软岩巷道围岩控制技术

软岩巷道围岩控制技术（精选九篇）

软岩巷道围岩控制技术 篇1

裴沟煤矿由裴沟井田、杨河井田和樊寨井田组成, 浅部-110 m水平以上的裴沟井田于1996年开采完毕。目前, 正在开采杨河井田西翼-300 m水平上的32、34采区。作为其接替的樊寨井田西翼的42采区, 服务年限长, 为保障矿井安全生产, 需要在42采区下部设置专用泵房。

42采区泵房存在一条落差10 m左右的断层, 泵房顶板为滑移构造顶板。泵房围岩岩性以泥岩为主, 局部为灰岩, 受断层构造影响, 泵房围岩节理裂隙极为发育, 易破碎, 围岩整体性差。巷道埋深接近600 m, 埋藏深, 围岩应力大。泵房最后确定的支护方案为棚索协同耦合支护, 架棚后需进行壁后充填注浆。一方面可以充实U型钢棚架后空间, 避免支架局部承载, 提高支架稳定性。另一方面通过壁后充填注浆提高围岩体强度, 改善围岩整体性, 充分发挥围岩体的自稳能力, 进而保证支护承载结构能够很好的发挥承载能力[1]。

1 巷道支护概况

泵房扩巷后断面为5 780 mm×5 200 mm, 支护方案为棚索协同耦合支护, 采用36U型钢棚支护, 棚距500 mm, 支架搭接长度500 mm, 搭接部位采用2付限位卡缆和1付普通卡缆, 要求卡缆螺母预紧力矩不低于300 N·m, 同时柱窝深度不低于300 mm。支架后面采用φ8 mm钢筋网背板, 泵房拱部布置4根锚索, 间排距为1 600 mm×1 000 mm;帮部布置3根锚索, 锚索间排距为1 200 mm×1 000 mm, 帮脚锚索距巷道底板300 mm。结构补偿锚索采用φ18.9×5 000 mm 1860钢绞线, 具体支护参数如图1所示。

2 注浆加固机理

2.1 注浆提高岩体强度

注浆加固不同程度地提高结构面的粘结力和内摩擦角[2], 使加固岩体库仑准则线普遍上移, 如图2所示, 使得相同应力状态下未注浆加固时已取得极限平衡的岩体 (应力圆与库伦线相切) [3], 经加固后又处于稳定状态, 自承载能力提高。

1、2.分别为注浆前后岩体屈服包络线;φ1、φ2.分别为注浆前后围岩内摩擦角;c1、c2..分别为注浆前后围岩粘结强度

式中, Δσ1为岩体强度提高的幅度;σ1、σ2、σ3为岩体强度;c1、c2为弱面加固前后的粘结力;φ1、φ2为弱面加固前后的内摩擦角。

2.2 注浆固化阻碍围岩破碎区发展

巷道的开挖会引起原岩应力的重新分布, 深部巷道围岩应力大于岩体强度, 巷道一开挖, 围岩会随即产生塑性变形, 从巷道周边向围岩深处扩展到一定范围, 出现塑性区, 为弹塑性介质。运用极限平衡理论, 巷道围岩应力分布图如图3所示[4]。

在各向等压情况下圆形巷道塑性区半径, 由下式计算:

巷道的稳定性主要取决于围岩原岩应力p和反映岩石强度性质的内摩擦角φ及粘结力c等, 巷道的塑性区 (B区) 半径随内摩擦角φ和粘结力c的减小而增大, 也就是巷道的围岩强度越大巷道越稳定。图3所示的塑性区其岩石强度已显著降低, 为处于围岩峰后特性区域的岩体, 弹性区 (C区) 强度为介于塑性区与原始应力强度区 (D区) 岩体强度之间, 其可能发展为塑性区, 也可能保持其原始强度。

P.原始应力;σt.切向应力;σr.径向应力;Pi.支护阻力;a.巷道半径;R.塑性区半径;A.破裂区;B.塑性区;C.弹性区;D.原岩应力区

由上面的分析可知道注浆会不同程度提高结构面的粘结力和内摩擦角, 也就提高了巷道的稳定性, 减小塑性区半径R, 通过注浆加固能够在围岩塑性区发展到使浆液能充分进入围岩裂隙后, 通过提高围岩的残余强度, 阻碍弹性区向破碎区的发展, 也就相对减小了塑性区半径。

3 泵房注浆加固方案

泵房注浆锚杆布置如图4所示。注浆锚杆采用内注外固的锚注锚杆, 锚杆长1.2 m, 注浆材料选用普通525#硅酸盐水泥加水配置而成, 其水灰比为0.7~0.8 (重量比) 。

4 注浆效果对比分析

泵房的注浆顺序是对每一排注浆锚杆先从下部第一根开始依次向上进行, 最后注上部一根, 对于不同排的注浆锚杆, 依次顺序注浆。由于泵房长度50 m, 注浆又要根据围岩裂隙、孔隙来控制注浆时间, 因此注浆时间存在一个时间差, 掘进早的巷道注浆也早, 为了定性分析注浆对巷道稳定性的影响, 在巷道成巷90 d后, 泵房主体位置注浆基本结束, 巷道已经稳定, 对巷道前10 m和第40~50 m, 分别布置8个测点测量巷道变形稳定后的跨度, 测点选择在如图4所示靠近底部第2、3根结构补偿锚索, 靠近第3根锚索也就是巷道两帮跨度为5 m的位置, 测量数据如表1所示。

根据表1所示, 巷道前段也就是注浆相对早的巷道两帮移近量为0.14 m, 巷道后段两帮移近量为0.24 m, 注浆早的巷道变形更加小。

5 结论

通过对软岩巷道注浆加固机理及42采区泵房巷道现场加固方案实施后的效果对比分析, 得出以下结论:注浆不同程度地提高结构面的粘结力和内摩擦角, 从而提高岩体强度, 提高巷道稳定性;通过注浆加固, 能够在围岩塑性区发展到使浆液能充分进入围岩裂隙后, 依靠提高结构面的粘结力和内摩擦角, 提高了围岩的残余强度, 阻碍弹性区向破碎区的发展, 也就相对减小了塑性区半径R;对于现场实践表面, 注浆及时的巷道变形比注浆滞后的巷道两帮移近量更小, 巷道变形更小, 从而使巷道更加稳定。

参考文献

[1]刘长武, 褚秀生.软岩巷道锚注加固原理与应用[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2000

[2]侯朝炯, 郭励生, 勾攀峰.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999

[3]王作棠, 周华强, 谢耀社.矿山岩体力学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2007

软岩巷道围岩控制技术 篇2

关键词：支护；工作面；工字钢；液压抬棚；注浆

中图分类号：TD353 文献标识码：A文章编号：1006-8937（2014）20-0029-02

1工程概况

义马煤业集团某矿21122工作面下巷布置在21141采空区下，内错21141上巷30 m，采用半圆拱断面，全断面锚网（索）支架36 U~5.6 m拱型可缩性支架，拱顶背网后背木复合支护，棚距0.7 m。在下巷掘进至下巷口以里140 m接近2-3煤与2-1煤合并线时，顶板异常破碎，冒顶高度在2~3 m，掘进前方片帮2~3 m，顶锚杆、锚索无法施工，为保证工作面正常接替，掘进采用“撞楔法”施工，即采用管缝锚杆配合5 m长道铁的方法超前控顶，支架36U拱形支架强行通过地质构造异常区，全长350 m。随着21122综放工作面回采工作的进行，该段巷道支护强度低，变形严重，两帮位移量在1~2 m，底板鼓起，顶板下沉，巷高只有1.5~2.0 m，设计掘进断面26.5 m2，目前只有6 m2，巷道断面收缩率高达78%，36U拱形支架扭曲变形，已严重影响下巷皮带运转及行人安全，因此，必须对该段巷道重新扩修加固，保证皮带正常运转及通风行人安全。

2支护方案分析

由于该段巷道顶板异常破碎，冒顶高度在2~3 m，根据现场情况，扩修前需对该段巷道顶板围岩采用注单液水泥浆加固技术进行固化处理，以保证扩修期间顶板安全。而后采用两帮锚网配合5×3.3 m（梁×腿）工字钢对子棚联合支护，架棚后顺皮带两侧打液压抬棚进行加固，以达到预期的控制效果。

2.1注浆加固技术参数分析

①注浆加固设备及相关参数。ZBY 50/7.0-11煤矿用液压注浆泵一台及配套构件，支腿式风动钻机一部，接杆型钻杆一套（钻杆总长8 m及）φ28 mm钻头，φ25 mm高压管，电源及配套电缆。专用注浆管（20 mm管制作而成）及配套接箍，425#水泥、清水、洁净的储液桶等，注浆液的配比浓度为：水：水泥=1:1.5（重量比）。

②注浆孔布置及施工顺序。顺巷道方向布置3排注浆孔，排距2.0 m，每排3个孔，间距1.5 m，依次序向前打设注浆孔。注浆孔与巷道水平方向呈50 ̊夹角向里打设，左右两侧孔分别外扎20 ̊。孔深均为8 m，孔径28 mm，21122下巷注水泥浆钻孔布置如图1所示。施工工序为：打注射孔→按顺序安装、固定注射管：先安装2 m长枪头管、再上中间接管（根据钻孔深度确定）、最后装2 m长封堵管→封孔、联接及注射→换孔注射→冲洗管路。

