深部巷道范文

深部巷道范文（精选9篇）

深部巷道 第1篇

关键词：锚杆支护,煤层巷道,煤矿开采

1 引言

我国煤炭储量大部分埋藏在深部, 埋深大于600 m和1 000 m 的储量分别占到73.19 % 和53.17 %。而随着开采深度的加大, 巷道周边围岩应力呈近似线性关系的增长, 巷道围岩变形少则几百毫米, 多达1.0～2.0 m。巷道在服务期间需要进行不断的维护与返修, 特别是它们的两类或三类的复合型, 问题更为突出。严重时, 在巷道掘进或使用期间将会在巷道中引发煤与瓦斯突出, 甚至岩爆等动力灾害, 严重威胁矿井的安全生产。在深部巷道中使用高强度锚杆支护技术, 高强度全长树脂锚杆通过径向和切向锚固力的作用, 对围岩施加围压, 将围岩由单向、双向受力状态转化为双向、三向受力状态, 提高围岩的稳定性。锚杆贯穿围岩中的弱面, 切向锚固力改善了围岩的力学性质, 进而有效地控制巷道变形。

2 开采深度与巷道围岩的变形关系

2.1 中国的研究

开采深度对巷道围岩的影响十分复杂, 除与巷道的围岩性质密切相关外, 如受采动影响的巷道, 则与护巷方式和周围采动状况等也有密切关系。根据我国的研究成果, 可得开采深度与巷道维护之间的一般关系如下[2]:

(1) 岩体的原岩应力即上覆岩层重量γH, 是在岩体内掘巷时巷道围岩出现应力集中和周边位移的基本原因。因此, 随开采深度增加, 必然会引起巷道围岩变形和维护费的显著增长。 (2) 巷道的围岩变形量或维护费用随采深的增加近似的呈线性关系增长。 (3) 巷道围岩变形和维护费用随开采深度的增长的幅度, 与巷道围岩性质有密切关系, 围岩愈松软, 巷道变形随采深增长愈快, 反之, 围岩愈稳定, 巷道变形随采深增长愈慢。 (4) 巷道围岩变形和维护费用的增长率还与巷道所处位置及护巷方式有关, 开采深度对卸压内的巷道影响最小, 对位于煤体内巷道及位于煤体-煤柱内巷道的影响次之, 对两侧均已采空的巷道影响最大。

2.2 前苏联的研究

前苏联对矿井开采深度与巷道稳定性的关系进行过大量研究, 认为深部巷道矿压显现的一个主要特点是在巷道掘进时就呈现围岩强烈变形, 且在掘进后围岩长期流变, 使巷道支架承受很大压力。浅部开采时表现不明显的掘巷引起的围岩变形, 在深部开采时显现十分强烈。根据在顿巴斯矿区进行的大量巷道矿压观测, 提出了深部巷道掘进初期围岩移近量的计算公式为[2]:

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式中:Udt、Uct——顶板、两帮在掘进后t时间内的位移量, cm;

t——时间, d;

qd、qc——顶板、两帮作用在支架上的压力, kN/m2;

γ——岩石容重, kN/m3;

H——巷道所处的深度, m;

R——岩石单轴抗压强度, kPa;

R0——寻求常数时引入的单轴抗压强度, 3 000kPa;

b——巷道所处的深度, cm;

h——巷道高度, cm。

由此可以看出随着开采深度的增加, 维护时间的增长, 巷道变形将逐渐增加, 维护也越困难。

3 深部巷道锚杆支护技术

3.1 采用大直径、高强度、大延伸量锚杆

锚杆的强度直接影响其锚固范围内围岩强度的强化和锚杆对巷道围岩的支护阻力, 从而影响锚杆群作用范围内围岩的承载能力和锚杆的支护效果[1]。

(1) 增加锚杆的杆体直径和采用高强度钢筋。我国以往锚杆的普通圆钢锚杆的杆体直径一般为14 mm、16 mm、18 mm, 材质为Q235, 其屈服强度为240 MPa, 破断力均在100 kN以下。国外使用的锚杆杆体屈服强度为400～600 MPa, 甚至更高, 破断力一般为200～300 kN, 甚至更大。如美国高强度螺纹钢杆体的屈服强度为414～689 MPa, 拉断强度为621～862 MPa;英国高强度螺纹钢杆体的屈服强度为640～720 MPa。为了达到和超过国外锚杆杆体材料水平, 满足我国深井巷道支护的要求, 开发出锚杆专用钢材配方, 其中BHRB500, BHRB600型号的钢材可用于生产强力锚杆。这2种钢材的公称直径均为22～25 mm, 屈服强度分别为500、600 MPa, 抗拉强度分别为670、800 MPa, 伸长率均为18%。对于ϕ22mm的BHRB600型钢筋, 屈服力达228.1kN, 破断力达304.1 kN。分别是同直径建筑螺纹钢的1.79和1.63倍;是同直径圆钢的2.50和2.11倍。

(2) 锚杆尾部螺纹热处理或杆体整体调质处理是一种提高锚杆杆体强度而成本较低的方法。

(3) 增加锚杆的延伸量。为了改变普通圆钢锚杆延伸量较小、不能适应巷道围岩较大变形的缺点, 为达到提高锚杆锚尾的拉断力和充分发挥杆体材料的强度性能的目的, 中国矿业大学研制了结构简单、加工方便的杆体可延伸增强锚杆。该锚杆的材料为含碳、磷、硫较低、延伸率较大的圆钢, 通过对锚杆的锚尾进行强化热处理而制成。杆体可延伸锚杆与同直径、同材质的普通圆钢锚杆相比, 其对巷道围岩的支护阻力可提高34%～40%, 适应围岩的变形量可增大500%以上。

阻止深部巷道围岩发生较大变形既不经济也不合理。高强度锚杆支护可提供较大的支护阻力, 控制围岩塑性区及破碎区发展、降低塑性区流变速度, 提高支护阻力可以大大减小同岩变形;大延伸量锚杆支护允许围岩有一定变形, 降低围岩应力、减少锚杆载荷防止锚杆破断, 改善巷道维护状况。因此, 必需研制大直径、高强度、具有较高延伸率的锚杆来解决深部巷道支护问题, 以满足生产的要求。

3.2 增大锚杆预紧力

锚杆的作用是加固围岩, 改变岩体内摩擦角和粘聚力等力学参数, 提高围岩的整体强度, 阻止围岩水平和垂直位移, 所以, 锚杆在安装时给于岩体足够的正压力是相当重要的。

锚杆的初锚力是由预紧力矩产生的, 它们之间存在以下简单的关系:

Q0=T/ (K×d) (3)

式中:Q0——锚杆轴向拉力, N;

T——螺母所受扭矩, N·m;

d——锚杆直径, m;

K——与锚杆螺纹形式、接触面、材料、导程等有关系数, 一般情况下:K=0.35～0.42。

由式 (3) 可知, 锚杆的轴向拉力与锚杆的预紧力呈线性关系, 锚杆的预紧力越大, 轴向拉力也越大。

3.3 提高锚杆锚固力

锚杆的锚固形式为端部锚固, 此时, 锚杆除两端与岩体固紧外, 其余部分基本上可视为与岩体呈脱离状态。锚杆的锚固形式为全长锚固, 此时, 锚杆全长均与岩体发生作用, 即锚杆有效长度均对锚孔孔壁施加摩擦力并具有剪切强度, 它不仅提供了支护反力, 而且还提高了锚固范围内岩体的C、ϕ值。

由于全长锚固锚杆实现了全长锚固, 当围岩发生微小不协调变形时, 锚杆即可达到工作锚固力, 及时提供约束力, 限制围岩的进一步变形破坏。与此相反, 端部锚固和加长锚固锚杆就必须是在围岩不协调变形发展到一定程度后, 才能达到工作锚固力, 在时间上要落后于全长锚固锚杆, 特别是端部锚固锚杆在围岩不协调变形量很大的情况下才能达到工作锚固力, 而此时围岩的整体性已遭到了破坏, 不能很好地发挥围岩的自承能力, 没有达到加固围岩、提高其自承能力、实现围岩自稳、控制变形的目的。

此外, 端头锚固时锚杆的工作阻力只作用在两端, 锚杆托盘的受力较大, 极易引起孔口破裂、岩层被“压酥”而破坏, 产生卸载, 使锚杆的支护阻力进一步降低, 因而失去或减小锚杆对围岩的控制能力[2];而全长锚固锚杆的工作阻力在锚杆中部最大, 孔口较小, 因而对孔附近顶板的稳定有利, 如图1所示。

1.端头锚固锚杆, 2.全长锚固锚杆.

