破碎软岩巷道范文（精选9篇）

破碎软岩巷道 第1篇

关键词：软岩,回采巷道,支护,设计

早在20世纪50年代, 软岩问题就已经被提出。目前我国有30多个煤矿出现软岩问题, 软岩巷道的围岩控制已经成为影响煤矿生产的关键。事实上我国对软岩问题非常重视, 1958年便开始对软岩巷道支护系统进行研究。并在“六五”、“七五”、“八五”期间陆续成为国家重点攻关项目[1]。几十年来, 在工程技术人员不断创新、认真总结过程中形成了较为成熟的软岩支护技术体系。但是随着煤炭在不断开采过程中, 开采条件和开采难度不断增加, 部分矿区出现巷道围岩变形、高应力环境以及持续流变的软岩特性。这些问题的存在直接影响着煤炭开采工作的安全实施。因此, 针对各个矿区的地质条件、围岩应力等具体情况选择合理的支护方式。探索正确的软岩变形机理和围岩控制理论, 对矿区的高效高产具有重要的理论意义。

1 软岩回采巷道变形因素和破坏形式

软岩巷道发生变形后稳定性较差且难以控制, 其影响因素是多方面的。涉及到到力学性质、环境因素、工程质量、应力作用等多方面。第一, 软岩回采巷道两帮由煤组成, 相比巷道顶部和底部岩层煤层的强度较低。巷道顶部和底部岩层多为砂质泥岩、泥岩或其他复合型岩层构成。其中最主要的矿物从成分是粘土, 因此岩层多呈弱面发育, 力学强度较低。第二, 巷道开掘后, 巷道环境发生变化, 岩层中的裂隙水和静水压对软岩层有侵蚀作用。软岩产生物理化学反应后膨胀、湿化, 围岩的承载能力自然受到影响。软岩巷道变形后周围环境的不断变化影响稳定性[2]。第三, 施工过程中支护设计的不合理, 施工管理不健全, 用水管理较差等因素也会影响巷道不稳。保证施工质量加强工程管理能够减少巷道失稳发生的几率。第四, 巷道开挖使围岩的外力环境发生变化, 围岩从三个方向受力变为两个方向受力, 围岩的平衡状态被打破。软岩回采巷道中, 破碎区、塑性区和弹性区处于流变状态。在地应力的作用下, 加大巷道支护的难度, 发生围岩变形。地应力的作用也是影响巷道变形的基本因素, 在各因素中起决定性作用。软岩回采巷道发生变形的影响因素多种多样, 各因素是相互交叉、共同影响发生作用的。

破碎软岩具有力学稳定性, 但由于应力发生变化稳定性被破坏、抗拉强度变低等原因造成巷道变形。在围岩受力条件发生变化后, 在垂直应力作用下巷帮煤体发生变化遭到破坏, 支撑力下降, 抗压强度降低。破坏形式主要是顶板岩石下沉出现裂缝和碎块。

2 破碎软岩支护技术

破碎围岩承受力下降, 要选用合理的支护方式, 否则会造成巷道的严重变形。为保证矿井的正常运行, 对围岩加固保持其整体性, 起到稳定支护的作用。破碎软岩支护技术与硬岩不同, 软岩巷道支护要让软岩进入塑性状态, 通过塑性能的发挥增强围岩自身的承载能力。支护设计原理有:锚杆支护、注浆作用支护、钢筋网支护等。

锚杆支护法。主要通过锚杆与锚索共同加固围岩的作用, 提高围岩支护体的承载力。锚杆—锚索支护技术的设计原理是保证围岩达到稳定时的变形量小于锚索的延伸量。通过选择锚杆支护形式和参数保持巷道围岩的稳定[3]。如果是复合顶板和淋水大的巷道, 为保证支护效果, 要采用锚杆—锚索复合加固。其他形式可以单独使用锚杆支护技术。具体使用过程中, 一般在巷道开挖初期, 围岩破碎情况较少。这时可以采用锚杆技术进行支护。随着开采量和强度的增加, 围岩变形增大软岩, 可以对破碎软岩使用锚杆—锚索联合支护, 锚杆与锚索相互取长补短达到二次支护的作用, 控制围岩变形。在具体实施过程中还需要注意采用合理的支护方法和设计。锚杆锚索的支护参数按照力学特性进行设计, 将二者结合设计, 而不是单独设计参数。使用此项支护技术的关键在于锚杆、锚索支护参数的设定要密切结合巷道围岩条件。

注浆作用支护法。通过注浆支护法保证顶板和两帮的稳定, 增强支护的稳定性和整体性。注浆转移顶顶上的压力到两帮, 使其加固。同时也能减少底板的承载负荷、岩石应力。从而保证底板、两帮和顶板稳定。注浆支护法的作用有:一是注浆能够胶结破碎岩石, 将破碎岩石变为一个新的整体性结构, 增强岩体受力能力。此方法是通过改变围岩自身的承载力来支护整体。二是注浆支护与锚杆支护结合, 注浆后扩散到锚杆里, 形成整体共同承担压力。加大了整个支护结构的承载力和支护范围[4]。三是浆液还可以填充围岩缝隙, 加固围岩, 再与锚喷形成合力组成多层组合拱, 增强完整性。四是注浆能够将锚杆变为全长加固锚杆。锚杆的可靠性能增强。五是组合拱的形成增强了底板的厚度, 减少底板岩石承受的压力, 提高支护结构的适应性和承载能力。

锚网支护技术。锚网支护技术与以往支护技术的不同在于, 锚网支护是主动地控制围岩变形, 提高围岩的完整性和抗压能力, 通过加固松动圈适应软岩变形特征, 充分发挥软岩自身的承压能力。对裂缝数量和宽度进行限制, 使喷层更有柔性, 均匀分布应力, 防止局部受损。此外还能起到提高组合拱质量和支撑能力的作用。

3 软岩回采巷道支护设计

针对赵庄煤矿破碎软岩回采巷道的实际情况, 对软岩回采巷道的支护工作改变单一的顶板加固方法, 还要注重巷道两帮和底角部分的承压能力。在设计支护方案时要将控制与适应相结合, 不再是单纯的被动的适应围岩变形, 而是采取主动与被动相结合的方式, 设计新型联合的支护结构提高软岩回采巷道的承载能力。保护支护结构的完整性避免支护失效。注浆与其他支护技术的结合, 对软岩回采巷道底部裂隙和两帮进行封闭, 防止围岩被水侵蚀和风化, 保持巷道围岩的稳定[5]。

设计软岩巷道支护方案时要遵循以下原则:第一, 要分析矿区软岩巷道的特点, 支护时充分利用软岩自身的承载能力, 支护目标是保持巷道受力均匀、减少变形。优先选择锚杆支护、注浆支护等主动加固支护技术, 强化围岩支撑结构。第二, 要做好充足前期准备工作, 仔细分析当地矿区软岩性质、力学特性和参数等。支架形式要可伸可缩, 保证支撑力的同时也可以缩让。第三, 遵循及时性和适当性的原则。支护行为要及时, 一旦发现有围岩变形趋势马上采取支护措施, 抑制围岩变形。加固与支护相结合, 针对变形程度进行让压和加固。加固与支护结合、让压与卸压共用。第四, 改变单一的支护方式, 采取多种支护共用, 不同支护技术相结合的方式。充分发挥各支护技术的优势特长, 把握时机优化选择。第五, 如果需要二次加护, 则要合理确定支护计划, 注意两次支护间隔时间要合理。第六, 工程支护方案的确定要实事求是, 结合地区地质构造、岩层特点、位置等因素。支护过程中及时调整, 优化支护参数。保证工程质量的前提下, 尽可能的降低成本, 提高经济效益。

参考文献

[1]孙玉宁, 周鸿超, 周建荣等.半煤岩软底巷道底鼓控制技术[J].采矿与安全工程学报, 2007, 24 (03) :340-344.

[2]何亚男, 贺永年, 吴振业等.控制软岩回采巷道变形与底臌的一种新型联合支护.见:第二届国际采矿科学技术讨论会论文集[A].徐州:中国矿业大学出版社, 1991:939-946.