2.2工字钢对子棚与液压抬棚联合支护技术工艺

2.2.1工字钢架棚支护参数分析

工字钢对子棚支架规格：上净宽4.7 m，下净宽6.1 m，净高3 m，棚腿水平夹角80 ̊，支架柱窝深均0.3 m，棚距为0.8 m，柱腿支于实底，确保支架坚实有力，两帮空帮让压0.3 m。

棚间打设钢筋拉杆，顶梁距梁口1 m外安装拉杆，并棚间打钢筋拉杆，顶梁两根，帮每侧一根，共计每棚4根拉杆（拉杆用ф16 mm、长780 mm长钢筋制成，两侧弯成50 mm直弯）；且每棚拉杆处及梁口处打方木撑杆加固，木撑杆规格为40 mm×40 mm×680 mm。

2.2.2液压抬棚支护

①液压抬棚的支护参数及其优点。巷道架设工字钢棚后，顺皮带两侧打连续液压支架加固，液压支架距皮带两侧0.1~0.2 m。液压抬棚参数如下：立柱中心距1 500 mm；支架高度2 275~4 665 mm；顶梁2 800×285 mm（长×宽）；底梁长2 500×600 mm（长×宽）；立柱：缸径200 mm，柱径185 mm；立柱行程2 390 mm（其中液压行程1 250 mm，机械行程1 140 mm）。安全阀开启压力35 MPa；支架工作阻力2 200 kN。

由于液压抬棚底座面积大（液压抬棚底座面积为0.95 m2），减小了支架所受的压强，支架不容易钻底。同时，其立柱为大立柱，立柱基本不变形，大大提高了支架抗变形能力，提高了巷道的整体支撑力。

②施工方法。安装液压抬棚时，必须按先底座再立柱后顶梁的顺序安装，在安装顶梁时，首先，将2个导链挂在牢固的抬棚上，分别栓住顶梁的两端，缓慢吊起，吊到适当的位置再与立柱连接，施工时要有专人负责安全工作。其次，安装好后向液压抬棚立柱内注入压力≥30 MPa的乳化液，同时将液压抬棚升紧升牢后再回需要安装第二架液压抬棚位置的单体柱。安装后，定期对液压抬棚支架进行补液，确保液压抬棚支架的初撑力，并定期对歪倒的液压抬棚进行扶正，其支护效果如图2所示。

3支护效果分析

某矿21122下巷自2013年7月8号从890棚往外开始对21122下巷冒顶区预注浆，注浆期间个别地区巷道顶板出现漏浆严重现象，原因为破碎顶板裂隙过大，待凝固后再继续补注，注到664棚，共计注浆941袋。2013年9月17号开始对832-797棚扩修，扩修期间未发生冒顶现象，注浆效果较好，且巷道扩修使用至今，巷道底板鼓起，顶板下沉现象明显减慢，有效地避免支架钻底、顶板离层下沉、底板底臌等现象的发生，保证了巷道的正常使用。

采用对破碎冒顶区预注浆加固，工字钢对子棚与液压抬棚联合支护技术工艺，相较于传统的修护支护工艺相比较，能够更加有效的提高修护效率及支护强度，具有成本低、修复加固效果好、巷道服务年限长、施工安全易操作等优点。同时将松散破碎的煤体胶结成整体，提高了煤体自身强度，能起到有效的封闭作用，隔绝空气，抗风化、防水，顶板煤层免于暴露在空气中，得不到氧化放热而导致温度升高，防止自燃。因此该技术在某矿的成功试验，具有很高的应用前景，尤其对大工程量的巷道扩修施工，有着显著的经济效益及社会效益。

参考文献：

[1] 詹平.高应力破碎围岩巷道控制机理及技术研究[D].北京:中国矿业大学,2012.

endprint

摘要：某矿21122综放工作面下巷顶板破碎，巷道断面收缩率高达78%，变形严重，影响到皮带正常运转、通风及行人安全，针对此情况，先注浆加固顶板，而后采用采用对破碎冒顶区预注浆加固，工字钢对子棚与液压抬棚联合支护技术工艺对扩修巷道进行支护，与传统的修护支护工艺相比较，该支护工艺更能有效的控制巷道顶板离层及底鼓等变形，提高了巷道的修护效率及支护强度。

关键词：支护；工作面；工字钢；液压抬棚；注浆

中图分类号：TD353 文献标识码：A文章编号：1006-8937（2014）20-0029-02

1工程概况

义马煤业集团某矿21122工作面下巷布置在21141采空区下，内错21141上巷30 m，采用半圆拱断面，全断面锚网（索）支架36 U~5.6 m拱型可缩性支架，拱顶背网后背木复合支护，棚距0.7 m。在下巷掘进至下巷口以里140 m接近2-3煤与2-1煤合并线时，顶板异常破碎，冒顶高度在2~3 m，掘进前方片帮2~3 m，顶锚杆、锚索无法施工，为保证工作面正常接替，掘进采用“撞楔法”施工，即采用管缝锚杆配合5 m长道铁的方法超前控顶，支架36U拱形支架强行通过地质构造异常区，全长350 m。随着21122综放工作面回采工作的进行，该段巷道支护强度低，变形严重，两帮位移量在1~2 m，底板鼓起，顶板下沉，巷高只有1.5~2.0 m，设计掘进断面26.5 m2，目前只有6 m2，巷道断面收缩率高达78%，36U拱形支架扭曲变形，已严重影响下巷皮带运转及行人安全，因此，必须对该段巷道重新扩修加固，保证皮带正常运转及通风行人安全。

2支护方案分析

由于该段巷道顶板异常破碎，冒顶高度在2~3 m，根据现场情况，扩修前需对该段巷道顶板围岩采用注单液水泥浆加固技术进行固化处理，以保证扩修期间顶板安全。而后采用两帮锚网配合5×3.3 m（梁×腿）工字钢对子棚联合支护，架棚后顺皮带两侧打液压抬棚进行加固，以达到预期的控制效果。

2.1注浆加固技术参数分析

①注浆加固设备及相关参数。ZBY 50/7.0-11煤矿用液压注浆泵一台及配套构件，支腿式风动钻机一部，接杆型钻杆一套（钻杆总长8 m及）φ28 mm钻头，φ25 mm高压管，电源及配套电缆。专用注浆管（20 mm管制作而成）及配套接箍，425#水泥、清水、洁净的储液桶等，注浆液的配比浓度为：水：水泥=1:1.5（重量比）。

②注浆孔布置及施工顺序。顺巷道方向布置3排注浆孔，排距2.0 m，每排3个孔，间距1.5 m，依次序向前打设注浆孔。注浆孔与巷道水平方向呈50 ̊夹角向里打设，左右两侧孔分别外扎20 ̊。孔深均为8 m，孔径28 mm，21122下巷注水泥浆钻孔布置如图1所示。施工工序为：打注射孔→按顺序安装、固定注射管：先安装2 m长枪头管、再上中间接管（根据钻孔深度确定）、最后装2 m长封堵管→封孔、联接及注射→换孔注射→冲洗管路。

2.2工字钢对子棚与液压抬棚联合支护技术工艺

2.2.1工字钢架棚支护参数分析

工字钢对子棚支架规格：上净宽4.7 m，下净宽6.1 m，净高3 m，棚腿水平夹角80 ̊，支架柱窝深均0.3 m，棚距为0.8 m，柱腿支于实底，确保支架坚实有力，两帮空帮让压0.3 m。

棚间打设钢筋拉杆，顶梁距梁口1 m外安装拉杆，并棚间打钢筋拉杆，顶梁两根，帮每侧一根，共计每棚4根拉杆（拉杆用ф16 mm、长780 mm长钢筋制成，两侧弯成50 mm直弯）；且每棚拉杆处及梁口处打方木撑杆加固，木撑杆规格为40 mm×40 mm×680 mm。

2.2.2液压抬棚支护

①液压抬棚的支护参数及其优点。巷道架设工字钢棚后，顺皮带两侧打连续液压支架加固，液压支架距皮带两侧0.1~0.2 m。液压抬棚参数如下：立柱中心距1 500 mm；支架高度2 275~4 665 mm；顶梁2 800×285 mm（长×宽）；底梁长2 500×600 mm（长×宽）；立柱：缸径200 mm，柱径185 mm；立柱行程2 390 mm（其中液压行程1 250 mm，机械行程1 140 mm）。安全阀开启压力35 MPa；支架工作阻力2 200 kN。

由于液压抬棚底座面积大（液压抬棚底座面积为0.95 m2），减小了支架所受的压强，支架不容易钻底。同时，其立柱为大立柱，立柱基本不变形，大大提高了支架抗变形能力，提高了巷道的整体支撑力。

②施工方法。安装液压抬棚时，必须按先底座再立柱后顶梁的顺序安装，在安装顶梁时，首先，将2个导链挂在牢固的抬棚上，分别栓住顶梁的两端，缓慢吊起，吊到适当的位置再与立柱连接，施工时要有专人负责安全工作。其次，安装好后向液压抬棚立柱内注入压力≥30 MPa的乳化液，同时将液压抬棚升紧升牢后再回需要安装第二架液压抬棚位置的单体柱。安装后，定期对液压抬棚支架进行补液，确保液压抬棚支架的初撑力，并定期对歪倒的液压抬棚进行扶正，其支护效果如图2所示。