理论分析和实践都说明, 如果一次支护有足够的初撑力和支护阻力, 有良好的让压性能和适当的让压限度, 最好一次及时完成全部支护, 全长树脂锚固锚杆锚固力大, 并且锚固及时, 深部巷道高应力、破坏速度快, 应大力使用全长树脂锚固锚杆。

3.4 改善锚索性能

现用的小孔径树脂锚固预应力锚索材料主要包括索体、锚具和托板, 索体材料一般采用钢绞线。小孔径树脂锚固锚索应用初期, 由于没有煤矿专用锚索钢绞线, 只能选用建筑行业已有的钢绞线规格。较为广泛采用的钢绞线由7根钢丝组成, 如图2中 (a) , 为ϕ15.2、 ϕ17.8mm, 拉断载荷分别为260、353 kN, 伸长率分别为3.5%, 4.0%。在井下使用过程中, 发现1×7结构锚索有以下弊端[4]: (1) 索体直径偏小, 与钻孔直径不匹配, 孔径差过大, 明显影响树脂锚固力; (2) 索体破断力小, 在深井巷道中经常出现拉断现象; (3) 索体延伸率低, 不能适应围岩的大变形; (4) 索体强度低, 施加的预应力水平低, 导致锚索预应力作用范围小, 控制围岩离层、滑动的作用差, 当锚索比较长时尤为如此。

煤炭科学研究总院北京开采研究所联合有关单位, 开发出大直径、高吨位的强力锚索。一方面加大了锚索索体直径, 从增加ϕ15.2增加到ϕ18、ϕ20、ϕ22。改变了索体结构, 采用新型的l9根钢丝代替了原来的7根钢丝, 如图2中 (b) , 索体结构更加合理, 而且增加了索体的柔性和延伸率。实验室试验数据表明:1×19结构的公称直径分别为18, 20, 22 mm, 拉断载荷分别为408, 510, 607 kN, 伸长率均为7.0%。ϕ22mm的高强度、低松弛钢绞线的破断力超过600 kN, 是ϕ15.2mm的钢绞线破断力的2.3倍;索体延伸率比ϕ15.2mm的钢绞线提高一倍。

通过应用新材质、增大锚索直径, 提高锚索的延伸量和破断载荷, 使锚索适应深部巷道围岩大变形。

3.5 加固帮、角关键部位

目前, 我国巷道支护重视顶板、忽视两帮和底板, 顶板锚杆支护强度较大、 两帮支护强度较小、底板一般不支护, 造成深部巷道两帮及底角破碎区、塑性区很大, 大范围的破碎区围岩发生碎涨变形, 两帮变形和底鼓十分严重。通过对两帮及底角加强支护、注浆加固[3], 提高两帮及底角破碎区围岩的残余强度和锚杆锚固力, 可有效阻止破碎区围岩的碎涨变形, 对深部围岩起到支护作用, 而且两帮有效支撑顶板, 阻止顶板下沉, 保持围岩稳定, 因此, 控制两帮下沉和底角破坏是深部巷道支护的关键。

3.6 完善锚杆支护监测系统

锚杆支护是一种隐蔽性很强的工程, 只有完善锚杆支护监测系统才能确保锚杆支护巷道的安全可靠性。有必要在深部巷道应用非接触、无损质量的检测仪器, 仪器要具有快速、准确、大面积测量的性能, 以保证深部巷道的支护效果。

4 结论

深井巷道围岩应力大, 围岩破坏严重, 加大了支护的困难, 采用大直径、高强度、树脂锚杆能有效的增加锚杆的锚固力, 改善围岩的力学性能, 从而维护好巷道。

参考文献

[1]陆士良, 汤雷, 杨新安.锚杆锚固力与锚固技术[M].北京:煤炭工业出版社, 1998.

[2]陈炎光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.

[3]柏建彪, 侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究[J].中国矿业大学学报, 2006, 35 (2) :145-148.

深部动压软岩巷道修复实践与应用 第2篇

关键词：深部动压软岩巷道  锚注技术  实践

1 工程概况

开滦范各庄矿3200副石门承担三水平南二采区行人、辅助运输与通风功能，服务年限长。巷道自三水平运输大巷开口，巷道埋深650m，依次揭露与穿过12、11、9、8、7、5煤层，巷道标高-620m。该采区自上而下已采8煤层，计12个工作面，受深部压力、采动与两侧煤柱集中压力影响，整个巷道受损变形严重。尤其11煤层及其底板高岭土层地段巷道，更易变形破坏。该巷道每年都需要重新修复，不仅耗费大量人力、物力与财力，也给矿井安全生产造成了很多威胁。

2 巷道状况分析

3200副石门原设计采用25U，10.4m2金属支架支护，受工作面采动压力影响明显，且位于煤层和软岩地段内。修复前，巷道围岩与拱形支架变形严重，有劈帮、巷顶冒落现象，巷道断面缩减至2500mm*2000mm。特别是11煤层底板高岭土层，膨胀风化变形较大，至使巷道底鼓严重，巷道平均底鼓1600mm。

3 巷道岩性与力学分析

3.1 地质条件：巷道在施工过程中，共揭露5条断层，落差分别为1.5m、2.0m、2.0m、1.5m和1.0m，断层附近，岩层破碎，且岩层产状发生变化，煤岩层倾角有变大趋势。

3.2 软岩：11煤层底板存在2.8m的高岭土成分的细砂岩，易风化，遇水膨胀，在巷道里揭露18.8m，将会给巷道维护带来困难。

3.3 采动影响：受7、8、9煤层采掘活动影响，两翼开采，工作面安排比较集中，巷道位于煤层停采区域边缘，为近距离煤层群开采应力集中区，巷道受多次采动动压影响。

3.4 巷道围岩复杂条件：该段巷道为穿层巷道，巷道标高-620m，由东向西依次穿过12、11、9、8、7、6、5煤层。岩层倾角8-22度，岩性差，承载能力低。

3.5 巷道支护强度偏低：3200副石门采用25U金属拱形支架支护，支护强度选择偏低。金属拱形支架属于被动支护，承载强度低、承载慢，不能及时发挥支承能力。

4 实施方案

4.1 巷道围岩应力场形成与相互作用。巷道围岩开挖后，就立即实施采掘活动，原岩应力场、采动应力场与支护应力场，构成煤矿井下综合应力场。三种应力场相互作用，原岩应力越高，应力差异越大，采动影响越强烈，集中应力就越高，因此对支护系统要求就更高。支护形式与参数选择不合理，可能引起支护体受力过大而失效，支护应力场丧失。

4.2 支护方案确定。3200副石门主要承受工作面采动动压、巷道两侧煤柱集中压力与其叠加压力。受其影响，导致巷道围岩应力多次重新分布。如果所选择巷道支护方式，不能适应开采活动影响带来的应力变化，或者没及时采取相应加固补救措施，则巷道围岩松动失稳，断面变形，影响巷道正常安全使用。为解决巷道支护难题，应用成熟锚注技术修复，取得了显著成效。

4.3支护方案可行性论证。针对范各庄矿3200石门实际条件以及巷道变形显现规律，采用的支护技术是一个多层次、多结构和多单元综合容错的（强强相容、短弱相长）支护体系，其主要原理是软岩岩石力学及锚注支护和注浆加固机理。其基本架构是：①对部分软弱岩体，特别是关键部位的极软弱岩体（高岭土）进行合理置换和保证施工断面大于设计断面，施行预控技术环节，保证动态支护有一定的空间。②以多层次钢丝绳为径骨的多喷浆层、高度密贴岩面的强韧封层结构为止浆垫和第一支护单元的强有力的抗体，明确强调各层次喷层厚度。③在巷道关键部位（巷道底角）开挖大卸压槽，达到释放围岩内应力和拓展岩体内裂隙，为缓释围岩体内的运动应力和注浆浆液疏通路径起到相得益彰的成效。④掌控稳压状态下向岩体内预注浆、注浆、复注浆，将高强度水泥浆液反复注进围岩体内，固结岩体，将松散软弱的岩煤体胶结成整体，改变了围岩的力学状态，增加了围岩抗压、抗拉及抗剪强度，并使原端锚锚杆变成全长锚固，持续提升巷道围岩强度。⑤在主动支护理念指导和全程监测监控下，以不断调整压力的恰当注浆技术，在岩体内留置预应力、缓释迭加应力。⑥通过多层次锚杆、注浆锚杆和注浆胶结后的围岩，实现以围岩为支护依托和参与体，达到重造组合体的动态支护体系，以提高围岩自身强度和承载能力。⑦在全程监测监控下，精准掌控巷道变化状态，适时采取不断补强措施，不断恢复和提升支护结构的工作阻力，保持巷道支护长期稳定。

4.4 支护材料选取。锚注支护所用材料主要包括：锚杆、注浆锚杆、钢丝绳、钢筋网、树脂锚固剂、水泥、自然陶粒土等。

4.4.1 锚杆。锚杆规格为ф20，长度2000mm的右旋无纵筋等强螺纹钢树脂锚杆，间排距800×800mm，每孔用2卷树脂锚固剂。初喷层，二喷层，三喷层全部为锚杆钢丝绳组合，底角锚杆与底板成不小于45°夹角。

4.4.2 注浆锚杆。注浆锚杆采用“自固自封内自闭新型注浆锚杆”，规格为ф22×2000mm。巷道全断面布置注浆管，间排距1400×1400mm。二次注浆时，注浆管规格为ф22×2600mm，间排距1800×1800mm。注浆锚杆孔深1800-2400mm，剩余600mm为裸注孔。

4.4.3 钢丝绳。采用矿用5-7分废旧钢丝绳之中的两股为一根，纵向长度不小于10m，横向以巷道轮廓长度为准，钢丝绳间距：800mm×800mm，搭接长度为500mm。

4.4.4 喷浆。喷浆采用P.S 42.5R的矿渣硅酸盐水泥和自燃陶粒土，水泥：自燃陶粒土为1：3，速凝剂掺入量为水泥用量的3-6%，喷层厚度240mm，初喷厚度80mm，二喷层厚度100mm，三喷层厚度60mm，强底不小于C20。

4.4.5 网片。网片为ф6钢筋加工焊接而成，网格150×150mm，规格1500×1200mm。

4.4.6 注浆。注浆水泥采用P.O 42.5R的普通硅酸盐水泥，除有淋水外一般不加速速凝剂，以确保浆液凝固后的长期强度。第一次注浆浆液配比取1：0.6～0.8;第二次注浆浆液配，应略小于一次注浆浆液浓度;取1：0.8～1.0，注浆压力1.5～3.0MPa，底脚注浆压力可大些，但最大为3MPa。注入量：每孔水泥量约为150～250kg。

