复杂巷道范文（精选8篇）
复杂巷道 第1篇
平禹煤电公司二矿 (以下简称二矿) 井下二级2条下山斜巷位于五2煤层的伪顶及煤层中, 上覆岩层分别为:伪顶, 炭质泥岩, 厚0.2～3.0 m;五2煤层, 煤厚1.0～1.8 m;基本顶, 厚层中粒砂岩, 厚度8～13 m;底板为砂质泥岩。原为三心拱料石砌碹的提升下山斜巷净宽2.8 m, 净高2.6 m, 变形后巷道宽度不足2.0 m, 高度不足1.5 m, 底板鼓起高度0.2～0.3 m;另一条行人猴车兼回风斜巷原为梯形断面, 工字钢及水泥棚支护, 变形后通风行人都较困难, 造成矿井通风阻力大, 行人猴车被迫停运。
2 巷道失稳变形破坏的原因分析
(1) 底板和两帮煤 (岩) 体的承载能力低是巷道失稳的主要原因。
巷道沿底板掘进, 底板大多为砂岩互层, 夹有煤线和泥岩, 两帮为伪顶和煤层, 岩性松软, 造成巷道围岩物理稳定性较差, 在水和风化作用下, 表现出极低的力学性能。因此, 如不采取有效的提高围岩力学性能的措施, 必然造成巷道围岩产生显著的失稳变形破坏。
(2) 底板和底角未采取有效的控制措施造成底鼓严重和两帮内挤。
巷道底板为软煤或泥岩, 且在掘进过程中局部底板泥岩破坏, 造成较大扰动, 在风化和水的作用下, 底板泥化、软化, 底鼓严重。而在巷道维护过程中, 仅采用拉底的措施来满足巷道的断面要求, 使得底板进一步弱化, 出现典型的巷道“基础”不牢现象, 使巷道出现两帮内挤和下沉, 进而影响巷道整体支护结构的稳定。
(3) 巷道支护结构和参数不合理。
根据研究表明:一旦巷道支护体的强度、刚度及可缩量不适应巷道位移特性, 则会首先破坏, 然后导致其他部位失稳, 最终导致巷道全断面失稳破坏。所以, 对巷道两帮和底板必须采取合理的处理措施, 而在原巷道施工和返修中不够重视。
原设计大巷两帮煤体采用厚600 mm的石墙刚性支护, 远远不能满足两帮软煤体的变形要求。在稳定直接顶和软弱底板 (角) 的作用下, 当侧压 (两帮碎胀变形力) 作用在石墙上时, 两帮上部变形较小, 而下部内挤量大, 导致两帮支护失效。在两帮支护失效的情况下, 由于底板的变形约束减小, 又进一步加剧了底鼓。
3 维修技术方案
根据现场的调研发现:巷道失稳破坏的现象主要是底鼓、两帮内挤, 顶板支架破坏较少。经分析, 其主要原因是:①2条下山斜巷东西两边均为采空区, 护巷煤柱采动过多, 所留设宽度不当, 造成斜巷处在高应力区;②底板和两帮煤 (岩) 体的承载能力低, 原设计的支护结构和参数不合理, 导致未能有效控制两帮和底板的变形和破坏。
在现有巷道位置和煤柱宽度已经无法改变的情况下, 二矿从改变原设计支护结构和参数以及卸压两方面入手, 设计以下返修方案。
根据巷道变形破坏特点及使用要求, 设计采用矩形断面结构, 全断面实施锚杆、锚索加网支护, 两帮和底角进行注浆加固, 以改善底板和两帮煤 (岩) 体的承载能力。同时, 在两帮打适量的卸压孔, 一方面释放部分变形压力;另一方面, 转移应力集中区, 减小该巷道的支护难度。
3.1 支护结构
为满足通风、运输需要, 并考虑变形的要求, 矩形断面巷道净宽×净高=3.6 m×2.3 m, 毛断面为3.8 m×2.4 m, 巷道支护采用锚 (索) 网梁注复合结构形式 (图1) , 顶板和两帮喷射混凝土进行围岩封闭和补强加固。
巷道各部位支护结构形式如下:顶板采用锚杆+锚索+金属网+钢筋梯 (或W型钢带) ;两帮与底角采用锚杆+金属网+钢筋梯+锚注, 注浆锚杆布置如图2所示;底板采用锚杆+金属网+钢筋梯。钢筋梯结构如图3所示。
3.2 卸压措施
为使地压在释放过程中不破坏支架, 考虑在巷道两帮的中部布置2～3排卸压孔, 钻孔布置方式如图4所示, 锚杆位置错开。卸压孔深度为5 m, 直径45 mm, 排距800 mm。
3.3 支护参数
顶板锚杆Ø20 mm×2 000 mm, 采用单向左旋无纵筋螺纹钢制作, 螺纹段采用滚丝方式加工, 锚杆间排距为1 000 mm×1 000 mm, 锚杆孔径为28 mm, 树脂药卷端锚, 锚固长度大于600 mm, 锚固力大于70 kN。两帮锚杆Ø20 mm×2 400 mm, 锚杆间排距为700 mm×800 mm, 锚杆孔径28 mm, 2卷树脂药卷端锚, 锚固长度大于1 000 mm, 锚固力大于70 kN。底板锚杆Ø20 mm×2 000 mm, 锚杆间排距为750 mm×800 mm, 锚杆孔径28 mm, 树脂药卷端锚, 锚固长度大于600 mm, 锚固力大于70 kN。注浆锚杆Ø22 mm×2 000 mm, 间排距两帮为850 mm×800 mm, 底板为800 mm×800 mm, 底角注浆锚杆并下扎30°角, 排距为800 mm。
锚索F15.24×6 000 mm, 间排距为3 000 mm×4 800 mm;锚杆托盘采用10 mm×100 mm×100 mm的钢板托盘, 自制;金属网规格1.8 m×1.8 m, 采用8#或10#铁丝编织的经纬网, 网格为50 mm×50 mm;钢筋梯采用Ø16 mm螺纹钢制作;混凝土初喷30 mm, 复喷70 mm。
3.4 两帮和底角注浆加固
根据巷道现有的情况, 如果两帮煤体疏松, 底板岩体裂隙较发育, 则通过注浆加固能大大改善两帮和底板的力学性能, 从而有效控制底鼓和两帮内挤。
滞后锚杆支护20～30 m, 在两帮和底角螺纹钢锚杆之间插空布置内注浆锚杆, 锚杆孔径为45 mm, 孔深不小于2.4 m。其中底角锚杆孔口距巷道底板不超过100 mm, 使用中空快硬水泥药卷和水泥浆封孔, 封孔长度不小于1.0 m;注浆浆液采用单液水泥—水玻璃浆液, 水灰比控制在0.8～1.0, 水玻璃的掺量为水泥用量的3%～5%;注浆压力控制在1.0 MPa左右, 当巷道底板或两帮出现严重渗漏时, 即可停止注浆。
3.5 工艺流程
巷道成型→初喷 (30 mm) →挂、联金属网→上钢筋梯→临时支护→钻顶板中间锚杆孔、清孔、安装锚杆、拧紧螺母→钻顶板边角斜锚杆孔、清孔、安装锚杆、拧紧螺母→钻两帮锚杆孔、清孔、安装锚杆、拧紧螺母→复喷 (70 mm) 。
锚索施工时, 一般滞后掘进工作面10～20 m, 与上述工序平行作业。
3.6 施工方法
使用锚杆钻机、按给定的锚杆眼位钻孔, 一般垂直顶底板, 符合设计角度和深度要求;装药卷需按顺序超快在前、快速或中速随其后, 用锚杆将药卷送到孔底;搅拌药卷应根据药卷的使用数量确定上推速度, 搅拌时间15～25 s, 要匀速搅拌、匀速上推;金属网要对称铺设, 保证金属网的两端紧贴岩面, 两帮的下垂长度均在350 mm左右, 然后再沿巷道的横向安装钢筋梯, 并用锚杆托盘和螺母将金属网和钢筋梯压住, 施加一定的预应力;安装、紧固螺母要待药卷搅拌停止2～3 min, 待药卷凝胶后进行;安装锚杆一般从中间开始, 向两边进行。