3支护效果分析

某矿21122下巷自2013年7月8号从890棚往外开始对21122下巷冒顶区预注浆，注浆期间个别地区巷道顶板出现漏浆严重现象，原因为破碎顶板裂隙过大，待凝固后再继续补注，注到664棚，共计注浆941袋。2013年9月17号开始对832-797棚扩修，扩修期间未发生冒顶现象，注浆效果较好，且巷道扩修使用至今，巷道底板鼓起，顶板下沉现象明显减慢，有效地避免支架钻底、顶板离层下沉、底板底臌等现象的发生，保证了巷道的正常使用。

采用对破碎冒顶区预注浆加固，工字钢对子棚与液压抬棚联合支护技术工艺，相较于传统的修护支护工艺相比较，能够更加有效的提高修护效率及支护强度，具有成本低、修复加固效果好、巷道服务年限长、施工安全易操作等优点。同时将松散破碎的煤体胶结成整体，提高了煤体自身强度，能起到有效的封闭作用，隔绝空气，抗风化、防水，顶板煤层免于暴露在空气中，得不到氧化放热而导致温度升高，防止自燃。因此该技术在某矿的成功试验，具有很高的应用前景，尤其对大工程量的巷道扩修施工，有着显著的经济效益及社会效益。

参考文献：

[1] 詹平.高应力破碎围岩巷道控制机理及技术研究[D].北京:中国矿业大学,2012.

endprint

摘要：某矿21122综放工作面下巷顶板破碎，巷道断面收缩率高达78%，变形严重，影响到皮带正常运转、通风及行人安全，针对此情况，先注浆加固顶板，而后采用采用对破碎冒顶区预注浆加固，工字钢对子棚与液压抬棚联合支护技术工艺对扩修巷道进行支护，与传统的修护支护工艺相比较，该支护工艺更能有效的控制巷道顶板离层及底鼓等变形，提高了巷道的修护效率及支护强度。

关键词：支护；工作面；工字钢；液压抬棚；注浆

中图分类号：TD353 文献标识码：A文章编号：1006-8937（2014）20-0029-02

1工程概况

义马煤业集团某矿21122工作面下巷布置在21141采空区下，内错21141上巷30 m，采用半圆拱断面，全断面锚网（索）支架36 U~5.6 m拱型可缩性支架，拱顶背网后背木复合支护，棚距0.7 m。在下巷掘进至下巷口以里140 m接近2-3煤与2-1煤合并线时，顶板异常破碎，冒顶高度在2~3 m，掘进前方片帮2~3 m，顶锚杆、锚索无法施工，为保证工作面正常接替，掘进采用“撞楔法”施工，即采用管缝锚杆配合5 m长道铁的方法超前控顶，支架36U拱形支架强行通过地质构造异常区，全长350 m。随着21122综放工作面回采工作的进行，该段巷道支护强度低，变形严重，两帮位移量在1~2 m，底板鼓起，顶板下沉，巷高只有1.5~2.0 m，设计掘进断面26.5 m2，目前只有6 m2，巷道断面收缩率高达78%，36U拱形支架扭曲变形，已严重影响下巷皮带运转及行人安全，因此，必须对该段巷道重新扩修加固，保证皮带正常运转及通风行人安全。

2支护方案分析

由于该段巷道顶板异常破碎，冒顶高度在2~3 m，根据现场情况，扩修前需对该段巷道顶板围岩采用注单液水泥浆加固技术进行固化处理，以保证扩修期间顶板安全。而后采用两帮锚网配合5×3.3 m（梁×腿）工字钢对子棚联合支护，架棚后顺皮带两侧打液压抬棚进行加固，以达到预期的控制效果。

2.1注浆加固技术参数分析

①注浆加固设备及相关参数。ZBY 50/7.0-11煤矿用液压注浆泵一台及配套构件，支腿式风动钻机一部，接杆型钻杆一套（钻杆总长8 m及）φ28 mm钻头，φ25 mm高压管，电源及配套电缆。专用注浆管（20 mm管制作而成）及配套接箍，425#水泥、清水、洁净的储液桶等，注浆液的配比浓度为：水：水泥=1:1.5（重量比）。

②注浆孔布置及施工顺序。顺巷道方向布置3排注浆孔，排距2.0 m，每排3个孔，间距1.5 m，依次序向前打设注浆孔。注浆孔与巷道水平方向呈50 ̊夹角向里打设，左右两侧孔分别外扎20 ̊。孔深均为8 m，孔径28 mm，21122下巷注水泥浆钻孔布置如图1所示。施工工序为：打注射孔→按顺序安装、固定注射管：先安装2 m长枪头管、再上中间接管（根据钻孔深度确定）、最后装2 m长封堵管→封孔、联接及注射→换孔注射→冲洗管路。

2.2工字钢对子棚与液压抬棚联合支护技术工艺

2.2.1工字钢架棚支护参数分析

工字钢对子棚支架规格：上净宽4.7 m，下净宽6.1 m，净高3 m，棚腿水平夹角80 ̊，支架柱窝深均0.3 m，棚距为0.8 m，柱腿支于实底，确保支架坚实有力，两帮空帮让压0.3 m。

棚间打设钢筋拉杆，顶梁距梁口1 m外安装拉杆，并棚间打钢筋拉杆，顶梁两根，帮每侧一根，共计每棚4根拉杆（拉杆用ф16 mm、长780 mm长钢筋制成，两侧弯成50 mm直弯）；且每棚拉杆处及梁口处打方木撑杆加固，木撑杆规格为40 mm×40 mm×680 mm。

2.2.2液压抬棚支护

①液压抬棚的支护参数及其优点。巷道架设工字钢棚后，顺皮带两侧打连续液压支架加固，液压支架距皮带两侧0.1~0.2 m。液压抬棚参数如下：立柱中心距1 500 mm；支架高度2 275~4 665 mm；顶梁2 800×285 mm（长×宽）；底梁长2 500×600 mm（长×宽）；立柱：缸径200 mm，柱径185 mm；立柱行程2 390 mm（其中液压行程1 250 mm，机械行程1 140 mm）。安全阀开启压力35 MPa；支架工作阻力2 200 kN。

由于液压抬棚底座面积大（液压抬棚底座面积为0.95 m2），减小了支架所受的压强，支架不容易钻底。同时，其立柱为大立柱，立柱基本不变形，大大提高了支架抗变形能力，提高了巷道的整体支撑力。

②施工方法。安装液压抬棚时，必须按先底座再立柱后顶梁的顺序安装，在安装顶梁时，首先，将2个导链挂在牢固的抬棚上，分别栓住顶梁的两端，缓慢吊起，吊到适当的位置再与立柱连接，施工时要有专人负责安全工作。其次，安装好后向液压抬棚立柱内注入压力≥30 MPa的乳化液，同时将液压抬棚升紧升牢后再回需要安装第二架液压抬棚位置的单体柱。安装后，定期对液压抬棚支架进行补液，确保液压抬棚支架的初撑力，并定期对歪倒的液压抬棚进行扶正，其支护效果如图2所示。

3支护效果分析

某矿21122下巷自2013年7月8号从890棚往外开始对21122下巷冒顶区预注浆，注浆期间个别地区巷道顶板出现漏浆严重现象，原因为破碎顶板裂隙过大，待凝固后再继续补注，注到664棚，共计注浆941袋。2013年9月17号开始对832-797棚扩修，扩修期间未发生冒顶现象，注浆效果较好，且巷道扩修使用至今，巷道底板鼓起，顶板下沉现象明显减慢，有效地避免支架钻底、顶板离层下沉、底板底臌等现象的发生，保证了巷道的正常使用。

采用对破碎冒顶区预注浆加固，工字钢对子棚与液压抬棚联合支护技术工艺，相较于传统的修护支护工艺相比较，能够更加有效的提高修护效率及支护强度，具有成本低、修复加固效果好、巷道服务年限长、施工安全易操作等优点。同时将松散破碎的煤体胶结成整体，提高了煤体自身强度，能起到有效的封闭作用，隔绝空气，抗风化、防水，顶板煤层免于暴露在空气中，得不到氧化放热而导致温度升高，防止自燃。因此该技术在某矿的成功试验，具有很高的应用前景，尤其对大工程量的巷道扩修施工，有着显著的经济效益及社会效益。

参考文献：

[1] 詹平.高应力破碎围岩巷道控制机理及技术研究[D].北京:中国矿业大学,2012.