[3]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.

[4]李冲, 李德忠.软岩回采巷道底鼓的机理和防治[J].煤矿安全, 2006 (06) .

破碎岩层巷道施工技术 第2篇

破碎岩层巷道施工技术

结合秦岭南麓金龙山金矿区2号平硐施工实例,简述了采用新奥法、光面爆破法施工工艺,解决巷道围岩受爆破震动过大遭到破坏,围岩松动掉落,严重时巷道围岩片帮、冒顶、塌方的.不安全因素和施工成本过大的问题.

作 者：张成德 ZHANG Cheng-de  作者单位：武警黄金第七支队,山东,烟台,264004 刊 名：探矿工程-岩土钻掘工程  ISTIC英文刊名：EXPLORATION ENGINEERING(ROCK & SOIL DRILLING AND TUNNELING) 年，卷(期)： 35(2) 分类号：P633 关键词：破碎岩层   巷道   新奥法   光面爆破   巷道支护  

煤矿软岩巷道支护设计与实践应用 第3篇

【关键词】软岩巷道;支护设计方案;实践应用;工程特征

引言

对于采矿工程而言，安全生产的重要性不言而喻。由于软岩巷道表现为较差的力学结构，围岩稳定性差、形变塑性强、來压速度快、维护工程艰巨，因此与正常情况下相比支护难度成倍增加。如果不能在软岩巷道围岩控制方面采取有效的措施，则会影响行人、运料等一系列矿山正常生产活动，甚至会造成巷道冒顶、坍塌事故，严重威胁到矿山工人的人生安全。为了加强软岩巷道的支护措施，必须加强软岩巷道的支护设计工作，同时也要求矿山相关技术人员在支护问题上逐步累计经验，从而使得矿山生产活动正常进行、矿山安全得以保障。以下本文将谈到软岩巷道支护设计问题与工程实践应用问题。

1、软岩的工程特性

在软岩巷道内矿压显现剧烈，力学性质差，遇水容易膨胀，并随着开采深度不断增加应力水平而逐步增大，是制约矿山生产的主要不良地质条件之一。依笔者看来，软岩工程特征主要表现在两个方面。

1.1 力学特性

软岩岩体的主要成分以及结构弱面是影响其力学特性的主要因素，软岩基本上是由泥岩、砂岩等膨胀性粘土矿物构成，且受构造面切割或风化影响，表现为松、散、软、弱等特性，强度低、孔隙度大、胶结性差、膨胀性强，其中后者最为显著，是物理作用与化学反应综合作用的结果，将导致软岩巷道在时间效应影响下表现为扩容现象，进而引起岩层结构内部和外部发生膨胀形变，最终导致巷道变形严重。因此，在对软岩巷道进行支护设计时分析软岩力学特性是十分有必要的，它是具休支护方案设计的基础。

1.2 临界载荷与软化临界深度

从目前形式来看，许多矿井面临深井开采问题，对于那些具有软岩工程地质条件的矿井而言，这些问题将会表现得更加严峻，巷道支护也将变得更加困难。众所周知，当巷道围岩外部应力水平逐渐增加时，处于高压环境下岩体内部的应力水平也会相应发生变化，塑性变形有明显扩大趋势，导致岩体的力学特性与之发生变化，岩体失去自稳特性。也就是说在巷道围岩外部应力水平增加的情况下，其塑性变形和软化临界载荷形成相应的对照关系，岩体内部结构发生变化，即形成的所谓的工程软岩。根据上述所分析，当煤矿逐渐向深部延伸到一定值时，我们将这个值称为软化临界深度，此时巷道围岩所承受的载荷也达到临界值，形成工程软岩，导致巷道围岩变形现象。支护设计时应考虑围岩应力与地应力的基本平衡关系。

2、软岩巷道支护设计方案

针对矿山安全保障需求，国内外专家与学者在软岩巷道支护研究方面投入很多，形成了多种具有独特性的支护方案，实际的支护效果也不尽相同，这与煤矿的具体地质条件、水文条件等有关。以下将简单介绍两种常见的软岩巷道支护设计方案。

2.1 U型钢可缩性金属支架支护设计方案

U型钢可缩性金属支架支护设计方案具有支护效果好、可靠性强、服务时间长等特点，是一种比较科学合理的支护方案，对于巷道变形严重、地质条件复杂（如陷落柱、断层等）、属工程软岩地质等条件具有较好的适应能力和支护效果。在该支护方案中，为了达到预期的软岩巷道支护效果，需要使用顶拱U型钢、底拱U型钢、侧帮U型钢、直腿、金属卡缆、肋板、鞋板等，其中侧帮U型钢的上部多为圆弧形，下部的直腿与鞋板需经过焊接处理。

2.2 让压与锚注巷道支护设计方案

让压与锚注巷道支护设计方案能针对软岩巷道变形较大的特点，采用较为先进的锚网喷注支护技术，在保留足够的形变空间的前提下，保证支护设计的稳定性，以达到保障巷道支护符合矿山作业需求。该支护方案能适用于巷道围岩变形严重、非对称与非均匀变形能力强的情形，在充分让压后，利用围岩趋于稳定的时机，使用特种中空锚杆作为注浆管，将锚固、封孔与注浆等工艺融为一体，对于围岩进行“外锚内注”的加固处理方式。在加固处理完成后，配合使用锚索预应力支护与锚喷支护，在围岩内部形成组合形的“加固圈”，从而有效提升围岩的承载能力，达到长期支护的效果。让压与锚注巷道支护设计方案综合利用了岩体注浆加固、岩体锚杆加固的技术优势，而且通过有效的技术处理手段，强化了围岩自身的承载能力，是一种较为理想的软岩支护方案，在国内很多煤矿企业中得到广泛运用。

3、软岩巷道支护实践

本文以安徽某煤矿为例，该矿年产量为100万t，为典型的工程软岩地质条件。原支护方案采用U型钢与木棚共同支护，但随着煤矿开拓水平不断向深部延伸，以及地质条件不断发生变化，回采巷道遭到较为严重的破坏，在回采工作甚至有一条巷道失去了应有作用。这条巷道从掘进日起一共进行了6次翻修，每个分层的顺槽至少翻修3次。为了保证煤矿的安全生产，该矿决定改造现有的软岩巷道支护方案。根据煤矿开采的实际需求，以及软岩巷道的基本特征，在本煤矿软岩巷道支护设计方案中，采用工程类比与实测法，将工作面回采巷道设计为拱形断面，并且采用锚杆-锚索-钢筋梯-金属网联合的支护方式，相关参数如下：

1）锚杆的直径为20mm，锚杆有效长度计算公式为：

L=L1+L2+H

其中，L为锚杆的长度;L1为锚杆外露部分的长度，L1=0.05m;L2为锚杆在岩层（稳定状态）中的长度，L2=0.6m;H为松动圈的尺寸，使用声波检测仪实地测量松动圈的尺寸，H=1.6m。因此，L= L1+L2+H=0.05+0.6+1.6=2.25m。在本软岩巷道支护设计方案中，并未使用过锚杆支护，所以，为了增强设计方案的安全系数，设计人员将L设定为2.40m，间排距为650～700mm。2）锚索的直径为16.23mm，锚索的有效长度为6500mm，相邻索之间的排距为1600～1700mm。3）钢筋梯的直径为19mm，梯形为110mm。4）金属网的直径为3.5mm，网格的尺寸为55mm×55mm，网格的宽度为750mm。5）木砖的尺寸为350mm×350mm×70mm。通过软岩巷道支护方案的科学设计，经过巷道支护方式改造后，本煤矿巷道的安全性、稳定性明显提高，保障了采矿作业的顺利进行。

4、结束语

综上所述，在软岩巷道支护设计中，必须结合煤矿所处的地理环境、岩层结构以及煤矿采掘深度等，采取合理的巷道支护方案。对于出现较为严重变形现象的围岩，在巷道支护设计中，一定要首先进行变形现象的处理，其次采取注浆的方式，增加其牢固性，从而保证煤矿开采工作的安全性，提高煤矿企业的经济效益。

参考文献

[1]贺峰.煤矿软岩巷道支护技术[J].中国高新技术企业，2010（05）.