注浆时间，为防止浆液在弱面扩散较远，造成跑浆现象，在控制注浆压力和注浆量的同时，必须控制注浆时间，使其不宜过长。一般单孔注浆时间20～30分钟。

4.4.7 泄压槽。泄压槽断面尺寸为：在巷道两帮墙角，宽×深; 1200～800mm（水沟一侧），另一侧1000×600mm。泄压槽开挖时间：稳定围岩状况下必须在强韧封层的第三个层次支护完成后开挖。在不稳定围岩状况下，支护必须在强韧封层的第四个层次支护完成后开挖。稳定围岩泄压时间8～15天，不稳定围岩泄压时间5～8天，泥化流变状态下围岩泄压时间1～2天，主要是根据围岩层理整体性、破碎、泥化状况确定。泄压槽的回填采用喷浆回弹料即可，特殊地段可浇灌混凝土。

4.5 巷道位移监测及应用效果。矿压监测是整个支护过程中不可或缺的环节，监测围岩位移与支护体受力，对其支护效果进行评价，是验证其支护效果的重要依据。

4.5.1 矿压监测。巷道监测采用十字测点方法。每组4个点，每15米一组，初期，每天监测一次，一周后，每周监测2次，1个月后，每周监测1次。主要监测两帮位移量、顶板下沉量、底鼓量。当巷道表面开裂或两帮收敛数值超过20mm时，要及时进行注浆加固。

4.5.2 效果检验。施工期间观测结果表明：巷道顶板下沉量最大72mm，最小18mm。两帮相对移近量最大210mm，最小82mm，平均146mm。

5 实施效果与展望

①通过3200石门软岩巷道进行锚注修复，未发现修复巷道喷体有明显的开裂和变形破坏现象，全部达到了设计施工断面的标准，仅有局部地点有少量底鼓，但并不影响巷道的运输、通风和安全使用。②通过锚注支护修复，发挥锚杆加固层和注浆加固层的双重支护作用，提高围岩自身强度，可使巷道支护稳定、坚固，承载和抗动压能力满足生产要求。③采用锚注加固形成一套围岩强韧封层创新支护体系，减少了巷道修复次数降低巷道后期维修成本。

参考文献：

[1]王绪昇.深部动压软岩巷道分阶段锚注支护技术研究[J].中国商界（上半月），2010（06）.

[2]张农，侯朝炯，杨米加，贺永年.巷道围岩强度弱化规律及其应用[J].中国矿业大学学报，1999（02）.

煤矿深部巷道围岩控制技术 第3篇

1 深部开采巷道围岩特点

1.1 岩石硬度变大

深部岩层在上部岩石的长期自重压力下, 岩石性质发生了变化。主要表现在岩石密度增加、容重加大, 岩石硬度也增加。

1.2 岩体强度变小

巷道掘出后, 岩体强度变小, 出现岩石软化的现象, 围岩比较破碎。深部岩石在长期的高压力、高温条件下, 岩石处在峰值前的状态中, 岩石出现大量的微小裂隙。由于开采活动的影响, 引起巷道围岩在一定范围内卸压, 使岩石由三向受力状态转变为两向受力状态, 出现一个方向的压力释放。岩石在峰值前卸压产生更多的裂隙, 造成岩体比较破碎, 强度降低, 由硬岩转变为软岩。

1.3 巷道松动范围大顶底板和两帮移近量大

由于深部开采围岩存在软化现象, 岩层比较破碎, 破碎松动范围大, 持续时间快、长。围岩存在大量的节理裂隙, 降低了围岩的整体性和强度, 使围岩处在峰值后的范围内, 加剧了围岩裂隙的发育程度, 形成破碎区并向纵深发展, 因此巷道围岩松动范围大, 顶底板和两帮移近量大。

2 措施概述

2.1 统筹规划, 合理布置

巷道布置在稳定的岩层内, 巷道方向尽可能与本区最大主应力方向一致, 减小其应力对巷道的作用;避免开采引起的支承压力的强烈作用, 将巷道布置在已采的采空区下;采取上部煤层预先开采, 跨巷回采等方法, 避开上部开采遗留煤柱的影响, 且与煤柱边沿保持一定的距离;避免相邻巷道之间的相互影响;合理开采顺序以避免采掘在相邻的区段内同时进行等。

2.2 增强围岩约束能力, 限制破碎区向纵深发展

增加支护体强度, 防止危岩出现, 即使出现危岩也能限制形成较大的破碎区。在支护手段上比较有效的方法是采用高强度锚杆、锚索、网、梁联合支护, 进一步改善围岩力学性能, 增强围岩约束力。

2.3 降低作用在围岩的压力

将作用于巷道周围的集中载荷转移到离巷道较远的支承区, 降低巷道围岩应力, 从而减少对支护的破坏。卸压技术是较好的减小压力、提高支护强度的方法, 卸压技术通过采取松动爆破、水力割缝、打卸压孔等措施使围岩受到多种形式的压力卸载。

2.3.1 深孔卸压爆破。

爆破卸压主要运用围岩力学特征, 集卸载、加固为一体, 是一种积极有效的治理方法。

2.3.2 工作面卸压。

利用迎头瓦斯排放孔进行高压水射流割缝, 使钻孔两侧形成一定深度的扁平缝槽, 即钻孔附近煤体得到局部卸压, 从而对迎头顶板起到卸压作用。

2.3.3 巷帮卸压。

在已经施工的巷道两帮施工卸压孔, 每帮一个, 间距0.7m, 卸压孔规格D89mm×12m。

2.3.4 利用卸压巷道卸压。

在被保护的巷道一侧或两侧再掘进一条巷道, 专门进行卸压, 让其冒落。

2.4 进行注浆从而改善围岩力学性能

深部开采时, 由于围岩埋深大, 水平应力和垂直应力均比较高, 围岩的承载能力难以抗拒高应力的影响, 因此, 通过注浆加固, 提高围岩的整体性和自身承载能力, 使整个加固的岩体能有效地同锚杆有机地结合为一个整体, 从而提高破碎围岩中的锚杆锚固力, 从而能够适应围岩的较大变形。

3 巷道支护具体技术

3.1 超前钻孔应力转移

由于巷道埋深大、围岩强度小、复合顶板, 掘进后、锚杆支护之前, 顶板已经产生较大的离层、下沉, 使顶板承载能力快速衰减, 巷道维护难度更大, 为此, 结合瓦斯抽放, 在掘进迎头前方煤层布置钻孔, 一方面抽放瓦斯, 另一方面将掘进引起的支承应力峰值向深部转移, 降低巷道迎头应力, 减少无支护空间顶板离层、下沉。巷道迎头超前钻孔布置见图1。采用FLAC软件数值计算、分析应力转移效果与钻孔长度的关系, 如图2所示, 巷道迎头钻孔后, 应力峰值位置随钻孔长度增加显著向深部转移, 钻孔长度超过12m, 后, 峰值位置距巷道表面的距离减小, 因此, 确定钻孔长度10m, 每掘进5m钻1次孔。

3.2 高阻让压锚杆支护技术

深井煤巷发生较大变形难以避免, 采用树脂药卷加长锚固、高阻力、大伸长量的抗破断锚杆实现高阻让压支护。高阻即锚杆给围岩提供较大支护阻力控制塑性区发展、降低塑性区流变速度, 提高支护阻力可以大大减小围岩变形。让压即允许围岩有一定变形, 允许围岩变形可降低围岩应力、减少锚杆载荷, 防止锚杆破断, 改善巷道维护状况。

顶板支护:某工作面巷道顶板稳定性差, 易产生离层、冒落, 采用树脂药卷加长锚固、高预紧力、高强度锚杆支护强化顶板。该支护的顶板岩层强度和刚度显著提高, 减少顶板下沉量, 巷道顶板安全性能得到提高。同时采用快速承载的高预应力锚索将下部锚固的顶板悬吊在上部稳定岩层中, 确保顶板安全可靠。顶板锚杆为直径22mm, 长2.4m的高强度螺纹钢锚杆, 排距750mm, 锚杆布置见图3, 锚杆破断载荷大于210KN, 延伸率大于23%, 实现高阻让压支护。同时采用锚索加强支护, 锚索直径15.24mm, 长7.3m, 排距为3.0m, 每排2根, 锚长1.6m。

两帮支护:采用树脂药卷加长锚固、高强度锚杆支护两帮, 提供较大的支护阻力, 控制两帮塑性区的发展、降低塑性区的流变速度, 同时该支护又能适应两帮的较大变形, 实现高阻让压支护。帮、角锚杆均为直径20mm, 长2.2m的高强度螺纹钢、尾部热处理的锚杆, 锚固长度1.1m, 排距750mm。

3.3 加固两帮和底角

某工作面两巷为梯形巷道, 两帮和底板均为强度较小的煤层, 掘巷后围岩破碎区从两帮和底角开始, 最终也以两帮最大。两帮和底角采用高强度锚杆支护, 阻止破碎区;塑性区的发展, 减小该部位煤层强度衰减, 当两帮和底板裂隙发育, 即距迎头80-100m时, 应用高水速凝材料对两帮及底板注浆加固, 提高破碎区围岩的残余强度和锚杆锚固力, 可有效阻止两帮相对移近和底鼓, 是控制深井煤巷围岩稳定的重要技术。某工作面两巷注浆孔布置图见图4。

结语

煤矿的深部开采以及在深部开采中所显现的一些特点, 已越来越多的制约着煤矿的快速发展, 影响着矿井的作业安全。只有采用合理的支护设计, 才能更好地保障煤矿的高效发展, 降低深部开采带来的安全隐患, 实现深部煤炭的高产、高效、安全开采。

摘要：随着煤矿开采深度的增加, 开采环境发生着不利的变化, 给煤矿的安全生产来了极大的隐患。同时随开采深度增加, 岩层压力显著增大、巷道位移量增大、支架损坏严重、巷道返修量剧增, 巷道维护变得异常频繁与困难。本文从深部围岩的岩性变化论述入手, 阐述了如何对深部围岩进行有效控制, 以保障深部开采的有序进行。

关键词：深部开采,围岩控制,巷道支护技术

参考文献

[1]史元伟.国内外煤矿深部开采岩层控制技术[M].煤炭工业出版社, 2010.