4 方案实施及效果
按照上述设计, 在回风下山中间段矿压较大处进行了20 m的试验。在整个试验过程中, 我们挑选技术素质较高的工人参加, 按照选定的设备和工具, 并严格按设计进行操作, 巷道成型后进行了支护效果的测定。测定结果表明:利用该支护方法维修的几条巷道, 3年来, 巷道变形很小, 效果良好, 完全满足安全生产的要求。
5 结语
在高应力的条件下修复巷道, 让压和选择合理的支护方法, 要联合起来考虑。进行压力释放减压, 是进行成功支护的前提条件;其次, 才是选择合适的支护参数和支架形式。要进行观测, 等变形减小, 基本稳定后再开始考虑修巷符合客观情况。这样, 经过让压后进行的支护, 效果明显, 也是这次试验成功的关键所在。
摘要：根据平禹煤电公司二矿井下二级下山的破坏程度和过去的维修状况, 分析了巷道破坏的原因, 选择了锚杆、锚索、钢筋梯加金属网联合支护的方案, 并介绍了联合支护的施工方法。
复杂巷道 第2篇
摘要：在复杂地质条件之下进行快速掘进，支护技术起着至关重要的作用。支护技术不仅影响着掘进的速度和效率，而且也担负着安全生产的重大责任。目前我国在这方面的支护技术还存在速度较慢、支护面积太小、支护效果不佳等问题。针对这些问题以下主要讨论了复杂地质条件下，巷道快速综掘临时支护技术的关键、方式等。
关键词：复杂地质 快速综掘 支护技术
0 引言
煤矿如今在我国的生产生活当中的需求量非常的大，但随着开采工作的进展，煤矿所处的位置地质条件越来越复杂，进行巷道的快速综掘也由于支护问题而受到影响。因此为了保障开采工作的顺利进行，提高工作效率和产量，确保安全生产，对于复杂地质条件之下巷道快速综掘临时支护技术的研究就显得十分必要和重要。
1 支护技术的关键分析
1.1 确定综掘机和普掘机的临界点
通常情况，综掘机和普掘机的临界点就是所挖掘的巷道的长度。针对两种掘机的选择主要考虑两个方面的问题，一是操作技术问题，二是工作需求。在进行分配之时可以根据施工要求和两种掘机的特点进行，如果长度在300米以下，则选择普掘机更加适合，超过则选择综掘机。这种分配方式既能够将各自的优势充分发挥，同时也能够有效的优化施工工艺。
1.2 综掘机的型号选择
在进行型号的选择之时主要应该从以下几个方面考虑：满足巷道工作的断面、机型的体积、设备运行效率等方面。
1.3 截齿的选择
在进行截齿的选择之时重点考虑耐磨度。在进行掘进之时，耐磨度越高的截齿能够有效的提高截割的速度，并且磨损程度也会相应减小。但在开采的过程当中也应该充分考虑实际情况，岩石的硬度如果大于截齿的刚度，那么在掘进之时应该考虑使用爆破的方式进行，以免对设备造成不必要的损坏，同时在实行爆破之时应该注意保护设备。
1.4 临时支护技术的运用
由于综掘机在运行当中主要依靠液压系统提供动力，因此在这种情况之下进行支护就需要考虑其液压系统的稳定性，以及停开机的闭锁装置。此时主要运用的是其机载液压锁临时采取的支护技术。通过这种支护技术的运用，能够从很大程度之上减少工作量，提高施工的安全性和可靠性。
1.5 完善施工机制和管理
要完善综掘机使用的施工机制和管理办法，提高管理组织技术水平，形成有效的技术管理体系，进而提高工作效率。比如在弯道当中进行掘进之时，掘进机在拐弯掘进当中需要注意，其最大的工作角度可以达到26°。并且在保障可靠性的前提之下，可以在皮带机的尾部进行自动卸料装置的安装，以提高其自动化水平，提高工作效率减少皮带磨损问题。与此同时，在组织施工之时要优化施工工艺，提高操作人员的专业性，减少误操作事件，充分发挥掘机的优越性。并且还需要注意进行日常的维护和保养，以增加设备的使用寿命和运转的安全性、可靠性。
2 支护技术分析
2.1 尖锥探梁临时支护技术
此种技术的系统主要由三个部分组成，即钢轨制探梁、专用吊环和DWB-28-30/100轻型支柱。使用这种技术能够有效的减少探梁过顶的工艺，从而减少了工作时间。并且在此基础之上还进行了补充支护，通过单体液压支柱的作用进而达到提高支撑力，减少顶板出现变形的情况。如图1所示，就是具体的支护方式展示。
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2.2 悬臂式托梁器临时支护技术
这种方式主要是通过改善综掘机的炮头而达到临时支护的作用，具体方式就是在炮头之上增加一个托梁器托钢带。这种方式能够有效的改善直接使用炮头作为临时支护的方式，提高支护的可靠性和安全性。并且这种方式较为简单，使用方便支护速度快，同时降低了工作人员的工作量。如图2所示就是支护方式图。
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2.3 综掘机自动支护临时支护技术
这种方式主要通过了将综掘机和机载液压联合使用，从而起到临时支护的作用。机载液压临时支护机使用率较高的型号是ZLJ-10/21/30，这种型号的支护机在使用当中只要通过底座的转换就可以配合不同型号的综掘机，而且契合度很高。不仅如此，它的适应性十分强，在不同的复杂地质条件之下可以进行良好的适应，对于需要支护的面积也能够根据断面实际情况进行调整。并且这种支护技术支护的速度较快，工作人员的劳动量较少，不仅能够有效的提高工作效率推动快速掘进工作的进行，而且很大程度之上保障了掘进当中的可靠性和安全性。机载液压临时支护机在使用之时还需要注意，在巷道超过2.6米的情况之下能够发挥最佳效果。
使用此种临时支护技术具有四大优点：首先，能够达到有效支护的面积较大。支护当中的初撑力和工作的阻力都偏大。其次，整个支护系统通过液压进行控制，所以在操作当中动作比较平稳，而且展开的速度也较快。再者，由于这种临时支护方式是通过全液压进行控制，所以保护的性能高。最后，结构紧凑、布局合理、便于维修、安全度高。
3 结语
综上所述在复杂地质条件之下要进行综掘的快速掘进，就必须保障临时支护技术能够提供安全可靠的支护。由此可以使用尖锥探梁临时支护技术、综掘机自动支护临时支护技术等多种技术形式。同时在进行支护之时还要注意提高工作人员的综合素质，提高操作的正确性，保障支护工作的安全性和可靠性。
参考文献：
[1]马利.岩巷机械化快速掘进技术及其在邢台矿区的应用研究[D].中国矿业大学（北京），2012.
[2]魏敬喜.大断面复合顶板煤巷快速掘进技术研究[D].安徽理工大学，2011.