[2]范生魁，王月星.软岩巷道支护理论与应用[J].河北煤炭，2009（08）.

[3]范忠明，张金山，马猛.深部矿井软岩巷道支护探究[J].山西焦煤科技，2012（07）.

破碎软岩巷道 第4篇

1 矿井概况

25采区五煤底板岩层构造整体上呈一宽缓性向斜构造, 岩层产状变化大, 东翼岩层走向150°~20°, 西翼260°~0°, 岩层平均倾角为20°, 但局部岩层陡峻, 甚至倒转。自东西发育五煤的分支煤1~2组, 造成岩层重复出现。岩性一般为砂岩、砂质泥岩、泥岩及五煤分支煤, 薄至中厚层状, 裂隙发育, 岩石相当破碎, 泥岩遇水易膨胀, 且单组砂岩厚度一般在3~7 m, 产状变化大, 不稳定。

-78 m车场、石门位于五煤底板岩层中, 为穿层巷道。车场、石门段设计净宽4 m, 净高3.2 m, 断面积12 m2, 甩车道交岔点设计净宽为2.6~7 m的变断面, 断面积为7.1~29 m2。该巷原设计采用锚网喷支护, 锚杆采用金属锚杆配水泥药卷, 锚杆长度为1.6 m。巷道施工不到1个月即发生严重变形, 交岔点段高度由2.6 m变到1.8 m, 宽度由7 m变到5 m, 巷道顶部及两帮严重开裂;车场、石门段净高由3.2 m变到2.2 m, 净宽由4 m变到3.1 m, 巷道底鼓严重, 两帮及顶部也严重开裂。严重影响了巷道的正常掘进, 被迫停掘反修。巷道变形情况见图1。

2 巷道破坏原因分析

1) 巷道围岩性质差, 自承能力低, 地应力大。

该区域地质构造复杂, 岩性大部分为砂岩、砂质泥岩、泥岩及五煤分支煤, 普氏系数f为1~4, 且裂隙发育, 岩石相当破碎, 围岩自承能力差, 地应力也大。在自重应力与构造应力双重作用下, 巷道压力增大, 变形剧烈。

2) 原采用的支护方式不可靠。

该巷原采用锚网喷支护, 锚杆采用螺纹钢杆体配水泥药卷, 锚杆长度为1.6 m。由于该巷岩层质软破碎, 巷道开掘后, 在巷道周边形成的松动圈范围大, 锚杆支护的范围很可能在松动圈范围以内, 锚杆不能起到加固拱的作用, 达不到预期的效果。

3) 巷道底板无支护。

由于原设计巷道底板无支护, 在底板积水和耙斗装岩机的作用下, 底板岩体被弱化, 底板流变极易发展, 且支护体是开放型的, 不能形成均衡的支护体系, 在高应力作用下, 巷道帮顶岩体的承载能力及支护强度难以发挥出来, 巷道收敛变形难以控制, 极易产生底鼓与破坏。

4) 混凝土喷层和围岩体变形不匹配。

该巷使用的混凝土系脆性材料, 强度较低且柔性较差, 相对于较弱围岩体难以实现同步变形, 受压时, 喷层易提前破坏, 并引起锚杆工作阻力损失, 喷层和锚杆不能起到共同支护作用, 导致巷道变形和破坏。

3 支护方案的选择

根据巷道的变形破坏特征及破坏原因, 提出了如下支护方案。

Ⅰ方案:锚、网、喷、索+U型钢支架联合支护;

Ⅱ方案:U型支架封闭全断面支护;

Ⅲ方案:锚注+网、喷+金属骨架联合支护。

Ⅰ方案虽然巷道顶帮支护强度得到了提高, 但由于巷道底板无支护, 全断面未能形成均衡的支护体系, 在高应力作用下, 底板极易出现底鼓, 根据“多米诺破坏效应”和“断口效应”, 将造成支护体连续性破坏;Ⅱ方案支护强度大大提高了, 但支护体与围岩强度、刚度和结构等方面存在不耦合、不匹配问题, 支护刚度大大超过了围岩刚度, 支架与围岩不能形成统一支护体, 共同发挥支护作用, 巷道易发生变形和破坏。Ⅲ方案中锚注支护兼有锚杆支护与注浆加固的优点, 具有强初撑、急增阻和高承载的特性。且该方案考虑了底板支护, 是非常好的主动支护形式, 适合一平硐矿软岩高应力巷道。因此, -78 m车场、石门支护选择锚注+网、喷+金属骨架联合支护方案, 考虑支护成本, 金属骨架选用钢丝绳, 见图2。

4 联合支护机制

1) 通过注浆使普通锚杆变成全长锚固锚杆, 锚杆与围岩形成整体, 充分发挥了锚杆的锚固作用, 形成可靠有效的组合拱, 共同承载, 提高了结构的整体性。

2) 采用注浆锚杆, 可以利用浆液封堵围岩裂隙, 防止围岩被水浸蚀而降低围岩本身的强度;且浆液可以充填围岩裂隙, 将松散破碎的围岩胶结成整体, 提高了岩体强度和内聚力、内摩擦力。配合锚、网、喷及钢丝绳骨架支护, 可以形成一个多层有效的组合拱, 即:锚、网、骨架组合拱, 锚杆压缩区组合拱及浆液扩散加固拱, 从而扩大了支护结构的有效承载范围, 提高了支护结构的承载能力。

3) 通过注浆可使作用在顶板上的垂直荷载有效地传递到两帮, 通过对帮的加固, 又能把荷载传递到底板;同时, 由于组合拱厚度加大, 减小了作用在底板上的荷载集中度, 从而减少底板岩石中的应力, 减弱底板的塑性变形, 减轻底鼓;底板的稳定, 有助于两帮的稳定, 又能保持顶板的稳定。

5 施工工艺及主要技术参数

5.1 施工工艺过程

-78 m车场、石门的施工工艺流程:扩刷断面初喷铺金属网绑扎钢丝绳金属骨架复喷安装注浆锚杆注浆。

5.2 主要技术参数的选择

为保证巷道变形后断面符合设计要求, 在施工过程中预留巷道允变量, 巷道宽度预留200~300 mm, 高度预留100~200 mm;扩刷断面采用7665气腿式风钻钻眼, 预留爆破法爆破, 在巷道周边预留0.3~0.5 m厚的岩柱布眼起爆, 爆破后采用手镐或风镐扩刷至设计尺寸。

初喷厚度为30~40 mm, 复喷厚度为60~70 mm;钢丝网采用冷拉丝加工而成的方格网, 规格为2 000 mm1 000 mm, 网格规格为100 mm100 mm。金属骨架采用废旧钢丝绳 (Φ24.5 mm) 加工而成。横向钢丝绳长度为巷道断面的周长, 纵向钢丝绳长度一般不超过4 m, 纵横钢丝绳呈正交布置;注浆锚杆采用Φ20 mm无缝钢管加工, 长度为2 m。采用MQT-120J2型气动式锚杆钻机钻孔并安装锚杆;注浆采用KD1100/70型液压注浆泵, 注浆材料采用水泥单液浆, 水灰比为0.7~1.0;局部加水玻璃, 其用量为水泥质量的3%~5%;注浆顺序为自下而上, 先底后帮、顶, 隔排注浆。

注浆孔的布置:为保证各孔进浆量比较均匀, 采用五花眼布孔, 排距1.5 m, 间距1.8 m, 单孔深2 m。

注浆压力:注浆压力一般为静水压的1.5~2倍, 但注浆压力的选择既要考虑巷道围岩的承受能力, 又要尽可能加大压力, 以增加注浆液的扩散范围。根据该巷注浆现场受力观测结果, 注浆压力控制在4~8 MPa比较合理。

单孔注浆量按下式计算:

Q=AR2HnB/m

式中 A浆液消耗系数, 为1.2~1.5;