[2]郎庆田, 孙春江.煤矿深井开采技术[M].中国矿业大学出版社, 2006.

[3]王卫军, 李树青, 欧阳广斌.煤矿深部开采的围岩控制技术研究[M].岩石力学与工程学报, 2006.

[4]柏建彪, 侯朝炯.深部开采的围岩控制原理和技术研究[M].中国矿业大学出版社, 2006.

深部巷道 第4篇

关键词：巷道掘进顶板离层及压力实时监测

1基本情况

峰峰集团九龙矿已经进入深部开采阶段，九龙矿最大开采深度已达到1000米。随着煤炭开采的逐步向下延深，深部巷道支护问题越来越突出。近年来片帮、冒顶事故逐渐增多，亟待开展深部开采巷道围岩持续流变与破坏机理，围岩控制技术及稳定性监测等方面研究工作。

九龙矿巷道工程普遍处于“三高”(即高地应力、高地温和高岩溶水压)的复杂环境。对于深部的采准巷道及部分开拓巷道围岩来说，除受“三高”影响外，还受“一扰动”(即强烈的采掘扰动)影响，使其围岩岩体的结构特征和力学行为更加复杂，表现出大变形、大地压、难支护等非线性软岩力学特性，进而导致深部巷道灾害事故增加、作业环境恶化和生产成本急剧增加等一系列问题，这为深部开采提出了严重的挑战。

深部开采条件下采场与巷道围岩的控制问题，随着采深的增加更进一步突显了其严重性。对于深部巷道围岩持续流变与破坏特征、围岩扩容与不连续变形的监测与控制技术，过去缺乏系统、针对性的研究，再加上深部开采的特殊性，使得深部开采条件下围岩稳定性控制问题没有得到解决，片帮、顶板的离层垮冒、采场端面冒漏仍没有从根本上消除。

我们在15228s上下巷及切眼实施了围岩稳定性远程、实时、自动监测技术。通过顶板在线监测，从而为深部巷道支护设计提供合理参数；建立巷道围岩稳定性与顶板安全监测系统；实现深部巷道稳定性多因素模式识别预测及危险区域动态识别，有效预测顶板垮落、片帮事故，合理控制深部巷道围岩变形。

2监测原理及系统组成

2.1在九龙矿建立深部开采采动应力及顶板位移在线监测系统，建立起700米监测巷道；该系统包括监控数据服务器，数据采集与分析软件，压力与位移传感器及传输电缆等。

2.1.1井下采用了本安型多向压力传感器和本安型位移监测仪。

2.1.2地面系统，建立数据共享，提供多用户数据访问，便于相关科室进行数据实时观测与历史数据的查询。

2.1.3系统实现24小时实时监测，自动更新并显示各测点数据及变化曲线；建立空间与时间上巷道变化趋势。

2.1.4基于动态监测数据，实现顶板大面积垮落在线预测；为提前支护提供最佳时机，杜绝冒顶事故的发生。

2.1.5基于现场实测数据，总结开采过程中的采动应力变化规律及顶板位移规律，提出深部开采围岩稳定性判别准则：建立基于现场实测位移的反分析法，与数值模拟相结合进一步分析采动应力变化规律及顶板位移规律，对九龙矿巷道的支护设计提供指导性建议。

2.2系统组成

2.2.1监测系统总体框架(以太网—总站—分站—分站)如图1。

2.2.2我们利用已有的矿用安全监测监控系统KJ2000进行数据传输。其组成主要有：监测数据服务器，瓦斯监控分站，ZCW-Z(B)位移采集仪，GWG200(C)本安型位移监测仪，GYG50／50(A)本安型压力传感器，本安电源，其网络拓扑结构如图2。

3监测方案

九龙矿15228(S)工作面西部为15226(S)采空区，东部为南翼二水平上部；南部为F4断层；北部为南二采区的三条上山下部。巷道断面为斜矩形，工作面面长132米，走向长640米，采用锚网梁加锚索支护。

九龙矿现用的KJ2000煤矿安全生产监测监控系统，为充分利用现有的监测监控线路，拓展其功用，节省成本，利用KJ2000系统将矿压监测系统的数据进行传输。通过专用软件提取监测仪的测量数据。利用局域网可实现数据的共享。

3.1地面监测2000煤矿安全生产监测监控系统上传至地面监控中心，利用系统所生成的上报数据文本“实时数据txt”，提取相应监测数据值，由专用软件将数据保存至数据库并显示，同时将数据发送至局域网数据服务器，以供相关科室可以访问。数据显示界面如图2。

3.2井下布线监测仪采集位移信息，监测仪主机接收传感器的数据，传送至井下瓦斯监控分站，再由监控分站传输至地面控制中心。一个主机可以接15个传感器，采用主干式布线方式。井下布线如图3。电源在巷道内采用660V接入，尽可能就近供电，以避免线路上的损耗。

瓦斯监控分站及电源设置15228S巷已掘进40—50米，现场实际距离从监测分站布设四芯数据电缆至第一个测点安装位置，在以后测点接线通过三通进行，形成总线结构。由于一个监测主机可接15—18个监测仪，当监测仪数目超过一个主机的容量时，需布设第二路矿用四芯数据电缆。

ZCW-Z(B)位移采集仪与瓦斯监控分站接线示意图3

3.3测点设置

3.3.1顶板离层监测顶板离层是指巷道浅部围岩与深部围岩间的变形速度出现台阶式跃变，当离层达到一定值时，顶板有可能发生破坏和冒落。顶板离层是巷道围岩失稳的前兆。

离层监测采用GWG200(C)位移监测仪，其包括一个深部基点和一个浅部基点，分别测试巷道表面与浅部基点之间，巷道表面与深部基点间的相对位移。监测仪每30米布置一个测点，顶板打孔深7m，孔径φ30。安装时深测点至7m处，浅测点为2.0m与锚杆长度相当。预布设距离700m。为了避免炮掘时，由于振动使传感器产生附加位移值，每个待安装测点距掘进面距离大于30米，按随掘随布进行。

3.3.2两帮压力监测压力传感器主要测取掘进与回采时两邦压力的变化规律，并与顶板离层相结合分析巷道稳定性。传感器每100米在上下帮分别布置一个测点，要求孔深7m，孔径60mm。在安装压力传感器的断面，测量巷道的收敛变形。

3.3.3巷道收敛监测主要测取巷道开挖后一定时间内巷道顶底板和两帮的相对位移量，总结巷道表面位移随巷道围岩暴露时间的变化规律，从中找出巷道围岩位移与生产地质条件、锚索、锚杆网支护形式及参数之间的关系，为进行合理的锚索、锚杆支护设计提供可靠的基础数据，为准确评估支护效果提供量化指标。

每100米布置一个测站，每个测站3个观测截面，每个截面采用十字布点法(如图示)，视现场情况也可采用网状布点法，截面间距2～3m。测点必须在开挖后12h内埋好，距掘进工作面0～10m范围内，每天观测2次，11～20m范围内，每天观测1次，21～50范围内，每3天观测1次。

3.3.4锚杆(索)受力锚杆(索)受力监测有两种形式，一种是测量端部锚固锚杆(索)工作阻力的锚杆测力计，另一种是测量加长锚固、全长锚固锚杆受力分布的测力锚杆。

每100米布置一个测站，与压力监测、巷道收敛监测的测站相结合。

4监测数据初步分析

位移传感器

1#测站位于上巷与联络巷交接处，由于安装时联络巷已经掘进完毕，安装初期位移变化不大，中期由于上巷的掘进，有一次较明显的变化，而后随着上巷掘进工作面的推进，对1#的影响减小，位移值趋于稳定。2#测站位于联络巷中部，安装时距离工作面也较远，所受影响较小，锚固区没有产生位移，除前期受到少许影响外，随着离工作面的距离增加，位移值基本没有变化。3#测站位于联络巷与下巷的交界处，安装时距离工作面30m，受工作面的影响，前期变化较大。随工作面的推进，影响变小，位移值渐渐平稳。4#、5#、6#传感器位于下巷45m处，其中4#位于顶板中部，5#、6#分别位于上下两帮，随着工作面推进，位移变化趋势也是逐渐变小，现在已基本趋于稳定。

5结论

深部高应力巷道支护工艺分析 第5篇

工程软岩是指在工程力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体。软岩表现出“软、弱、松、散”的低强度特性,具有在高工程力作用下发生大变形的特性[1]。

某矿1 031、1 151m中段竖井联道等相关工程埋深超过1 500m,地层处于上泥盆统宰格组,分为1～3段。尤其以三段(D3zg3)最为破碎,岩性主要为灰色隐晶灰岩,黄白色及肉红色中晶白云岩,灰色中层状泥晶灰岩等。工程所处的环境较差,具体表现为地压、淋水大,岩石破碎,稳固性差,巷道不易成型。竖井联道旁侧工程包括1#和2#卸载站、井底水泵房和变电所、井底粉矿回收系统和溜井放矿和皮带道工程等,工程密集,立体交叉,互相牵涉影响,施工难度大。

2 存在问题分析

在施工过程中,曾采用常规的锚网喷、浇灌混凝土、钢拱架、棚架等支护方式,但多次出现冒顶、垮塌现象,超挖严重,被动采取补救措施进行支护,浪费人力、物力,无法满足质量、安全、进度等方面的要求,迫切需要改进工艺,优化支护方案。笔者认为出现上述问题的原因,主要源于以下3个方面。

2.1 施工理念落后

施工工艺、支护技术不能“与时俱进”,存在滞后性。在施工中,对“主动与被动支护”方式不能正确理解。采取“主动支护”方式,往往会出现“事半功倍”的功效。否则,等到出现底板鼓裂、边帮突出、巷道冒顶、垮塌等现象时,再采取支护措施进行处理,这就是“被动支护”,会造成工程延期,“欲速则不达”。如某部位因巷道冒顶、垮塌原因,造成返工支护处理,累计用时约2个月。

