破碎巷道

破碎巷道（共9篇）

破碎巷道 篇1

0 引言

随着煤炭开采强度的不断增加, 巷道掘进与维护工程量日益增多。尤其当巷道所处围岩地质条件复杂时, 巷道掘进后围岩多处于松散破碎状态, 高围压状态下围岩积聚了大量变形能, 使得巷道围岩表现出初期变形速率快、整体收敛、四周来压及强烈变形等特点, 传统单一支护方式很难达到围岩稳定性控制的目的。因此, 加强针对松散破碎围岩巷道支护技术的研究, 对于提升矿山生产安全性具有重要意义[1]。

1 松散破碎围岩巷道破坏机理分析

借由对过去煤矿松散破碎围岩巷道破坏资料的分析研究, 可知影响松散破碎围岩巷道稳定性的因素主要有三点, 分别为构造应力、高应力与动压、岩性差异。

1.1 构造应力影响性分析

对于松散破碎围岩巷道, 地下构造应力是影响其稳定的重要因素, 特别是通过断层等特殊地质构造时, 过高的构造应力极易导致围岩裂隙的进一步发育, 从而加剧围岩破碎性, 导致作用于巷道围岩支护体的变形压力及松散压力增大, 从而提升了围岩塑性范围, 使得巷道围岩出现流变或泥化现象, 对支护体的稳定及井下生产安全造成严重影响[2]。

1.2 高应力与动压影响性分析

以埋深200 m的深部巷道为例, 其在上覆岩层重量的作用下产生的主应力根据式 (1) 可知为5 MPa:

式 (1) 中, σ为地应力, MPa;γ为上覆岩层平均质量, kg (地质实测可知通常为25 k N/m3) ;H为煤层埋深, m。

而深部巷道围岩的抗压强度多在25 MPa以上, 稳定系数多为0.5左右, 这时在静压作用下巷道多难以维持稳定状态。而当处于煤层回采期间, 巷道动压系数会远高于巷道稳定时的静压系数, 多介于1.5~2之间。由此可知, 对于绝大多数深部巷道围岩而言, 其在高应力及动压的影响下巷道很难依靠自身围岩强度保持稳定, 所以必须通过一系列加固手段提升巷道围岩整体强度, 使其力学性能获得大幅改变, 从而有效实现巷道围岩的长久稳定, 为安全生产奠定基础。

1.3 围岩岩性差异影响性分析

在导致松散破碎围岩破坏的诸多影响因素中, 围岩岩性差异对巷道稳定影响显著。根据专业调查统计显示, 若巷道修建于灰岩、砂岩等高强度岩层中, 其稳定性往往不易受外界因素 (动压、高应力等) 的干扰, 而当巷道处于页岩、砾岩等强度较低的岩层中时, 其稳定性则往往极易受到动压影响进而出现变形破坏[3]。

2 松散破碎围岩巷道常见支护工艺

对于高应力松散破碎围岩巷道, 为确保其生产的安全、稳定, 依据巷道破坏状况有两种常用的合理支护工艺, 即锚注预加固联合支护、锚喷注联合支护。现对两种方案进行具体叙述。

2.1 锚注预加固联合支护

对于已发生围岩完全破碎的巷道而言, 其必须重新掘进全新的巷道以替代已彻底损毁的巷道。而对于新掘巷道, 在进行初次支护时必须对原有支护参数进行全面修订, 对锚杆材质及长度进行重新设计并将锚杆同钢筋和金属网等进行联合使用, 从而形成完整的联合支护锚网带。同时, 在初次支护完成后还应及时对锚网带进行二次喷浆加固, 从而进一步增强围岩整体性与强度。通过上述2次联合加固后, 新掘巷道基本可有效承载外部动压的作用。最后施工作业人员还可依据实际情况补打一定量的注浆锚杆, 进一步加强巷道稳定性, 从而有效保障井下生产安全。

2.2 锚注预加固联合支护工艺

对于出现裂隙但尚未完全破坏的松散破碎围岩巷道, 可通过锚注预加固联合支护对其进行加固补救。首先, 通过喷浆作业对巷壁表层裂缝进行封堵并通过打入巷壁的注浆管对壁后破碎围岩进行注浆加固。在注浆作业完成后进一步使用树脂锚杆与注浆锚杆对巷道周边围岩进行全方位深部围岩注浆加固。同时, 针对发生破坏变形的巷道局部位置还应进行独立的二次加固, 从而确保锚杆、浆液及破碎围岩的完美结合, 使三者成为有机联合体, 真正有效实现对围岩稳定性的保护, 为进行安全生产提供保障[4]。

3 松散破碎围岩巷道支护实例分析

龙马煤业南轨道巷道开拓过程遇断层, 断层岩层主要为泥岩和细粒砂岩, 受构造应力和环境水影响, 围岩裂隙极度发育、破碎严重。巷道原支护采用架棚支护方式, 这种方式无法对周边围岩进行有效主动加固, 使得煤体受采动影响严重, 从而导致棚后的空帮、空顶现象频发, 围岩无法有效构成完整承载体, 巷道掘进过程中变形现象严重, 对井下生产的高效开展造成了严重威胁。鉴于此, 通过相关围岩支护理论的研究并结合龙马煤业南轨道巷道实际地质条件, 提出巷道喷锚注联合支护方案。

3.1 联合支护方案

a) 预注浆加固。工作面两帮分别布设两注浆孔, 注浆孔距顶 (底) 板和煤壁分别为500 mm与250 mm, 向巷帮内倾斜20°, 注浆孔孔深6 000 mm, 间距1 000mm, 孔径42 mm。钻孔注浆每3 200 mm (4个掘进循环) 为1次注浆循环;

b) 煤帮喷混凝土。向巷道两帮喷涂厚度10 mm左右的混凝土涂层, 对裂隙进行封堵的同时, 确保锚杆预紧力达标;

c) 锚带网锁联合支护。巷道断面为矩形断面, 尺寸4 200 mm×3 500 mm。顶板选用左旋螺纹钢锚杆、3 200 mm W型钢带及金属网实施联合支护。锚杆长度2 500 mm、直径20 mm, 配备直径28 mm的树脂药卷加长型锚固, 锚杆布设间排距为750 mm×800 mm, 共布设5根;锚杆长度2 500 mm、直径20 mm, 配备直径28 mm的树脂药卷加长型锚固, 锚杆布设间排距为800mm×600 mm, 共布设3根;巷道两帮选用右旋螺纹钢锚杆、2 800 mm M型钢带及金属网实施联合支护, 锚杆长度2 500 mm、直径20 mm, 配备直径28 mm的树脂药卷加长型锚固, 锚杆布设间排距为800 mm×600mm, 共布设4根;顶板依照五2- 1- 2的形式布设长锚索进行加强支护, 锚索长度8 300 mm、直径15.24 mm, 布设在钢带之间, 并配合托盘共同使用, 布设时锚索间排距1 600 mm×800 mm;

d) 锚杆注浆加固支护。在巷道顶板上每间隔3排螺纹钢锚杆布设1排注浆锚杆, 对煤体进行注浆加固。注浆锚杆长2 000 mm、直径25 mm, 注浆孔深2 000mm、孔径42 mm。同时在巷道两帮依照800 mm×3 200mm的间排距分布设3个注浆孔。

3.2 支护效果分析

依照方案进行支护作业后对巷道围岩变形进行检测, 图1为巷道围岩变形量示意图。通过图片分析可知, 通过支护作业, 巷道两帮及顶底板变形均获得有效控制, 两帮变形最大25 mm, 顶底板移近量最大60mm, 均处于安全控制范围内, 支护取得了理想效果。

4 结语

松散破碎围岩支护问题作为深部巷道支护中极为常见的安全问题之一, 对井下生产的安全高效开展有着严重威胁。因此, 对于矿山企业而言如何通过科学、合理的支护工艺实现此类巷道的有效支护, 对于保障煤炭生产的持续与安全进行意义显著。作为一名合格的煤炭技术人员理应投身相关工艺的探索中, 从而为中国煤炭产业的长久发展提供保障。

参考文献

[1]王清标, 张聪, 王辉, 等.松散破碎岩体锚固与监测技术应用研究[J].防灾减灾工程学报, 2014 (6) :771-777.