R以注浆孔为基点的浆液有效扩散半径, 取1.5 m;

H注液段高, 取3 m;

B浆液充填系数, 为0.9~0.95;

n岩层平均裂隙率, 为0.01~0.05;

m浆液结石率, 取0.85;

计算结果:Q=1.8 m3。

注浆标准:①注入量达设计量的80%~120%, 注浆终压达设计要求, 并稳定20 min时, 可结束该段注浆;②采用水泥水玻璃浆液注浆, 当注入量达到100~120 L/min及注浆压力达到终压时, 并稳定10 min, 可结束该孔的注浆工作。

6 支护效果观测及结果分析

6.1 支护效果观测

施工后, 在巷道的两帮及顶底板每隔5 m设观测点, 每7 d观测1次, 观测结果见表1。

6.2 观测结果分析

经过近4个月的观测, 从得出的观测数据可知, 巷道的变形量不大, 两帮最大变形量为110 mm, 顶底板最大移近量为68 mm, 围岩变形以两帮收敛和底鼓为主, 巷道喷层完整, 未出现片帮现象, 底鼓量少, 见图3。

实践证明, 与传统的支护方式相比, 锚注+网、喷+钢丝绳骨架联合支护能更有效地控制巷道的变形, 保持了巷道围岩的稳定性, 支护效果较好。

7 结语

软岩巷道支护优化研究 第5篇

随着煤矿开采深度的不断增加,软岩巷道的支护越来越困难,采用传统的支护方法已不能满足要求。为了提高支护效果,必须在深部围岩应力测试的基础上运用数值模拟、综合对比等手段优化巷道支护方法,才能达到理想的支护效果。

2 工程概况

3401工作面埋深660m,下巷长度885m,巷道设计断面为矩形断面,断面尺寸净宽3.2m,净高2.5m。巷道为沿着煤层顶板掘进的全煤巷或半煤岩巷,其围岩基本以整体性差、遇水会膨胀的泥岩、砂质泥岩和煤为主。

最初根据巷道顶板情况选择了不同的支护方法。围岩整体性较好处,顶板采用高强锚杆(φ20mm×2 000mm，间排距700mm×800mm)+双排锚索(间排距1 100mm×3 000mm)+W型钢带进行支护;帮部采用普通锚杆(φ16mm×2 400mm)+全断面菱形网(间排距800mm×800mm)进行支护;围岩特殊破碎处,无法打注锚杆,采用工字钢棚支护,棚间距700mm。

采用上述方法进行支护后,效果很差,主要体现在以下几个方面:①帮部普通锚杆锚固力相对较低,不能控制两帮的收缩量;②由于煤层较软,煤帮侧压大,菱形网的弹性不能控制煤帮的局部突出使煤体失去稳定性而破碎成鼓包;③由于两帮明显收缩,即巷道处煤层厚度变薄,顶板也随之下沉,使顶板也失去稳定性;④由于两帮明显收缩向巷道中间挤进,煤层向巷道中间挤进的过程同时也就给顶底板一个摩擦力,从而造成的顶板下沉破碎及底板上鼓。

3 支护参数优化

3.1 锚杆选型

由于该煤层顶板为复合顶板,且埋藏深度较大,顶板离层是不可避免的。因此,采用高安装应力锚杆。

3.2 顶板应力分析与锚杆长度确定

巷道顶板离层情况与围岩破坏范围是确定锚杆长度的主要依据,同时还应确保锚杆锚固到稳定岩层中。

巷道围岩破坏范围包括离层和剪切破坏。通过有限元分析计算软件对顶板离层和围岩破坏情况进行详细计算。巷道围岩拉应力分布情况如图1所示。

为了确定巷道围岩的剪切破坏范围,用莫尔库仑安全系数法确定巷道围岩的剪切破坏范围,计算公式如下:

式中:SF——剪切破坏范围;

K——常数,其大小与最大主应力有关;

σ1——主应力最大值;

σ3——主应力最小值;

C——内聚力。

运用上述方法计算出巷道围岩剪切破坏和拉应力范围后,就容易确定顶、帮锚杆的长度。

3.3 锚杆安装载荷计算

采用有限元方法对锚杆安装载荷问题进行系统模拟,见图2。模拟结果表明安装载荷大于30kN(3t)时是合理的。

3.4 锚杆支护强度与锚杆直径的确定

(1)顶板锚杆支护强度与锚杆直径。锚杆支护强度应在安全系数1.5的范围内承载顶板岩体的静载荷,且锚杆安装载荷不应超过锚杆强度的60%。

静载荷:在巷道宽度3.5m(考虑两帮变形及松动,计算宽度按5.5m)、锚杆长度2.0m、锚杆排距0.8m的情况下,锚杆锚固范围内的静载荷为302.5kN,如果考虑1.8的安全系数,则:锚杆支护强度=302.5kN×1.8=544.5kN;每排5根顶锚杆,故每根锚杆强度为108.9kN。

基于上述计算分析,建议选择屈服强度500MPa高强螺纹钢,锚杆直径D20mm。该锚杆单体的屈服载荷157kN,破断载荷207kN。

(2)帮锚杆支护强度与锚杆直径。按同样的方法可确定两帮锚杆支护强度与锚杆直径,螺纹钢屈服强度500MPa,锚杆直径DD18mm。该锚杆单体的屈服载荷127.3kN,破断载荷168kN。

3.5 托盘和巷道表面控制

(1)托盘。托盘在锚杆支护系统中起着重要的作用,托盘损坏会导致锚杆的失效,所以托盘必需与锚杆强度相匹配。设计中,托盘强度应大于锚杆强度,并防止因尺寸太小致使钢带撕裂或托盘钻入煤壁中,影响锚杆支护效果。

(2)表面控制。由于巷道顶部和两帮的煤体强度很低,为了增加支护系统的整体性,表面控制是至关重要的。根据顶板风化的严重程度,可以采用大面积托盘、金属网、顶板钢带、喷层等措施。

4 改进支护方案

3401下巷顶板可打注锚杆的地段,支护形式确定为:锚网索梁钢带钢筋梯子梁。

(1)顶板支护采用直径为20mm、长为2 000mm的单向左旋无纵筋螺纹钢制作的高强锚杆,施工锚杆孔直径28mm;顶锚杆托板采用规格为150mm×100mm×10mm的“M”形铁托板;顶锚杆间距和排距分别确定为700mm和800mm,每根锚杆树脂锚固剂用量为两根,型号MSK2335,锚固力大于100kN,预紧力扭矩不小于250N·m,采用宽220mm、厚4.75mm“M”型钢带;采用直径15.5mm、长8m的钢绞线制作的双排锚索,其孔间距为700mm,锚固剂用量为每根锚索配MSK2350树脂药卷3根,确保不小于1.5m的锚固长度和不小于100kN的预紧力;锚索平行巷道方向,与“M”型钢带成十字交叉挂设11#矿用工字钢锚索梁,锚索间排距为1 100mm×1 600mm;采用2 000mm×1 000mm网片,70mm×70mm网格,直径为6mm钢筋制作的全断面钢筋网。

(2)两帮支护形式及参数。帮部采用直径18mm、长2.5m单向左旋无纵筋螺纹钢制作的高强锚杆,配以规格为120mm×120mm×8mm的托盘和两根型号为MSK2335的树脂锚固剂,施工锚杆孔直径28mm,确保大于100kN的锚固力和不小于150N·m的预紧力扭矩;锚杆间距和排距均为800 mm,同时,帮部锚杆挂设采用φ16mm圆钢焊制而成的钢筋梯子梁。网片采用直径6mm钢筋制作而成的规格为2 000mm×1 000mm、网格为70mm×70mm的钢筋网;帮部松动范围大,为了克服极大的帮部侧压,避免巷道两帮整体向内挤进,在两帮分别增加1排直径15.5mm、长6m、间距2m的钢绞线锚索,采用型号为MSK2350的树脂锚固剂,每根锚索配3根,确保不小于1.5m的锚固长度和不小于100kN预紧力,锚索平行巷道方向,与钢筋梯子梁成十字交叉挂设11#矿用工字钢锚索梁。