2.2 方案针对性差

对于特别破碎地段,在方案制定时,未引入“超前支护”。对光面爆破认识、设计和实施存在偏差,不能针对围岩及时修正爆破参数。表现为巷道成型差,围岩破坏大,造成支护工作极为被动。

安全技术措施中,不能发挥“主动防护”的作用,监控量测手段匮乏,超前预测预报工作几乎没有开展,不能服务于施工。

2.3 工艺纪律松散

在工艺的执行上,主要表现有“缺斤短两”现象、缺乏“责任心”问题。比如:喷浆、浇灌厚度不够,振捣环节缺失或者不到位、出现“蜂窝、麻面、狗洞”,锚杆施工、钢筋网搭接不规范等。

对工艺纪律的严肃性认识不到位,随意改变工艺、工序,在组织实施中执行不到位;管理部门在监督、检查、考核方面缺失。

普遍存在“重掘进、轻支护”的思想,不能实现短掘短支,巷道开挖后,能掘不支,不破不支,不垮不支,空顶时间长,引起围岩连锁破坏。

3 支护方案选择

针对复杂困难巷道,理论上有联合支护、二次支护和强力支护等[2]。竖井联道“掘支”施工过程中,在采用常规支护方式无法取得效果的情况下,尝试采取了联合支护方式。即在使用超前钢管+钢拱架的基础上,配合喷锚网支护,并对支护参数进行优化,形成“联合”支护形式,顺利通过软岩地段。

3.1 工艺主要流程

支护采用如下流程。钢拱架加工图见图1。

3.2 管棚支护要点

管棚施工相关要求:管棚眼自起拱线开始,在巷道开挖轮廓线上施工,目的是减少对顶板岩石的破坏。

管棚孔参数:相邻两个孔间距250mm,孔深为2 800mm,外插角控制为2～5°;管棚(钢管)材料采用Φ33mm×4mm钢管制作,一头要削尖,每根管子长度为3 000mm;超前孔施工结束后,将钢管打入孔内,管棚外露长度约为200mm。

钢拱架相关参数:出渣结束后立即施工钢拱架,相邻钢拱架间距800mm,拱架之间采用Φ22mm圆钢连接;每个钢拱架用楔形锚杆固定在巷道帮上,联接筋与固定锚杆间距均为1m。钢管外露端与钢拱架联成一体,并使钢拱架与围岩之间用混凝土块背严。

凿岩爆破进尺控制要求:进尺控制在每循环进尺1.0m以内,这样使得一部分钢管预留在原岩内,利用管棚和钢拱架联合支护体保护住迎头顶部围岩,人员在安全的空间下作业。管棚与钢拱架超前联合支护方式见图2。

3.3联合支护特点

通过使用联合支护,现场施工条件得到改善,安全得以保证,循环得以加快。采用管棚与钢拱架联合支护后,成巷平均进尺提高到3m/d;原单独采用常规钢拱架支护时平均进尺为1～1.5m/d;效率有所提高。

“新奥法”认为:“先让后抗,先柔后刚”。笔者认为:“让是相对的,抗是绝对的”。由于井下关联工程多,在支护中,强度适当提高,做到刚性要足,以抗为先,确保巷道在释压期间不被破坏。联合支护方案最为关键的两个步骤是光面爆破和喷锚网。

3.3.1 光面爆破

对于软岩,特别是非均质软岩,爆破后很难在巷道壁上留下半孔,围岩沿开挖轮廓成块成片剥落,超挖量大。但光面爆破对减轻围岩破坏、减少超挖以及防止冒顶方面的作用不容忽视。在凿岩作业中,引入光面爆破技术,可以在“控顶”方面起到积极作用,能减少对围岩的扰动。重点在周边眼布设、装药等环节和参数上进行优化。即在周边眼的布设上采用凿深度相同炮孔,采用间隔装药或不装药,让“空眼”起到裂缝发展的导向作用。能使岩体沿弱面切开,形成较为平整的岩壁。

(1)光面爆破主要参数。光面爆破层厚度(即最小抵抗线)、周边眼数量的确定和光爆层装药量。

光面爆破层厚度即最小抵抗线的大小,一般为炮孔直径的10～20倍,岩质软弱、裂隙发育者取小值,炮孔直径为38～42mm。计算如下:

式中:Wmin——光面爆破最小抵抗线,m;

d——钻孔直径,m。

周边眼孔距一般为光爆层厚度的0.6～0.8倍,岩质软弱、裂隙发育者取小值:

式中:a——光面爆破孔间距,m。

光面爆破层装药量:

式中:Q——装药量,kg;

q——炸药单耗,一般取0.15～0.25kg/m3,软岩取小值,硬岩取大值;

h——孔深,m。

(2)光面爆破工艺实施要领。周边眼力求平直,且平行于巷道的轴线。由于凿岩机占有一定的空间,周边眼要稍向外偏斜,孔底落在设计轮廓外约100mm。软岩中眼口开在轮廓线内50～100mm,孔底在巷道同一轮廓线上;出碴后使用凿岩平台钻设顶眼及上部炮孔,在打拱部边眼时先打出位于中心线的眼,然后插上炮棍作导向,再打两侧边眼,周边眼同时最后起爆,起爆的时差愈小,效果愈好。

3.3.2 锚网喷工艺

爆破后及时素喷混凝土(初喷)封闭围岩,其作用有三:一是填补围岩表面的凹凸不平处,避免过大的应力集中造成围岩破坏;二是使围岩由双向受力状态转化为三向受力状态,提高围岩的粘结力和内摩擦角;三是防止围岩风化、蚀水而鼓胀、塌落,避免给后续工序带来被动。

为保证支护及时性,要求在爆破后3h内完成此项工作。施工期间通过加强管理,爆破前准备好喷浆料,喷射时增大速凝剂的掺加量,能做到在1.5h内完成。

锚杆在节理发育的破碎岩体中,悬吊和组合梁作用不明显,但能使其间的节理面被挤紧而产生较大的摩擦阻力,加固拱作用能发挥出来,也就提高了被锚固岩层的稳定性。

4 结语

在施工实践中,通过对支护工艺的不断革新、改进和完善,在实际应用中,取得良好的效果,较之以前相比,取得明显进步和提高。

要树立“以质量保进度,以质量促进度”的思想。工程实施中要求有良好的施工组织和管理,要求技术和管理人员熟悉工艺,经常深入一线,岩性发生变化时及时调整,严格管控,保证工艺纪律的执行。按照支护工艺,坚持正规循环,严格执行各个作业工序,做好工序传递衔接中的质量保证,要加强薄弱环节的管理。

工程质量与每一个人的操作都有关系,无论区队、还是班组、操作者个人,都需要树立“责任心”意识,杜绝一次支护坏了再支或不坏不支的做法,防止出现因质量原因造成返工的现象。

要不断优化劳动组织,将循环过程中的优化方案和技术措施,及时进行归纳总结和升华。

摘要：深部巷道地压大,岩石稳固性差。通过实施光面爆破、加强工艺管理,爆破质量和进度均取得突破。本文对光面爆破和喷锚网支护等工序进行论述,对施工过程中的经验与不足进行分析。从施工者角度阐明对“抗和让”的辩证关系,对类似支护条件下的工程施工具有参考意义。

关键词：深部软岩,光面爆破,喷锚网

参考文献

[1]何满潮,邹正盛,邹友峰.软岩巷道工程概论[M].徐州:中国矿业大学出版社,1993.

[2]康红普,林健,吴拥政.高应力巷道强力锚杆支护技术及应用[A].第十届全国岩石力学与工程学术大会论文集[C].2008.

深部软岩巷道支护技术研究 第6篇

关键词：深部软岩巷道,赵固二矿,锚网索支护

随着我国煤炭资源的逐渐枯竭, 煤矿开采逐渐向深部发展。国内许多矿井的开采或开拓延伸的深度已超过800m, 有的甚至超过1000m。随着矿井开采深度的不断增加, 开采条件日益复杂, 软岩问题逐渐突出。国内外学者针对深部软岩巷道特殊的地质条件做了很多研究。代表理论有关键部位耦合组合支护理论, 主次承载区支护理论, 联合支护理论等。

赵固二矿受高地压、复杂地质条件影响, 在巷道开挖的初期, 巷道两帮变形速率较快且变形量大, 伴随着顶板下沉、底板鼓起、两帮挤出等现象, 这些变形将持续两个月, 导致了大量支护体破坏, 如支架折断、扭曲等现象。因此这些巷道需要多次维修与支护, 维护工作量和支护成本大幅增加, 给赵固二矿安全高效生产带来了严重影响。

因此, 在赵固二矿1105工作面上顺槽做了巷道围岩探测和围岩力学性质测试, 以期探索出一种有效的支护方式。

1 工程概况

1105工作面位于I盘区上部, 采面切眼东南181m是F18断层, 西北侧是I盘区三条大巷, 东北侧是未开采的1107工作面, 西南侧是未开采的1103工作面。1107工作面和1103工作面尚未采掘, 对1105工作面回采没有影响。

1105工作面上顺槽顶板为炭质泥岩或砂质泥岩, 煤层破裂面光滑不平直, 为张节理, 产状不稳定:倾向220°~280°、倾角5°~40°, 两顺槽通尺300m以外, 煤层产状发生明显偏转, 与采面内走向相差85°左右, 倾角也逐渐发生变化, 导致该段范围至I盘区以东部分各巷道顶底板岩层均极为破碎, 底板富水程度也明显增强, 回采至该段范围时应重点加强1105工作面上顺槽超前支护强度。

1105工作面上顺槽长2141.5m, 矩形断面, 净宽4.6m, 净高3.2m, 净断面积14.72m 2。工作面上顺槽布置胶带运输机, 担负工作面主运输和回风任务。