[2]亓忠明.高应力松散破碎围岩巷道支护技术研究[J].能源与节能, 2014 (6) :178-180.

[3]刘晓宁.松散破碎半煤岩开拓巷道围岩变形破坏机理及控制技术研究[D].徐州:中国矿业大学, 2014.

[4]汪占领, 林健.松散破碎煤巷高预应力锚杆支护技术研究及应用[J].煤矿支护, 2014 (1) :18-20.

破碎巷道 篇2

关键词：煤矿开采；巷道；断层破碎带；水害；治理技术；防治水措施；研究

前言

煤矿开采的过程中，对矿井水实施防治措施能够避免水害事故，其不仅可以有效的提高矿井生产的安全性，是十分重要的安全保障条件之一，也能够减少井涌量，减少生产成本，充分利用自然资源。但是实践的煤矿生产中，由于矿井的结构特殊，水文地质基础不佳，各种水害防治技术的应用不足，或者煤矿企业领导对于防治水方面的工作不重视等因素，使得水害的治理效果不理想，水害事故出现的概率居高不下，对其进行深入的研究是十分有必要的。

1.巷道过断层破碎带常用的防治水技术

1.1物探技术

物探技术在过断层破碎带防治水中的运用主要包括两种，即地质雷达法和瑞利波法，二者的性质、特点的等，均有较大的差异，其中地质雷达法是运用了广谱电磁技术，先在介质的表面发射电磁波，再利用相应的设备收集其反射后的信息，对其接受的信息进行法深入的分析后，即可以推断出探测对象的形状，并掌握该地区的地质现象。该技术的优势在于探测的距离较大，可以达到50m；而瑞利波法的技术基本工作机制是先全面检测各种频率成份瑞利波的不同传播速度，再推断探测对象的基本情况和性质，适用于探测煤巷。该技术的特点在于施工操作较为简便，探测的准确性较高[1]。

1.2钻探技术

井下钻探过程中进行的探水工作，某些情况下无法直接运用巷探方法，包括老空水区、断水断层、陷落柱等，需要将钻探和巷探有机结合起来。如果情况允许，可以采取巷探方法，需要先设置超前探水钻孔，其钻进方式分为单巷掘进巷旁探水、双巷掘进单巷探水两种。其中单巷掘进，巷旁探水适用于大巷、总回风巷。当实施单巷掘进时，应把机房设置与巷道的两边。在巷道两侧进行施工时，即能够及时的掌握周边水害情况，并及时控制；双巷掘进单巷探水的方法一般适用于两条平行巷道掘进的情况，一条可以选择超前掘进的方法，其迎头即能够作为机房，开展各项探水活动，另一条巷道则选择掘进滞后，无需进行探水活动[2]。

2.防治方案

2.1设置隔离设施及排水系统

由于矿井的井底、两翼部位十分薄弱，容易出现井涌现象，需要将其进行隔离，在设计水平延伸工作的過程中，应结合矿井的基本情况选择相应的设施，包括防水闸门等，等处实现一定的隔离，在进行水平延深设计工作中，应选择合理的隔离设施，如防水闸门的选择等，还需要保障矿井的水平排水能力超过3000m2/h，强化其抗水灾的能力。下山采区等部位，地势及较低，水害的情况会更加严重，需要在开采掘进的时，需要在开采区内做好排水措施，并保障期排水能力。另外，还可以在采区内适当的位置设置泄水巷，提高其泄水性能，布置回采巷道是，其方向应根据腰线伪倾斜，呈上山的方向。

2.2确定探水警戒线

确定合理探水警戒线不仅需要完全掌握了巷道前方断层、陷落柱等部位的导水性，还需要全面了解其构造情况。但是实践的情况是掌握其结构较为困难，需要在掌握巷道前方断层、陷落柱等部位的导水性后，直接确定探水警戒线。首先因全面考量断层之间的落差，确认其宽度应比平行防水煤柱线大20m～100 m。如果巷道达到了警戒线，应开展超前探水工作，推算出出断层的具体位置，并结合断层的情况，合理选择适合防水煤柱及有效的注浆加固措施[3]。

2.3底板注浆加固

矿井的巷道在掘进的过程中，如果存在水文地质条件较为复杂的地区，地下水的施压大于安全水压，即巷道底板的厚度不足，不能完全达到安全隔水的效果，需要强化探测工作，掌握地质构造和水文地质资料，根据获得的各项资料，制定相应的注浆加固方案，强化地板的安全性。

2.4做好巷道的支护工作

一些矿井所在的地区其水量较大，水文地质较为特殊，且水压高，单纯的注浆加固巷道底板并不能完全保障其安全性，还需要做好巷道的支护工作。在巷道掘进的过程中也能有效的避免涌水问题，因此需要在加护地板，并保护底板的基础上，使用锚杆进行支护，不破坏底板的同时，强化其支护能力。另外，水害较为严重的相邻的煤层，在断层的两盘，需要结合断层的情况确定合理的留设煤柱宽度：如果断层落差超过1.5 m ，上盘断层煤柱的宽度需要超过20 m ，下盘则需要超过15 m，如果断层落差在1.5m以内，并出现了导水现象，煤柱的宽度需要超过15m。

3.总结

煤矿开采的流程十分复杂，矿山所处的环境一般较为恶劣，且地质条件特殊，各种条件均受到较大的约束，容易出现井涌的情况，影响矿山的生产安全，需要采取有效的防治水措施，排除各种安全风险。本文仅从一般的角度分析了几项防治水技术，实践的管理过程中，还需要安全管理人员先全面掌握煤矿的各项情况，合理选择防治水技术，并制定科学的防治水措施，提高煤矿的安全性，避免出现水害事故，降低生产成本，也为企业带来良好的经济效益和社会效益。

参考文献：

[1]邹光华，张凤岩，宋彦波.巷道过含水断层破碎带的注浆加固技术[J].煤炭科学技术.2010下8（06）：50-53.

[2]高明中，韩磊，高新亚.巷道组过断层围岩控制技术研究[J].安徽理工大学学报（自然科学版）.2010，30（03）：17-22.

巷道破碎顶板支护技术方法与优化 篇3

关键词：顶板支护技术,破碎顶板,锚杆支护,预应力锚索桁架支护技术

伴随着平顶山煤田开采的高度和开采强度的增加, 巷道的断面也在逐步增大, 导致大断面巷道顶板的稳定性问题越来越突出, 这不仅仅加大了工程量以及维护难度, 还造成矿井生产的接续紧张, 限制了平顶山煤田的又好又快发展。平顶山煤田的大断面巷道破碎顶板失稳和变形问题, 给安全生产带来了极大的隐患。弄清巷道顶板失稳和变形的原理, 并且使用合理的控制方法, 改良顶板的受力状态以及围岩环境, 会给煤矿的安全高效生产带来重要的保证。

1 工程的地质环境特征

平顶山煤田位于河南省中部平顶山市, 是我国13个主要煤炭生产基地之一。平顶山煤田处在市区东部, 北依焦赞山, 南临平安大道, 东与许昌市襄城县毗连, 距许平南高速公路7公里, 西距市中心11公里, 311国道、孟 (庙) 宝 (丰) 铁路穿境而过。矿区铁路专用线从储煤仓直达田庄集配站和武汉铁路局平顶山东站, 与孟宝铁路相连, 矿井的年生产能力约1 000万吨, 是我国国内大型现代化高效高产的矿井。