复杂高应力软岩巷道支护技术研究 第3篇
祁东煤矿地质条件复杂, 高应力软岩巷道的掘进、维护问题突出, 巷道工程质量和掘进速度已严重制约现代化综合机械化开采水平的正常发挥。因此, 开展复杂高应力软岩巷道支护技术研究, 对促进煤矿深部开采的进一步发展、高应力软岩巷道围岩控制理论的形成和实现高产高效矿井的建设都具有重要的理论意义和实用价值。
1 复杂高应力软岩巷道支护原则
根据复杂高应力软岩巷道的特征, 对一般软岩巷道支护有两种方式:一种是“及时主动”支护;另一种是“过程被动”支护。对于高应力完整、中等坚硬、弱围岩必须采用主动支护为主的联合支护形式, 对高应力破碎围岩必须采用被动支护为主、主动加固为辅的联合支护形式[1]。
2 复杂高应力软岩巷道支护实测研究
2.1 巷道的基本情况
祁东煤矿南部轨道下山及联巷设计长度为122.8 m, 3‰上坡施工, 服务年限为20 a。巷道所处煤岩层产状变化较大, 施工范围内基本为北北东向, 倾角5°～16°。附近虽有部分巷道进行采掘活动, 但对南部轨道下山及联巷施工均无影响。该区域水文地质条件简单, 预计施工过程中顶板将含有砂岩裂隙水, 呈淋滴水状, 但是本层岩石强度低、硬度小、密度低, 遇水软化、膨胀、分解, 对支护有一定的影响。
2.2 斜巷围岩力学参数测试
岩石各项力学性质测试结果如表1所示。岩石力学实验表明:老顶单轴抗压强度<40 MPa, 弹性模量25～45 GPa, 泊松比0.4～0.8, 内聚力7.8, 内摩擦角24.7°, 抗拉强度1.81MPa。直接顶单轴抗压强度为8.78 MPa, 弹性模量8.39 GPa, 泊松比0.58, 内聚力4.4, 内摩擦角36.0°, 抗拉强度1.05 MPa。帮单轴抗压强度<33 MPa, 弹性模量<10 GPa, 泊松比0.5～0.8, 内聚力7.8, 内摩擦角24.7°, 抗拉强度1.81 MPa。
2.3 巷道变形特性观测结果及数据分析
在斜巷布置4个表面位移观测点, 并进行定期观测, 记录观测结果。从中选择2#测点对其观测数据进行整理分析, 绘制巷道初期变形和初期变形速度, 巷道中后期变形和中后期变形速度, 以及巷道深部位移特征曲线。
由图1、2可知, 顶板最大下沉量73 mm, 左帮最大移近量65 mm, 右帮最大移近量62 mm, 两帮最大移近量115 mm;变形速度较大的是顶板43 mm/d, 其次是左帮19 mm/d。总体变形量和变形速度不大, 巷道开掘20～25 d后变形趋于平稳。
由图3、4可知, 巷道开掘2个月之后, 顶板最大下沉量47 mm, 左帮最大移近量175 mm, 右帮最大移近量151 mm, 底板最大移近量227 mm (由于底板清理滞后1个月左右, 而且受各种施工干扰, 监测数据困难, 准确性不高) , 顶底板最大移近量265 mm, 两帮最大移近量326 mm。
由图5可知, 巷道顶板深部浅基点最大位移18 mm, 深基点最大位移16 mm, 顶板离层最大值4 mm, 深部位移速度从巷道开掘15～20 d开始加快, 到1个月左右深部位移速度明显降低。深部位移速度从巷道开掘12 d开始加快, 到22 d深部位移速度明显降低。
巷道总体变形量不超过500 mm, 对大断面软岩巷道而言不大。距迎头19 m和100 m时巷道变形速度突变的原因是测点重新布置。从巷道总体变形看基本没有出现明显变形加速, 从顶板深部位移来看出现明显加速时间是巷道开掘15～20 d后, 底鼓加速开始于巷道开掘34 d, 到45 d底鼓速度降低, 之后趋于平稳。因此, 在巷道开掘15～20 d范围内进行注浆加固, 不仅可以避免巷道出现加速变形, 而且可以减轻底鼓压力。
2.4 巷道受力特性观测结果及数据分析
巷道受力特征曲线如图6所示。
由图6可知, 顶板最大压力15 MPa, 最小12 MPa, 平均13.88 MPa;左帮最大压力14 MPa, 最小10 MPa, 平均12.53 MPa;右帮最大压力21.9 MPa, 最小10 MPa, 平均18.29 MPa。巷道开挖后, 开始顶板压力很大, 然后下降;两帮压力很小, 并且保持不变。在距迎头5.4 m时, 由于施工原因, 巷道没有进尺。此时右帮压力从10 MPa增大到18 MPa, 增长幅度较大, 后面缓慢增大到21.9 MPa;左帮、顶板在观测其内从10 MPa增长到14 MPa, 一直保持缓慢增长, 最后趋于平稳。综上分析可知, 在观测的时间内, 巷道右帮压力均比顶板和左帮大, 符合现场实际, 但是它们的最大压力都远远没有超过锚杆的屈服强度, 这说明支护材料选择是非常合理的。
3 支护方案及支护参数设计
3.1 支护方案
根据巷道围岩情况和上述分析, 较为理想的支护方式为以下两种。这两种支护方式都要对巷道围岩进行注浆, 通过注浆来提高围岩的整体性和强度, 并利用锚索来调动深部围岩的强度, 控制巷道两帮内移和底板鼓起。
(1) 锚梁网喷+锚索+锚注补强支护。施工流程:巷道成形→临时支护→顶部初喷混凝土50 mm→打顶部锚杆眼→安装顶部锚杆→挂梁铺网→两帮初喷混凝土50 mm→打帮部锚杆眼→挂梁铺网→安装帮锚杆 (全断面锚杆质量检查) →滞后迎头20～30 m或7 d左右打锚索眼→安装锚索→复喷C20厚度90 mm→滞后迎头50～80 m或15～20 d打顶帮部注浆钻孔→打底角注浆锚杆眼→安装底角注浆锚杆→底角锚杆注浆→帮部注浆→顶部注浆。
(2) 围岩破碎、锚杆无法安装时, 采用“超前注浆+可伸缩U36型棚+锚索+锚注补强”支护。施工流程:安全检查 (如敲帮问顶) →做好临时支护→冲洗顶板岩面;初喷30～50 mm成形→上顶梁、拉杆;过顶充填→扒迎头矸石→帮部初喷30～50 mm成形→栽棚腿;上拉杆 (采用锚杆与槽钢将棚腿两两联接成整体) ;腰帮充填→成巷→全面验收进行→超前注浆→下一循环作业→滞后迎头20～30 m (或7 d左右) 打锚索眼→安装锚索→复喷→滞后迎头50～80 m (或15～20 d左右) 打底角注浆锚杆眼→安装底角注浆锚杆→底角锚杆注浆→帮部注浆→顶部注浆。
3.2 支护参数
3.2.1 锚梁网喷+锚索+锚注补强
锚杆:采用直径20 mm或22 mm (围岩压力增大时) 、长2 400 mm的左旋无终筋高强螺纹钢 (粗尾) 锚杆, 岩层中锚杆锚固力不小于80 kN, 扭矩力不小于200 N·m, 间排距为700 mm×700 mm, 锚固长度不小于700mm, 锚杆眼眼位误差±100mm, 托盘150 mm×150 mm, 托盘紧贴煤岩面。巷道除底角锚杆外, 其余锚杆均垂直巷道表面布置。
