巷道永久支护

巷道永久支护（精选11篇）

1.巷道永久支护 篇一

锚杆支护巷道安全监测技术

锚杆支护巷道顶板冒落具有突发性和冒落面积大的特点,安全监测非常必要.笔者介绍了国内近年来最新研制的CM-200型测力锚杆、GYS-300型锚杆(索)测力计、LBY-3型顶板离层指示仪、ZW-4型遥测多点位移计等监测仪器;提出锚杆支护巷道动态信息施工方法:监测施工、监测信息反馈、检验和修正设计,循环往复,以达到最佳施工效果.

作 者：鞠文君 周寅生 JU Wen-jun ZHOU Yin-sheng  作者单位：鞠文君,JU Wen-jun(北京交通大学地下工程研究中心;煤炭科学研究总院北京开采研究所)

周寅生,ZHOU Yin-sheng(国家安全生产监督管理局信息中心)

刊 名：中国安全科学学报  ISTIC PKU英文刊名：CHINA SAFETY SCIENCE JOURNAL 年，卷(期)： 14(10) 分类号：X9 关键词：锚杆支护   安全监测   监测仪器   动态信息施工  

 

2.巷道永久支护 篇二

1回采巷道变形破坏现象

平煤集团朝川矿设计生产能力为120万t/a, 共有3对生产矿井, 一井、二井、三井设计生产能力分别为45万, 60万, 15万t/a。近2 a, 一井、二井进入深部开采以来, 回采巷道支护效果较差, 主要表现为巷道掘进后几个月时间内, 巷道内所架设的11#矿工钢梯形支架出现棚腿受压变形挤出, 棚梁被压弯、压翻, 梁爪挤掉、巷道底鼓和巷道断面缩小等现象。为了保证回采工作面的正常生产, 经常被迫对巷道进行扩帮、卧底反复维修, 消耗大量人力、物力和时间, 造成矿井的采掘接替紧张, 严重影响了矿井的经济效益。如朝川矿二井在2007年准备的戊8-11300采煤工作面, 两巷距上下采面区段煤柱均为10 m, 掘进施工时两巷均架设梁2.8 m、腿2.6 m的11#矿工钢梯形支架, 棚距0.6 m。在掘进过程中, 距掘进工作面100 m以外的巷道严重变形, 巷道断面由7.3 m2收缩到2～3 m2, 掘进工作被迫中止。又如一井2006年开始掘进的己16-17-21100工作面, 回采巷道均采用梁2.8 m、腿2.6 m的11#矿工钢梯形支架, 棚距0.5 m, 设计区段煤柱时考虑己16-17-21080工作面采空区有积水, 回风巷净煤柱为10 m, 两巷施工时, 回风巷压力特别大, 巷道内棚腿普遍受压变形挤出, 两帮移近量为150～200 mm, 棚梁压弯压翻, 梁爪压掉, 底鼓量400～500 mm, 巷道贯通采面形成通风系统后, 回风巷又维修近2个月才达到移交标准。因此, 从朝川矿回采巷道的支护情况看, 回采巷道的支护已成为亟待解决的问题。

2回采巷道变形破坏机理

(1) 回采巷道围岩变形规律的理论研究。

井下巷道开掘后, 如果围岩应力小于围岩的屈服极限, 围岩仍处于弹性状态, 在此状态下, 巷道无需支护就处于稳定状态。若围岩应力超过围岩的屈服极限, 巷道围岩就呈塑性状态, 处于塑性状态的围岩形成塑性区。巷道围岩的位移, 就是破裂带的塑性变形造成的, 巷道的塑性区范围越大巷道变形破坏越严重。朝川矿一井的回采巷道布置在己16-17煤层中, 煤层顶板不稳定, 地质条件差, 断层多, 围岩容易达到塑性状态, 是巷道变形破坏严重的根本所在。

(2) 重叠压力作用机理及对回采巷道变形破坏的影响。

根据矿压理论, 在一侧采空的煤体内布置的回采巷道, 在工作面向前推进中, 将受到相邻已采工作面采空区内残余支承压力和本工作面回采引起的超前支承压力的双重作用 (图1) , 残余支承压力不随工作面的推进而转移。这2种支承力共同作用的结果是, 在煤层向采空区凸出的拐角处, 造成高于原岩应力4～6倍的叠合支承压力。正是这种重叠支承压力导致回采工作面向外50 m内巷道压力大, 易破坏变形。