平顶山煤田现在主要采煤层是2#煤, 2#煤层一般厚度7.27m左右, 通常倾角为10°。2#煤层顶板节理裂缝发育, 遇到水容易变软。煤层当中节理发育, 顶板的围岩破碎, 受开采和扰动的影响, 节理非常容易改变成裂隙, 从而导致顶板和煤层片帮冒落。平顶山煤田巷道的掘进是以沿顶板掘进为主的, 当中大断面巷道占据全矿井井巷的3/4以上。

依照2#煤层顶底板岩性以及物理力学特征测试, 2#煤层顶底板岩性是泥岩、粉砂岩以及炭质泥岩。直接顶一般可以分成两个岩性区, 也就是粉砂岩泥岩区和砂岩区。砂岩区是细粒砂岩和粗粒砂岩, 岩石大多比较完整, 裂隙不很发育, 属于中等易冒落比较稳定的岩层。粉砂岩泥岩区是砂质泥岩、粉砂岩, 岩石很完整, 质地较软, 节理裂缝很少, 属于中等冒落比较稳定的岩层。底板除了井田中部 (十六线到五十二线间) 大多是细粒砂岩外, 剩余的全是粉砂岩, 泥岩排第二, 岩石比较完整, 裂隙、节理不是很发育, 属于中等比较稳定的岩层。

2 顶板的失稳特征以及分析

依照现场调研情况, 矿井破碎顶板失稳特性主要有以下两个原因:

2.1 地质构造的因素

西部地区强烈的断裂活动和结构变形通常会导致破碎岩体。受到地震的影响, 破碎岩体非常容易松弛, 解脱咬合, 结构的联结减弱, 容易出现滑落。平顶山煤田的巷道一般是沿着2#煤层顶板掘进的, 2#煤层顶板伪顶是碳质泥岩, 遇到水非常容易膨胀和弱化, 并且层理发育, 容易破碎。2#煤层顶板直接顶是粉砂岩, 拥有显著的垂直节理与水平层理, 各个节理之间泥质胶结不是很牢靠, 形成很多的滑面, 这些滑面成为这段顶板岩石的弱面, 在垂向载荷的作用下, 会演变为局部失稳。而且直接顶到泥质胶结的粉砂岩很不均匀的, 这层非稳定的岩层对顶板岩层的变形和破坏起到了一定保护作用, 在粉砂岩层变厚区域其厚度超过了巷道锚杆锚固的高度, 非常容易导致顶板失稳和垮落。

地质动力以及地下水作用导致岩层移动突变和变异, 很容易导致围岩裂缝发育, 岩体的整体性遭到破坏, 这对顶板岩体的稳定性是非常不好的。

2.2 支护设计因素

巷帮的损坏直接影响到顶板的稳定性。平顶山煤田巷道两帮出现软弱夹层, 受到采动的影响, 巷道强度比较弱的薄弱层结构体首先屈服变形, 并且对巷帮造成了一定的水平拉应力, 导致巷帮承载能力降低, 假如巷帮设计的锚杆强度比较脆弱, 就会导致围岩的损坏程度增加, 顶板失稳。如平顶山煤田Y110205上运巷两帮的设计就应用了玻璃钢锚杆进行支护, 因为其强度很低, 在采动的影响之下, 玻璃钢锚杆大部分都被拉断了, 导致巷帮失稳, 围岩应力再次分布, 顶板在靠近煤壁断裂, 出现巷道局部 (漏) 冒顶的事故。

巷道的断面不一样, 其空间位置下围岩的应力分布也不相同。平顶山煤田回采巷道的断面全是异矩形的断面, 在巷道的肩窝处, 岩体破碎非常严重, 如果不增强支护, 受采动影响很容易使肩窝处的煤帮和顶板被破坏, 导致失稳的顶板出现断裂的事故。

3 治理措施以及解决办法

平顶山煤田运用集团倡导的“大范围控制和小范围 (局部) 治理”的理念, 以及西安科技大学提出的面对多层次多目标的支护体系和模式, 有效的改良了巷道的顶板稳定性。

3.1 建立巷道顶板超前地质保障系统

矿井的巷道支护和设计一定要建立在可靠、充分的超前地质保障的技术基础之上。探测开采地质条件, 创建超前的地质保障系统, 能够帮助搞清巷道顶板变形和失稳的内在因素, 查清地质因素对矿井开采时顶板稳定性受影响的程度, 对地质量化进行预测, 用钻探、物探等技术方法, 实现生产地质顶板工作的动态管理, 及时调整工作面和巷道支护参数, 最大程度上减少支护成本, 保障矿井的高效安全开采。

3.2 建设矿井顶板动态控制系统

平顶山煤田实行区域的责任制, 强化现场的施工, 并且对施工以后的锚杆 (索) 做锚杆 (索) 拉拔实验进行支护效果的检查, 与此同时增加矿井回采巷道以及掘进巷道顶板变形失稳的日常检查。在掘进巷道和回采巷道, 每五十米布置一组“十字布桩”以及顶板离层观测站, 对巷道的顶板离层量和顶底板变形量进行常规检查, 保证可靠数据的提供, 并且对日常检查数据汇总成报表, 每周都进行分析和总结。对顶板变形和失稳的区域, 运用“黄、橙、红”顶板维护的管理模式。

3.3 增强科研合作模式先进的检查和反馈技术

平顶山煤田和西安科技大学合作, 开展了“大断面巷道岩层控制技术支护研究”以及“缓倾斜特厚煤层大采高开采工艺的运用研究”, 建立产-学-研的合作方式, 引进了先进的检测和反馈技术, 给科学地进行巷道冒顶防治和顶板支护决策提供科学的依据。

4 结语

平顶山煤田巷道顶板稳定性控制已经研究出一套合理的支护技术, 能够有效地防治因破碎岩层结构组合恶化而导致的冒顶失稳, 但是, 破碎顶板岩体失稳还有很多的不稳定性和多变性, 需要在实践中进一步的优化支护技术, 为积极主动支护创造有利条件。

参考文献

[1]王思锦.中国岩石力学与工程学会第七次学术大会论文集[C].北京:中国科学技术出版社, 2010 (3) :289-292.

破碎巷道 篇4

关键词：水灾害防止；巷道过断层破碎带；注浆；应用

中图分类号：TD745 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2014）23-0060-02c

在煤矿生产过程中，安全生产一直是广大煤矿工作者关注的首要问题。随着社会上各行各業对煤炭的需求量的增加，矿井的深度也越来越深，这就使得渗水问题对矿井安全生产的影响越来越大。为了避免出现突水淹井现象的发生，结合多年的工作经验，对注浆堵水施工工艺、注浆施工控制以及注意事项进行介绍，供相关的人员借鉴。

1 对于煤矿井下涌水的处理措施

在煤矿建设的过程中，对于矿井中的淹井问题，需要在最短的时间内进行处理，不然无法恢复正常的掘进施工，对于煤矿建设的工期等都有一定的影响。对井中涌水越早的进行处理，就能避免巷道在水中浸泡而自身性能降低，及时的处理能减少后期的维修费用，增加煤矿生产的安全性。所以必须按照科学合理的涌水处理措施，才能及时的将井中的涌水进行处理，尽快的恢复正常施工。一般来说，对井下的涌水处理方式有三种，分别是排水、截水以及堵水，对于排水方案来说，成本太高，并且排水对淹井处理效果不明显；利用截水方式，需要对水源位置进行确定，这不但需要花费大量的工作，还需要更多的经费，在确定涌水源头方面也较为困难。所以，一般情况下，对于大埋深矿井的突水淹井处理都采用堵水的方法。