锚索:采用直径17.8 mm, 长度一般10.5 m钢绞线锚索, 排距为2 100 mm, 1排为5根, 其中顶部用3根9.5 m、帮部用2根5.5 m的。锚索生根硬岩长度不低于1.4m, 锚固力不低于110 kN、滞后不低于130 kN;锚索托盘用U29型矿用工字钢, 顶部横向使用, 肩窝竖向使用严禁吊斜、必须紧贴壁面。
注浆锚杆:采用外径、壁厚、长度分别为22 mm、3.0 mm和2 400 mm的冷拔无缝钢管。注浆锚杆间排距为1 500 mm×1 400 mm或1 600 mm×14 00 mm, 底角注浆孔距底板距离及与水平方向夹角分别为300 mm和30°, 其余孔均与巷道岩面垂直。
3.2.2 超前注浆+可伸缩U36型棚+锚索+锚注补强
U36型棚:对于巷道破碎带采用U36梯形棚支护, 棚梁长为3.67 m, 棚距为700 mm, 如局部破坏严重, 可缩小至500 mm;棚腿长为3.68 m;水泥背板长为900 mm、宽为110 mm、厚为50 mm, 间距为400 mm, 采用密集式花背;卡缆采用直径22 mm的圆钢制作, 间距为400 mm, 要求构件齐全, 扭矩不小于200 N·m。
注浆锚杆:基本参数同上, 尾部螺母、螺丝应与锚杆杆体等强, 强度约50～70 kN。注浆孔与巷道表面外扎30°角, 孔深3 m, 孔间距1.6 m, 1排5个注浆孔。
锚索:同上。
补强注浆:应在巷道开掘完成15～20 d之间进行, 具体时间按变形量、变形速度确定, 顶板注浆量不超过2袋水泥, 帮部不超过3袋水泥, 顶板注浆压力≤2.0 MPa, 帮部注浆压力≤3.0 MPa。
4 结论
通过后来的实践证明, 锚喷网一次支护起到作用且能满足工程实际要求, 阻止了巷道围岩的初期过大变形;随后进行锚注二次加固后提高了围岩的承载能力, 注浆加固后, 围岩变形趋于稳定, 表明锚注对巷道的稳定和控制围岩变形有很大影响, 反映出围岩-支护系统在注浆的作用下逐渐趋于稳定, 达到了预期支护效果。
摘要：祁东煤矿地质条件复杂, 高应力软岩巷道的掘进、维护问题突出, 巷道工程质量和掘进速度已受到严重影响。针对该巷道支护的突出问题采用实验室研究、理论分析及现场观测等方法, 对其力学特性、变形破坏机理、支护技术等进行了研究, 并提出了相应的支护对策, 通过现场应用, 取得了良好效果。
关键词：复杂高应力,软岩巷道,支护技术
参考文献
复杂巷道 第4篇
1 21122工作面概况
21122工作面所采煤层为侏罗系中统下段义马组2-3煤, 该工作面位于21盘区三条下山西翼, 自上而下第五个工作面, 东侧为21盘区三条下山煤柱, 西侧为F3断层煤柱, 工作面上部为已回采的21102工作面, 下部为回采了一分层的21141工作面。本工作面所采煤层为侏罗系中统下段义马组2-3煤, 分岔区煤层全厚为4.1 m-5.5 m, 合并区煤层全厚为10.9 m-15.2m, 为长焰煤, 煤层上半部为半亮型块状硬质煤, 下半部为半暗型块状硬质煤, 含多层夹矸 (3-4层) , 结构复杂, 夹矸单层厚0.05m-0.4m。由于该工作面地质构造复杂, 且采掘相互干扰, 应力集中, 顶板破碎, 压力较大, 所以专门对巷道支护防治进行研究, 以确保工作面顺利回采。
2 巷道支护设计
21122上下巷实煤体段正常掘进采用锚网 (索) 架36U-5.6m拱形支架复合支护, 棚距0.9m, 支架后巷道净高4.1m, 净下宽5.6m, 净断面26.5m2。
(1) 21122上巷采空区下破底板掘进, 在保证运输条件下, 将36U-5.6m拱形支架高度降低0.5m, 以增加顶煤厚度。
(2) 顶煤厚大于6m时, 打设Φ17.8mm×6000mm锚索;顶煤为4m-6m时, 打设Φ17.8mm×4000mm锚索;顶煤为3m-4m时, 支架控顶距由3m缩小为1.6m;顶煤为2.5m-3m时, 打设Φ22mm×2250mm钢筋锚杆, 支架紧跟窝面。改变了以往采空区下掘进采用锚网架工字钢梯形棚, 梁上背设背板的支护方式。
(3) 断层构造带掘进, 缩小控顶距, 顶锚杆由Φ22mm×2250mm改为2600mm, 帮锚杆由Φ18mm×2000mm改为Φ20mm×2500mm, 锚杆间排距由0.8m×0.8m调为0.6m×0.6m, 棚距由0.9m调为0.7m。
3 施工技术管理
(1) 21122上巷采空区下掘进, 通过探顶底煤厚, 及时调整掘进坡度, 保证能够正常打设顶锚杆 (索) 。通过瞬变电磁仪和深孔超前探测, 判断前方异常构造及积水情况, 绘制预想剖面图, 调整掘进坡度和巷道层位, 及时探放水。
(2) 上下巷过老巷、断层, 必须正确使用前探梁装置和防护网, 缩小控顶距, 逐棚施工, 棚距0.7m, 支架紧跟窝面, 梁上及时用背木绞架接顶。巷道上半部顶煤采用手镐或风镐剔进, 严禁用综掘机割上半部顶煤, 只割下半部及柱窝。顶帮破碎, 易片冒时, 严禁硬扒正头易片冒煤墙, 应在窝面正头中间留煤肚子, 两帮掏槽超前架棚, 支架紧跟窝面, 并对窝面及以外10m巷道及时加固。根据现场情况, 必要时打设超前锚杆 (索) 超前托护顶板。严格落实探进措施, 密切注意瓦斯和水情况。
(3) 21122切眼掘进期间, 顶底板煤层变化较大, 根据探煤厚情况, 判断赋存两条断层, 及时调整贯通坡度, 保证安全顺利贯通。
4 让压复合支护的应用
4.1 空帮让压复合支护
工作面上下巷支护形式为锚网索架36U拱形支架, 净断面为26.5m2。全断面锚网 (索) 支护后, 保证支架与两帮间预留300mm~500mm的让压空间, 同时通过背顶主动承压, 避免支架受不均匀挤压应力集中变形失稳。支架上焊接的限位块起到可缩增阻的过程控制作用, 使锚网 (索) 与支架共同承载, 形成了一个完整的支护体。
4.2 局部裸帮让压支护
回采工作面上下巷超前支护段, 由于受到超前采动压力和支撑压力的影响, 水平应力显现明显, 巷道支架梁水平或垂直弯曲变形, 影响巷道使用。为利于卸压、简化维护, 在巷道两帮采用中间段锚网, 帮上下部分不支护, 在煤体挤压钢梁、柱腿前用风铲或手镐将帮角煤剔除掉, 确保梁、柱不变形, 保持巷道支护稳定。
4.3 松帮卸压
通过手镐、风镐、风铲以及钻具或者放松动炮的施工方式, 提前将发生显著位移的支架顶帮煤岩体剔除掉, 重新留出300mm~500mm的让压空间, 或在围岩中钻孔人为构成空间卸压, 以保证支护体不受挤压变形破坏。
5 结论