(3) 巷道支护对回采巷道变形的影响。

煤矿回采巷道一般采用U型钢拱型可缩性支架、工字钢梯形支架以及锚网支护。在支护性能方面, 工字钢梯形支架不如U型钢支架, 但是比较方便。锚杆金属网支护一般用于顶板完好、岩性坚硬的上分层或一分层的回采巷道。因此, 针对朝川矿不同顶板性质的回采巷道, 建议采用不同的支护形式。

3回采巷道压力大的预防措施

(1) 选择合理的回采巷道支护形式。

朝川矿二井正在回采的戊1和戊4采区, 回采巷道两帮移近量在350～400 mm, 局部达500 mm。根据以上情况, 应选择锚杆支护作为回采巷道的主要支护形式, 移近量较大地段应同时架设梯形工字钢加强支护。

锚杆支护是提高围岩自身承载能力的理想支护形式。锚杆沿巷道周边按一定的间、排距打入煤或岩体后, 可在巷道周边形成连续的均匀压缩带即压缩拱, 该拱的加固强度取决于锚杆的长度与间距之比及锚杆预拉应力。在回采巷道支护中, 锚杆支护可用于加固巷道的顶板和两帮。加固顶板时, 可与钢筋梁或钢带梁联用即锚梁支护;加固两帮时, 为防止两帮松动的煤片帮, 锚杆与金属网联用即锚网支护。当巷道采用锚网梁支护后, 若局部移近量较大, 为抑制底鼓问题, 可采用底板打锚杆、开卸压槽予以解决。2007年底, 朝川矿二井在主井维修时采用锚网支护, 支护效果较好。

施工回采巷道, 若有条件使用锚杆支护 (锚固力要达到要求) , 应采用锚杆支护。支护后若巷道变形量较大, 威胁安全生产时可采用架棚支护作为二次支护。采用锚杆支护, 若锚杆锚固力达不到要求, 可采用25П型钢半圆拱可缩性支架支护。

(2) 合理布置回采巷道。

要使回采巷道压力小, 易于维护, 应将回采巷道布置在压力降低区内, 即采用沿空掘巷。为了施工需要, 也可采用留小煤柱 (1～3 m煤柱) 的沿空掘巷。这样可隔离采空区, 防止掘进时采空区向巷道内窜矸和采空区积水流入巷道。

4结语

3.浅谈巷道动压对巷道支护的影响 篇三

【关键词】巷道；动压；支护

1.概述

1.1矿井基本概况

晓南矿于1980年9月28日建成投产，原设计年产量90万吨，1990年9月25日，矿 井改扩建为150万吨现代化大型矿井，2004年正式核定生产能力214万吨，目前年产量在210万吨。现已延深到二水平。由于多年回采、采空区叠加的动压影响，直接造成巷道支护和维护十分困难，因此，解决动压巷道的支护问题成为该矿势在必行的任务之一。

1.2矿井压力显现特点

巷道在掘进过程中，多数处于原始应力场中的静压状态，当采面形成并进行回采后，破坏了原来的应力平衡状态，改变了原岩应力场中的静压状态，应力值突然增大，引起岩体内应力的重新分布，巷道原有静压状态下稳定平衡被打破，围岩发生显著变形位移和压力增大，需要经过应力重新分布达到新的平衡，巷道围岩才能重拳稳定下来。因此，如果巷道的支护不能适应采动影响带来的应力变化的情况，或者不能及时采取相应的加固补救措施，则巷道会到不同程度的破坏、或断面变形、或围岩松动并失去平衡和稳定作用，影响巷道的正常使用。

2.矿山压力的显现规律

2.1矿山压力的主要影响因素

首先是地质因素：一般来说，软岩的强度低，受力后容易产生变形和破坏，岩层的层理、节理发育，对其强度影响极大，开掘时容易发生冒顶；其次是开采深度：上覆岩层重量大，形成的支承压力就越大，在开采过程中，矿山压力显现明显；三是煤层倾角：生产实践证明，煤层倾角越小，矿山压力显现大，反之，矿山压力显现稍小；四是生产因素：生产因素是人为的，主要表现在巷道位置、支护形式、开采顺序、工作面推进速度和控顶方法等。