3401下巷顶板破碎无法打注锚杆,且顶侧压大的地段,支护形式确定为:先采用架对子工字钢棚或29U型弧形棚,然后在帮部加打锚杆、锚索,且棚腿后预留不小于300mm的空间以便卸压,通过控制帮部来达到控制顶板的目的,通过对帮部卸压来达到避免棚腿挤出的目的。

采用与水平方向成30°角加打底角锚杆、锚索的方法,解决3401下巷外段帮部松动范围大且底板鼓起量也很大的问题。

5 支护效果分析

通过对优化后的巷道顶板下沉量和两帮位移量的监测,改进方案基本达到了改进支护效果,控制了巷道顶、底板与两帮收缩量的目的。由于顶部采用了工字钢锚索梁,帮部采用了2.5m长的高强螺纹锚杆,增加了锚固长度、丝扣强度以及锚杆托盘强度,从而增加了锚杆锚固力;避免了两帮收缩,也就避免了由于两帮收缩而造成的顶板下沉及底板上鼓。同时,采用了小网格钢筋网与钢筋梯子梁,杜绝了煤帮由于侧压大、煤层软而向外明显凸出成为鼓包。截止目前,此方法基本保证了巷道支护,避免了二次套棚支护,效果良好。

摘要：针对3401工作面下巷,对巷道埋深、断面形状、断面尺寸、围岩、支护情况及存在问题进行了论述;运用理论分析、数值模拟和理论计算等手段,对锚杆选型、顶板应力、顶帮锚杆长度、预紧力、锚杆直径、锚杆托盘等支护参数进行了优化,在此基础上,针对不同的巷道位置提出了改进支护方案,监测了支护优化后的巷道顶底板变形情况;对改进前后的巷道支护效果进行了对比和分析,证明该软岩巷道支护优化措施效果明显。

关键词：软岩巷道,煤巷,支护,优化,锚杆支护,联合支护

参考文献

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[7]江东辉,李强,程刘见.泉店煤矿高应力软岩巷道围岩二次加固支护技术[J].能源技术与管理,2013,38(3):68-70.

软岩巷道修复技术研究 第6篇

常村煤矿-310m水平东翼运输大巷为矿井主要轨道运输大巷, 满足矿井东翼各采区回采时的通风、行人、运输需要。该大巷为穿层巷道, 穿过的岩层主要有砂岩、泥岩、沙质泥岩, 但大部分区段为泥质砂岩, 地层构造非常复杂。巷道形状为直墙半圆拱形, 净宽3400mm, 毛宽3600mm, 净高3300mm, 毛高3400mm, 墙高1600mm, 净断面积12.8m2。巷道原支护采用高强树脂锚杆、金属网等联合支护技术, 锚杆间排距800mm×800mm;还有一些巷段采用锚索加强支护。巷道原支护示意图如图1所示。

该区域巷道局部地段底臌突出, 顶板开裂剥落, 尤其帮底角处已严重内移, 巷道变形和底臌并未停止, 断面收缩非常明显, 多数地段不得不回头重新翻修, 巷道表现为全断面来压, 尤其是帮底变形严重, 采用普通锚喷支护形式都不能有效控制巷道变形, 维修周期仅为1~1.5年, 期间两帮移近量高达1000mm, 底臌量超过500mm, 如图2所示。

巷道变形破坏的基本特点为:1) 在7灰岩层中巷道很稳定, 出了7灰岩层巷道基本为泥岩和煤线互层, 巷道变形严重。2) 巷道揭露岩体强度较弱, 围岩破碎, 支护难度大;3) 掘进迎头围岩赋存条件变化十分频繁, 施工管理难度大;巷道底部与顶端为强拉应力区, 易造成底臌与冒顶;4) 该巷道为开拓巷道, 服务年限长, 对变形控制要求高;5) 局部地段围岩中含有煤线, 强度更低, 施工难度和后期变形控制难度进一步加大;6) 棚子搭接处加长、卡缆断裂、水泥背板多处断裂悬吊、支架腿子扭曲、顶梁尖角变形破坏。

东大巷自成巷以来, 巷道围岩一直受水的作用影响, 加之围岩本身层理裂隙发育、黏土矿物含量高, 巷道处于长期蠕变状态。当围岩松动圈发展超过锚杆的长度时, 锚杆的锚固力迅速降低, 部分锚杆失效, 从而不能有效控制巷道围岩变形, 引起喷层开裂, 巷道断面收缩、底臌严重。

2 修复方案确定

为了解决巷道变形问题, 通过现场观察和研究, 确定采取以下方案:

2.1 马蹄形全封闭式29U型钢支护

2.1.1 初喷:

刷大断面达到设计要求, 净宽4.4m (毛宽4.6m) 宽度控制施工。巷道净高3.8m, 净断面14.6m2。敲帮问顶后即进行喷浆, 喷浆前应处理活矸, 及时喷射混凝土封闭围岩, 水泥采用硫铝酸盐快硬水泥, 水灰比=0.42, 喷浆前必须清洗岩面, 喷层厚度30mm~50mm。

2.1.2 全封闭U29型钢马蹄形支架支护:

架设全封闭限位块U29马蹄形钢棚, 棚距500mm。每架支架采用4节结构, 每节之间搭接500mm, 搭接处用2副卡缆固定。气扳机安装, 螺栓紧固扭矩不小于300nm。支架间用6个拉杆连接, 分别位于架顶、架肩、底梁腿连接处、底梁中间。每棚的顶帮用Ф6.5mm钢筋制成的钢筋网背严, 钢筋网规格:2000mm×1000mm, 网格规格为70mm×70mm, 网和棚接点每隔200mm用8#铁丝捆扎。3) 底板开挖形成反拱结构, 反拱半径为3101mm, 反拱最大深度为1200mm, 见图3。4) 短掘短支:即扩帮挑顶够一棚架一棚。

2.2 底板反拱混凝土浇注并锚注锚索

底板锚注锚索:巷道底板反拱浇注混凝土, 先浇注800mm密实后, 采用2根预应力钢绞线锚索配400mm×400mm×16mm+200mm×200mm×12mm的托盘锚注支护。钢绞线规格Φ17.8×7300mm, 眼深7m, 排距1m, 注浆锚索先注浆, 浆液凝固达到锚固力设计要求后张拉上紧固定。注浆锚杆长度800mm, 4分钢管制成;封孔可采用空心水泥卷或树脂药卷密实, 封孔深度不小于0.5m。注浆最大压力为2MPa。最左一根距离左帮1200mm布置, 最右一根距离右帮1200mm布置。待张拉完毕, 混凝土回填400mm (反拱最大深度) 并留设水沟。

2.3 注浆支护参数

U29钢棚架设巷段30m~50m, 集中进行全断面的喷浆注浆工作。1) 采用马蹄形棚和喷射混凝土联合支护, 混凝土不宜太厚, 一般以盖平棚子为宜。2) 返修段注浆采用长短孔交替循环注浆。长孔深为4000mm, 短孔深度为1500mm。注浆顺序为:先下后上, 先底脚, 后两帮、再肩窝、最后注正顶。3) 注浆:注标号525的硫铝酸盐快硬水泥, 先注短孔, 后注长孔, 水灰比0.85~1.0, 注浆压力、渗透范围和注浆量应根据注浆实际情况进行确定, 但必须采取低压注浆, 而且滞后注浆钻孔的布置可根据岩层倾角和裂隙非对称布置。注浆量要饱满充实, 并以每个孔不发生跑浆漏浆为宜。4) 注浆锚杆规格:长短孔分别采用长度为3000mm和800mm的注浆锚杆进行注浆, 其中3000mm的注浆锚杆钢管1000mm长度后十字错开钻孔, 孔径由大逐渐变小, 前端孔径Φ=8mm, 后端孔径Φ=4mm;封孔可采用空心水泥卷或树脂药卷密实, 封孔深度为1.0m。注浆压力为1~1.5MPa。短孔注浆锚杆钢管500mm长度后十字错开钻孔, 孔径Φ=6mm, 孔径主要进行浅部破碎围岩胶结和U型棚壁后宏观裂隙快速灌注封闭作用。5) 注浆孔布置:采用风锤进行钻孔或直接采用自攻式锚杆, 每断面7孔布置, 排距1000mm, 注浆孔布置参考图4所示。6) 成品巷道坚持洒水养护14d。