2 过断层破碎带注浆堵水施工工艺流程

在巷道过断层破碎带的注浆堵水施工，主要分为以下几个步骤。

①建立造浆场所，一般都是选择掘进工作面进行，这样对于注浆施工更加的便利。同时将水玻璃以及水泥浆等用矿车运送到井下的工作面上，其中水泥浆用贮水泥浆桶装，用贮水玻璃桶装水玻璃。

②严格的按照配置比进行水泥浆与水玻璃的配制。

③用注浆泵，将配置好的泥浆混合液通过注浆管注入到注浆孔中，一般都采用高压的方式，这样可以将泥浆注入到岩层的裂缝中。胶结后就能形成胶结体，具有一定的强度，并且隔水性能极强，能起到良好的堵水效果。

3 在水灾害防治中注浆技术的应用

应用注浆堵水技术来防治水灾害，在施工的过程中主要体现在超前探水、构建止浆墙、布置注浆孔、注浆段长度选择以及注浆相关的参数确定等方面。

超前探水是注浆堵水施工中不可缺少的基础施工，对后续施工的质量有重要的意义。在进行超前探水过程中，首先要进行打探水孔，并正确的取出岩心，根据岩心判断岩层，在打好探水孔后，进行简易的注浆，方便后续施工顺利的进行。一般来说，探水孔固管试压压力可以是静水压力的两倍，在探水孔口需要安装防喷装置、阀门以及压力表等。

对于止浆墙的构建，一般采用C25混凝土进行制作，墙体的厚度以及嵌入巷道断面的深度要根据具体的情况来定。在止浆墙的四周要打下很多小的注浆孔，并在这些孔中预制相应的排水管，方便将水排导水仓中，这样才能为止浆墙的制作提供更好的条件。另外，还需要用水泵将排到水仓中的水排出。

对于注浆孔的布置，需要在止浆墙外选择一个适当的位置，沿着止浆墙的周围进行合理布置，一般来说，需要布置7个左右的注浆孔。在打注浆孔的过程中，需要用一定型号的钻机以及钻杆、钻头，保证每一个注浆孔钻好后用高压球阀进行锁口。在这个过程中，还需要利用注浆孔超前探水技术，对矿井中用水穿过的地段地质情况、用水实际情况、水文地质等进行详细的了解，这样就能为后续的注浆孔深度等参数的确定提供有利的信息。

在注浆施工中对于注浆参数的选择以及应用，主要包括注浆压力、注浆量以及注浆浓度等方面。对于注浆压力控制方面，首先要保证注浆的质量，并保证压力能将泥浆注入到渗透范围中，一般采用1.0倍左右的静水压力当做起始压力，并逐渐的增加到1.3倍左右的压力，对于注浆的最终压力一般采用2～3倍的静水压力。为了在注浆的过程中避免材料的浪费，降低施工的成本，可以用间歇式注浆法或者先大后小的吸浆量对渗透的范围进行控制，使注浆压力的增加过程是一个持续的缓慢的过程。对于注浆浓度的选择，需要根据工程的实际情况来定，在同样的情况下，注浆的浓度越小，渗透的距离也就越大。对于注浆量的控制，首先可以根据有关的公式大致计算出注浆量，在注浆压力逐渐增加的过程中控制好注浆的速率。

4 施工过程中需要注意的事项

利用巷道过断层破碎带注浆堵水技术进行防治水灾害施工过程中，需要注意的事项主要表现在以下几个方面：①在进行浆液的配制过程中，操作人员要佩戴专用的防护，避免其对皮肤以及眼睛的刺激。②在注浆孔端的注浆装置拆除过程中，要严格的按照拆卸先后顺序进行，防止由于拆除顺序不当而导致的高压喷浆伤人现象发生。③严格的控制施工材料质量。④对于注浆材料的选择方面，需要根据工程的实际情况，选择多种注浆材料，并通过实验对比，选择合适的材料。⑤对于高压注浆进行过程中，压力表达到极限值后要立即停止注浆，并进行适当的降压操作，这样能够防止注浆管路中相关设备、阀门受损。⑥在注浆施工的整个过程中，要对各项原始数据进行记录、统计、存档，便于注浆工程施工的评定工作。⑦在注浆过程中，要加强质量监督工作，对于发现的新问题需要及时的进行解决，保证注浆施工的安全性。⑧在注浆施工结束后，需要随机的对注浆孔以及相对薄弱的施工环节进行检查，做压水试验或有无漏水实验，检验逐渐施工的质量，并结合施工中各项原始数据，做出相应的效果评定。

5 结 语

随着煤矿矿井深度以及开采范围的不断扩展，对煤矿安全生产提出了更高的要求，针对煤矿建设中的突水淹井现象，本文提出了在过断层破碎带注浆堵水的施工工艺，通过这一工艺，可以处理矿井涌水，并及时恢复施工生产，保证了煤矿安全生产，为煤矿的安全生产做出了巨大的贡献。

参考文献：

[1] 姜文富.白象山富水铁矿深埋巷道围岩稳定性树脂模拟与吐水防治优化[D].青岛：青岛理工大学，2009.

[2] 苏晓健，周世轩，张鹏，吕东超，等.靳亚东.巷道过断层破碎带注浆防治水技术研究[J].中州煤炭，2013，（8）.

破碎巷道 篇5

某矿2106工作面采用走向长壁式一次采全高采煤法, 大巷采用皮带运输, 皮带提升, 工作面采用单体液压支柱配合金属顶梁支护。2号煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩, 厚度为1.20~4.00 m, 平均厚度为2.30 m。底板为黑色泥岩、砂质泥岩, 厚度为1.50~6.30 m, 平均厚度为3.20 m。受区域构造控制, 本井田总体为一轴向北西的背斜构造, 地层倾角一般5°~8°, 局部达25°左右。井田内发育17条断层及1条背斜, 未发现陷落柱及火成岩构造, 其中, F1正断层位于井田西部边界一带, 走向N10-18°W, 倾向NE, 倾角70°落差H=210 m, 向南、北均延伸出本井田, 区域延伸长度达10 km。井田内2号煤层巷道揭露。构造应力作用下巷道围岩裂隙发育, 顶板破碎。

2 破碎顶板巷道失稳规律

2.1 巷道原有支护方式

采用网喷支护形式来用于回风大巷断面设计, 局部区域采用锚索加强方式支护。网片的搭接间距为100 mm, 用钢丝网进行固定, 采用矩形布置, 锚杆的参数为20×2 000 mm, 规格为800 mm×800 mm, 外露长度为50 mm, 用型号为CK2350锚固剂进行锚固, 每根锚杆配2卷锚固剂。原支护方案采用36U型钢、混凝土喷层、钢梁支护。36U型钢间距为500 mm, 采用普通强度连接件连接半圆拱钢梁与直腿钢梁, 搭接长度400mm。钢筋网搭接长度为100 mm×100 mm, 钢筋网底部连接处两边各安设4对卡子, 钢筋网顶部安设2对卡子。采用强度等级为C20混凝土进行喷层支护, 喷射厚度为150 mm,

2.2 U型钢支护数值模拟分析

从图1可以看出, 由于U型钢刚度低, 并且底板支护没有到位, 底臌量的增加, U型钢底部发生弯曲, 削弱对围岩控制作用。巷道底臌量可达250 mm, 底臌量较大的原因在于U型钢无法对巷道底板进行有效支护。巷道底臌引起围岩流变, 进而导致巷帮发生位移, 最终引发围岩失稳。

基于上述分析可知, U型钢支护存在如下问题。

1) U型钢难以对破碎顶板有效支护。由图1可以看出, 西回风大巷承受构造应力较强, 且随埋深增加围岩松动范围增大, 这对于巷道的维护来说很重要。从力学角度来看, 巷道开挖后, 顶板围岩在拉应力作用下断裂、冒落, 节理裂隙进一步发育, 导致U型钢难以接顶, 不能有效提供径向应力, 难以控制破碎区发展。