2.2回采工作面集中区压力分布特点

在煤层中开掘切眼后，位于切眼上方岩石的支撑点发生移动，上部岩层的重量将向巷道两侧转移，使两侧负荷增加，形成集中压力，在集中压力的作用下，煤帮破坏变形，承载能力降低，高峰压力即向煤帮深部转移，其抗压强度也逐渐增加，支承压力也随之形成，在采空区上覆岩体的重量转嫁于采区四周，形成了各种状态的集中压力带。

（1）随着回采工作面的推进，煤炭大量的采出，在采空区上方形成垮落、断裂、弯曲下沉而不断移动超前集中应力，在工作面两侧岩梁的跨度愈演愈烈，老顶就逐渐下沉，这时工作面顶板下沉加快，煤壁片帮严重，支柱受力增大，接着发生顶板台阶式下沉，这是工作面回采以来老顶第一次大规模来压，也叫老顶初次来压，这时工作面的推进距离在20～35米之间。对我矿多个工作面观测分析，超前集中压力在回采工作面前后方的分布大体可分为：不受采动影响的岩石应力区B，可达工作面前方140～200米；受一般动压影响的动压区A，约在工作面前方的25～55米，动压集中区A+B，属应力集中程度最高的强烈影响区，一般位于工作面煤壁前方的30～55米，以最高应力峰值KyH为界，应力集中系数K值一般在1.4～3.9左右。

（2）回采工作面初次来压后，老顶岩梁由双支承状态变为悬壁状态，随差工作面的继续推进，老顶悬梁周期性折断下沉，，工作面周期性的出现顶板下沉加快，煤壁片帮严重，支柱受力增加，顶板为台阶式下沉，这时就出现了回采工作面的周期来压现象。

总之，矿山压力的显现过程是：急剧升高——相对稳定——又急剧升高——又相对稳定，呈波浪状态。

2.3动压巷道围岩压力的显现特点

在煤（岩）体内掘进巷道后，巷道围岩产生变形、位移、破坏甚至垮落，这时就产生了巷道的地压现象，它主要表现在巷道的顶压、侧压、底压和巷道斜压上。

在煤（岩）体中开掘巷道后，巷道上方的煤（岩）体失去了支撑，产生拉应力，在拉应力的作用下，煤（岩）体产生裂缝相互交错，使煤（岩）体成为碎块，这时如果没有支护，这些碎块就会掉下，产生冒顶；当裂缝继续延伸和扩大，达到一定高度并稳定形成自然平衡拱后，其自然平衡拱内的煤（岩石）重量就全部作用在巷道的支护形式上；与此同时产生的巷道底压和巷道侧压也同样作用于巷道的支护形式上。

3.动压巷道的支护

由于支动压巷道要经历由动压的应力状态的多次变化，围岩的压力、变形、位移也随着动压的变化而发生多次相应变化，从平衡到不平衡，最后又趋于平衡，而且变化剧烈，时间短暂，即体现在“急剧升高——相对稳定——又急剧升高——又相对稳定”的压力显现规律，从而导至巷道围岩压力显现很大，巷道变形严重，维护困难；因此要使围岩能经受住反复的压力变化而不松动破裂，就要求支护具有较高的抗变形能力、有较大的刚性和足够的柔性和可缩性，锚索网喷支护就是具有这种特点。

3.1锚杆支护

动压巷道采用锚杆支护时，锚杆密度应相应加大，减少锚杆间围岩的跨度，使锚杆支护的抗力分布更均匀，减少锚杆间岩石的应力和变形，防止其开裂和剥落，这样，既可以使围岩更加稳固，适应动压的变形位移作用，又可以防止锚空现象，发挥锚杆的作用。在压力集中、围岩强度高的情况下，最好采用锚索支护，以适应围岩变形、位移情况，增大锚杆支护的可缩性，有效地调整和控制矿山压力和位移。

锚杆必须有适当的、一定强度的托板和附件相匹配，以便使锚杆固力更能均匀地分布在围岩中，更好的控制锚杆间岩体的稳定。另外，在煤层中掘进的巷道，锚杆托板应稍做大些，使锚杆托板更能起到护帮的作用，防止煤壁剥落使托板空悬而影响锚杆的作用。