2 围岩条件分析

2.1 巷道围岩探测

为分析赵固二矿巷道顶板赋存特征, 采用顶板TYGD12型岩层钻孔探测仪, 以分析顶板岩层岩性、岩层组合特征及顶板岩层裂隙分布情况。在1105工作面前方200m开始, 在上顺槽内, 每隔50m布置一个钻孔, 共9个。钻孔深度10m, 直径32mm, 钻孔布置示意图如图1所示。

由探测结果可知, 顶板岩性由外向里依次为:砂质泥岩, 粉砂岩, 细粒砂岩。1450m顶板钻孔窥视显示2.9m分布有细微裂隙, 5.0m处有一条延深达2m的长裂隙;1500m钻孔显示顶板在1~2m范围顶板较破碎, 在4.2m处有一条延深1.6m的长裂隙;1535m钻孔在8m处小裂隙分布较多。赵固二矿1105上顺槽巷道顶板岩层组成主要由砂质泥岩, 粉砂岩, 细粒砂岩构成, 其中:砂质泥岩厚度为2.3~4m;粉砂岩厚度为0.6~3.4m;细粒砂岩厚度为3.2~6.7m, 不同区域各层位顶板岩层厚度变化较大。

2.2 围岩力学性质测试

为了了解巷道围岩力学性质, 对赵固二矿1105上顺槽围岩进行了物理力学测试, 结果表明围岩以泥岩、砂质泥岩、砂岩为主, 围岩性质软弱, 属于典型的深部软岩巷道。泥质类岩石抗压强度较低, 基本上在35Mpa左右, 吸水后抗压强度明显降低, 多数岩石遇水, 风后软化变形, 甚至崩解破坏, 围岩破坏区的岩石处于不稳定的状态, 对水和湿度很敏感, 因而其强度随时间的增加而降低, 这种情况十分不利于支护。泥质类岩石抗拉强度则更低, 当岩层发生下沉时, 抗拉强度较低, 就会导致岩层的下部出现拉断现象, 因此应采取加固补强围岩等措施, 提出合理的支护形式和支护参数以便改善破坏区岩石的强度特性。

3 支护技术

基于对赵固二矿1105工作面上顺槽围岩探测和围岩力学性质测试结果, 提出了锚网索+槽钢梁+W型钢带+钢筋梯联合支护方式, 巷道支护断面图如图2。

1) 锚杆规格:φ20×2400m m;顶部、帮部锚杆间排距分别为:800×800m m、700×800m m, 顶部、帮部锚杆锚固长度分别为1200m m、900m m (K2360、Z2360锚固剂各一卷) , 锚杆托盘帮部为W型钢带、δ10×150×150mm托盘配合使用, 顶部为δ10×150×150m m托盘与钢筋梯配合使用, 钢筋梯长度为4160m m, 间排距为800mm, 锚杆、钢筋梯均打在网片接茬处。

2) 槽钢梁锚索规格:Φ17.8×8250m m, 间排距:1300m m×1600m m, 锚固长度2400m m (K2360、Z2360锚固剂各两卷) , 托盘规格:4500mm长的16#槽钢与δ12×120×120mm、δ12×80×80m m钢板和δ50×120×120m m木垫板配合使用, 槽钢梁不准截割, 锚索预应力不低于100k N。

3) 金属网片使用Φ5.6m m钢筋焊接, 网幅900×1700m m, 网片搭接100mm, 每格用14#铅丝绑扎。

为满足1105工作面安全回采需要, 加强上顺槽顶板管理, 1105工作面上顺槽顶部采用锚索组合梁加点锚索补强支护。点锚锚索规格:Φ17.8×8250mm, 间排距:1600mm×1600mm, 锚固长度2400m m (K2360、Z2360锚固剂各两卷) , 托盘采用δ12×400×400m m、δ12×200×200m m钢板和δ50×200×200m m木垫板配合使用, 锚索预应力不低于100k N。

在使用锚网索支护技术后, 对1105工作面上顺槽进行了为期60天的顶板下沉量和两帮移近量的监测, 结果表明, 在监测期间顶板下沉量为135mm, 两帮移近量为35mm, 顶板下沉量和两帮移近量都控制在了允许的范围内, 锚网索支护技术效果良好。

4 结论

1) 在赵固二矿1105工作面上顺槽进行了巷道围岩探测和围岩力学性质测试, 结果表明:顶板岩性由外向里依次为:砂质泥岩, 粉砂岩, 细粒砂岩。围岩性质软弱, 属于典型的深部软岩巷道。

2) 基于对赵固二矿1105工作面上顺槽围岩探测和围岩力学性质测试结果, 提出了锚网索支护技术, 在赵固二矿1105工作面上顺槽监测效果也表明, 锚网索支护技术效果良好。

3) 锚网索能有效控制深部软岩巷道的变形, 可为同类地质条件的巷道支护提供借鉴。

参考文献

[1]何满潮.软岩工程技术现状与展望, 世纪之交软岩工程技术现状与展望[M].北京:煤炭工业出版社, 1999.

[2]贺永年, 韩立军, 邵鹏等.深部巷道稳定的若干岩石力学问题[J].中国矿业大学学报, 2006.

浅谈深部掘进巷道岩爆防治技术 第7篇

岩爆, 也称冲击地压, 它是一种岩体中聚积的弹性变形势能在一定条件下的突然猛烈释放, 导致岩石爆裂并弹射出来的现象。在我国, 很多岩石工程中发生了岩爆现象并造成灾害。平煤集团公司四矿三水平皮带下山设计全长1760m, 最大埋深达1050m, 巷道接近平顶山矿区大向斜里口向斜的轴部, 构造应力作用明显。当巷道掘进至950m, 巷道埋深达到1000m以下时, 岩爆问题十分突出。在四矿三水平皮带下山掘进过程, 仅在2010年5月20日到6月23的短短34天时间内, 岩爆累计发生了22次, 岩爆发生时可听到巨大的响声, 有时抛出岩石, 严重影响了施工进度, 甚至被迫停工。本文概述了岩爆的防治技术, 对爆破卸压的原理进行了分析, 采用深孔卸压措施在现场进行了工程试验, 取得较满意的结果。并采用专业软件对围岩的应力状态, 及爆破解危方案的效果进行模拟, 模拟结果和现场实际条件基本一致。

2 岩爆防治技术

2.1 岩爆-产生的条件

(1) 近代构造活动山体内地应力较高, 岩体内储存着很大的应变能, 当该部分能量超过了硬岩石自身的强度时。 (2) 围岩坚硬新鲜完整, 裂隙极少或仅有隐裂隙, 且具有较高的脆性和弹性, 能够储存能量, 而其变形特性属于脆性破坏类型, 当应力解除后, 回弹变形很小。 (3) 埋深较大 (一般埋藏深度多大于200m) 且远离沟谷切割的卸荷裂隙带。 (4) 地下水较少, 岩体干燥。 (5) 开挖断面形状不规则, 大型洞室群岔洞较多的地下工程, 或断面变化造成局部应力集中的地带。

2.2 爆破卸压的原理

在巷道开始挖掘后, 会重新分布围岩的能量。围岩发生的破坏、变形等力学效应可以看作是原来积聚在岩体中的弹性应变能释放做功的结果, 其能量平衡方程:Wc+Wn+Wf=f式中:Wc为围岩中开挖巷道时围岩重新积聚的应变能;Wn为岩体的变形及破坏等各种形式所吸收的应变能;Wf为支护结构吸收的应变能;f为常数。

从Wc+Wn+Wf=f公式中得知, 使巷道围岩保持稳定性, 应保证围岩积聚应变能Wc不超过围岩允许限度[Wc]。即f为常数时为使Wc达到较小值, 必然要增大Wn和Wf值。增大Wf是指增大支护强度, 增强支护成本;增大Wn, 是指在一定范围内加大围岩的变形和破坏, 同时又能保证围岩的稳定。爆破卸压的原理就是在围岩深部形成一些破碎、裂隙区域, 以增大Wn, 并在卸压区内进行合理支护, 提高Wf, 以达到围岩积聚能Wc最小的目的;利用爆破卸压对能量和应力进行调整, 在施工过程中, 巷道未掘进以前, 在工作面前方容易发生岩爆的部位布置钻孔进行卸压爆破, 使岩体内能量和应力释放, 从而防止和削弱了岩爆发生的可能。

2.3 爆破卸压措施的实施

爆破卸压的方法有两种, 一个是局部地解除岩爆发生的强度条件和能量条件, 这种方法用药量小, 释放的能量也小;另一种方法就有岩爆危险的施工工作面, 用较大的药量进行卸压爆破, 释放出大量的能量, 人为地诱发岩爆, 从而卸压减小或避免更大的损害。在四矿三水平皮带下山掘进工作面共实施了三次爆破卸压措施。采用中深孔爆破卸压措施, 钻孔深度15m。具体措施如下: (1) 布置三个卸压孔, 布置在工作面中间偏两帮位置, 打孔采用MK--3钻机, 孔径95mm。卸压孔深15m, 与巷道掘进方向一致。 (2) 每孔装药量为20捆, 每捆4卷, 并用硬纸绑扎后整体装入φ70mm的薄皮塑料管内再将塑料管装入钻孔里。封泥长度5m。爆破卸压钻孔布置见下图。

在采取爆破卸压措施后, 在随后的两天内, 工作面没有发生岩爆现象, 说明爆破卸压措施起到了卸压的作用。

3 爆破卸压的数值模拟试验

3.1 试验巷道基本条件

试验巷道在平煤神马集团四矿三水平皮带下山, 13278工作面刮板输送机道。埋深670m, 煤层厚度2.5～4..2m, 平均3.5m。含夹矸3层, 为细粒砂岩, 平均厚度0.4m, 煤层倾角8°～17°, 平均14°。刮板输送机道支护规格4.0m×2.7m。根据煤层走向布置刮板输送机道。该巷道不仅处于大埋深的纵向地压中, 而且还处在复杂构造应力中, 巷道多表现为环向受压, 且呈非对称性。巷道开挖后不仅顶板变形易冒落, 底板也产生强烈底鼓, 如巷道支护时对底板不加控制, 则往往因强烈底鼓引发两帮破坏、顶板坍落。

