌落呈倒置漏斗状空腔， 该处锚网支护 系统损毁失效， 漏斗状空腔边沿悬挂已失稳未完全 垮落岩体， 存在再次塌方隐患。 3原因分析 （1） 破碎硐室区域岩石整体断面呈现层状堆叠， 层理极发育， 岩体层状呈水平， 层间夹粉泥质， 黏结 力弱， 自稳能力差。在 2破碎硐室开挖过程中， 硐室 顶部有裂隙发育。破碎硐室拱顶在锚杆孔钻进过程 中， 有渗水情况。储矿仓下挖后， 溶洞水顺储矿仓壁 面持续流淌， 渗入临近破碎硐室岩层中， 加剧水压 力， 使岩体自稳能力进一步减弱。 （2） 储矿仓开挖成型后， M洞与破碎硐室贯通， 形 成进深5.2 m， 跨度20 m的双拱形空间， 安装的钢拱 架超过受力极限， 失稳垮塌。同时在溜井储料仓爆 破开挖过程中， 对岩体带来扰动， 进一步加剧了裂隙 的发展与扩张。 （3） 破碎硐室顶拱裂隙支护按既定方案已完成 造孔约120个 （6 m/9 m，ϕ76 mm， 间距2 m2 m梅花 型布置， 设计总共160个） ， 但尚未安装锚杆， 空孔对 岩层整体性存在一定不良影响。 （4） 储矿仓和破碎硐室之间的岩壁在爆破扰动、 裂隙水压力等不良影响下， 岩体自稳能力较差。 4支护方案设计 根据现场实际情况， 支护采用自上而下的原则， 首先对垮塌区域上部岩体采用长锚杆加固， 然后对 练兰英等 神山灰岩矿溜井储矿仓垮塌处理支护方案设计2019年第8期 51 ChaoXing 垮塌区域顶板进行喷射混凝土支护， 采用长锚杆网 喷对当前垮塌空区顶板进行加固， 在保证顶板安全 的情况下， 分段施工模板和破碎硐室钢拱架， 对整个 垮塌空区采用钢筋混凝土充填加固。 4. 1顶板加固 4. 1. 1储矿仓上部溜井壁支护方案 自2018年11月3日破碎硐室顶拱及储矿仓局部 发生坍塌后， 上部溜井壁出现裂缝， 为防止裂缝扩 展、 新裂缝产生影响溜井安全， 采用长锚杆进行加 固。锚杆选用业主选定的中空涨壳式锚杆， 型号 EX25N （R25/5-A （B） ） ， 锚杆各项参数见表1。 注 ①中空锚杆体力学指标同RD型中空注浆锚杆； 也可按用户 技术要求生产。②锚杆钻孔直径大小对涨壳锚杆的预应力影响大， 应严格按表中直径钻孔， 并用规定钻头。③预应力值与施工现场岩 石地质条件、 涨壳锚固件强度有关， 建议由设计确定； 其取值不得大 于涨壳锚固件的极限强度， 表中建议预应力值按涨壳强度定， 取安全 系数1.5； 预应力损失根据地质条件不同， 一般在1.25～1.5之间， 初始 预应力值可取涨壳强度的0.8。 支护参数 锚杆按间距1.0 m， 排距2.0 m布置， 倾 角45， 共布置5排。锚杆长度9 m， 全长锚固。 4. 1. 2垮塌空腔顶板加固支护 4. 1. 2. 1加固支护总体方案 破碎硐室顶拱与储矿仓上部额墙一起垮塌后形 成长22 m， 宽14 m， 高20 m的空腔， 空腔顶板裸露面 积超过300 m2。为防止发生进一步塌落， 影响下部施 工安全， 需对空腔顶板进行加固支护。加固支护总 体方案为喷射混凝土长锚杆喷锚网支护， 分二步施 工。第一步采用喷射混凝土支护， 第二步进行长锚 杆施工， 然后挂钢筋网， 最后再次施工喷射混凝土。 4. 1. 2. 2设计支护参数 （1） 第一次喷射混凝土支护。喷射混凝土支护 厚度150 mm， 强度等级不小于C20， 1 d龄期的抗压强 度不低于5 MPa。 （2） 长锚杆支护。①锚杆选用业主选定的中空 涨壳式锚杆， 型号EX51N （R51/7.5-A （B） ） ， 锚杆各项 参数见表1； ②长锚杆在空腔顶板全范围布置， 间距 为1 200 mm， 排距1 300 mm， 锚固倾角0～15 （与垂 直方向夹角） ； ③根据现场踏勘和业主提供的相关资 料， 空腔顶板松动圈最大厚度确定为4 m， 应用锚杆 支护悬吊理论， 即锚杆有效长度为4 m， 锚杆外露长 度定为0.2 m， 有效锚固段长度设计4.8 m， 锚杆全长 为9 m； ④设计要求注浆28 d抗压强度大于30 MPa， 施工时应经过配比试验后确定水泥浆配合比。 （3） 挂网施工。长锚杆施工完成挂钢筋网施工， 钢筋网采用直径8 mm圆钢筋制作， 网度为200 mm 200 mm， 通过长锚杆与顶板压紧固定， 长锚杆之间再 采用1根宽度16 mm， 厚度5 mm的钢板作为压条使 钢筋网与顶板充分贴紧， 保证加固护顶效果。 （4） 第二次喷射混凝土支护。挂网施工完成后 进行第二次喷射混凝土， 喷射混凝土支护厚度150 mm， 强度等级不小于C20， 1 d龄期的抗压强度不低 于5 MPa。 4. 1. 3锚固力校核 （1） 锚杆锚固力计算。选定的型号为 EX51N （R51/7.5-A （B） ） 的锚杆， 其涨壳极限抗拉力≥400 kN， 锚杆体极限拉力值≥580 kN， 二者取小值， 即锚杆 极限锚固力QJ400 kN。按规范要求， 锚杆安全系数 K 取值 1.5～2.2， 取 K2.0。锚杆锚固力可达 QJ/K 400/2200 kN。按最大锚固倾角15计算， 锚杆锚固 力Q1200cos15193 kN。 （2） 锚固体 （砂浆） 与钻孔壁的黏结力计算。锚 固体与钻孔壁的黏结力Q2π锚固段长度钻孔直 径砂浆与孔壁的黏结强度4.80.083.140.35 422 kN。 （3） 锚固体 （砂浆） 与锚杆的黏结力计算。Q3 π锚固段长度锚杆直径砂浆与锚杆体的黏结 强度4.80.0513.140.8615 kN。 （4） 单根锚杆所悬吊重力计算。按长锚杆布置 网度计算， 悬吊重力W锚杆间距锚杆排距松动圈 厚度松动圈岩体容重1.21.3426.8167 kN。 单根锚杆锚固力Q取 （1） 、（2） 、（3） 中最小值。单 金属矿山2019年第8期总第518期 52 ChaoXing ［1］ ［2］ ［3］ ［4］ ［5］ ［6］ 根锚杆所悬吊重力W167 kN＜单根锚杆锚固力Q， 即193 kN， 满足加固要求。 4. 2垮塌空区混凝土支护 空区支护采用C30钢筋混凝土支护， 重板硐室顶 部放置10根28a工字钢， 自下而上铺设ϕ22200竖 筋， 箍筋采用ϕ22200沿空区全高度布置。施工缝 设置ϕ22200钢筋网沿额墙宽度双向布置。破碎 硐室顶部设置1 m1 m钢筋笼， 钢筋笼按垮塌区域 全长布置。矿仓底部 “蘑菇头” 及重板硐室配筋按原 设计进行。 混凝土额墙两侧设置2排补强锚杆， 锚杆采用中 空涨壳式锚杆， 型号 EX25N （R25/5-A （B） ） ， 设置 2 排， 排距5 m， 间距1 m， 锚杆长9 m， 外露1 m。 鉴于混凝土体积较大， 施工时严格遵守 GB 504962018 大体积混凝土施工标准 ， 须分段浇 筑， 减小混凝土水化热的影响。 5结论 （1） 对于层理极发育、 自稳能力差岩层， 大断面 硐室开挖过程中， 采用整体断面一次成型爆破， 极易 造成顶部垮塌， 在支护不及时的情况下， 容易产生安 全事故。 （2） 施工中采用回填粗砂的方式进行垮塌区处 理， 可保证空顶下作业安全。 （3） 采用涨壳式预应力锚杆， 施工时间短， 预应 力大， 可及时控制垮塌区继续发展， 能够有效保证顶 板安全。 （4） 本方案对于处理较大垮塌空区有良好的工 程借鉴经验。 参 考 文 献 刘艳章， 李京， 胡斌， 等.确定交叉巷道锚杆支护参数的围岩 平均应力集中系数分析方法 ［J］ .金属矿山， 2018 （7） 32-37. 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