3.2锚网支护

锚网支护是采用锚杆、钢筋网或铁丝网联合支护的一种支护方法，它适用于服务年限较长的岩石動压巷道，为了减少巷道的维修量，通常把这种支护方法也用于服务年限较短的煤层动压巷道中，如回采工作面的上下巷等。

实践结果表明，锚网支护结构具有较好的适应动压剧烈变化的能力，适用于围岩（或煤层）强度低，整体性差，裂隙、节理发育，易剥落、片帮、冒顶而自稳能力较差的巷道，适用于动压集中，矿山压力大、变形位移量大，而且动压变化剧烈的岩巷、半煤岩巷和煤巷，是动压巷道的一种主要支护形式。

3.3联合支护

当巷道过老巷、采空区及地质构造带时，围岩变形位移严重，动压集中压力会明显增大，这时，单靠锚杆支护或锚网支护仍不能满足围岩稳定、巷道安全使用的要求时，就可以采用联合支护，进一步提高支护的抗压能力，充分发挥其单独的和共同的优势，保证巷道安全正常使用。

4.结束语

锚杆支护在巷道处于静压状态时尚能正常安全使用，而在动力作用的影响下，单靠锚杆支护难以维持巷道稳定时，则需及时补充传统支架，形成联合支护，以弥补锚杆支护抗力不足的一面，达到巷道的正确维护要求，保证巷道正常安全使用。

【参考文献】

[1]煤矿安全规程，国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局编，煤炭工业出版社，2012.11.

[2]孙宝铮编.矿井开采设计（上、下册），中国矿业大学出版社，2003.6.

[3]《煤矿矿井开采设计手册（上、下册）》，煤炭工业出版社，1999.8.

[4]何国光等编.矿井正规循环作业，煤炭工业出版社，1988.11.

[5]中国矿业大学编.井巷工程，煤炭工业出版社，2006.7.

[6]疏开生编.矿井设计参考资料，淮南矿业学院，1981.3.

4.巷道永久支护 篇四

摘要：主要探讨了采矿工程中巷道掘进的技术要点，提出了强化采矿工程巷道支护的几点技术措施，希望更好地确保整个采矿工程的巷道掘进与支护工作的安全高效运行。

关键词：采矿工程;巷道掘进;支护技术;应用

0引言

在现代采矿工程中，为了更好地确保采矿企业的效益，首先就必须确保采矿的安全。而在巷道掘进过程中，为了确保顺利安全的实施，就必须切实注重支护技术的应用，而这就需要掌握巷道掘进技术要点，并紧密结合实际支护的需要，针对性地确定支护的类型，才能确保整个采矿工程的质量和安全。

1采矿工程实施中巷道掘进技术要点的分析

在采矿工程实施巷道掘进工作中，其技术要点主要就是针对性地确定掘进方式，并切实做好瓦斯排放、巷道支护和通风防尘及光面爆破等方面工作，从而更好地满足巷道掘进顺利安全高效实施的需要。

1.1常见的掘进方式分析

在采矿掘进过程中，常见的掘进方式主要有综合机械化掘进、大断面连续采掘、掘锚一体化掘进等方面。在实际应用过程中，应结合实际需要，针对性地选取。一般而言，综合机械化掘进的方式，主要是以供电系统和运输机及机和单体锚杆钻机与掘进机和通风除尘等设备组成综合化的机械化掘进系统，从而结合巷道的掘进需要针对性地确定掘进机型号。而在大断面连续采掘过程中，主要是采取间断式、连续式等运输方式，利用相应设备在大断面巷道中进行快速掘进，而区别则是掘进速度和掘进进度的控制。而在掘锚一体化的掘进过程中，主要是以基础类的掘进机和采矿机的前提下发展的新型掘进系统，其主要是能在掘进时将掘进和锚固的作业进行有效协调，从而降低掘进与锚固的作业时间，从而确保掘进效率的提升，所以在目前诸多采矿工程中得到了广泛应用。