复杂地质构造区域巷道支护设计和施工技术管理已在21122工作面成功应用, 不但取得了巨大的经济效益, 而且延长了回采周期, 有利于缓解矿井工作面采掘接替紧张局面, 并且为以后类似复杂地质构造巷道的支护提供了经验和借鉴, 具有极高的推广价值。但是随着矿井开采强度的加大和采深的增加, 深部开采所面临的矿山压力、冲击地压、瓦斯防治等问题会日益突出, 将直接威胁到矿井的安全生产。为此, 矿井需不断改进锚杆 (索) 形式、规格, 优化参数设计, 进一步提高锚杆 (索) 支护的可靠性和施工速度。
摘要：常村煤矿回采巷道受地质构造及采掘动压影响, 巷道支护困难, 本文在工作面实际地质条件的基础上, 对巷道的支护形式进行了重新设计, 并加强了施工管理, 提出空帮让压、松帮卸压等合理的支护建议, 通过对回采期间巷道变形进行监测得出:该支护设计可以延长回采周期, 有利于缓解矿井工作面采掘接替紧张局面。
复杂条件下的特殊巷道施工新工艺 第5篇
内蒙古开滦投资公司云飞矿业有限责任公司是一个技改矿井。前身是个小型的煤矿, 虽然有中央水仓, 但是随着矿井的技改延伸, 不仅中央水仓的位置不合理, 而且从设计上存在缺陷。主、副水仓和吸水井之间没有安设水闸门, 不能实现主、副水仓的隔离倒仓, 水仓的淸於工作无法进行, 也不符合设计规范要求。
1 简单概况
1.1 矿井概况
云飞矿业有限责任公司位于内蒙古自治区东胜市准格尔旗薛家湾镇东南面43km处, 行政隶属于准格尔旗魏家峁乡管辖。隔黄河与山西省河曲、偏关两县相望。开滦 (集团) 对其控股进驻矿井进行管理后, 按照安全高效矿井的建设及管理模式, 依靠科技进步, 将其改造成为一座安全、高效、环保的大型现代化矿井。矿井改扩建后生产能力为3.0Mt/a。
1.2 矿井地形地貌
本区位于鄂尔多斯高原东南部, 区内地形总体趋势是西北高, 东南低, 本区为典型侵蚀性黄土高原地貌, 地形起伏较大, 沟谷纵横, 沟深壁陡, 植被稀少。邻近的最大地表水系黄河流经本区东缘, 从高崖头西折经榆树湾、马栅向西而去。区内最大沟谷为罐子沟、磁窑沟, 其它主要沟谷还有碓臼沟、三道沟、二道沟等。这些沟谷除罐子沟有常年溪流外, 其它沟谷旱季一般干涸无水, 雨季可形成短暂洪流。
1.3 井田地层及地质构造
本区域地层是准格尔煤田晚古生代聚煤盆地, 煤系为石炭~二迭系, 为一走向北东, 倾向北西的单斜构造, 属于构造简单地区。准格尔煤田位于华北地台鄂尔多斯台向斜东缘, 山西断隆之西缘。总体构造为一走向近南北, 倾向西, 倾角10°以下, 具有波状起伏的单斜构造。
1.4 水文地质条件
(1) 井田内小沟谷发育, 井田西部的罐子沟内常年有溪流, 旱季流量小, 雨季流量大。其上游流量24.6L/s, 下游流量58.0L/s。, 在沟谷内有泉水出露, 流量一般在0.102L/s~0.325L/s之间, 流量最大为5.0L/s, 出水层位为6号煤层顶板砂岩。
(2) 本区地下水受气候动态变化较小。基岩承压水的水位与水量基本不受气候影响, 松散层潜水的水位与水量随着季节有一定变化, 雨季水位上升, 水量增加;旱季水位下降, 水量减少。区内地表水受气候动态变化较大, 雨季流量增大, 旱季无水。
(3) 本区松散层全区发育, 分布广、厚度大, 所以潜水主要接受大气降水的垂直渗入补给。碎屑岩类承压水主要接受地下迳流补给, 上部潜水的下渗补给。在基岩出露处, 直接接受大气降水的补给。深部石灰岩与黄河水形成互补关系。同时, 石灰岩承压水还可通过裂隙对煤系地层的含水层进行地下水补给。矿井正常涌水量为100m3/h, 最大涌水量为120m3/h。
1.5 矿井开拓方式
原有矿井采用斜井单水平开拓方式, 在矿井工业场内布置主、副斜井和回风斜井三个井筒。由于矿井各生产系统已经形成, 现有井筒能够满足改扩建后使用要求, 因此, 矿井改扩建后开拓方式不变, 仍利用现有井筒。
2 原有中央水仓 (图1)
矿井现有服务水仓在倾斜方向位于矿井的中游。生产区域位于矿井的下部, 所有生产区域的涌出水量全部依靠水泵和排水管路泵排入水仓。原有水仓从设计上存在缺陷, 主、副水仓只能同时使用, 不能实现一个水仓使用一个水仓淸於。等到整个水仓完全於满后只能靠水泵连水带淤泥混合泵出, 水泵损坏频繁, 维修和更换非常麻烦, 有可能出现全部水泵损坏矿井无法泵水, 酿成重大事故。
3 新中央水仓的设计与施工
3.1 新中央水仓设计 (图2)
矿井新的中央水仓由邯郸设计院初设, 经过云飞矿业公司相关技术人员审核修改后定稿。新的水仓考虑为整个矿井长期服务为出发点, 位置选择矿井的最底部, 所有区域的涌水都可以经过短途管路泵排直接或经过泄水钻孔流入水仓。
3.2 中央水仓的地质条件
为考虑中央水仓便于施工, 选择在六煤及其底板中布置。该区域位于双枣沟向斜轴部附近, 地质构造复杂, 受双枣沟向斜的影响, 褶曲发育, 岩层产状变化大, 节理发育、破碎, 稳固性较差, 受力易抽冒, 六煤底板岩性主要为蜂窝状中砂岩。
3.3 中央水仓的传统施工
中央水仓临时支护采用锚杆支护, 然后进行浇注300mm厚C25混凝土拱碹的方法进行加强支护和防渗漏处理。这种施工方法是最牢固、最永久的是支护方式。不过, 按这种方法施工的成本很大, 施工进度很慢, 满足不了解决矿井眼前急需投入使用的问题。
3.4 中央水仓新的施工方法
(1) 中央水仓的掘进断面是4.1m×2.8m的直墙半圆拱。初期的支护和传统的施工方方法一致, 采用锚网支护。顶锚杆选用2.2米的Φ20mm左旋等强螺纹钢锚杆配合150mm×150mm×8mm的预应力托盘, 顶锚杆的间排距800mm×800mm;帮锚杆选用2.0m的Φ18mm右旋等强锚杆配合120mm×120mm×8mm的预应力托盘, 锚杆间排距800mm×800mm;全断面铺设钢筋网。在巷道顶部布置两趟锚索, 选用10.3m的Φ15.24mm的锚索配合不小于300mm×300mm×10mm的金属托盘使用, 锚索间排距1600mm×2400mm。
(2) 水仓掘进工作完成后对其进行喷浆, 强度达到C25, 厚度150mm。养护效果达到后, 再进行第二次锚网支护, 支护参数和技术要求与初次支护一致, 第二次锚网支护完成后第二次进行喷浆, 厚度150mm, 使其喷浆总厚度达到300mm。最后, 底板用混凝土硬化, 强度C20, 厚度200mm。
4 效果比较
(1) 支护效果。传统支护施工方法中浇筑混凝土拱形碹虽然支护强度大, 但局限于井下的施工条件, 依靠人工输料, 拱形混凝土碹和锚网支护之间不可能封实, 是一种被动支护, 初期对巷道围岩的支护仅依靠锚网支护。而采取的新工艺的两层锚网支护, 都是主动支护, 而且两层锚网和喷射的混凝土合成一体形成钢筋混凝土结构, 支护强度大大加强。