软岩巷道围岩变形控制浅谈 篇3

关键词：软岩,软岩巷道,支护

1 软岩的分类

软岩, 一般说来是软弱、膨胀、流变、破碎及高应力岩体的总称。软岩可分为地质软岩和工程软岩, 本文探讨主要为工程软岩, 指在工程力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体。

依据主要影响因素和岩石坚硬程度以及岩体完整程度可以把软岩分为4个类别:膨胀类型软岩、高应力类型软岩、破碎类型软岩、软弱类型软岩。软岩巷道亦相应划分为膨胀类型软岩巷道、高应力类型软岩巷道、破碎类型软岩巷道、软弱类型软岩巷道4个类别。

2 软岩巷道围岩变形特征

2.1 膨胀类型软岩巷道围岩变形特征

巷道变形主要表现为膨胀和流变变形, 其围岩变形量很大, 持续时间比较长, 特别容易坍塌。

2.2 高应力类型软岩巷道围岩变形特征

如果岩块强度比较高, 主要变形破坏表现为松动塌落, 具体形式表现为冒顶、片帮, 处于极高地应力条件之下会发生岩爆;若果岩块强度较低, 主要变形破坏形式表现为流变变形。

2.3 破碎类型软岩巷道围岩变形特征

主巷道变形表现为松动塌落变形以及流变变形, 主要的破坏形式表现为顶板发生冒落、两帮发生片落鼓折、顶板发生大形变、两帮发生收敛变形。

2.4 软弱类型软岩巷道围岩变形特征

主要巷道变形表现为塑性和流变变形, 破坏形式主要表现为流动性底鼓、持续性的挤压、顶板发生大形变、两帮发生收敛变形。

3 围岩稳定性控制机理

3.1 软岩巷道控制原理

巷道尚没有开挖之时, 三轴应力共同作用之下使得地下岩体处于平衡之中, 一旦开挖便打破这个状态, 围岩应力状态发生重新调整, 大部分煤巷顶板围岩强度低, 节理裂隙发育, 由完整性很差的泥岩构成, 调整后的巷道围岩应力达到或大于围岩岩体自身强度, 巷道面松动破裂, 围岩产生变形破坏而进入了不稳定状态。

3.2 软岩巷道支护原理

针对硬岩巷道进行支护, 不能够使得围岩出现塑性, 塑性一旦出现, 围岩的承载能力就会失去。软岩巷道开挖之后, 其庞大的塑性能量 (例如破碎变形能量) 须得以某一种形式释放。与此同时, 塑性状态下的巷道围岩其本身依然具有一定的承载能力。

如若巷道开挖之后使得围岩移向内空区的各力 (包括膨胀力、重力、工程偏应力、水作用力、构造应力等等) 的合力为PT (下图) , 软岩巷道的支护原理则可表示成

式中:PT———巷道开挖之后所产生的一个合力, 此合力将围岩推向内部挖空区域 (包括重力, 构造应力等) ;

PD———工程力 (由变形的形式转化而来) , 包括膨胀力的转化、黏弹塑性转化、弹塑性转化 (均与时间无关) 。就软岩讲, 主要释放变形方式的塑性能;

PR———围岩自撑力, 也就是围岩自身的强度;

PS———工程支护力。

上式与图1说明:

当巷道开挖之后会产生一个合力PT, 围岩被这个力推向内部挖空区域。这个力就是工程力PD、围岩自撑力PR和工程支护力PS的合力。合力PT释放出来一定部分的弹性能量, 自身承担另外一个部分。在围岩的强度非常高的情况下, PR>PT-PD, 巷道就会自稳。反观软岩, 其自身的PR相对要小很多, PR<PT-PD, 故需要施加工程支护力PS使得巷道能够趋于稳定。巷道稳定时则有PS+PR>PT-PD。

3.3 软岩巷道支护原则

(1) 优化性原则。若矿井的地质情况复杂, 布置巷道时, 巷道方向要尽可能避免与较大压力方向成垂直, 避免失稳;将巷道尽可能的布于相对坚硬岩石层内, 提高巷道稳定性;选择合理的巷道断面几何形状, 有利于支护控制的同时节约成本。且合理有效的断面形状可十分有效地对软岩巷道围岩进行保护, 使得支护措施更加容易实施。

(2) 适用性原则。软岩巷道地质条件复杂, 围岩情况多种多样, 支护手段绝不固定。只有在实际的情况中, 根据软岩巷道围岩发生变形的物理力学机制, 弄清围岩发生破坏的影响因素, 采取与之相适用的支护手段, 使得软岩巷道达到稳定。

(3) 过程性原则。软岩巷道围岩变形机制错综复杂, 其支护必然是循序渐进的一个过程, 一次支护之后仍需再支护, 将复合型逐步转变为单一型, 从而有效地控制其稳定性。

(4) 塑性圈原则。传统硬岩巷道支护的设计理念是最大程度的利用围岩自身的承载能力, 严格控制塑性圈的出现。然而软岩巷道围岩特性与之不同, 其支护设计理念是要有控制的利用塑性圈, 使得围岩尽可能地释放掉变形产生的能量。

4 结论

软岩巷道围岩稳定性控制应当依据其围岩的地质力学特性、围岩应力情况和稳定平衡状态、工程环境条件等提出并且运用不同的控制理论。支护后要同时对支护效果进行监测, 以便及时发现问题并且采取相对应措施。

参考文献

[1]何满朝, 等.软岩工程力学的基本问题[J].东北煤炭技术, 1995, 10.

[2]安福来.深煤矿软岩巷道联合支护实践[J].矿业快报, 2008, 09.

[3]何满朝.煤矿软岩变形力学机制与支护对策[J].水文地质工程, 1997, 03.

煤矿软岩巷道支护技术的研究及发展 篇4

【关键词】煤矿；巷道；支护；对策

煤矿的开采时间越长，矿井越深，矿井上部的压力越大，这时的巷道极易因为压力过大而导致变形，尤其是在软岩地质的地方。这种情况不仅增加了维修消耗，影响煤矿的正常开采，对于采矿工作人员的生命安全也造成了很大的威胁。因此，必须加强巷道的支护工作，让煤矿开采更加的安全顺利。

1、软岩的概念

1.1软岩的基本概念

软岩分为工程软岩与地质软岩两大类。其中，工程软岩指的是在工程力的作用下能产生明显塑性形变的岩体，工程软岩取决于岩体强度与工程力之间的相互关系。而地质软岩指的是孔隙度大、强度低、风化比较严重或胶结程度差的松软岩层，其主要取决于岩层自身结构，与工程里无关。

1.2软岩的特性

软岩具有两个工程特性，一是临界荷载，实验表明，当软岩荷载在小于某一临界值时，岩层处于稳定变形状态，其蠕变曲线趋于某一定值，不随时间的变化而变化。当荷载超过这一临界值后，岩层的塑性形变会出现明显的加速现象，这一临界值的荷载成为临界荷载。荷载小于临界荷载时岩层称为硬岩，荷载超过临界荷载后，岩层的塑性形变不稳定，此时称为软岩。另外一个特性是软化临界深度，软化临界深度与软化临界荷载时相对应的。当巷道深度小于某一深度时，岩层变形不明显，不会出现大变形，但是当巷道位置超过这一深度后，岩层会有明显的塑性形变，还会出现难以支护的情况，这一深度就是岩层的软化临界深度。

2、软岩巷道变形破坏的原因及特点

随着煤矿的开采，巷道深度的不断增加，巷道围岩构造也越来越复杂，如果围岩处于软岩层就容易造成巷道的不稳定，引起巷道四壁的位移，并对巷道支护系统造成一定程度的破坏，严重的影响巷道的正常使用。通过专业的科学的测量发现巷道破坏的原因以及特点有以下几点。

2.1巷道建设初期变形速度快，持续时间长

实际证明，在巷道挖掘初期，巷道的变形比较大而且也比较快，而一周后，巷道变形开始变慢，但变形仍然明显，一般一个月之后巷道才趋于稳定。出现这种现象是因为软岩巷道长期处于深埋状态，挖掘之后软岩的承压发生变化，巷道围岩受力重新分配而造成的。

2.2各位置的变形量不同

软岩巷道挖掘后其四壁会出现不同的位移现象，主要表现为地板凸起，顶板下移，两壁内移。并且其变形量都各不相同，一般底板与顶板的变形量大于两壁。而巷道的不同结构变形情况也各不相同，其中最为严重的部位是巷道的拱部，严重了甚至会出现墙体开裂等情况。

2.3锚杆受力存在时效性

由于巷道变形具有一定的时效性，因此锚杆受力也随之具有了一定的时效性，并且随时间而呈规律性变化。因为建成初期锚杆的安装应力较低，其承受能力也比较底，而巷道初期变形有比较严重导致锚杆变形，严重了还会导致锚杆断裂。

3、软岩支护存在的问题

3.1巷道支护强度不足

在软岩巷道支护的设计时，技术人员对巷道变形部位没有深刻的认识，设计巷道支护时对于巷道支护的强度设计不够。其中巷道下壁的拱肩和巷道拱部变形尤为严重，经常出现凸起和墙体开裂等现象。

3.2锚杆预应力不足

预应力是利用锚杆支护的主要参数，它是判断锚杆支护状态的主要依据。预应力的大小与锚杆的支护强度呈正比，预应力越高，锚杆支护强度也就越大，岩层越稳定。预应力越低，锚杆支护强度变弱，主动性也就越差，此时岩层的围岩强度就会降低，导致巷道出现明显的塑性形变。因此，在锚杆的安装设计时，必须根据实际情况认真考虑预应力的大小，充分发挥锚杆的作用。

3.3应力区支护强度不足

地应力与围岩的承受能力决定了软岩巷道的变形情况。地应力一般情况下分为水平主应力和垂直主应力，如果在设计巷道支护时对于地应力的估计不准确，就容易造成应力区的支护强度不够，引起想到的大幅度变形，影响煤矿的正常开采。