1.2瓦斯排放

瓦斯排放是整个巷道掘进工作中必须重视的问题，否则就可能因此引发安全事故。所以在掘进工作中，应切实注重矿井通风工作的开展，从而及时将掘进面瓦斯有效排除，严格按照有关要求满足瓦斯排放的需要，尤其是应注重瓦斯浓度的检测，才能及时掌握异常的情况，从而更好地避免瓦斯浓度过高引发的安全问题。

1.3巷道支护

巷道支护施工是整个掘进施工中最为关键的.环节，所以在巷道支护施工中，只有针对性地采取巷道支护技术，才能更好地促进整个掘进工作顺利的实施。这就需要掌握常见的巷道支护技术要点。但不管采取哪种巷道支护技术，都应切实掌握其技术要点，确保其与巷道掘进施工任务实施的匹配性，才能更好地提高巷道质量和确保巷道掘进安全[1]。

1.4通风防尘

在采矿掘进工作中，在做好上述工作的基础上，做好通风防尘工作也是一项十分重要的内容。因而必须重视通风防尘工作的开展。而这一工作就需要针对性地选择通风机的型号、数量和位置。一般而言，主要是可结合巷道掘进所需的风量和风压，针对性地对通风机类型进行确定，常见的以压入式通风机为主，所以应结合所确定的位置和数量，切实掌握其安装技术要点，并配备配套的风筒，促进风机作用的发挥，同时还要尽可能避免出现漏风和涡流的情况，且在投入使用之前应对其性能进行试验，确保整个通风系统能满足不同环境下通风的需要。而在通风系统运行过程中，还应加强对其风量的检测，做好可能出现的各种情况的预案，尽可能确保风量能满足通风需要。而在此基础上，就需要做好防尘除尘工作的开展，尤其是产生的粉尘可能具有可燃性，若忽视对其的处理，势必会因此导致安全事故发生。因而在通风的基础上，还应配备相应除尘系统，采取针对性除尘方式，尽可能地将粉尘给掘进工作带来的影响降到最低。

1.5光面爆破

光面爆破技术也是采矿工程中常用的巷道掘进技术之一。常见的光面爆破有修边法、预裂法和轮廓线等光爆技术。不管采取哪种光爆技术，核心在于确保周边爆破眼布置的精准性，还有装药量和爆破眼的间隔等，应结合巷道掘进时的围岩情况进行针对性计算，从而在确保试验达标后才能应用于光面爆破中，从而更好地确保光面爆破质量，最大化确保整个巷道掘进工程得以顺利高效的实施[2]。

2采矿巷道掘进施工中支护技术要点的分析

为了确保整个掘进工程得以顺利实施，巷道支护工作是整个工程实施的关键所在。以下就几种常见的支护技术要点进行分析，在实际应用中，必须结合实际针对性地进行选取。

2.1临时性支护技术要点分析

临时性支护是为了满足巷道掘进的需要，在实际掘进过程中，经常需对巷道进行临时性支护。例如利用木支架在巷道进行支护时，主要是采取梯形的木棚子，具有质量轻和便于加工和安装的特点，所以其具有较强的适应性，而其缺点就在于强度低和防火性较差，因而其往往属于临时性的支撑，在服务不久之后就需要更换。再如，在利用金属支架进行巷道掘进支护时，主要是考虑到其不仅具有较强的强度，且便于拆装和重复使用，因而其既可作为临时性支护措施，也可作为永久性支护措施。但其不管是临时性还是永久性支护措施，均需紧密结合服务年限，对其背板材料进行确定，这主要是为了考虑成本的需要，所以木板主要用于临时性支护背板，而混凝土预制板则作为永久性支护背板。