3 结语

综上所述, 本设计中的参数合理, 在松软破坏围岩条件下, 采用U型棚支护, 在巷道扩刷初期及时支护, 稳定围岩的同时有控制的释放围岩中的巨大变形能量, 降低围岩应力, 使围岩进入稳定变形状态。适时采用滞后注浆加固技术, 在充填围岩裂隙地同时, 进行支架壁后充填, 改善支架的受力状态, 充分发挥支架的高承载能力。在此基础上, 根据软岩巷道围岩的蠕变特性, 采用长锚索高预紧力支护系统, 充分调动深部围岩的自身承载能力, 同时提高后期支护的刚度, 在巷道顶板、两帮形成稳定的锚固承载结构, 有效控制软岩巷道围岩的流变变形。通过架锚注这三步程序, 在巷道围岩浅表区域形成了一个具有一定厚度和一定强度的承载壳, 以维护巷道的长期稳定性。

根据软岩构造带高应力区域巷道围岩变形和破坏表现出的明显的阶段性特征, 动态监测巷道围岩的变形和强度弱化过程, 针对性地采取分阶段加固补强措施, 可以较好的维护围岩稳定, 形成互相促进、互相补强的有机组合结构, 避免各个击破, 实现经济支护。因此本支护方案达到了预期的目标, 控制变形效果较好, 试验达到了预期目标, 为该巷道长期稳定性维护打下了良好的基础。

摘要：通过对软岩变形巷道观察、研究, 分析巷道变形原因, 确定修复巷道时支护形式及支护参数, 以减少巷道变形量, 确保巷道支护长期有效。

关键词：软岩巷道,修复,支护参数

参考文献

[1]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

[2]蔡美峰.岩石力学与工程[M].北京:科学出版社, 2002.

煤矿软岩巷道受采动影响的巷道支护 第7篇

关键词：煤矿,软岩,巷道支护

1 柴里煤矿概况

柴里煤矿1964年投产,经过三次改扩建建成生产能力为240104t/a的大型矿井。矿井生产进入二水平后由于围岩压力大、岩性差受采动影响后,大部分巷道遭到严重破坏,直接影响到矿井的安全生产。随着二水平开采强度加大,主要开拓巷道、三条上山受采动影响后严重破坏。如柴里煤矿南大巷、南轨道上山、南皮带上山等。

南大巷是近10 a内二水平主采采区的主要通道。南大巷的埋深为527 m左右,与上部3#煤层的垂直间距在20 m左右,其上部3#煤层东部工作面停采线距南大巷的水平距离为60 m左右,西部工作面停采线距南大巷的水平距离为150 m左右,由于南大巷围岩条件较差,加上受其上部工作面多次采动影响,巷道变形严重,巷道设计断面为:宽4.4 m,高3.5 m;变形后巷道平均断面为:宽3.2 m,高2.5 m,其中底臌量达到700 mm~800 mm,致使每年都要对该巷道修复1次~2次,严重影响和制约着整个矿井的安全生产。

南翼三条上山,即南轨道上山、南皮带上山和回风上山,是二水平未来几十年开采的主要咽喉通道。这三条上山的维护状况决定了柴里煤矿今后整个二水平能否顺利生产。这三条上山均布置在3#煤层底板,沿二灰标志层布置,距离上部开采3#煤层10 m~20 m。围岩以黑色泥岩为主,岩石较次,节理裂隙发育。三条上山的断面为直圆拱型,净宽4 600 m,净高3 700 m,三条上山原支护均为圆钢锚喷支护。

3#煤层厚7 m~10 m,分3上和3下两次开采,三条上山均受上方3#煤层开采影响,但由于巷道与上方工作面相对位置关系不同、有无留设保护煤柱以及跨采方式不同,巷道受到的采动影响程度及巷道围岩变形差别很大。从巷道布置和受采动影响程度来看,跨采对于保护底板巷道是极为有利的,但由于运煤、运料和通风几个大的系统都布置在三条上山中,为了保护这三条上山并保证正常生产,在工作面布置上采用了多种布置方式。

2 具体支护措施

柴里矿近距离厚煤层开采底板软岩巷道支护实践表明,在上覆煤层开采引起的高应力作用下,原有U型钢支护低阻滑移,难以有效控制巷道围岩的强烈变形。有些即使采用了较大尺寸的型钢,但原有型钢的支护性能并没有发挥它的实际工作阻力很小,造成围岩强烈的粘塑性流动和剪胀变形,巷道的底臌量和两帮移近量很大,巷道围岩松动范围大。而单一端部锚固锚杆支护,不仅支护效果不好,而且可能发生顶板跨落,为安全生产带来隐患。在这类围岩条件下很难推广应用原有的锚网支护。联合支护是近几年应用较多的一种维护方法,它利用棚式支架的护顶作用和锚杆加固煤帮的作用,起到了一定的效果,但由于现有支架对顶板的支护阻力小,端锚锚杆的锚固作用也不明显,没有从根本上解决问题。更关键的是采用的支护措施通常没有结合动压影响下的围岩移动变形特点,没有采取措施改善支护围岩结构的稳定性。

要较好地解决近距离厚煤层开采底板巷道围岩控制问题,必须根据近距离厚煤层开采底板软岩巷道围岩状况、动压影响下巷道围岩移动变形特点,采取相应的围岩控制技术措施,从支护围岩结构稳定性出发,发挥支护围岩结构的稳定性,同时采取措施提高支护围岩结构的稳定性[1]。实践证明,对高应力软岩巷道无论框式的被动支护还是注浆或锚杆等主动支护,成功的支护都是自觉或不自觉运用了以下二点[2]:a)较好地利用了围岩的自稳能力;b)较好地发挥了支护的承载能力。二者相辅相成,互为促进。

针对柴里矿近距离煤层开采影响底板巷道的三类典型情况,根据巷道围岩变形、巷道与工作面的相对位置关系以及开采引起巷道围岩变形特点,采取相应的支护技术措施。在分析原有支护存在问题基础上,从支护围岩结构的承载特性出发,研究发挥和提高支护承载能力的技术措施,提高巷道浅部围岩及承载结构的稳定性。

a)两侧工作面已采,巷道长期处于保护煤柱下方,围岩破碎、围岩松动范围大,巷道变形严重,反复修复仍无法有效控制围岩变形的巷道。这类巷道易采用高阻可缩性的U型钢壁后充填技术[3]。

具体实践中,采用高阻可缩U型钢支架,发挥支架的承载能力。采用高阻可缩U型钢支架,就是采用带有限位块的双槽夹板卡缆,这种卡缆能防止支架低阻滑移,保证支架具有很高的支护阻力,并保证支架在很高的支护阻力下能适当让压以适应围岩的大变形。

采用壁后充填技术,改善支护围岩相互作用关系。采用壁后充填技术,将支架架后空间充满,实现支架整体承载,而不是局部承载。另一方面壁后充填还能使支架及时承载,并对围岩提供较大的支护阻力,有利于快速形成支护围岩共同承载结构。

采用结构补偿技术措施,提高结构承载能力。加强两帮支护对控制围岩稳定极其有利,对控制底板变形也十分明显;

b)已受上、下相邻区段开采影响,底板巷道围岩破碎、围岩松动范围达1 m~1.5 m,巷道在上方煤层开采影响前有一定程度变形,但不影响巷道的正常使用。两侧工作面将进行开采,巷道将长期处于煤柱边缘附近下方。这类巷道的最大特点是巷道与煤柱边缘的水平距离较近。上方煤层开采在煤柱上产生的集中应力很大,达到原岩应力的2倍~3倍甚至更高,并受支承压力的长期作用,是引起上山持续大变形的主要原因之一。这类巷道的支护属典型的高应力软岩巷道支护问题[4]。