3.4施工过程中的质量问题

在软岩施工阶段，施工人员如果没有按照规定进行爆破，就会造成巷道的挖掘与设计不符，使得以设计好的巷道参数出现一定的误差。并且因爆破不足也容易导致巷道成形效果达不到预期，还易造成围岩破碎，影响巷道结构。在验收时，验收人员的草草收工，不按照正常的顺序验收，也容易造成软岩巷道安全隐患的遗留。

4、软岩巷道支护技术

4.1软岩巷道支护的技术关键

根据软岩的力学特点，要使软岩巷道支护取得成功要把握好三个技术关键：正确的确定软岩变形机制的复合型、将复合型有效的转化为单一性和合理的运用复合型变性力学机制的转化技术。在支护设计时不能只进行单一型的支护设计，要根据每个受力点的力学特性使用联合支护方式，设计最适合复合型变形力学特点的支护方案，确保软岩巷道支护的综合性能。

4.2最佳支护时间

在巷道的挖掘过程中，巷道围岩的受力分布也会随挖掘的进行而重新分配，其切向应力将会集中在巷壁附近，迫使这一地区的岩层进入塑性工作状态，形成塑性区。此时如果没有及时有效的进行支护处理，塑性区就会发生较为严重的形变，从而形成松动破坏区。松动破坏区不同于塑性区，松动破坏区并不具备任何的承载能力。塑性区分为稳定性塑性区和非稳定性塑性区。其区别就在于塑性区是否出现了松动破坏。未出现松动破坏的塑性区称为稳定塑性区，反之称为非稳定塑性区。在高应力的软岩巷道中，要严格控制非塑性区的出现，允许稳定塑性区的出现，因此要选择最佳的支护时间，保证塑性区的稳定性又要最大限度的发挥塑性区的作用。

4.3软岩巷道支护技术改进

第一，提高支护强度，锚杆支护系统一般都具有一个刚度与强度的临界值，如果低于这个临界值巷道就会开始发生不稳定的形变，使围岩遭到破坏。第二，提高锚杆的预应力，锚杆的预应力越高，支护系统越具备主动性，其支护强度也就越大，反之就会造成围岩强度降低，使得巷道变形。因此只有提高锚杆的预应力才能最大程度的发挥锚杆支护的作用。第三，扩大下扎脚，在支护设计时，可以加长锚杆底脚或者增大下扎脚来防止巷道底部的凸起现象。第四，努力使支护材料之间的匹配最优化，只有保证支护材料的参数与其部件力学性能想匹配，才能保证支护系统的正常工作，起到支护系统的预期效果。

5、结语

软岩巷道围岩控制技术 篇5

1 巷道破坏原因分析

(1) 巷道围岩岩性差, 应力水平高。

泵房围岩岩性以泥岩为主, 此类岩体节理裂隙较为发育, 且易风化、遇水易膨胀, 围岩整体强度较低。局部段为灰岩, 虽然岩块自身强度较高 (坚固性系数为6～8) , 但受断层构造影响, 围岩节理裂隙较为发育, 因而围岩整体呈现出软岩的特性。泵房实际埋深约600 m, 若上覆岩层平均密度按2 700 kg/m3考虑, 泵房所处位置原岩垂直应力约16.2 MPa (<20 MPa) 。断层构造影响使泵房处围岩应力水平增高许多, 若构造影响应力集中系数按2～3考虑, 则泵房处围岩应力超过30 MPa。

(2) 支护性能单一, 承载性能难以发挥。

虽然U型钢支架具有高阻、可缩和护表能力强的特点, 能够很好地控制高应力作用下巷道浅部围岩产生的强烈剪胀变形, 但由于以下原因, 仍无法满足泵房支护需要。①支架承载能力有限, 且支架承载特性很大程度上受支架—围岩相互作用关系制约;②支架的高强度、高护表能力能够限制巷道局部围岩的破坏、失稳, 但同时支架不可避免地存在难以适应围岩产生的局部大变形, 造成支架结构破坏、失稳[1], 致使支架实际承载力仅为理论承载能力的1/10～1/5, 甚至更低。

(3) 缺少底板支护。

大量工程实践表明, 巷道底板未采取控底措施的情况下, 一旦受到采动影响致使应力增大时, 对两帮和顶板施加支护后, 巷道底板往往首先成为巷道变形、破坏的突破口。在底板不支护的情况下, 巷道顶板移近量中有2/3～3/4是底鼓造成的[2]。过度的底鼓一方面威胁到安装在泵房底板设备的正常运行, 另一方面容易造成支护结构失稳, 支护失效。

2 数值模拟

针对42采区泵房实际地质采矿条件, 应用有限差分软件FLAC建立数学模拟模型, 分析U型钢支护、锚索+U型钢耦合支护以及锚索+U型钢棚耦合加控底支护条件下围岩受力和变形特征。

2.1 模型建立

综合考虑各方面因素, 建立平面应变模型, 模型尺寸为100 m×100 m (宽×高) , 共划分80 000个单元。模型下边界为固定边界, 侧面和上表面为应力边界, 上表面应力为16.2 MPa, 水平方向侧应力系数为0.7。本模型计算准则选用摩尔—库仑强度准则。工程岩体物理力学参数见表1。

2.2 不同支护方式下巷道围岩受力情况及变形分析

2.2.1 单一U型钢棚支护

在U型钢棚支护条件下, 巷道围岩应力场与位移场分布特征如图1所示。从图1 (a) 中可以看出垂直应力降低区范围较大, 且主要分布在巷道底板;从图1 (b) 可以看出, 巷道帮部较拱部变形要严重很多, 且总体的位移量较大。

2.2.2 棚索耦合支护

当采用棚—索耦合支护控制围岩 (图2) 时, 与单一U型钢棚支护相比, 实施结构补偿后巷道围岩低应力区范围明显缩小 (图3) , 结构补偿锚索能够充分调动深部岩体的承载能力, 在巷道浅部围岩中形成较为完整的承载拱, 从而使巷道围岩应力降低区范围大幅缩小。U型钢棚承受的弯矩也相应减小, 有利于支架的稳定, 棚索耦合支护条件下最大弯矩为1.1×105 N·m, 而单一U型钢棚支护条件下U型钢支架承载最大弯矩为1.8×105 N·m。另外, 从巷道围岩位移场可以看出, 与单一U型钢棚支护相比, 巷道围岩变形量明显较小。但是由于巷道底板未采取措施, 巷道底鼓仍比较严重。

2.2.3 高强锚网索控底

在棚索耦合基础上同时采用控底措施后 (即在底板间隔布置3根锚杆和2根锚索) , 巷道围岩的受力状态和位移变化如图4所示。巷道实施高强锚网索底板加固方案后, 在底板浅部岩体中形成较为稳定的承载结构, 缩小了底板低应力区范围, 减小了围岩塑性区。从巷道围岩位移场可以看出, 与未采取底板加固措施相比, 实施高强锚网索加固底板后, 巷道底鼓量大幅减小, 控底效果良好。

3 巷道支护方式确定

通过对巷道围岩进行数值模拟可以看出, 对于采区泵房类巷道, 支护形式主要遵循维护和保持围岩的残余强度、提高围岩残余强度和充分发挥围岩的承载能力的原则[3]进行设计。

对于巷道顶板和两帮, 主要采用小孔径预应力锚索[4], 配合U型钢支架进行支护。该支护方式利用耦合装置将锚索与支架耦合为一体, 充分调动深部稳定岩体承载能力, 实现对U型钢棚支护结构薄弱环节的合理结构补偿, 以提高U型钢支架结构稳定性, 使其更好地发挥整体承载能力。结构补偿基本参数:以36U型钢棚支护为基础, 在泵房拱部布置4根锚索, 间排距为1 600 mm×1 000 mm;帮部布置3根锚索, 锚索间排距为1 200×1 000 mm, 帮脚锚索距巷道底板300 mm。结构补偿锚索采用1860钢绞线 (Ø18.9 mm×5 000 mm) , 每根锚索使用1支K2350和2支Z2350树脂锚固剂, 具体支护参数如图5所示。

由于泵房围岩较破碎, 易风化, 遇水易膨胀, 架棚后需进行壁后充填注浆。一方面可以充实U型钢棚架后空间, 避免支架局部承载, 提高支架稳定性。另一方面, 通过壁后充填注浆提高围岩体强度, 改善围岩整体性, 充分发挥围岩体的自稳能力, 进而保证支护承载结构能够更好地发挥承载能力。每个断面布置7根Ø22 mm×1 200 mm注浆锚杆, 间排距均为1 600 mm。

巷道底板采用2种支护形式进行支护, 分为支护断面A和断面B, 施工时2种支护形式间隔布置。

(1) 底板支护断面A。

采用Ø20 mm×3 000 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆支护, 每根锚杆使用2支Z2350树脂药卷加长锚固, 配套使用1个140 mm×140 mm×10 mm鼓型托板。螺母预紧力矩不小于300 N·m。采用Ø8 mm钢筋网护表, 锚杆间沿巷道走向采用钢筋梯子梁连接成排。锚杆间排距为1.0 m×1.0 m, 具体布置参数如图6 (a) 所示。