2.2永久性支护技术要点分析

在做好临时性支护的同时，还需做好永久性支护工作。这就需要紧密结合实际需要，针对性地确定其支护的类型。常见的永久性支护技术主要有以下几种：a)锚杆支护技术。这一支护技术因其有着较强的支护效果而得到了广泛应用，其经济性、快速性和安全性都具有较强的优势。常见的锚杆支护主要有顶板锚杆和煤帮锚杆，且其规格和性能的不同，使得其支护类型较多。例如复合玻璃钢锚杆，杆体材料主要是采取具有较高强度的玻璃钢，而内端头则以左旋麻花结构为主，其锚杆杆体的外部尺寸最大不超过26mm，因而在孔径28mm～32mm的钻孔中采用，且确保锚杆和岩石层面为正交，且最小的角度应大于75°，在安装锚杆时应紧密结合锚固剂对其搅拌的时间进行确定，且在安装过程中应确保一次性锚固到底，严禁存在中断的情况;b)预制钢筋砼支架。这一支护技术主要是利用混凝土制作支架，并在矿井内将其装配，确保梁柱接口的紧密性，所以其不仅具有较大的支护强度，且成本较低，但存在质量大和无伸缩性等方面不足。常见的主要有吊环式的前探梁，主要是在前面的临时支护措施下，采用3根吊挂前探支架，按照一定的长度和间距将其在巷道中平行布置，每一根的强度必须与吊环之间进行固定和匹配，固定点必须大于2个，并确保其紧固性，才能确保其支护效果;c)混凝土支护。主要是采取喷射混凝土的方式制作混凝土支架，并将混凝土支护和锚杆支护进行有机结合，从而更好地对围岩进行封闭和固定。所以在具体实施过程中，首先应科学布置喷射混凝土的设备，以确保施工的安全性和操作的高效性。当掘进之后，首先应安装临时性锚杆，并喷射薄层的混凝土，当喷射到设计的厚度后，应进行锚杆安装，再通过锚网喷射混凝土的方式，增加金属网强度，从而更好地确保整个混凝土支护效果。

2.3现代科学技术的应用

在做好上述工作的基础上，为了更好地确保整个掘进工程顺利的实施，作为采矿企业，还应切实加强现代科学技术的应用，从而更好地为确保整个煤矿掘进工程顺利的实施奠定基础。例如加强瓦斯在线监测系统的应用，对巷道内瓦斯浓度进行检测;加强通风预警系统的应用，及时掌握施工现场的通风情况，对整个通风系统的情况进行监控，并采取自动化报警措施，实现自动化与人工智能化的修复，才是巷道掘进施工安全的主要方向。此外，还应切实加强在线视频监控系统的应用，不仅要对施工现场进行监控，且要对各种支护措施的情况进行在线监控和分析，才能更好地满足采矿掘进工程施工的需要[3]。

3结语

在采矿工程项目实施过程中，为了确保巷道掘进的质量、安全和高效性，必须切实注重掘进技术要点的掌握和应用，尤其是应掌握巷道掘进支护要点，注重监测机制的建立，完善监测系统，确保其安全高效的实施，提高企业效益的同时保证生产的安全。

参考文献：

[1]刘晓光.浅谈支护技术在煤矿巷道掘进中的应用[J].中国新技术新产品，(9)：123.

[2]于兆东，马寿强，李海龙.巷道支护技术在煤矿井下掘进中的应用[J].山东工业技术，(5)：69.

5.现代巷道支护设计浅析 篇五

支护设计是在对巷道围岩地质力学进行正确地评估以及对巷道围岩稳定性进行合理地评价的基础上进行的, 其设计的科学性与合理性直接关系到锚杆支护工程的质量优劣、是否安全可靠以及经济是否合理等重要问题。现代支护设计方法以巷道围岩地质力学评估为基础, 在设计中能够很好地应用国内外锚杆支护技术最新的研究成果, 以及我国煤矿多年来的锚杆支护实践经验, 其设计结果具有较高的科学性和可靠性。

1支护形式设计

现代支护形式利用两种方法来分析确定, 一是以巷道围岩稳定性分类为基础的类比分析法; 二是以专家经验为基础的类比分析法。若定义巷道顶板围岩不稳定岩层的范围为:

式中: h—直接顶岩层厚度, m

Ld—顶板围岩松动破碎区的范围, m

针对巷道的围岩强度和应力的特征, 考虑到锚杆支护结构可以提供的最大支护强度以及性能, 并结合井下的长期工程实践, 可以确定巷道合理的支护形式。“锚网梁”结构是目前比较常用的支护结构, 是指锚杆托梁、梁压网、网护表的组合锚杆支护结构, 单根锚杆通过钢筋梯梁扩大了锚杆作用力的传递范围, 把个体锚杆组合成锚杆群共同协调控制不规则面的发展、 危岩的掉落, 增加岩体的强度, 同时利用金属网将锚梁之间裸露的岩体全部封闭起来, 从而大大增强了锚杆群体的作用和护表功能。“锚网梁”结构的支护特点是适应性强、护表效果好、 加固岩体性能稳定。但是支护结构相对复杂, 操作工序多, 对掘进速度有一定的影响。