(2) 传统施工方法工艺复杂, 用工多, 成本很高;而新的施工工艺简单, 易操作, 施工进度快捷。不仅支护效果优于传统工艺, 而且能够满足尽快投入使用的需要。
摘要：在煤矿生产中, 安全责任重于一切。技术人员确定工程施工方案时, 往往选择传统的安全可靠的施工工艺, 很少创新既安全可靠又经济高效的施工方法, 尤其是一些条件复杂、永久服务的特殊巷道。在内蒙古开滦投资公司云飞矿业有限责任公司, 施工矿井中央水仓时, 打破传统支护观念, 采用了新的施工工艺, 取得了很好的效果。
复杂巷道 第6篇
新河井田位于济宁煤田西南部, 为一隐蔽式井田。矿井采用立井+暗斜井综合开拓方式, 第一水平-400 m水平, 第二水平-760 m水平, 3煤为井田最稳定的主要可采煤层。设计施工轨道、胶带、回风三条暗斜井, 穿过嘉祥支三断层由-400 m水平延伸至-760 m水平。嘉祥支三断层区内落差300 m, 断层附近断裂构造及其它伴生构造发育, 局部水文地质条件复杂。经研究论证, 采用开展井下地质补充勘探和施工分段超前探水钻孔相结合的方式, 确保三条暗斜井安全穿过嘉祥支三断层, 为水文地质复杂区域巷道过大断层提供参考。
1 矿井水文地质条件
1.1 第四系含水层与隔水层
上组 (Q上) :厚59.60~93.90 m, 平均72.15 m, 主要以棕黄、褐黄色局部灰绿色的粘土、砂质粘土及中、细砂层组成。该含水层因大气降水补给, 水位动态变化与降雨量基本一致。
中组 (Q中) :厚34.10~85.10 m, 平均58.53 m, 主要由灰绿色、黄褐色中、细砂夹粘土组成。局部较松散, 富水性强。底界发育有厚0~11.30 m、平均厚4.28 m的粘土层, 故该组砂层孔隙含水层与下组含水层无水力联系。
下组 (Q下) :厚56.10~131.40 m, 平均96.51 m, 主要由钙质粘土组成, 底部钙质层及石灰岩角砾层已形成统一的坚硬地层, 厚0.90~16.70 m, 平均厚8.81 m, 含裂隙-岩溶水。上部100 m左右的含钙质的粘土层能够阻隔第四系中组、上组含水砂层水的垂直补给。
1.2 上侏罗统含水层段及隔水层段
该区侏罗系厚度变化大, 以嘉祥支三断层为界以西基本全部被剥蚀, 厚0~425.00 m, -760 m水平区域内一般都发育侏罗系蒙阴组, 抽水试验单位涌水量0.001 2~0.047 1 L/s.m, 含水性较弱。水质以SO42--Na+型水为主。
1.3 二叠系含水层、隔水层
(1) 石盒子组隔水层。该井田残留厚度0~218.15 m, 以泥岩为主, 粗、中、细砂岩占地层厚度38%, 从岩性上看, 基底式泥质胶结的砂砾本身失去了富水性机理。井田内该组地层基本上可视为隔水地层。
(2) 煤层顶底板砂岩含水层。对井田充水有影响的含水层主要为3煤层顶底板砂岩裂隙水。平均厚33.31 m, 抽水试验钻孔单位涌水量为0.004 88~0.034 18 L/s·m, 属弱富水含水层。断层破碎带、节理发育带等地段富水性较强。水质属HCO3--Na+型水。
1.4 太原组含水层、隔水层
(1) 山西组底至三灰顶隔水层。山西组底至三灰顶平均33 m, 主要为泥岩、粉砂岩, 隔水性能良好。
(2) 三灰含水层。厚2.20~7.50 m, 平均4.90 m, 隐晶质结构, 局部具裂隙。钻孔单位涌水量0.004 88~0.023 8 L/s·m, 弱富水含水层。巷道多次揭露, 涌水量稳定。
(3) 十下灰岩溶裂隙含水层。厚3.35~6.82 m, 平均厚5.00 m。十下灰岩坚硬, 岩溶裂隙发育不均一, 钻孔抽水试验表明其富水性较弱。
(4) 17煤底板至奥灰间隔水层 (段) 。平均厚度44.10 m, 主要是泥岩、粉砂岩及薄层灰岩, 能起隔水作用, 但受断层影响, 间距缩短、岩石破碎。
1.5 奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层
奥陶系灰岩 (简称奥灰) 总厚大于800 m, 岩溶裂隙较发育, 对奥灰抽水试验表明奥陶系灰岩富水性弱~中等。
2 工程概况
因回风暗斜井最先揭露嘉祥支三断层, 现以回风暗斜井施工为例。按照回风暗斜井施工设计, 巷道至-400 m水平变坡下山25°施工, 施工下山90 m, 揭露嘉祥支三断层, 断层产状:20°∠55°, H=300 m。嘉祥支三断层下盘 (-400 m水平) 奥陶系地层与断层上盘 (-760 m水平) 3煤地层对接。三条暗斜井在-400 m水平布置在下石盒子组底界地层, 穿过嘉祥支三断层 (由下盘进入上盘) 进入上石盒子组上部地层。工程概况如图1所示。
3 充水因素分析
嘉祥支三断层向上切至第四系底界, 向下切穿二叠系、石炭系地层后至奥陶系灰岩, 断层切穿或波及的主要含水层有:第四系底界钙质层岩溶、裂隙含水层, 侏罗系孔隙、裂隙含水层, 山西组砂岩孔隙、裂隙含水层, 三灰岩溶裂隙水, 奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层。
3.1 有影响的主要含水层
回风暗斜井巷道顶板上距第四系底界210 m, 第四系底界钙质层水对巷道施工影响较小。巷道底板距奥陶系灰岩层法线距离120 m, 奥灰水水位标高+31.97~+32.68 m, 按突水系数计算公式:
式中, T为突水系数, MPa/m;P为底板隔水层承受的水压, MPa;M为底板隔水层厚度, m。
经计算, 突水系数为0.038 5 MPa/m, 小于0.06 MPa/m, 可见巷道不受奥灰水威胁[1]。
对巷道施工有影响的主要为侏罗系孔隙、裂隙含水层和山西组3煤顶板砂岩裂隙含水层。
3.2 断层导水性
井田内断层导水情况主要与断层两盘接触部位的岩性有关。主要断层嘉祥支三断层、F1等, 钻孔揭露29孔点, 无一钻孔漏水现象, 说明断层在非含水层对接情况下是隔水的;含水层在断层与非含水层对接条件下区域性规律为富水性低于正常含水层段。暗斜井在-400 m水平布置在下石盒子组底界地层, 岩石主要为泥岩夹粉砂岩薄层, 巷道穿过嘉祥支三断层进入上石盒子组上部地层, 岩石主要为泥岩、粉砂岩, 该区段嘉祥支三断层应判为弱导水~不导水断层。
但嘉祥支三断层落差大, 断层带内裂隙发育, 局部水文地质条件复杂。暗斜井施工时, 必须按照“有疑必探、先探后掘”的原则超前探放水。
4 过断层措施