3.2 深孔爆破卸压参数

深孔爆破参数为:炮孔距两帮200mm, 炮孔斜长为4m, 倾角为45°, 排距1m;采用的炸药为矿用2号岩石炸药, 其装药量为1.5个药卷, 约150g;炮孔填塞长度不少于1m。

3.3 深孔爆破技术要求

采用钻爆法掘进时, 严格按光面爆破要求进行施工, 特别注意要合理确定周边眼的数量和间距, 严格控制周边眼的装药量, 尽量减轻对巷道围岩的破坏, 保证围岩的完整性。基角深孔严格控制装药量及间距, 既能保证在巷道走向形成一条应力降低带, 又不对底板及两帮表面岩层造成损伤。基角钻孔采用ZYP 26型风动凿岩机, 采用B22可接长型钻杆, 长度分别为1m和2m;钻孔深度为4m, 角度与底板成45°;采用煤矿许用乳化炸药, 装药量为150g;炮孔填塞长度为1m;采用毫秒延期电雷管正向与周边眼同时起爆;基角孔排距为1m。

3.4 试验结果

为了更好的测试出深孔卸压支护效果, 在同一条件下对支护进行了对比试验, 还建立了变形量测站, 试验证明在常规支护条件下的巷道开掘初期变形较大, 围岩变形最大速度为5cm/d, 停止挖掘整修期间, 围岩变形没有停止, 其稳定时间大约为28d左右, 最大变形量为32cm。在深孔基角爆破卸压条件下开掘期间最大变形速度0.8cm/d, 其后变形逐渐变小, 持续稳定时间大约在15d左右, 最大变形量为9.8cm。爆破卸压较常规支护方法在开掘影响期内, 围岩变形速度改善了约6倍, 围岩稳定时间约提前了1倍, 最大变形量缩小了2/3, 由此可见卸压后支护效果明显。

4 小结

通过在四矿三水平皮带下山进行的爆破卸压防治岩爆措施, 以及计算机数值模拟岩爆的应力状态和爆破卸压前后工作面前方应力状态的变化, 发现爆破卸压后消除了局部应力集中, 并且在掘进前方产生了一定范围的应力降低区域, 减弱了煤岩体的冲击倾向性。所以爆破卸压是防治岩爆的一种有效方法。

摘要：岩爆已经成为地下工程特别是深部开采中的一大地质灾害。针对平煤集团四矿三水平皮带下山的岩爆现象, 采用了爆破卸压防治措施。通过现场工程试验以及计算机数值模拟岩爆的应力状态和爆破卸压前后工作面前方应力状态的变化, 发现爆破卸压后消除了局部应力集中, 并且在掘进前方产生了一定范围的应力降低区域, 减弱了煤岩体的冲击倾向性。说明了爆破卸压是防治岩爆的一种有效方法。

关键词：岩爆,爆破卸压,数值模拟

参考文献

[1]徐林生, 王兰生, 李天斌.国内外岩爆研究现状综述, 长江科学院院报, 1999, 16 (4) :24～27.

[2]许东俊, 章光等.岩爆应力状态研究, 岩土力学与工程学报, 2000, 19 (2) :169～172.

[3]陈寿峰, 刘殿书等.圆形端面巷道爆破卸压机理数值模拟研究, 辽宁工程技术大学学报 (自然科学版) , 2001, 4 (20) :405～407.

[4]唐宝庆, 曹平.岩爆预测方法的分析.江西有色金属, 1997, 11 (3) .

[5]王善勇.岩爆机理的数值试验研究.东北大学硕士学位论文, 2003.

[6]李金奎, 崔世海, 高应力软岩巷道基角深孔爆破卸压的试验研究, 铁道建筑, 2005-12-30.

[7]吕渊, 徐颖.深井软岩大巷深孔爆破卸压机理及工程应用, 煤矿爆破, 2005-12-25.

[8]夏红兵, 徐颖, 宗琦, 傅菊根.深部软岩巷道爆破卸压技术及工程应用研究, 安徽理工大学学报 (自然科学版) , 2007-03-30.

[9]李廷春, 刘洪强.煤矿下山巷道爆破掘进技术试验研究, 岩土力学, 2012-01-0915:57.

深部矿井巷道底鼓治理研究 第8篇

关键词：巷道,底鼓,深部

矿井开采深度的增加, 必然导致深部工程出现一些特殊的问题。例如深部工程的“三高” (高温、高压、高瓦斯) 问题就直接影响煤矿的安全高效生产。其中深部矿井高地压问题更是直接的影响回采工作面的生产。正是由于深部开采地质力学环境的改变, 使得深部开采岩石力学行为与浅部明显不同[1]。通常人们把开采深度在600~800m以上的煤矿开采定义为深部开采。底鼓通常发生在深部矿井的高地应力巷道中。

巷道由于掘进或受回采影响引起其围岩应力状态发生变化以及在维护过程中围岩性质的变化, 使顶底板和两帮岩体变形并向巷道内移动, 底板向上隆起, 这种现象称之为底鼓[2]。

1 底鼓的机理

巷道底鼓的实质是由于在高压作用下, 两帮的岩体强度远大于底板岩体强度而造成的。通常巷道底鼓的机理主要有四种基本类型。即挤压流动性底鼓、挠曲褶皱性底鼓、剪切错动性底鼓、遇水膨胀性底鼓四类。

挤压流动性底鼓通常在底板较为破碎且软弱的高应力岩层中发生。由于两帮岩体的强度远大于巷道底板的强度, 于是在高应力作用下底板软弱的岩层被挤压到巷道内。

这种类型的底鼓常发生于直接底板为软弱破碎岩层 (如粘土岩、煤等) , 而两帮和顶板的强度远大于底板岩体强度的情况下。在两帮岩柱的压模效应和远场应力的作用下, 底板软弱破碎岩体挤压流动到巷道内。当整个巷道都位于松软碎裂的岩体内时, 由于围岩应力重新分布和远场应力的作用, 而使底板破碎岩体流动变形。

挠曲褶皱性底鼓是在底板岩层为层状岩体时发生的。当底板岩层是坚硬岩体也可能发生底鼓。其机理是在水平方向的压力向临空方向挠曲而失稳。通常情况下, 底板岩层分层越薄、岩层强度越低巷道的底鼓量越大 (见图1) 。

当巷道底板岩层交厚时, 在高应力作用下底板发生剪切破坏如图2所示。

一般情况下, 岩石浸水后尽管强度弱化, 但体积变化较小, 而有些粘土岩层中, 由于含有蒙脱石、伊利石等, 浸水后体积会发生剧烈增大。井下实际生产中, 巷道底板经常积水, 当底板为膨胀岩时, 就会遇水膨胀而引起膨胀性底鼓。

2 巷道底鼓的治理措施

巷道底鼓的治理措施归结起来主要有加固法和卸压法两类。所谓加固法主要是指采用注浆、打底锚、U型钢可缩支架或者几种方法的联合控制底板的鼓起。卸压法主要是通过底板开槽、底板松动爆破转移压力的方法控制巷道底鼓。

2.1 加固法

在底板进行锚杆加固, 不但可以增加岩层抗挠曲褶皱能力和岩层之间的抗剪切能力, 而且可以提高岩体的承载能力和减小底板的破碎程度。在底板岩层注入浆液后, 浆液渗入岩层破碎面, 浆液凝固后可以将已破碎岩层重新粘结起来, 不仅可以改善岩层结构提高岩体内聚力和摩擦力, 而且可以提高岩层强度和稳定性。底板锚杆与注浆加固相结合, 可以通过注浆加固巷道围岩, 形成连续的注浆加固圈。锚杆通过与围岩相互作用使锚杆对松散岩层的锚固作用得以发挥, 保证支护结构的稳定性和强度。 (见图3)

混凝土反拱是一种适用于永久性巷道底板支护加固措施。这种支护措施具有较高且均匀一致作用于巷道底板上的支护阻力, 可缩性金属底梁使反拱获得了更大的抗底鼓的残余变形阻力。

2.2 卸压法

卸压法主要有两种。包括切缝卸压法和松动爆破卸压法。所谓切缝法就是在巷道底板、两帮挖掘一定深度的裂缝, 这样离巷道近处的压力就会减小, 高应力远离两帮和底板向深部转移, 降低底板围岩的应力集中程度, 以减小巷道底鼓量。松动爆破和切缝卸压在原理是相同的。过程为在巷道底板的某一深度上用爆破法将坚硬的岩石加以破坏, 使之与增压带的岩石脱离, 这样来自巷道岩体的侧压力将会向巷道深处的岩体转移, 减少了巷道的底鼓量。

3 结论

文章在总结巷道底鼓治理的过程中, 对巷道底鼓机理的进行了分析, 并总结出了底鼓的治理措施, 对同类矿井的安全高效生产有很好的借鉴意义。

参考文献

[1]何满潮, 谢和平, 彭苏萍等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报, 2005, 24 (16) :2803-2813.

[2]姜耀东, 赵毅鑫, 刘文岗, 李琦.深部开采中巷道底鼓问题的研究[J]岩石力学与工程学报, 2004, 23 (14) 2396-2401.