(2) 底板支护断面B。

为了提高锚网支护结构的稳定性, 断面B用2根锚索替代2根锚杆, 底板锚索采用1860钢绞线 (Ø18.9 mm×5 000 mm) , 每根锚索使用1支K2350和2支Z2350树脂锚固剂, 配套使用400 mm长18#槽钢托盘 (孔径20 mm) , 中间附带1个100 mm×100 mm×10 mm平托盘, 锚具采用锁芯为两半的锁具, 底板锚索间排距为2.0 m×1.0 m, 具体布置参数如图6 (b) 所示。

4 支护效果分析

在巷道布置1个测站, 用以监测巷道的表面位移及锚杆的受力情况。

4.1 表面位移观测

巷道表面位移是反映巷道围岩稳定状况的综合指标。

图7、图8分别显示了泵房测站的累计表面位移、表面位移速度随时间变化情况。从图7可以看出, 泵房实施新型耦合支护技术后, 累计顶底板移近量59 mm, 两帮移近量55 mm。图7与图8显示, 巷道变形量多产生于实施支护方案的1个月左右, 此段时间泵房表面位移速度为1～2 mm/d, 随后逐渐减小。可以看出泵房扩修后1～2个月, 巷道围岩应力重新分布, 巷道周边围岩通过变形实现应力释放, 达到新的应力平衡。从现场观测可以看出, 巷道顶、底板移近量中, 顶板下沉量占主要部分, 巷道底鼓量很小, 表明泵房在实施高强锚网索底板治理技术后较好地控制了巷道底鼓。在实施耦合支护技术后, 泵房帮顶及底板变形均得到有效控制。

4.2 锚索工况观测

锚索测力计数值能够精确、直观反映锚索的受力情况, 锚索的受力能够较好反映巷道围岩应力分布特点及支架上载荷分布特征。从图9可以看出, 锚索安装后不久测力计数值立即变大, 之后一直维持在较高水平, 表明锚索受力状况良好, 能够提供较大的支护阻力。同时, 巷道肩窝与顶部锚索测力计数值较大, 两帮相对较小。反映出巷道顶板压力显现较为明显, 与表面位移观测结果相对应。

5 结论

(1) 对于原岩应力大、构造应力强的巷道, 单一支护形式已经很难有效抵挡巷道围岩的强烈变形。需要采用全断面联合支护以及增加支护材料的强度来提高支护结构的稳定性与承载能力, 以抵抗围岩的强烈变形。

(2) 在软岩巷道维护中, 不仅要加强帮顶维护, 也要重视对底板的治理, 无支护的巷道底板往往更容易成为巷道变形破坏的突破口。对于架棚支护巷道, 底鼓将对支架承载基础造成破坏, 使整个支护结构失稳, 需要进行结构补偿。

摘要：根据裴沟煤矿42采区泵房围岩地质特点及围岩破坏特征, 分析了原有U型钢棚支护存在的问题, 运用数值模拟软件FLAC对比分析了3种支护形式下围岩变形特征, 提出在当前地质条件下应采用U型钢棚锚索耦合支护技术方案。该方案的实施, 取得了良好的应用效果。

关键词：软岩巷道,耦合支护,数值模拟

参考文献

[1]荆升国, 谢文兵, 王涛, 等.动压软岩巷道U型钢—锚索协同支护技术研究与应用[J].中国煤炭, 2009 (1) :42-44.

[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, 1995.

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

软岩巷道围岩控制技术 篇6

百善煤矿已步入衰老矿井,沿空掘巷、提高回采上限、开采边角煤等因素,造成巷道压力增大,给巷道维护带来极大困难。6121改造风巷位于6121工作面中部断裂构造带中,位于6煤及6煤顶板,岩性多为粉砂质泥岩、铝质泥岩,岩性软,易风化,遇水膨胀率高,岩层倾角8°～30°。受煤系地层砂岩裂隙水的影响,局部出现少量的淋滴水,水压小于1MPa。该段大部区域岩石风化、松散、破碎,压力极大,底鼓明显(2～3天就必须卧底一次),两帮及顶部岩石向巷道内挤压,金属棚子变形严重。

从巷道的变形和破坏特点可以看出,必须根据巷道变形破坏特点和岩层条件采取合理的措施进行减压。巷道发生严重变形和破坏主要是岩性、围岩裂隙发育、地应力、动压等综合作用的结果。针对目前沿空巷道围岩应力环境复杂,巷道因受煤体原生裂隙和上工作面采动影响,顶、底板及两帮的围岩性质处于非对称性状态,巷道虽然处于应力降低区,但掘进期间的上覆岩体一定程度的下沉变形是不可抗的,此时保持巷道围岩的稳定性是至关重要的。

为了保持围岩的稳定性,使煤体在局部范围内充分卸压,缓解矿山压力,控制围岩变形量,修护区在6121改造风巷里段A25号点向里布置卸压槽试验,通过试验,证明这种方法控制围岩变形是有一定效果的。

2 卸压槽作用机理分析[1,2,3]

卸压槽是指在巷道帮部利用风镐或手稿开掘出一定宽度和深度的槽,其作用在于卸压槽开掘后,使巷道的围岩应力向煤体深部转移,扩大了帮部的卸压范围,吸收大量的围岩变形量,改变巷道围岩应力场的分布状况,减缓矿山压力对巷道的有害影响,从而保护巷道,见图1。

3 工艺参数

考虑到现场的实际情况,维护巷道的效果及切槽施工的可能性及方便,在A25点向里每间隔10m在巷道两帮开挖一条带状槽,槽宽300mm,槽深600mm,见图2和图3。切槽后要及时处理新暴露面,防止煤塌帮,两侧用木板护槽壁,中间打木撑固定,槽口用钢筋网封闭。同时布置表面位移点,在此期间设专人观测,观测周期为每3天一次。

4 监测效果分析

为了有效掌握卸压效果,设专人观测并收集相关数据,观测周期为每3天一次。通过对数据的分析与处理,得出巷道围岩收敛变形情况,见图4所示。

Fl、F2是位于无卸压槽段的巷道表面位移测点变形曲线,F3、F4、F5分别是处于卸压槽附近的表面位移测点变形曲线。从变形曲线图4中可以看出,有无卸压槽卸压的巷道段,巷道的表面位移变化量明显不同。

(1)井下试验表明,卸压槽能有效地减小围岩移近量,改变巷道围岩应力场的分布规律,使之处于应力降低区内,减轻矿山压力对巷道的有害影响,有利于巷道保持长期稳定,在一定程度上治理了巷道外部环境。

(2)对破坏变形较大的巷道,最好是掘巷和开卸压槽同时进行,把开槽当作掘巷的一部分,以达到生产管理、支护与卸压效果三者的统一。

(3)对于类似巷道,如果矿压较大、,可以尝试考虑在帮部、底板同时布置卸压槽,以减轻矿山压力对巷道的有害影响。

(4)该技术研究的应用,不但有效控制围岩变形和破坏,而且提高了巷道支护的可靠性,有利于矿井安全生产。

(5)该技术施工简单,对生产的干扰小,是矿井巷道维护的一种经济可行的方法,为其它同类条件矿井巷道的卸压提供借鉴和依据,具有重要的推广应用价值。

5 结语

(1)由于第一次尝试卸压槽卸压试验,对卸压槽的管理和认识还不充分,施工中部分槽切槽后未能及时支护,背帮不严不实,使槽间砌体承载能力减弱,稳定性降低,出现局部破坏情况。

(2)卸压槽的优化设计是卸压效果的关键因素。

参考文献

[1]蒋金泉,王国际等.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2007.220-223.

[2]王悦汉,王彩根.顶部卸压槽对软岩巷道稳定性的影响[J].井巷地压与支护,1990,(2):28-32.

软岩巷道围岩控制技术 篇7

1 软岩巷道围岩承载结构特征

软岩巷道围岩承载结构主要分为内承载结构和外承载结构, 其中内承载结构包括两类, 一类为锚喷支护结构, 另一类则是锚杆形成的组合体;而外承载结构主要是以部分弹性区和塑性区岩体为主体。其相应的围岩支护结构如图1所示 (R0为巷道半径;Rs为破碎区外半径;Rp为塑性 (软化) 区外半径;Ri为内承载结构外半径;Rbi、Rbo分别为外承载结构内、外半径) 。

由图1可知, 内外承载结构围岩所处的受力状态有所不同, 其区别主要在于:塑性软化及残余强度是内承载结构围岩的主要受力状况, 而外承载结构围岩则大部分处于弹性状态。

相比较而言, 外承载结构在围岩支护结构模型中占了较大比例, 能对围岩的稳定性起到较为积极的作用。由于外承载结构位于围岩应力增高区, 因而径向应变较小, 且随着远离巷道周边, 应变量逐渐衰减。内承载结构主要分布在围岩巷道的应力降低区, 与外承载结构相比, 承担的围岩应力较小, 但它对围岩的整体稳定性有着不可或缺的作用:不仅向外承载结构提供径向力, 而且对围岩的应力状态、围岩强度有了进一步的改善, 同时, 减弱了围岩的软化趋势及破碎区的变形, 保证了巷道围岩的稳定。内承载结构随着巷道支护而形成, 深部软岩巷道受高应力作用, 主要发生破裂膨胀变形, 变形速率大, 持续时间长, 变形量大, 变形时空效应明显, 表现出明显的流变特性, 强度及承载能力均大大降低[11]。