软岩动压巷道一直是煤矿巷道支护的难点,它的特点是围岩破裂范围大,围岩变形量大。为扩大锚杆支护的范围,近几年来我国煤矿在软岩动压巷道中多次试验锚喷支护、可拉伸锚杆、全长锚固锚杆、组合锚杆、桁架锚杆及高强树脂锚杆。软岩巷道的破裂区通常宽达2 m~3 m,单纯使用锚杆或组合锚杆,使破裂区完全处于受压状态而形成平衡拱是较难实现的。利用锚杆兼做注浆管,实现外锚内注,是扩大锚杆在软岩动压巷道中使用范围的一项有效途径。

对于节理裂隙发育的软岩,注浆可改变围岩的松散结构,提高粘结力和内摩擦角,封闭裂隙阻止水对岩体的侵蚀,使岩体强度显著提高。注浆加固还可为锚杆提供可靠的着力基础,使锚杆对松碎围岩的锚固作用得以发挥。但是注浆只能在围岩的一定深度进行,软岩巷道围岩表面往往完全破裂,形成了一定宽度的破裂层,所以注浆无法在围岩表面进行,还需与锚喷支护共同维持巷道围岩周边的稳定[5]。另外注浆锚杆的杆体强度较低,实际使用中大量出现丝口断裂,无法实现高强锚固。因此,采取锚杆与注浆相结合的方法,使锚杆和注浆各自的使用范围得到扩展,大大提高对软岩巷道的支护效果,扩大锚杆使用范围。

现代支护理论强调,围岩的自稳能力远大于支护的作用。因此,近十年来大力推广锚秆支护技术,但在松软破碎围岩中,围岩本身的可锚性差,高强树脂锚秆的锚固性能难以发挥,注浆可以改变围岩的松散结构。锚注支护技术巧妙地将锚杆和注浆相结合,实现“锚注一体化”和“锚封一体化”[6]。通过注浆一方面将松散破碎的围岩胶结为整体,提高围岩本身的自稳能力,另一方面也为锚杆提供了可靠的着力基础,有利于发挥锚杆的锚固性能,在浅部围岩形成可靠的承载结构。

根据以上分析,该类巷道应采用锚杆和锚注相结合的支护工艺,实现对围岩的加固,提高围岩的自稳能力,发挥锚杆和注浆的共同作用。同时针对巷道围岩变形的特征,采用锚索加强芝糊进行结构补偿,控制煤柱侧巷帮的过度变形,减小底臌速度和底臌量;

c)未受相邻区段开采影响,底板巷道围岩裂隙发育、围岩松动范围较小,在上方煤层开采影响前巷道围岩移动变形较小,上方工作面将进行跨采。在上方工作面跨采过程中,巷道出现顶板下沉、两帮片帮,并伴随有一定的底臌,影响正常的运输和生产。但与第二类巷道相比,这类巷道的变形破坏程度较小。如柴里煤矿南皮带上山上方2339工作面跨采后,巷道虽有一定程度的变形破坏,但能保证行道的正常使用。该类巷道宜采用高强锚网支护。

锚杆支护稳定围岩的机理是通过锚杆的作用,在浅部形成可靠的承载结构,发挥围岩本身的承载能力,实现围岩的自稳。

高质量的金属网和钢带能有效地控制锚杆之间非锚固岩层的变形,虽然巷道周边围岩已破裂,由于碎石的碎胀作用和传递力的媒介作用,使巷道深部围岩仍保持三向应力状态,大大提高岩体的残余强度。实验证明采用锚网加固的试件在受载破坏时,裂成密集的细柱壮杆系,残体较完整,残余强度为极限抗压强度的0.26倍,无网锚杆加固试件残体不完整,无明显的残余强度。这是锚喷网支护巷道,金属网变形很大、喷层已严重开裂、网内围岩已完全松动破裂,巷道仍能保持较长时间稳定的重要原因。锚杆支护的关键是能否在围岩浅部形成具有自稳能力的承载结构。金属网在锚喷网支护中的作用,不仅是由钢丝承受围岩压力,更为重要的是通过钢丝改善岩体的受力状态,提高岩体强度来承受围岩压力,以充分发挥岩体的自承能力。

3 结语

通过对软岩巷道失稳机理、软岩巷道变形、破坏的特点以及影响软岩巷道稳定性的因素等方面对软岩巷道的稳定性进行了比较全面的分析,特别是对采动影响下软岩巷道的变形特点做了较详细的论述,并据此提出了软岩巷道稳定性的控制措施。

通过对软岩巷道及受采动影响巷道的支护分析,得出以下结论:a)对一般破碎松软的岩石巷道,应采用锚喷网两次支护[7]。首次支护强度可相对弱一些,二次支护应采取措施提高强度;b)对大断面硐室或硐室群,若围岩岩性不好,可采用预应力锚索配合锚喷网联合支护;c)对应力较大,或受采动动压影响较严重的软岩巷道,特别是区段岩石集中巷,应采用网构钢拱架配合锚喷网联合支护;d)若岩石极度破碎,应力非常集中,底臌相当严重,巷道服务年限较长,则可采用U型钢可缩支架配合锚喷网支护;e)对于受上部煤层采动影响的底板软岩巷道应采用锚杆和高阻可缩U型钢支架联合支护、锚喷网支护、锚杆和锚注技术进行支护。

总之,这些控制措施并不是固定不变的,软岩巷道控制的重点是顶底板。任何支护都不是一劳永逸的,应根据岩性,地质条件等确定合理的支护参数,根据实际情况综合考虑,采取各种优化组合的支护方式,并在实际使用中不断总结经验,及时修改,调整支护,从而使对软岩巷道的控制获得满意的结果。

参考文献

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[6]郑颖人.地下工程锚喷支护设计指南[M].北京:中国铁道出版社,1988.

高应力软岩巷道支护探究 第8篇

进入新世纪以来, 随着国家经济的全面腾飞, 能源需求日益激增, 中国煤炭产业获得迅猛发展, 煤炭需求量不断创造新高[1]。与此同时, 中国浅层煤炭资源不断减少, 深部开采成为煤炭行业发展的必然趋势, 而面对深部岩层的高应力特点, 如何有效进行深部巷道, 特别是软岩巷道的支护工作成为煤矿安全工作的核心要点之一。

1 新型支护技术的探究

1.1 传统单一支护的不足

作为矿山深部开采的重点环节, 巷道支护一直备受广大学者的关注, 并对其进行了积极探索。但传统的巷道支护技术多为单一支护手段, 例如锚杆支护、锚索支护、注浆加固、锚喷支护、锚注支护等[2]。这些支护技术或多或少都有着一定的局限性与不足。以锚杆支护技术为例, 虽说这一技术的出现是巷道支护跨时代的举措, 但其实践中仍有诸多不足, 例如锚固力相对较差、使用中易腐蚀、对深部软岩控制效果差、在破碎围岩中易失效及与围岩接触性差不易实现应力的聚集等。其它单一支护形式与此类似亦存在着各种问题, 对其实际使用造成制约, 对此探索多种方法结合的联合开采技术变得十分必要, 文中以此为出发点提出了“一次锚网索喷, 二次砌暄+锚注”这一联合支护技术。

1.2 新型联合支护

“一次锚网索喷, 二次砌暄+锚注”联合支护是一种极为先进的支护手段, 整个支护过程可划分为两个阶段, 第一阶段使用锚网索喷对围岩进行支护, 待其内部压力得到一定释放后进行第二阶段支护, 即进行锚注与混凝土的砌筑。整个技术的本质就是通过多种技术相互结合实现锚、网、索、喷、注、砌多手段的耦合支护, 使其因变形而不协调的部位变得协调, 进而对围岩中的有害变形产生制约作用, 确保载荷的均匀分布, 以维持巷道长久稳定。