深部巷道 第9篇

1 高应力软岩巷道围岩特征

深部巷道围岩强度较低, 在工程应力、地应力及构造应力作用下容易产生塑性变形, 特别是高地应力作用下, 甚至会引起巷道支护系统完全失效。何满潮教授在研究通化二矿高应力软岩巷道支护问题时指出, 高应力软岩具有环境应力高、泥质含量多、存在软岩灾变点等特点。其中, 环境应力是引起高应力软岩巷道发生变形破坏的前提, 泥质粘土类矿物质如蒙脱石、高岭石、伊利石等是高地应力软岩产生变形的物质基础。软岩灾变点是指围岩由弹性阶段转变为塑性阶段的转变点, 高应力软岩巷道与普通软岩巷道相比其显著特点就是具有明显的软岩灾变点。此外, 部分专家学者在研究高地应力软岩巷道时指出, 这类型巷道在开挖后初始变形速度较快, 甚至可达60mm/d, 且巷道四周同时来压, 造成巷道收敛加剧。

2 深部高地应力软岩巷道变形机理

深部高地应力软岩巷道相比普通巷道, 主要特点是地应力高、围岩强度较低, 故引起该类巷道围岩变形的因素也主要是地应力和围岩强度。现场发现, 软岩巷道围岩中多含有伊利石、高岭石、蒙脱石等遇水易软化膨胀的粘土类矿物质, 这些矿物质的存在一方面降低了围岩的整体强度和自承载能力, 同时在水理作用下容易造成围岩发生膨胀破坏, 支护系统在强大的膨胀应力和地应力作用下出现破坏和失效。同时软岩同硬岩不同, 软岩在应力作用下会出现流动变形, 软岩巷道在开挖后, 其原岩应力遭到破坏, 促使部分岩体进入弹塑性变形状态。同时在挤压应力作用下巷道围岩出现剪切和弯曲, 进一步加剧巷道失稳变形。

地应力是影响深部软岩巷道稳定性的重要因素, 高应力软岩巷道施工及支护实践表明, 在深部水平高地应力作用下, 巷道表面岩体会出现较大的变形和破坏, 且该变形破坏持续的时间较长, 需要对巷道进行定期维护, 否则极易造成巷道的报废。现以岩石力学为基础对深部矿井高地应力软岩巷道表面岩体进行分析, 其表面岩体应力分布可由下式表述:

式中, a—巷道开挖施工半径;r—巷道表面岩体径向位移;θ—极径与轴X夹角;σ′θ—巷道表面岩体切向应力;σ′r—巷道表面岩体径向应力;τ′rθ—巷道表面岩体剪切应力;σA—巷道表面岩体所受地应力;σB—巷道上部围岩自重。

分析可知, 深井软岩巷道表面岩体径向应力随着地应力的增大呈增大趋势。由于软岩巷道强度较低, 在巷道施工过程中, 表面岩体内积聚的内应力会出现释放和回弹, 这样就容易促使巷道表面围岩出现变形、开裂和破坏, 其直接表现形式便是巷道的收敛变形。

3 深部高地应力软岩巷道支护关键

高地应力软岩具有变形大、地压大、变形持续时间长、支护效果差等多种特点, 综合考虑高地应力软岩巷道支护受多种因素影响, 要想对该类型巷道进行有效支护, 采用单一的支护方法往往是较困难的。根据笔者实践, 认为想要对软岩巷道支护进行有效控制, 必须掌握该类巷道围岩变形机理, 然后采取合理的复合型支护方法进行支护。

分析得知, 高地应力软岩巷道与普通硬岩巷道不同, 在施工过程中和支护体系形成后容易出现较大的变形, 若支护方式不合理则极易造成巷道出现大范围变形和破坏。马路坪矿+700m中段运输大巷位于红色页岩中, 在第一次支护过程中只是简单地通过提高支护系统强度来达到支护巷道的目的。结果造成该段巷道大面积破坏, 部分支护体完全变形失效。古汉山矿西大巷位于埋深800m的复杂岩层中, 采用U型钢支护时出现了大范围变形和弯曲, 造成部分顶板岩层冒漏, 严重影响了该巷道的行人运输功能。吴寨矿轨道下山采用锚网喷支护, 护表为菱形金属网, 该巷道穿过软岩层段出现了锚网喷结构的失效, 顶部“网兜”现象明显。梨园矿宁庄井回风下山采用U36型钢支护, 外喷混凝土进行护表。经过两年的使用, 出现了大范围的混凝土开裂现象, 同时部分地段U36型钢顶部变形成“V”型, 甚至一些U型钢出现断裂现象, 给该回风巷的使用和维护带来了较大的难题[4,5]。由此可知, 仅仅通过单一支护方式来控制高地应力软岩巷道较困难。不去掌握软岩巷道变形机理, 仅仅想通过提高支护体强度来达到控制巷道围岩的目的是不合理的。

目前, 锚杆和锚索已经成为了巷道支护的主要支护工具, 在其进行支护时主要发挥悬吊作用、联合拱作用、加固作用等, 这些作用能够促使锚杆和锚索把不稳定岩层与稳定岩层加固在一起, 从而可以提高支护范围内岩体的整体性和强度。喷浆作为巷道支护的辅助手段, 可以缓解巷道表面变形, 同时也可以起到很好的密封作用, 可有效避免巷道表面围岩出现风化现象。考虑到锚杆长度较小, 对于软岩巷道控制能力有限, 若采用长锚索则容易造成材料的浪费, 故对于软岩巷道来说可以采用全锚索支护, 同时外面进行喷浆。这样一方面可以加大对巷道围岩的控制, 同时可以预防表面围岩的松动和风化。考虑到高地应力软岩巷道容易变形的特点, 为避免喷浆层开裂和鼓起, 可对壁后进行注浆加固, 以有效提高原支护体系的支护质量, 同时提高表面围岩的强度。综合确定, 对高应力软岩巷道的最佳支护方式为“全锚索+喷浆+壁后注浆”联合支护。

4 工程应用

4.1 工程概况

河南西部某矿主采煤层为山西组二1煤层, 煤层厚度为3.5~7.6m, 平均为5.9m, 含煤地层由粘土岩、砂岩、砂纸泥岩和煤组成, 其中岩层多发育, 部分破碎带内高岭石、蒙脱石等粘土类矿物质含量较高。依据以往巷道施工经验可知, 巷道支护较困难, 在支护体系形成后不久即会出现顶板跨落和两帮挤出。根据现场实测结果可知, 巷道顶底板最大收敛量可达巷道高度的1/4, 两帮收敛量可达到原设计的1/3, 严重的巷道收敛变形不仅容易影响正常的通风、行人和运输, 同时支护系统失效导致的巷道冒顶也会严重威胁人员与设备的安全。该矿二水平轨道下山埋深为680~790m, 穿越两层粘土类岩层破碎带。考虑到以往巷道支护方式难以对轨道下山形成有效支护, 经研究决定采用“全锚索+喷浆+注浆”联合支护对该巷道进行支护。

4.2 支护参数与施工工艺

采用全锚索对巷道进行护帮、护顶, 采用W钢带和菱形技术网进行护表, 以防止顶板破碎带的岩块冒落和两帮碎煤片落。顶锚索选用Ф21.6×5 400mm的钢绞绳, 锚索间排距为800×800mm;帮锚索选用Ф15.6×4PF4 200mm的钢绞绳, 间排距为800×800mm;采用120×120×10mm的高强钢托盘及配套锁具、网孔为50×50mm的菱形金属网和W钢带。喷浆厚度为150mm, 要求泥砂比为1:2.9;壁后注浆采用水泥单液浆, 泥水比为1.4:1, 注浆采用从帮底向上的顺序, 最后注顶眼。

打设锚索眼→安装顶锚索→安装帮锚索→安装注浆锚杆→封孔→安装锚索托盘和锁具→表面喷浆→壁后注浆。

4.3 支护效果分析

为了掌握该支护方式下轨道下山表面围岩变形情况, 采用“十字交叉”法进行现场实测。在施工口向下每隔30m布置一个测站, 每个测站布置两个测点, 共布置三个测站六个测点。对所测测点原始数据进行记录, 每隔一天观测一次测点变化情况, 将所得数据进行统计和加权平均, 将轨道下山顶底板变形和两帮变形情况绘制成图, 具体见图1所示。

由图1可知, 轨道下山在“全锚索+喷浆+注浆”联合支护条件下, 变形量随着时间的延续逐渐增大, 当达到一定时间后变形速率逐渐变缓, 直至趋于稳定。具体为:两帮在60d以内变化较快, 变形速率可达1.5mm/d。当超过60d后, 两帮变形速度逐渐减小, 直至趋于稳定。顶底板在30d内变形较大, 当超过30d后顶底板变形率基本为0。由此说明, 在“全锚索+喷浆+注浆”联合支护下, 轨道下山围岩得到了有效控制。

5 结语

5.1 对高地应力巷道围岩特征和变形机理进行研究, 结合国内部分高地应力软岩巷道支护情况进行分析, 得出深部高地应力软岩巷道的合理支护方式为“全锚索+喷浆+壁后注浆”联合支护。

5.2 以河南某矿二水平轨道下山为研究对象, 结合该巷道围岩特性, 确定了该巷道的支护方式为“全锚索+喷浆+注浆”联合支护, 并确定了巷道支护参数及施工工艺。以现场实测为手段, 掌握了“全锚索+喷浆+壁后注浆”联合支护下轨道下山变形情况。结果表明, 该支护方式可对轨道下山表面围岩进行有效控制。

摘要：分析了深部高地应力软岩的特征, 并以高地应力和软岩特性为基础阐述了深部高地应力软岩巷道变形机理。结合国内部分高地应力软岩巷道支护实践, 提出采用复合型支护方法控制该类巷道, 并给出了该类型巷道应采取的支护方式为“全锚索+喷浆+注浆”联合支护。以河南某矿二水平轨道下山为研究对象, 进行了“全锚索+喷浆+壁后注浆”联合支护试验。现场观测结果表明, 该支护方式下二水平轨道下山围岩变形较小, 支护效果较好。

关键词：深部,高地应力软岩,变形机理,工程试验,效果分析

参考文献

[1]薛顺勋, 聂光国, 姜光杰, 等.软岩巷道支护技术指南[M].北京:煤炭工业出版社, 2002.

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