2 深部软岩巷道围岩承载结构的数值模拟

2.1 模型的建立

本文综合分析了各个软件的优劣, 选用了能较好考虑巷道围岩分步开挖以及适应非线性大变形问题的有限差分软件FLAC3D进行模拟。

采用半径为3 m的圆形巷道作为模拟对象, 假设埋深500 m, 水平布置, 开挖长度为50 m。假设岩体为均质体, 侧压系数λ取0.5, 采用平面应变模型。约束条件是左右边界水平约束, 铅垂自由;上边界设为应力边界, 载荷大小为上覆岩层覆岩所受重力, 约12.5 MPa;底边界铅垂约束。材料破坏模型采用应变硬化/软化模型 (Strain-hardening/Sof tening Model) 。计算参数:体积模量3 GPa;剪切模量1.38 GPa;内摩擦角30°;内聚力1.8 MPa;抗拉强度0.5 MPa;容重25 k N/m3。模型计算尺寸宽×高×长为60 m×60 m×100 m, 模型划分为28 800个单元, 30 261节点。在巷道顶板、底板和两帮每隔0.2m布置1个测点来检测巷道围岩的变形特征和应力状态。其数值模拟中所用岩体参数以实验室岩石力学实验结果为基础并参考文献[10]进行选取, 然后参考文献[12]进行适当折减。

2.2 模拟结果分析

(1) 围岩应力分析。从图2 (a) 和图3 (a) 可知, 巷道开挖后垂直应力分布在顶底板中出现一定范围的应力降低区, 同时两帮围岩应力升高, 产生垂直应力集中区, 最大垂直应力达21.05 MPa。从图2 (b) 和图3 (b) 可见, 巷道开挖后水平应力分布在巷道两帮形成应力降低区, 最大水平应力达6.7 MPa;顶底板出现应力集中区, 最大水平应力达8.10 MPa。

(2) 围岩变形分析。由图4可知, 巷道顶底板围岩位移主要集中在巷道周边3.0 m范围内, 顶板最大位移量27.7 mm, 底板最大位移量15.7 mm, 两帮最大移近量11.2 mm。由图5可知, 软岩巷道开挖后巷道顶底板位移量较为明显, 顶板发生冒落, 底鼓量也显著增加, 两帮位移量较小但浅部围岩发生明显的挤压型破坏。由图6可知, 距离巷道两帮2m范围内围岩位移变形速率最大, 围岩变形剧烈、破坏程度高, 而顶底板围岩位移量呈平稳变化。

(3) 围岩应力与应变之间的关系。根据围岩位移情况绘出如图7所示的软岩巷道围岩应变分析图, 结合围岩的应力和位移分布情况可得:软岩巷道开挖后, 在围岩2 m范围内产生较大应变变形, 深部巷道围岩水平应变和垂直应变均具有波状特征, 在空间上表现为拉张域与压缩域的交替出现。应力最大及最小峰值在巷道两帮与煤层顶底板中均得以分布, 其中峰值变化使得巷道围岩位移随之变动, 巷道两帮围岩的大应变区域集中在1.0 m左右的岩体内, 对应的顶底板围岩大应变区域集中在1.6 m左右的岩体内。

3 软岩巷道围岩外承载结构变化特征

巷道围岩外承载结构是在包含时间因素组成的四维条件下形成的。深部软岩巷道由于其埋深较大, 围岩四周所承受的应力也随之变大, 且由于围岩是软岩性质, 则在巷道周边易形成较大的破碎区和塑性区, 使得深部软岩巷道外承载结构的形成过程变得非常复杂。数值计算手段方便处理复杂地层结构下的围岩应力场, 只考虑单一岩体的流变参数。此次模拟开挖10步, 掘进工作面推进50 m。静水应力且埋深800 m条件下, 围岩初始主应力为20.0MPa, 把最大主应力超过24.0 MPa的区域当作应力集中区。本文选取离巷道掘进面同一条件下不同距离断面上的各最大主应力来分析 (图8) 。

从图8可以看出, 应力集中区域主要显现在巷道掘进面前方1, 3 m范围内, 掘进面后方应力集中区的范围随着工作面的远离则不断增大, 相应的围岩破坏范围、巷道变形量也出现一定程度的扩大与增加, 破碎区的围岩最终将会发生垮落, 无支护条件下巷道外承载结构难以自稳。外承载结构的发展是一个巷道周边围岩应力不断转移以及巷道围岩强度不断弱化的过程。开挖后掘进面前方已经出现应力集中区, 它是外承载结构形成的基础 (图8 (a—b) ) ;外承载结构渐渐形成的初期, 靠近巷道周边的内边界向外移动速度明显加快 (图8 (c—e) ) ;在掘进工作面后方10 m以上的区域, 外承载结构渐进形成的后期, 内边界位置不再发生明显变化, 主要表现为外边界外移和外承载结构的范围持续加大 (图8 (f—h) ) 。由此可见, 掘进面对巷道外承载结构的影响范围一般为巷道宽度的2~3倍。

4 结论

巷道围岩应力场是一个动态调整的过程, 通过围岩承载结构模型模拟得出以下结论。

(1) 深部巷道围岩水平应变和垂直应变均具有波状特征, 在空间上表现为拉张域与压缩域的交替出现。

(2) 距离巷道两帮2 m范围内围岩位移变形速率最大, 围岩变形剧烈、破坏程度高, 而顶底板围岩位移量却呈平稳变化。

(3) 无支护条件下外承载结构的形成初期主要表现为内边界 (靠近巷道周边) 向深部的快速运移, 后期内边界位置无明显变化, 主要表现为外边界范围的不断扩大。

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软岩巷道围岩控制技术 篇8

锚管注浆即是针对巷道内裂隙较为发育而难以维护的破碎顶板及帮部,采用注浆锚杆向裂隙内注入固化材料,以改善围岩的力学性能,提高岩体自身的强度,从而改善巷道的维护状况,我们称之为“支干系理论”,亦称“毛细血管理论”,也就是把注浆泵看成是“心脏”,通过高压注浆泵向围岩裂隙形成的类似血管内进行注浆,使破碎围岩通过水泥浆液充盈膨胀,进而胶结在一起,形成二次加固围岩,从而达到提高围岩自身支护强度的目的。

2 锚管注浆方案确定

传统的支护方法是锚网喷、架钢灌浆联合支护、加密U型钢支护等。以U型钢棚为主的被动支护形式承载着大部分的围岩应力,不能有效承载,极易破坏。

采用锚管注浆支护工艺,通过围岩注浆、胶结,提高其整体性,从而提高巷道围岩的承载能力,最大程度发挥主动支护的效能。

3 注浆参数选择

3.1 注浆材料的选择

注浆锚杆:采用内径Φ10mm的焊接管构成,管壁上钻Φ6mm的渗透孔。

注浆材料:主要采用以425#矿渣硅酸盐水泥作为加固围岩的注浆材料,水与水泥按重量配比为1:1.5。它具有可泵、速凝、早强等固化材料所需的特性。

3.2 注浆压力确定

鉴于-510m运输大巷的围岩破碎、裂隙发育程度等条件,采取最大为9.5MPa的注浆压力,并选用2TGZ-60/210型注浆机。

3.3 注浆孔布置

根据辽宁工大所作《清水二井煤矿煤层顶板稳定性分类报告》可知,我矿围岩松动范围在2.4～2.7m,平均为2.6m,属大松动圈范畴。经我矿现场实际测定,同时根据围岩裂隙发育程度不同,测定水泥浆液的渗透半径为1.0～1.3m,所以确定注浆孔间距为扩散半径。即

扩散半径=1.3×2×0.8=2.0m(渗透半径取最大值1.3m)。

注浆孔深为3.0m、注浆管长为2m、孔间距2.0m。

3.4 注浆量的确定

力求保证巷道围岩裂隙被充分填实,原则上压力范围内注不进为止,在注浆压力允许范围内我矿单孔最大注浆量(水泥)达到850kg。

4 巷道变形观测

4.1 观测点布置

在注浆前后分别对该巷道注浆段与未注浆段进行实测并记专人每5d观测记录一次。

4.2 u-d变化曲线

u-d特性曲线表明:注浆加固起到了良好的效果,延长了服务周期,注浆后注浆液将松散破碎围岩胶结成整体,提高了围岩强度,同时结合锚网喷及架钢支护,大大提高了支护的承载能力。

5 经济效益分析

5.1 巷道围岩强度提高

通过注浆加固,围岩强度大幅度提高,围岩变得坚硬完整,给锚杆提供了坚实的着力基础,使锚杆对围岩的锚固作用得到充分发挥。经检测,每根锚杆的锚固力都达到64kN以上,符合有关锚杆锚固力的测试要求。

5.2 巷道变形量减小

未注浆加固部分的巷道经50d测试,水平方向累计变形量超过了350mm,垂直方向变形量超过了500mm;在同样条件下,注浆加固部分的巷道经50d测试,水平方向变形量仅为140mm,垂直方向变形量也仅为150mm。可见,巷道经注浆加固后,巷道水平与垂直方向上的位移明显小于未注浆加固巷道,达到了增加巷道支护强度,延长巷道服务年限的目的。