1.3 支护机理

整个联合支护结构体系的运作机理大致可划分为五个方面:

a) 通过锚杆注浆可充分利用浆液的流动性对围岩中的裂隙进行封堵, 使其同空气完全隔绝, 在有效避免围岩风化的同时防止其进水而出现强度降低。此外通过注浆还能有效提升围岩的力学性能, 提升其内部凝聚力与内摩擦角、弹性模量等, 使岩体内部不易发生相对位移, 促进岩体强度大幅提高;

b) 锚网索喷支护的滞后注浆可确保喷层壁厚之后的充填十分密实, 进而保障动载荷在喷层上的均匀作用, 避免因应力集中而影响使用效果。通过对围岩裂隙注浆以及与锚喷支护有机结合, 可在岩层中构成一个三层组合拱结构, 这三层分别为喷网拱、锚杆压缩拱及浆液扩散拱。通过三者的共同作用, 围岩强度与可压缩性获得大幅提升, 实现其承载范围的有效发挥, 提升其整体性与承载水平;

c) 通过锚网喷索支护可促使支护拱上部的部分压力借由锚索而传递到内部的稳定岩体, 其余的则可传递至两帮, 进而借由帮壁上的支护结构传递至底板。随后通过对底板的注浆加固使其各个支护结构连成整体, 共同承载围岩压力;

d) 通过滞后注浆可有效增大支护结构的断面尺寸, 减小围岩应力对支护结构造成的弯矩, 进而降低整个结构所承受的拉伸应力与压缩应力, 使整个结构可以承受更大的载荷作用, 增强其对各种地质条件的适应性;

e) 砌筑混凝土可作为后期刚性支护, 对围岩变形有着良好的制约性。

2 工程实例

2.1 围岩特性

以卧龙矿井下泵房的巷道支护为工程实测对象, 该泵房巷道顶底板均为粉砂岩, 顶板粉砂岩再往上依次为细砂岩、4号煤、泥岩, 底板再往下则是泥岩、粉砂岩、细砂岩。整个巷道处于强度偏低的岩体中, 围岩性质软弱。巷道围岩弹塑性计算所得围岩特性曲线分析如图1所示, 可知巷道支护力的不断增大会使围岩中塑性区范围不断减小, 特别是当支护抗力到达4 MPa~6 MPa时, 塑性区位移显著变缓, 是适宜的支护抗力选择范围。

2.2 支护设计

依据井下排水需求和设备选择, 主泵房巷道断面设计为半圆拱形, 巷道宽为6.5 m, 高为7.3 m, 拱高为3.2 m, 巷道总长为40 m。依据上文所述与实测资料, 卧龙矿为高应力区且水泵房围岩为不稳定的软弱岩层, 水平应力为第一主应力, 最高达近40 MPa。对泵房巷道的支护宜采用等强支护, 加之围岩特性计算结果所显示, 巷道支护抗力宜在4 MPa~6 MPa之间, 所以, 综合而言, 选择“一次锚网索喷, 二次砌暄+锚注”联合支护。

2.3 施工与注浆工艺

a) 施工工艺。 (a) 迎头放炮时先喷厚为50 mm的混凝土, 用以对围岩进行密实的封闭;随后选择合适的位置钻探锚杆孔并安设锚杆、挂金属网;接着布设锚索孔并安设锚索与桁架; (b) 再次喷涂50 mm的混凝土, 并对其收敛变形, 进行观测, 以判断是否需要进行注浆锚杆作业; (c) 灌注强度等级为C40的素混凝土400 mm进行永久支护, 并对巷道底板进行加固[3];

b) 注浆工艺。注浆选用单液注浆法, 具体流程如下:前期准备—对逐渐位置进行清理—对注浆口进行标注并开掘—对开挖的注浆孔进行清理—安设注浆管—链接注浆管路—试注—按设计注浆—注浆停止换孔—每4 h对球阀进行清洗—注浆结束清理注浆设备和施工现场。完整注浆流程如图2所示:

1.注浆锚杆;2.井壁及围岩;3.连接管;4.压力表;5.高压球阀;6.安全阀;7.注浆管;8.泄浆阀;9.注浆泵;10.搅拌桶;11.贮浆桶;12.注浆泵;13.软管;14.搅拌桶;15.清水桶;16.储浆桶

2.4 支护效果分析

通过实际施工验证, “一次锚网索喷, 二次砌暄+锚注”联合支护不管在施工进度还是在施工安全、巷道稳定性等方面均具有显著的优越性[4]。

a) 锚固力与锚固效果。施工完成后对巷道锚杆进行专业锚固力测试, 多数普通锚杆锚固力均达到设计中40 MPa的要求, 极少数锚杆因螺纹破损而未达到施工要求, 但在计算的损失范围内, 对巷道整体稳定性不会造成影响。此外少数注浆管在末端螺纹处发生破损, 但鉴于注浆锚杆应力主要作用于杆体中部而非端部, 此损毁不会对锚杆功效的发挥产生影响, 锚杆仍可与其它结构共同组成有效的压力拱;b) 浆液注入量与注浆效果。对卧龙矿井下泵房的注浆施工中巷道顶板及两侧帮壁钻孔平均注入浆液为1袋~2袋水泥。底板钻孔注浆量高于其它钻孔, 孔均达2袋~3袋。由注浆实际效果可知, 伴随围岩中裂隙发育的不一, 浆液扩散半径大小亦有着明显差别, 整体拼接扩散范围为1 m~2 m。注浆后经检验, 所有裂隙充填效果良好, 达到预期目标;c) 施工进度。本次所采用的联合支护技术可在时间与空间上进行相互交叉作业, 可以进行多功效同时作业, 有助于巷道开掘快速施工, 极大地提升了矿井基建速度, 并有效解决了生产接替问题。通过实际观测, 卧龙矿井下泵房施工速度达每月平均30 m, 最高达35 m, 整体施工进度相较传统施工提速1倍以上;d) 施工安全。通过多种支护手段的相互衔接, 构成有机整体性支护体, 有效避免了巷道局部掉顶事故的发生, 对安全施工提供了良好保障;e) 巷道稳定性。施工后持续对泵房巷道顶底板及两帮的变形与锚杆受力状况进行实地监测, 施工完成至今已有数年, 未出现任何状况, 巷道稳定性持续保持良好。

3 结语

在深部高应力软岩巷道支护中, 过去单一的支护方式已难以发挥足够效用, 通过对不同支护理念的研究, 开展多种支护方法有机结合的联合支护技术, 已成为深部巷道支护的必然趋势, “一次锚网索喷, 二次砌暄+锚注”的联合支护技术就是一种有益的尝试, 在此希望可为广大矿山安全工作从业者提供些许借鉴, 为中国煤炭事业的发展提供些许助力[5]。

摘要：以深部高应力软岩巷道的支护为切入点展开探究, 首先针对过去单一锚杆支护方式的不足提出一种新型联合支护技术, 并以卧龙矿井底泵房的巷道支护为实践对象对这一联合支护技术的实际应用效果进行探究。

关键词：高应力,软岩巷道,巷道支护,联合支护,实例

参考文献

[1]郭占祥.高应力软岩巷道支护技术研究[J].山东科技大学, 2008 (5) :30-32.

[2]景海河, 孙庆国.深部高应力软岩巷道支护问题及对策[J].煤炭技术, 2001, 3 (20) :34-35.

[3]董方庭.巷道围岩松动圈支护理论及应用技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2001.

[4]刘红岗, 贺永年.大松动圈围岩锚注与预应力锚索联合支护技术的机理与实践[J].中国矿业, 2007, 1 (16) :33-34.

深部软岩巷道支护技术研究 第9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:φ202400m m;顶部、帮部锚杆间排距分别为:800800m m、700800m 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、δ10150150mm托盘配合使用, 顶部为δ10150150m 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:Φ17.88250m m, 间排距:1300m m1600m 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δ12120120mm、δ128080m m钢板和δ50120120m 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9001700m 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:Φ17.88250mm, 间排距:1600mm1600mm, 锚固长度2400m m (K2360、Z2360锚固剂各两卷) , 托盘采用δ12400400m m、δ12200200m m钢板和δ50200200m 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.