2) U型钢支架不能提供主动支护力。U型钢的顶部与周围岩石没有密切贴合, U型钢不能起到立竿见影的支护效果, 只有周围岩石发生一定的形变之后, U型钢才能起到支护作用, 当支护强度达到200 k N/m2以上时, 对周围岩石的形变才能起到支护作用。只有及时地向周围岩石给予充分的支护, 才能保证巷道的安全。

3) U型钢支架不适应滑动破碎围岩巷道非对称变形特征。U型钢支架支护难免与周围岩石存在空隙的现象, 不规则、破碎的岩石与U型钢不能完全无缝的贴合, 这样就存在U型钢受力不均引起局部承受过多, 导致连接件偏载、移动, 当U型钢连接件受力超过自身强度时出现损坏[1,2,3,4]。

4) 底板缺少有效支护措施。巷道底板的支护不足使得底板迅速隆起, 这样U型钢两边的支架会向中间移动, 当产生这种移动后, 导致U型钢两边的底角不牢固。当将底板隆起部分铲除时, 使得两边支架更加松动而产生移动, 因此U型钢难以发挥支护承载作用。

由此可见, 将U型钢用于周围松软破碎、围岩不完整的岩石巷道, 并不能给予充足的承载力去支护巷道, 发挥不了U型钢本身的作用。而U型钢集中受力, 导致其整体对周围岩石的承载力降低, 使用寿命变短, U型钢毁坏。

3 支护方案及工业性试验

基于普氏理论, 顶板自然平衡拱下方围岩采用“预紧力锚杆联合钢带、金属网”支护, 目的是将原有单根锚杆点支护扩展成为面支护, 防止自然平衡拱下方岩层离层、垮落, 将拱下方岩体组合为次承载层与自然平衡拱上方联系。因此锚杆长度至少应大于冒落区域, 锚杆拉力之和应不小于冒落拱下方岩石重量。改进支护方案如图2所示, 采用锚杆、锚索、W型钢带、混凝土喷层联合支护。采用MSGLD-335/22×3 000型锚杆, 预应力不小于5 t, 顶板锚杆间排距750 mm×750 mm, 帮锚杆间排距750 mm×750 mm, 底角锚杆在高帮一侧与水平线夹角为30°, 低帮一侧为45°, 形成不对称底角锚杆支护。金属网搭接长度100 mm, 均匀布置。采用强度等级为C20混凝土对巷壁喷射支护, 厚度150 mm。在巷道顶板中心及量肩窝处安设规格为17.88×6 300 mm预应力锚索, 预应力不小于300 k N。经工业性试验, 顶板下沉量大大降低, 仅为48 mm;巷道底臌状况也大大改善, 最大底臌量仅为62 mm, 围岩稳定性增强, 取得良好支护效果。

注:岩层角度变化时, 应调整各锚杆角度, 尽量增大锚杆与岩层面的夹角。

4 结语

通过对巷道周围滑动破碎的岩石形变特点以及原支护的U型钢受力分析, 针对具体的破坏特征提出“不对称底角锚杆联合锚索支护技术”, 同时也进行了实际施工的应用, 取得了较好的支护效果。

参考文献

[1]张成.谢桥煤矿13118工作面2#陷落柱及影响区的煤岩特征[J].华北科技学院学报, 2009, 6 (2) :19-22.

[2]华心祝, 谢广祥.极软岩巷道锚注加固注浆材料研究与应用[J].岩土力学, 2004, 25 (10) :1642-1646.

[3]刘长武, 陆士良.水泥注浆加固对工程岩体的作用与影响[J].中国矿业大学学报, 2000, 29 (5) :454-458.

松软破碎岩层巷道底鼓控制技术 篇6

巷道底鼓是软岩巷道围岩变形和破坏的一种主要方式。大量的实测资料表明, 在底板不支护的软岩巷道中, 巷道底鼓量可占到巷道顶、底板移近量的70%以上, 巷道维护工作量中有50%是用于防治底鼓。因此, 长期以来防治巷道底鼓一直是矿井巷道维护的重大难题之一[1,2]。同时, 底板的稳定性显著影响两帮及顶板的变形和破坏。可见, 控制底鼓是软岩巷道支护中的一项关键技术。

1 概述

某矿8206为八盘区带式输送机巷, 服务年限很长。巷道布置在煤层中, 沿煤层底板掘进, 巷道平均埋深约650 m。煤层顶底板岩层情况如表1所示。由于煤层松软, 底板破碎, 地应力较大, 8206带式输送机巷底板变形严重, 底鼓量高达600 mm, 致使带式输送机无法安装, 严重影响了矿井的正常生产。

2 巷道维护特点

根据地质资料分析, 巷道维护基本特征有:

巷道埋深较大, 接近-650 m, 属于深井巷道支护问题。地压大, 且巷道断面大, 支护难度大。

巷道主体工程位于煤层当中, 且部分地段受断层群影响, 属于典型的松软破碎岩层;巷道围岩应力变化剧烈, 局部应力集中, 水平应力大, 造成帮部变形大;巷道顶底部为强拉应力区, 易造成底鼓。

掘进工作面围岩稳定性差, 施工难度大。

依据资料, 裂隙水不发育。

巷道为准备巷道, 服务年限长, 对变形控制要求高。

为此, 特针对8206带式输送机巷的问题提出有效的控制方案, 为了掌握巷道底板加固对巷道围岩应力的影响, 应用数值模拟软件FLAC对巷道围岩应力进行数值分析[3,4]。

3 数值模拟

3.1 数值模拟模型

数值计算模型如图1所示。

根据已有的地质资料, 运用FLAC2D建立相应的分析模型。采用如图1所示的平面应变计算模型来模拟巷道围岩的变形过程, 将围岩视为分层各向同性弹性介质。

计算模型尺寸长×宽=50 m×40 m, 直墙半圆拱, 巷道宽×中高=5.0 m×4.0 m。模型的左、右及下边界均为位移边界, 上边界为应力边界, 按上覆岩层厚度施加均布载荷。

3.2 数值模拟方案

根据现场地质条件, 运用数值模拟软件FLAC建立分析模型。为了对比巷道底板加固的效果, 建立了锚网喷底板未加固和锚网喷底板加固两种支护模型。

方案一:对帮与顶进行锚网喷联合支护, 底板无加固处理

锚杆采用φ20 mm, 长度2 m左旋无纵筋螺纹钢, 树脂加长锚固, 每排14～15根, 间排距800 mm, 三花布置;

锚索采用φ15.24 mm, 长度5.3 m, 树脂加长锚固, 用钢筋托梁组合;铺金属网, C20喷射混凝土, 厚度150 mm, 如图2所示。

方案二:在方案一的基础上, 对巷道底板也进行加固

6根φ20 mm, 长度2.4 mm左旋无纵筋螺纹钢, 靠近巷道底角的两根锚杆安装角度20°, 中间的4根锚杆均垂直于底板布置, 采用两支锚固剂, 一支规格为K2335, 另一支为Z2360, 锚固长度1.3 m, 如图3所示。

3.3 计算结果分析

3.3.1 底板未加固数值模拟分析

巷道底板未加固条件下的底板移近变形结果如图4所示, 由图可见巷道开挖后巷道底鼓十分强烈, 最大底鼓为500 mm。根本原因为:巷道底板自由开放, 处于无约束状态, 产生的拉应力超过底板岩石抗拉强度, 出现拉应力破坏区。该区域破坏后, 松动变形严重, 表现为底鼓严重, 围岩的塑性区迅速向巷道底板深部扩展, 同时也影响了巷道顶部和帮部的塑性区, 使其塑性区的范围均有不同程度的增大。