4.1 井下水文地质补充勘探
暗斜井施工前, 开展了井下水文地质补充勘探。在-400 m水平先后施工2组奥灰水文勘探钻孔, 安装了孔口安全闸阀, 开展了放水试验。进一步查明-400 m水平二叠系石盒子组地层至奥灰之间岩石性质、岩层厚度。通过对水压、涌水量、水温的观测和水质分析, 进一步掌握了奥灰水水文参数。
4.2 加强巷道支护
暗斜井施工接近嘉祥支三断层时必须加强巷道支护, 在正常区段施工时巷道断面设计为直墙半圆拱形, 锚杆支护。接近嘉祥支三断层时在原锚杆支护的基础上, 采用锚索、锚杆联合支护, 锚杆与锚索间隔布置, 锚索支护规格为直径15.27 mm, 长6 000 mm, 间排距1 200 mm, 全断面布置。施工过程中严格按装药量规定进行操作, 放炮后要及时洒水降尘。同时根据施工情况及时对开裂的喷体进行清理, 并补打锚杆、挂网[2]。
4.3 施工超前探水钻孔
矿井高分辨率三维数字地震勘探对该断层勘探工程量小, 考虑断层平面位置摆动等因素, 超前断层位置80 m开始施工探水钻孔, 按照探水—掘进—再探水—再掘进的方式, 循环探水掘进。钻孔布置技术参数:钻孔按扇形布置, 每循环设计施工3个钻孔, 钻孔Ⅰ俯角10°, 施工长度80 m, 终孔位置下距暗斜井巷道顶板20 m;钻孔Ⅱ俯角25°, 施工长75 m, 平行巷道掘进方向;钻孔Ⅲ俯角42°, 施工长度80 m, 终孔位置上距暗斜井巷道底板25 m。每循环允许掘进距离50 m, 超前距25 m。
探水时使用专用探水钻机, 预先固结套管安装闸阀, 严格按照相关规定进行探水作业。探水效果:在进行第二循环探水作业时, 巷道底板探水钻孔 (钻孔Ⅲ) 出水, 水量26 m3/h, 经水质化验属HCO3--Na+型水, 对比分析为3煤顶板砂岩裂隙水。经疏放降压, 涌水量逐渐稳定在2 m3/h左右, 至回风暗斜井穿过嘉祥支三断层, 施工的其他探水钻孔未发生出水现象。钻孔布置如图2所示。
5 结论
(1) 通过分析对比井田水文地质条件和嘉祥支三断层对盘地层关系, 研究总结了暗斜井穿过嘉祥支三断层掘进施工的充水因素, 设计施工超前探水钻孔, 消除了水害威胁。
(2) 实践证明, 采取水文地质补充勘探、加强巷道支护和施工超前探水钻孔等措施, 确保了暗斜井安全顺利穿过嘉祥支三断层, 为水文地质复杂区域巷道过大断层提供了参考依据。
参考文献
[1]国家煤矿安全监察局.煤矿防治水规定[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009.
复杂巷道 第7篇
随着矿井开采逐渐向深部发展, 由于“三高与时间效应”, 巷道围岩转化为高应力软岩, 矿压显现强烈, 巷道位移显著增大, 围岩破坏严重, 巷道返修量剧增, 巷道维护变得异常困难, 常规支护方式已不能控制巷道围岩的变形, 开展大埋深巷道、复杂地质条件下支护方式研究, 是煤矿必须面对的课题。
1 概况
1.1 基本情况
胡底煤业是晋煤集团“战略区”八对建设矿井之一, 是集团公司逐渐向西北延伸进入深井开拓的一座基建矿井。矿井主场地设在胡底河畔的沟谷地代, 地面标高约+700 m, 副立井井底车场设在+200 m水平, 垂深500 m;矿井的主采区在井田的东部, 主生产水平为+150 m, 地面标高主要集中在+80 m~+900 m之间, 盖山厚度约700 m左右。
1.2 工程概况
胡底煤业为高突高瓦斯矿井, 布置有三进两回五条主要石门, 巷道均位于3#煤顶、底板岩层中, 围岩以泥岩和细粒砂岩为主, 普氏系数为3~6, 岩石完整性系数较好, 设计为拱形断面, 锚喷支护, 在制定支护参数时, 主要依据以往经验参照周边矿井设计。设计锚杆规格为Φ20 mm-M22-2 200 mm, 间排距900mm×1 000 mm;顶部三花布置锚索, 锚索规格为Φ22mm×7 300 mm钢铰线, 排距2 m;喷浆厚度100 mm, 喷射混凝土强度不小于C20。
1.3 存在问题
巷道在+200 m水平时支护情况较好, 但随着开拓深度增加、地应力增大, 锚杆、锚索局部出现拉断现象。针对以上情况, 将支护锚杆更换为Φ22 mm-M24-2 400 mm, 但仍出现锚杆被拉断的情况。
2 巷道变形的原因分析
2.1 支护设计分析
a) 地应力测量成果。根据“晋城矿区地应力测量结果”, 最大水平主应力随着埋深的增加其增加速度变缓, 到深部有与垂直主应力接近的趋势, 随着埋深增加, 测点侧压比 (最大水平主应力与垂直主应力的比值) 逐渐减小, 并有接近1.0的趋势。平均水平主应力与垂直主应力的比值k与埋深H的倒数呈线性关系:
式 (1) 中, H为埋深, m;k为测点侧压比。
根据式 (1) , 埋深大于555 m后, 垂直主应力将大于平均水平主应力。而且以上测量结果是埋深较小的情况下进行的测定形成的结论, 选取的62个测点中, 130 m~250 m有20个测点;250 m~400 m有26个测点;400 m以上只有16个测点, 最深的测点为505 m, 不能准确反应更大埋深的地应力的实际情况;
b) 胡底煤业东部主采区平均埋深在800 m左右, 根据以上结论, 五条石门在落平后垂直主地应力接近甚至超过水平主地应力, 也就是说巷道帮部受到的矿山压力要接近甚至大于巷道顶部受到的矿山压力。而在巷道支护设计, 巷道顶部是支护重点, 采用锚杆、网、锚索联合支护, 巷道帮部未设计支护锚索, 见图1。巷道帮部在同等矿山压力的条件下, 支护相对薄弱。
2.2 地质构造分析
a) 五条石门的掘进过程中, 通过四条较大断层、蒲池背斜和石门上向斜。在实际作业过程中, 由于五条石门均布置在3#煤层的顶、底板岩层中, 受到断层和背斜的影响较小;但在通过石门上向斜轴部区域时, 矿压显现较为明显;b) 石门上向斜贯穿井田中部, 轴向近南北, 轴长1 580 m, 两翼地层倾角不对称。东翼倾角比较平缓, 一般9°左右, 西翼倾角较大, 为21°左右。巷道失修的主要区域在向斜的西翼及轴部, 地质构造带对巷道的支护影响较大。
3 采取的措施
3.1 根据地应力测试结果调整支护参数及开拓布置
进行巷道围岩地应力测试, 根据测试结果调整支护参数及开拓布置。