5.3 有效地防止煤的自燃

我矿煤的自然发火期短,仅为3～6个月。注浆后,围岩裂隙中充满浆液结石体,使煤与空气隔绝,有效地防止煤的自燃。

5.4 经济效益明显

自2012年开始进行围岩注浆加固后,翻修周期延长至1.5a以上,并完全可使采用锚喷支护的巷道一次支护成功,避免了二次支护,支护费用每米降低了5 000元以上,且劳动强度低。同时计划在下一接续面实掘工作中采取取消U钢棚,成巷后外挂金属网,然后再增加200mm厚的二次喷浆,最后再进行锚管注浆,采用围岩注浆固化工艺后,把注浆工作推广至工作面的两顺槽等回采巷道,大大节省了巷道维护费用。

6 结论

注浆后不用再次进行翻修,减少巷道维护工作量,节省大量人工及材料费用。并减少了因巷道多次翻修、拉底,造成松动圈过大的不利现象。提高了大巷的整体力学性质,改善了支护和巷道围岩的相互作用关系,使巷道内支护层的结构更合理,承载能力更高,移近变化数据远远低于未经过注浆加固的巷道,大大延长了巷道服务年限。

摘要：为了解决软岩条件下巷道支护难问题,本研究根据具体地质条件,阐述了采用锚管注浆的方法对-510m运输大巷进行围岩固化,达到了增加巷道支护强度,减少了巷道维修次数,延长了巷道服务年限,取得了较好的技术经济效果。

关键词：软岩,锚管注浆,围岩固化,应用

参考文献

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[2]付国彬.巷道围岩破裂范围与位移的新研究[J].煤炭学报,1995,(3):304-310

软岩巷道底鼓控制技术研究 篇9

登封地区教学三矿主采的二1煤层受嵩山地质构造影响, 所开采区域煤层大多属于三软煤层, 选取其15采区轨道巷为例展开分析。该轨道巷沿煤层顶板掘进, 直接顶为细粒砂岩, 平均厚度10.34 m, 属于Ⅰ类不稳定顶板中的Ⅰb亚类;直接底板主要为砂质泥岩, 深灰色含星点云母, 具有斜层理, 平均厚度3.94 m。顶底板的岩性较软, 该巷道属于软岩巷道, 巷道在掘进过后1个月左右出现底鼓现象, 两帮呈现内收现象, 需要及时采取措施进行巷道维护。

1 软岩巷道底鼓破坏机理分析

1.1 巷道底鼓原因

软岩巷道底鼓现象的发生是一个物理、力学等多方面的复杂过程, 既与围岩岩性有关, 又与围岩力学运动关系密切。首先围岩岩性松散、软弱会导致其强度低, 易变形, 不易形成稳定结构, 若岩性遇水易膨胀, 也会造成围岩膨胀产生底鼓现象;其次, 巷道会受到多方面的外力影响导致底板产生底鼓变形, 主要有构造作用、覆岩压力、碎胀 (变形) 压力、支承压力及冲击地压等外在方面因素。由此分析15采区轨道巷发生底鼓的原因主要有:

(1) 巷道围岩岩性。该巷道直接顶为细粒砂岩, 属于Ⅰ类不稳定顶板中的Ⅰb亚类;直接底板主要为砂质泥岩, 属Ⅱ类松软底板, 部分在极软 (Ⅰ类) 和较软 (Ⅲa类) 范围内。巷道围岩岩性均较软, 强度低, 易失稳。

(2) 支护不到位。巷道因支护方式不合理, 所受的支承压力通过两帮传递到底板, 造成底板向巷道空间弯曲变形, 释放能量。

(3) 底板水。巷道掘进时, 地下水通过岩溶裂隙或底鼓突水的形式渗出或涌出, 造成底板遇水膨胀, 产生底鼓。

1.2 建立底板力学模型

该巷道沿煤层顶板进行掘进, 两帮均为原煤层, 巷道设计为矩形断面, 因此对巷道进行受力分析时可将其近似为对称受力状态。巷道的力学模型如图1所示。其中, a为巷道宽度的一半;k为应力集中系数;γH为原岩应力。

1.3 底板受力分析

根据弹性力学理论[2,3], 半平面体在边界上受集中应力F作用时 (图2 (a) ) , A点为巷道的边界点, 所得到的半平面体内任意一点N (x, y) 所受的应力为:

当半平面受分布应力时, 如图2 (b) 所示, 集度q (β) 的面力作用于边界, 任一点M处的应力分量为dp=qdβ, 则点M (x, y) 的应力为:

由式 (4) 可知, 微小集中应力dp=qdβ产生的相对于远点O处的相对沉陷为:

对式 (6) 进行积分运算, 可以得出沉陷值的大小与b、固定线性受压区c和岩石应力集中系数k有密切的关系。随着b增大时, 应力峰值向巷道围岩内部转移, 应力降低区逐渐增大, 巷道底鼓量显著减小;当b减小时, 应力降低区逐渐减小, 巷道底鼓量显著增大。应力集中系数k值和线性受压区c的变化同样对巷道的稳定有一定的影响。

通过以上分析可知, 提高围岩强度, 降低围岩应力, 选择合理的支护方式, 是减少巷道失稳变形的有效方法。

2 数值模拟分析

2.1 方案设计

以试验巷道的实际地质条件为基础, 结合理论的分析结果, 利用数值模拟手段分别对以下2种巷道支护方式进行对比分析:

(1) 方案1。采用锚杆+锚索+金属网联合支护方式对巷道进行支护, 布置方式如图3所示。锚杆20 mm, 长度为2.4 m, 间、排距均为800 mm;锚索17.8, 长5 m, 间距为1 m、排距为1.6 m。

(2) 方案2。全断面注浆加固。对围岩进行深、浅部注浆, 可提高围岩的强度, 降低巷道围岩应力, 提高巷道的围岩的整体性。

2.2 建立模型

选用FLAC模拟软件模拟分析, 根据巷道开挖的地质资料, 合理选择模型尺寸, 设置模型长、宽、高分别为80, 30, 60 m, 巷道断面为矩形。模型边界条件设置为:模型左右和下边界固定无水平位移, 模型上部边界受覆岩重力施加的均匀荷载。

为便于对模拟结果进行分析, 在巷道底板线向下每隔1 m设一个观测点, 记录巷道变形、应力等。

2.3 模拟结果分析

通过计算机模拟计算, 使模型支护达到平衡, 通过输出的观测点数据绘制巷道底板应力分布趋势图 (图4) , 便于对2种支护方案应力变化进行对比分析。

对图4进行分析可知, 相较于全断面注浆支护方式, 底板的垂直压力比联合支护后增大了一些, 增大幅度最大区域可达66.7%, 说明通过注浆充填围岩裂隙区, 增强了岩体的强度和整体性, 可以形成稳定的承载结构, 承压能力增强。

通过导出观测点的位移量数据, 绘制曲线趋势图 (图5) , 对比2种方案的移动量可明显的发现, 锚杆+锚索联合支护方式下巷道底板向巷道空间的移动量大于全断面注浆加固方式, 联合支护方案的巷道底板表面移近量可达20.1 mm, 是注浆加固方式的2.07倍, 而且发生位移的深度明显减小, 联合支护方式在底板以下7 m范围内发生明显的位移运动, 而全断面注浆方式在底板以下4 m范围内开始有明显移动发生, 这说明注浆方式对于该软岩巷道的支护效果更加明显。

结合数值模拟的结果进一步分析全断面注浆支护在该巷道的支护效果优于联合支护的原因。当巷道由原始状态到开挖形成巷道空间, 巷道围岩受施工影响, 在巷道周围形成围岩松动圈, 由于该巷道为软岩巷道, 围岩强度低, 易破碎, 难以形成稳定结构, 通常采用锚杆、锚索联合支护可以在一定程度上使围岩整体性增强, 但这种由支护材料形成的应力场并不稳定, 后期巷道受多方面外力影响依然呈缓慢变形趋势, 达不到理想的支护效果。而全断面注浆方式正是利用软岩巷道围岩裂隙发育丰富的特点, 采取深、浅孔高压注浆方式, 使浆液通过裂隙运移至巷道围岩一定范围, 充填裂隙空间, 浆液凝固之后会使破碎岩体重新胶结成整体, 从而提高围岩强度, 充分发挥围岩的自承能力, 有效控制软岩巷道底板的底鼓变形[4,5,6]。

3 结论

通过建立软岩巷道底板力学模型进行巷道受力分析, 同时运用FLAC数值模拟软件对巷道两种支护方案支护效果进行模拟对比分析, 可以得出以下结论:

(1) 通过力学模型分析可得知, 应力集中系数k值和线性受压区c的变化都会对巷道的稳定性有一定的影响, 应当尽可能提高巷道围岩强度, 减小围岩的集中应力系数, 从而减小巷道底鼓量。

(2) 使用FLAC数值模拟软件模拟锚杆、锚索联合支护和全断面注浆支护2种方式支护情况下底板变形量, 对比分析可得联合支护条件下, 巷道底鼓变形量比全断面注浆支护方式时大, 因此在软岩巷道使用全断面注浆进行加固控制底鼓。

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