3.3.2 底板加固数值模拟分析

巷道底板采用加固措施后, 底板的变形情况如图5所示, 底板的变形较小, 最大为45.73 mm, 底板的拉应力破坏区完全消失。与此同时, 围岩的塑性区明显减小, 向巷道周边收缩, 抑制塑性区向巷道深部发展, 围岩的四周变形均比较小。

底板加固前后围岩变形情况如表2所示, 通过对比分析, 采用底板加固方案不但能减少巷道底板的变形, 消除拉应力破坏区, 同时还能减小巷道两帮和顶板的变形, 在巷道四周形成一个封闭的承载结构, 巷道整体稳定性得到极大的提高。

4 支护设计与矿压观测

4.1 支护设计

通过以上的数值模拟和分析比较, 综合考虑施工工艺的因素, 巷道支护设计采用以下形式:

一次支护:顶帮锚网喷, 参数同数值模拟;

二次支护:滞后巷道迎头150 m, 首先拉底300 mm, 然后采用树脂与注浆联合锚固锚杆组合支护系统加固底板, 参数同数值模拟。

4.2 支护效果

8206带式输送机巷底板采取上述加固措施后, 对巷道围岩变形情况进行了检测。底鼓量不超过50 mm, 底板变形得到了有效控制。底板铺设的混凝土保持完整, 基本没有出现开裂现象, 同时, 巷道顶板和帮部的变形也有所减小, 巷道整体的稳定性得到很大幅度的提高, 保证了巷道正常使用。

5 结论

(1) 在深部松软破碎岩层的巷道维护中, 单纯的强调顶板和两帮支护强度很难保证巷道的长期稳定, 必须对巷道底板进行治理, 在巷道四周形成一个封闭的承载的结构, 才能从根本上提高巷道整体的稳定性。

(2) 工业性试验表明, 采用顶帮锚网喷+树脂与注浆联合锚固锚杆组合方式支护, 能有效控制巷道底鼓, 提高了巷道的整体性, 使巷道在服务期间内不需要维修, 保持了巷道的长期稳定, 满足了矿井正常使用, 由此带来了显著的经济效益, 为类似条件下巷道的维护提供了一定的参考价值。

摘要：针对某矿松软破碎巷道底鼓日益突出的问题, 分析了巷道自身围岩特性, 通过FLAC2D数值计算软件对底板加固前后顶底板移近量、围岩塑性区、拉应力区发展状况进行了数值模拟和分析, 制定了科学合理的底鼓治理方案。现场工业性试验表明, 该技术方案科学合理, 取得了良好的支护效果和较大经济效益, 对类似条件下巷道维护有一定的参考作用。对于深部软岩支护问题, 必须对巷道开放的底板进行治理, 在巷道四周形成一个封闭的承载结构, 才能从根本上提高巷道整体的稳定性。

关键词：松软破碎岩层,巷道底鼓,控制技术

参考文献

[1]J.C.Stankus and S.S.Peng.Floor bolting for control ofminefloor heave[J].MiningEngineering, 1994 (9) :1099-1102

[2]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

[3]谢文兵, 陈晓祥, 郑百生.采矿工程问题数值模拟研究与分析[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2005

破碎巷道 篇7

关键词：掘进,巷道,过断层,破碎带,支护

1 巷道变形与破坏的主要影响因素分析

1.1 煤矿开采深度的影响。

随着煤矿机械化程度的不断提高, 煤矿巷道开采深度也在不断增加, 同时承应力也在不断增加, 这就使得巷道的变形及破坏程度不断加大。另外, 原始岩温也随着开采深度的增加而增高, 这样就会使围岩由脆性变形向塑性变形转化, 容易使巷道产生塑性变形。

1.2 煤矿地质构造的影响。

在煤矿掘进过程中, 靠近断层地段的岩性相对来说特别破碎, 岩层层理、节理发育, 裂隙较大, 支护起来难度很大。

1.3 巷道支护方式与质量的影响。

煤矿巷道支护一般采用锚网喷支护或采用刚性金属支架支护, 对巷道的控制效果影响较大。

2 现有断层破碎带掘进巷道支护方式及其存在问题分析

2.1 断层破碎带区域掘进巷道支护方式

(1) 多次尝试, 二次成巷, 时时监控顶板。这种支护方法指的是在断层破碎带上创造一个断面, 而后采用锚杆、锚索等进行支护, 最后继续开掘巷道。 (2) 减小锚杆之间的距离, 增加锚索的补强作用。 (3) 拉网防治岩石连带脱落。如果巷道内存在较大断层, 岩石就极有可能会发生大面积脱落现象, 从而引起巷道失稳问题。所以, 为有效避免上述问题, 可采取拉网支护措施, 这样还可以防止巷道变形过大。 (4) 巷道顶侧面添加混凝土, 加固巷道, 减少巷道的风化程度。

2.2 现有断层破碎带掘进巷道支护存在问题

在巷道顶部支护工作完成的同时, 其下部岩石却受到了一定程度的破坏, 随着时间的延长, 使用上述支护方法支护的巷道则会出现变形, 一般情况下, 在接近断层4m左右区域往往存在较大的变形, 从而影响到巷道的稳定性。

3 断层破碎带掘进巷道支护技术新方法

3.1

在施工之前, 必须做出预案或进行超前钻探工作, 若存在断层破碎带, 则采取支护措施。

3.2 当施工区域与断层相距9m左右时, 则需要采用以往的支护方法对巷道进行加固, 可采取增加锚杆的措施。

当这一距离变为5m左右时, 可在巷道顶板涂上一些具有强烈黏附作用的化学物质, 这样可以有效实现巷道顶板岩石的固定, 从而避免其风化和脱落。

3.3

当这一距离为3m左右时, 必须加强对巷道顶板侧面的监督, 并结合断层破碎实际情况, 加固巷道, 做到装药量少、炮眼少, 以避免加剧断层的破碎情况。在接下来的掘进工作过程中, 可采取挂网施工方式, 还应及时预警, 在切割工作结束后, 还应进行预警, 这样可以有效避免大面积垮落问题。随着工作的推进, 还应实行超前锚支护, 并及时预警。

3.4

在进行断层破碎带掘进过程中, 可采取混凝土支护方式, 以加固巷道。

3.5 施工时, 为保证巷道的稳定性, 必须加固巷道顶板, 而后进行架棚与超前锚联合支护, 这样可进一步加固巷道顶板。

要想实现断层巷道的整体稳定, 必须从施工开始就做好顶板的维护工作, 以避免其出现大规模脱落问题。

4 掘进巷道过断层破碎带时的安全措施

掘进巷道在通过断层破碎带时, 由于围岩强度较低, 稳定性较差, 帮顶压力较大, 在安全技术方面应做好以下工作: (1) 加强巷道掘进地点的地质调查工作, 根据所掌握的地质资料, 及时制定科学、具体的、有针对性的施工方法和安全措施。 (2) 巷道在破碎带中掘进, 应该做到一次成巷, 尽可能缩短围岩暴露的时间, 减少顶板出露后的挠曲离层。 (3) 施工中严格执行操作规程和交接班制度、安全检查制度、随时注意观察围岩稳定状况的变化, 及时掌握断层等构造出露的时间, 一旦发现预兆要及时处理, 防患于未然。 (4) 掘进工作面邻近断层或穿断层带时, 巷道支护应尽量采用砌碹或U型钢可缩性支架支护, 棚距要缩小。 (5) 减少爆破装药量, 降低因爆破对断层带附近破碎顶板的震动。 (6) 减少空顶距, 及时支设临时支架, 永久支架要跟上, 滞后距离不能大于2-4m。 (7) 巷道支架背板要严实, 一方面提高支架对围岩的支护能力, 另一方面防止掘进中漏顶或漏帮。 (8) 当断层处顶板特别松软、破碎时, 要采用超前支护的办法管理断面不稳定顶板。 (9) 在顶板岩性突变地段, 要及时打点柱支护突变顶板。