a) 为给支护设计提供科学依据, 胡底煤业与北京天地公司合作, 进行了矿井地应力测试。巷道埋深达到650 m的区域共选取4组测点, 最大水平主应力在15.04 MPa~18.34 MPa之间, 垂直主应力在16.24 MPa~16.38 MPa之间, 可见巷道帮部与巷道顶部所承受的地应力基本相同。对此, 对巷道的支护设计进行修改, 在巷道帮部和底角部布置锚杆, 来增加支护强度, 见图2;b) 通过测试, 最大水平主应力方向北偏东67.6°, 表明南北巷道方向的巷道受到地应力的影响更大。为减小地应力对巷道的影响, 重新对矿井开拓布局进行规划, 在开拓设计合理的条件下, 将原计划南北布置的盘区大巷调整成为东西大巷。
3.2 改进施工工艺
对施工工艺的改进, 及时形成锚杆、喷浆联合支护的组合拱, 保证支护效果。
为保证帮部锚杆支护能够及时到位, 将主要大巷的出矸工艺全部更改为履带式扒渣机出矸工艺, 不但提高了出矸效率, 而且每个循环都能将工作面的矸出净, 使帮部支护能够同顶部支护一样及时支护到工作面迎头, 缩短空帮时间, 有效地遏制了帮部变形, 并在最短时间内同顶部锚杆形成组合拱, 做到有效支护。
4 结语
复杂巷道 第8篇
1 软岩巷道围岩稳定控制原则
软岩巷道围岩在深部高应力的作用下, 将会出现冲击破坏和大变形破坏这两种情形。对于煤矿开采来说, 主要会出现大变形破坏现象, 在对巷道进行开挖和支护后, 虽然经过多次的修复和加固但是还是无法达到长期的稳定效果, 这将会为今后的生产和安全带来严重的安全隐患。所以对于这种复杂环境下的软岩巷道必须加强对其的稳定性控制。对于这种深部复杂地质的工程条件, 根据其不稳定巷道的围岩特性和不同的支护特性应从整体性原则、结构性原则、全面性原则、有效性原则以及时效性原则出发, 采取积极主动的支护方法来实现对巷道围岩的有效控制。
(1) 整体性原则。将锚杆控制范围内的围岩与围岩本身形成一个整体, 使得支护和围岩共同发挥作用, 而且支护和围岩形成一种复合体, 从而发挥出最大的刚度和强度来抵抗软岩巷道的变形。
(2) 结构性原则。支护和围岩能够形成一种复合体, 通过对复合体应力的改变来加强锚固或者增加锚固深度, 以至于使得整体结构的应力状态均衡, 达到最优化的支护效果。
(3) 全面性原则。对于巷道的加强, 不仅要加强其围岩项帮还应加强其底角和底板的支护, 避免底角变形和底板支护不稳的情形, 从而达到全面支护的作用。
(4) 有效性原则。根据破碎围岩锚固及注浆后的力学特性进行支护结构参数的设计, 使得支柱结构能够承受较大的刚度和强度, 从而能够抵抗巷道围岩在静动力的作用下产生的形变。
(5) 时效性原则。对于巷道围岩的锚固应考虑复杂条件下对其破坏所存在的流变效应, 也就是采用支护体的长时长度来避免在静动力作用下支护体进入屈服状态。
2 软岩巷道稳定控制与施工技术分析
根据对复杂条件下软岩巷道围岩条件及工程条件的具体分析, 以整体性原则、结构性原则、全面性原则、有效性原则和时效性原则这五个原则为设计准则, 提出高性能锚喷支护技术、整体让抗压支护技术、软弱围岩整体转化技术和巷道围岩稳定控制技术的组合运用等方法来提高巷道的稳定性。对于复杂环境下的软岩巷道一般采用锚索梁支护方法对其稳定性进行有效控制。
2.1 锚索梁支护的机理
锚索梁支护是采用锚索和钢带进行的强有力的支护形式, 其主要是顺着巷道铺设五条钢带, 而每一条钢带都相应配置三根锚索, 五条钢带的排练方式则采用“三两迈步”交错支护, 致使在任何一个断面中都具有不少于两条钢带的支护作用。这种支护方式体现了锚索梁永久支护和前探梁支护的双重作用, 可以牢牢的对顶板围岩进行强有力的支护, 确保其稳定性。对于锚索梁的应用过程中, 我们不难看出锚索梁支护特点有: (1) 改善了围岩结构和力学性质。 (2) 提高了围岩的自撑能力。 (3) 有效的降低支护成本。 (4) 优化了巷道支护效果。
2.2 锚索梁支护的施工工艺
锚索梁支护的施工工艺主要包括五部分:放炮后找顶、打孔、安装锚索、固定钢带或金属网及打注锚杆。
(1) 打孔。锚索孔一般采用MQ T-85型锚杆, 人扶钻机, 湿式钻其孔。孔直径一般为27 mm, 孔深为4000～6000 mm, 孔垂直于顶板, 锚索则布置在巷道拱部。
(2) 安装锚索。锚索孔的钻孔工艺完成后, 首先将孔内的煤岩芬吹扫干净, 用锚杆钻机将对迎头锚索进行安装, 然后托起钢带和金属网将中间锚索固定好, 最后安装后部锚索。将锚索安装好后应注意将外漏长的锚索用12#铁丝进行捆绑, 以免防止长锚索散乱。
(3) 钢带和金属网的固定。钢带的安装方式则采用“三两迈步”交错支护, 确保每条钢带上都布有三根锚索且每个断面都有两条钢带。金属网则采用对接方式, 用12#铁丝拧紧, 保证其牢固。其中锚索托盘必须压紧钢带, 而钢带必须压紧金属网, 金属网则必须紧贴壁面, 必须保证这三者的环环相扣, 才能达到最好的支护效果。
(4) 打注锚杆。用ZY 24风钻打孔, 锚杆使用Φ20×2200 mm, 螺杆之间的间距则控制在900×900 mm, 使用长130 mm的强力T型托盘, 最后用风煤钻进行安装和搅拌。
2.3 对锚索梁支护的几点想法
(1) 锚索梁支护能够大幅度的提高初撑力, 可以对新暴露的顶板可以起到良好的支护作用, 将有效的杜绝巷道掘进冒顶事故的发生, 从而降低了巷道顶板离层现象, 是对大断面软岩巷道稳定性控制的最新方法。
(2) 锚索梁支护与传统的架棚及二次支护方法相比, 具有工艺简单、快捷、减轻劳动强度、减少辅助用料、降低成本、提高安全性等显著优势, 所以锚索梁支护具有良好的应用前景。
(3) 锚索梁支护适用于大跨度硐室、断层破碎带及大断面交叉点的支护, 所以对于一些复杂恶劣的特殊施工地用以往传统的方法将无法保证其稳定性的控制要求, 但是锚索梁支护方法将可以对这种特殊环境的巷道施工及维修提供了新的方式方法。
3 结语
随着对矿产资源开采力度的不断加大, 复杂环境下软岩巷道稳定性问题日益严峻, 为了保证施工进度及工作人员的人身安全, 必须不断的提高软岩巷道的稳定性。在对提高巷道稳定性的理论研究时应切实结合实践来进行, 这样的研究才会是有实用价值的, 在应用中也将最具有可靠性从而保证其安全性。
摘要：随着社会的发展, 人们对矿产资源的需求越来越大, 就需要随开采深度不断的增加, 从而导致软岩巷道的数量将不断扩大。但是软岩巷道围岩变形、支护技术却并没有得到有力的发展, 制约着生产发展。本文就针对软岩巷道围岩的变形特点, 首先了解软岩巷道围岩稳定控制的原则, 然后对复杂环境下软岩巷道采用锚索梁支护方法进行稳定性控制与施工技术的分析。
关键词：复杂环境,软岩巷道,控制,施工技术
参考文献
[1]何满湘, 孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南阳[M].北京:科学出版社, 2004.