5 结论

总体来说, 随着煤矿机械化程度的不断提高, 煤矿的开采产量也在逐年的增加, 这就要求煤矿工程技术人员在进行煤矿施工的过程中安全有效地解决好施工中出现的问题, 特别在解决断层破碎带掘进巷道的问题上, 采用科学有效的、有针对性的措施, 切实做好巷道的维护工作。作为煤矿的工程技术人员还应该总结实践生产中的经验, 结合矿井的地质情况, 总结出合理的实用的断层破碎带掘进巷道支护技术, 以确保施工人员的安全, 从而促进矿井的可持续发展。

参考文献

破碎巷道 篇8

1 工程概况

某采区下部巷道煤岩层综合柱状图见图1, 覆岩厚度变化较大, 巷道围岩构造应力大、水平应力突出, 造成顶底板岩层错动、挠曲离层, 煤层顶板为复合型破碎顶板, 煤帮松软破碎, 锚杆易受剪破坏。巷道顶、底及两帮均较软, 支护困难, 属于典型的软岩巷道。若PT为巷道开挖后围岩向临空区运动合力, PR为围岩自承力, PD为以变形能释放转化的工程力, PS为工程支护力, 则软岩巷道支护原理[4]为

PT=PD+PR+PS (1)

2 数值模拟

模型中岩层按照巷道附近综合柱状图划分, 并视其为均质、各向同性。模型尺寸120 m×75 m, 两侧施加水平位移约束, 底部为固定位移约束。网格划分要反映巷道围岩的受力特性, 考虑计算机运行速度, 因此, 在巷道围岩细化, 在远离巷道处加大网格尺寸以便于计算。计算模型见图2, 覆岩、底板网格为0.5 m×1 m, 煤层网格尺寸为0.5 m×0.4 m。

巷道采用锚网索支护, 顶板及两帮采用Φ20 mm×2 400 mm高强锚杆, 间距、排距均为0.8 m;带肋锚索Φ17.8 mm×8 500 mm, 排距1.6 m, 间距0.8 m, 中间锚索铅垂方向, 两侧锚索与铅垂方向呈45°。

选用Mohr-Coulomb模型[5], 不同预应力条件下, 围岩力学参数发生变化[6], 计算用物理力学参数见表1。

3 计算结果分析

3.1 围岩变形特征

对比3种不同预应力条件下的巷道围岩变形量 (见表2) , 可以看出: 高预应力条件下顶板下沉量比低、中预应力方案明显减小, 降幅约为20%～25%。而3种方案的巷道底鼓量基本保持在200 mm左右。同时, 与中、低预应力方案相比, 两帮移近量分别减小26%～30%, 35%～42%。

mm

3.2 围岩应力分布规律

各方案围岩应力情况见图3—5。

由图3、图4可以看出, 采用低、中预应力时, 巷道顶板水平应力集中区域距巷道顶板表面约为 1.2～1.6 m, 两帮垂直应力集中区距巷道两帮表面约 2.1～2.6 m。

由图5可以看出, 采用高预应力方案时, 巷道顶板水平应力集中区域为0.8～1.0 m, 两帮垂直应力集中区域变为1.2～1.5 m。

4 结论

1) 通过巷道锚杆支护数值模拟, 与低、中预应力方案相比, 高预应力条件下, 巷道顶板下沉量、两帮移近量降幅明显, 但底板变形量变化不大。

2) 高预应力时, 围岩应力集中区向巷道表面移近, 围岩应力状态明显改善, 利于巷道围岩稳定。

3) 预应力在锚杆支护中具有重要作用, 应保证施工质量, 提高锚杆支护系统的实际支护效果。

参考文献

[1]王连国, 李明远, 毕善军.高应力构造复杂区煤巷锚注支护试验研究[J].矿山压力与顶板管理, 2004 (2) :2-4.

[2]漆泰岳.锚杆与围岩相互作用的数值模拟[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2002.

[3]吕福军, 孙建忠.龙口矿区梁家煤矿巷道支护技术实践[J].安徽理工大学学报:自然版, 2005, 25 (2) :5-8.

[4]何满潮, 景海河, 孙晓明.软岩工程力学[M].北京:科学出版社, 2002.

[5]Itasca Consulting Group Inc.Manual of FLAC-fastlagrangian analysis of continua[R].Itasca ConsultingGroup Inc., 2005.

破碎巷道 篇9

随着矿井开采深度及强度的增加, 巷道围岩应力和地质环境更加复杂, 工作面煤层回采后, 煤岩体结构发生了改变, 围岩应力重新进行了分布。工作面回采后采空区附近围岩基本上处在塑性破坏区域[1], 该区域煤岩体具有裂隙发育、完整性差、围岩自身强度低的特点, 采空区下及附近的巷道施工及支护比较困难;同时, 采空区内积水、积气也对采空区下的巷道施工形成安全隐患。复杂条件采空区下的巷道施工及支护控制技术, 成为采空区下布置巷道面临的技术难题之一。文章针对采空区下的巷道施工及支护难点, 为了解决采空区下布置巷道的难题, 在施工方面, 针对破碎围岩采用注浆加固控制巷道顶板;在支护方面, 通过分析原有支护体存在的缺陷, 及时采用锚网架36U喷浆支护控制技术。

1 工程概况

1.1 巷道基本条件

河南能源义煤公司常村煤矿21区东辅助轨道斜巷位于21采区东翼, 主要担负着21区东翼工作面的通风及轨道运输任务。巷道全长800 m, 其中下半部400 m位于21煤柱工作面采空区下, 且与21150运输巷形成交岔点。巷道掘进初期沿2-3煤层底板掘进, 采用锚网工字钢棚支护, 受工作面回采动压影响及采空区结构性破坏, 巷道原支护体失效, 工字钢支护梁腿扭曲变形严重且出现梁腿分离现象, 交岔点处工字钢穿杆弯曲且顶板下沉严重, 采空区下巷道断面收缩率达40%以上。巷道于2010年重新进行扩修并补打了液压台棚加固进行增强支护, 均未解决控制巷道围岩变形的难题。

1.2 巷道围岩变形破坏机理分析

(1) 21区东辅助轨道斜巷顶板与21煤柱工作面采空区位于同一煤层中, 21区东辅助轨道斜巷由于采空区顶板垮塌, 同时受两翼工作面回采动压影响, 巷道围岩发生结构性破坏, 围岩自身支撑体系发生破坏, 巷道原有支护体上支撑应力增大。

(2) 21区东辅助轨道斜巷两帮均位于2-3煤层中, 通过抗压强度、抗拉强度及三轴压缩试验得知:2-3煤层的抗拉强度为1.01 MPa, 抗压强度为18.16 MPa, 内摩擦角27.7°, 巷道两帮煤体容易产生结构性破坏。

(3) 21区东辅助轨道斜巷为梯形断面, 采用工字钢梯形棚支护。梯形断面不能充分利用抵抗围岩应力, 在四角处易产生应力集中;工字钢梯形棚支护强度低、整体性差, 梁腿铰接处支护薄弱。

1.3 采空区应力分布特征

上覆煤层开采后, 回采空间应力重新分布, 应力向采空区深部传递, 并在采空区四周的煤岩体上产生应力集中。根据应力变化特点, 可将煤层底板应力分为应力增高区、降低区及恢复区。

(1) 垂直应力增高区。在煤层及上覆岩层自重影响下, 位于煤体侧下方的煤岩体垂直应力显著增高, 约为原岩应力的2倍。底板岩体在该区域内应力作用下, 岩体发生结构破坏, 岩体产生裂隙发育。

(2) 垂直应力降低区。该区域位于采空区侧距煤体0~50 m。由于上覆煤层已经回采完毕, 采空区下方煤层底板应力急剧降低, 煤体底板发生结构破坏, 导致下方煤岩体松散破碎, 巷道维护困难。

(3) 垂直应力恢复区。该区域位于采空区侧至煤体50 m以外范围内, 上覆煤层回采结束后, 采空区逐渐趋向于稳定, 该范围内底板岩层垂直应力逐渐增加, 表示应力逐渐恢复, 但仍低于原岩应力。

2 巷道支护设计及施工技术

21区东辅助轨道斜巷位于2-3煤层及煤层底板中, 巷道顶部煤层回采结束从而引起巷道围岩应力重新分布, 巷道围岩存在裂隙发育、松软破碎、自身承载能力差的特点。依据围岩强度控制理论进行支护方案设计[2,3], 通过现场考察, 需分别对采空区下巷道实行综合支护设计。

2.1 破碎围岩巷道注浆加固

21区东辅助运料斜巷由于巷道围岩破碎及采空区空间裂隙较大, 为保证扩修时顶板安全, 需对巷道围岩注化学浆液立固安进行加固。注射立固安钻孔深4 m且与水平方向呈30°向巷道中心倾斜打设, 每个循环共施工5个钻孔。钻孔布置情况如下:1#钻孔距支架梁上帮端头1 m, 外扎45°打设;2#、3#钻孔分别距支架梁上帮端头2、3.5 m向上打设, 不外扎;4#钻孔距支架梁下帮端头1 m, 外扎60°打设;5#钻孔布置在支架梁下帮端头处, 外扎45°打设。具体布孔参数由技术人员视现场具体情况而定。注浆时注入压力5~10 MPa, 每孔注入量视现场情况和泵的压力而定。注浆施工工艺流程:打注射孔→按顺序安装、固定注射管→封孔、联接及注射→换孔注射→冲洗管路和混合枪。通过注浆加固, 浆液充填到破碎围岩裂隙, 巷道围岩得到固化, 确保了施工时的巷道顶板安全。

2.2 采空区下巷道支护设计及施工技术要求

通过分析21区东辅助轨道斜巷围岩变形原因, 根据围岩强度控制理论, 采用高强预紧力锚杆辅以36U拱形支架、喷浆注浆组合支护技术控制巷道围岩变形[4,5]: (1) 采用覬22×2 500 mm钢筋预紧力锚杆。每套锚杆配1套K2390 (CK2340和K2350树脂药卷各1支) 树脂药卷和150 mm×150 mm×10 mm碟形托盘1块;锚杆的承载能力不低于100 k N, 预紧力矩不低于200 N·m。巷道顶板不布置锚杆, 两帮各均匀布置5根锚杆, 锚杆排距700 mm。通过给锚杆施加预紧力, 充分发挥锚杆锚固力有效防止巷道片帮。 (2) 采用36U-5.2 m拱型可缩性支架支护, 支架净断面15.6 m2。支架后两帮拱基线以下空帮让压300 mm, 支架拱顶不让压, 两肩卡缆部分自下而上依次背设1层钢筋网、1层塑钢网、1层半圆木。采用斜墙半圆拱断面巷道, 顶帮受力均匀能充分利用围岩自承能力。 (3) 巷道支架架设完毕, 对巷道全断面喷射厚100 mm混凝土封闭并注高标号水泥固化围岩。通过喷浆封闭和注浆固化围岩, 不仅能防止巷道围岩风化, 还能起到防灭火作用。21区东辅助轨道斜巷支护断面如图1所示。

1.覬22×2500 mm钢筋预紧力锚杆;2.覬20×2000 mm注浆锚杆;3.36U拱型支架;4.卡缆;5.背木;6.钢筋网;7.喷浆层

2.3 采空区下交岔点支护及施工技术

采用单体支柱对21区东辅助轨道斜巷交岔点处密口棚及穿杆进行加强支护, 交叉点处巷道围岩注立固安固化3 d后, 逐棚从上往下对交岔点采用风镐剔进施工, 并依次架设36U-5.2 m支架过交叉点, 支架棚距0.7 m。施工完毕后在交岔点上下端架设36U-5.2 m拱形支架密口抬棚, 上下端各架设3棚密口棚, 并用长8 m并焊工字钢穿杆打设十字头。穿杆与抬棚之间采用钢丝绳配合绳卡固定牢固;抬棚打设完毕拆除十字头西帮的U型钢棚腿并对交岔点进行喷浆封闭。交岔点净跨度5.5 m, 高3.5 m, 净宽5.2 m。

交岔点施工顺序:加固交叉点→注立固安→逐棚扩修架U型钢支架→喷浆封闭→打设十字头→拆除交岔点处原支架棚腿。

交岔点施工示意如图2所示。

3 围岩变形情况分析

为了监测巷道综合支护效果, 采用十字布点在21区东辅助轨道斜巷内每隔30 m布置1组测点, 其中巷道正顶布置1个测点, 距底板以上1.5 m处在巷道两帮内布置2个测点, 共布置5组测点。巷道顶板围岩经过40 d后变形基本趋向稳定, 巷道顶板最大变形约50 mm, 两帮最大位移约120 mm。巷道位移变形情况如图3所示。

4 经济及社会效益分析

21区东辅助轨道斜巷采用锚网架36U支护取代传统的工字钢支护, 连锁性好, 整体性强, 支护稳定可靠。支架顶部使用钢筋网和半圆木背顶与传统的背板及塑料网相比, 支护强度高;巷道喷浆封闭后能防止围岩风化, 同时也对采空区防灭火工作有利;注浆可以充填巷道围岩裂隙, 提高巷道围岩整体支护强度。采用该支护后, 21区东辅助轨道斜巷服务年限由3~4 a延长至6~8 a, 可减少一次支护费用约597万元。采用锚网喷注支护能有效地控制巷道围岩变形, 延长巷道服务年限, 具有良好的经济效益和社会效益。

5 结论

(1) 21区东辅助轨道斜巷位于采空区下, 巷道施工和顶板控制困难, 采用锚网架工字钢梯形支架支护连锁性差、支护强度低, 难以有效控制巷道围岩变形。

(2) 21区东辅助轨道斜巷破碎围岩段通过优化注浆参数, 注立固安固化巷道, 有效地控制了巷道顶板, 确保施工安全。

(3) 21区东辅助轨道斜巷采用锚杆 (索) 36U拱形支架支护、注浆、喷浆支护形式。该支护方式支护强度高、整体连锁性好、能够很好地控制巷道围岩变形;36U拱形支架支护有效利用断面大且能满足轨道运输和人员运输要求。通过喷浆和注浆封闭和固化巷道围岩, 还能起到防灭火作用。

摘要：常村煤矿21区东辅助轨道斜巷位于21区煤柱工作面采空区下, 采用传统锚网架工字钢梯形棚支护难以有效控制巷道围岩, 巷道围岩收缩率达40%以上, 不能满足轨道和人员运输要求。通过分析巷道围岩变形和受力状况, 21区东辅助轨道斜巷采用锚网喷注架36U拱形支架支护控制技术控制巷道围岩, 经过矿压观测, 40 d后巷道围岩趋于稳定, 顶板及两帮最大变形量分别为50 mm及120 mm, 巷道围岩变形得到了有效控制。

关键词：采空区,破碎围岩,巷道施工,支护控制技术

参考文献

[1]陈炎光, 陈士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业出版社, 1994.

[2]陈有宝, 王金安, 周跃峰, 等.采空区下薄顶煤大断面巷道锚网支护技术[J].中国矿业, 2007, 16 (1) :58-61.

[3]田伯权.采空区下松软煤层巷道围岩稳定性综合控制技术与应用[J].煤炭技术, 2006, 25 (9) :76-78.

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