2支护参数设计

研究表明, 当锚杆支护结构形式确定以后, 影响巷道支护效果的锚杆支护参数主要包括9个方面, 即锚杆杆体材质、锚杆直径、锚杆长度、锚杆配套附件、锚杆间距、锚杆排距、肩窝锚杆布置角度、锚固长度以及锚杆预紧力等。考虑到目前锚杆支护理论的发展水平, 对锚杆支护的主要参数 ( 包括锚杆直径、锚杆长度、锚杆间距等) 可使用数值模拟试验分析进行确定, 对于其他一些参数将考虑依据匹配设计原则, 运用工程类比分析和理论计算分析, 并结合现场工程实践的成功案例以及煤矿锚杆支护技术的发展方向来综合确定。

2. 1正交数值模拟试验分析优化锚杆主要支护参数

正交试验法, 就是在多因素优化试验中, 利用数理统计学与正交性原理, 从大量的试验点中挑选有代表性和典型性的试验点, 应用正交表科学合理地安排试验, 从而用尽量少的试验得到最优的试验结果的一种试验设计方法。正交试验法主要有两个特点, 一是各因素的各个不同水平, 在试验中出现的次数相同; 二是任何两个因素的各种不同水平的搭配, 在试验中都将出现, 并且出现的次数相同。因此, 正交试验法安排的试验方案是有代表性的, 能够比较全面地反映各因素、各水平对指标影响的大致情况。

锚杆支护参数的优化需要在巷道顶板和两帮分别进行, 根据巷道顶板和两帮围岩的变形破坏特征和巷道围岩稳定性的评价结果, 并结合现场工程实践的成功案例以及煤矿锚杆支护技术的发展方向, 考虑对锚杆支护参数进行优化。

2.2 工程类比与理论计算分析确定锚杆其他支护参数

2.2.1锚杆配套托盘及螺母的合理选择

锚杆托盘和螺母在选择使用时应与锚杆杆体相匹配。锚杆托盘的主要作用是把螺母锁紧力矩产生的上推力传递给巷道围岩, 产生初锚力, 同时围岩压力又通过托盘传递给锚杆产生工作阻力; 它的破坏载荷与杆体相等, 故其强度直接影响锚杆的锚固质量。托盘的形状和材质是衡量托盘质量好坏的两个指标。

锚杆螺母主要有两个功能, 即传递扭矩和满足锚杆安装要求, 目的是传递锚固力, 实现锚杆对围岩的密贴。普通螺母, 靠人工坚固, 承载能力低, 仍未摆脱锚杆初锚力低和被动支护的模式; 而新型快扭螺母由于设计时考虑了安装和承载功能, 外形尺寸加大, 一端增加封板和防松垫, 用于安装时能及时搅拌, 质量稳定、快速便捷、省时省力, 受力构件承载时, 能与杆体强度极限相匹配, 且使锚杆支护逐步实现主动支护。因此, 可以选择新型快扭螺母作为锚杆的配套螺母。

2. 2. 2锚杆支护“三径”合理匹配

“三径”是指锚杆直径、钻孔直径和树脂药卷直径, 它们是否合理匹配直接影响到锚杆的锚固效果, 以及锚杆支护的安全可靠性和经济合理性。

锚杆直径在前面的锚杆支护参数优化过程中已经选定, 它在设计时考虑了支护上的可靠性和经济上的合理性因素。对应于已设计好的锚杆直径, 匹配多大的钻孔直径才能使其锚固性能更佳, 这是一个十分重要的问题。已有的实验结果表明, 钻孔直径与锚杆直径之差为6 ~ 10 mm为宜, 且以7 ~ 8 mm为最好。在实际施工中, 钻孔直径选取考虑的是综合因素, 既要考虑锚固力大, 又要考虑锚固成本较低, 钻孔效率较高、便于施工和组织管理等。

树脂药卷直径选择时有两条规则: 一是在一定的钻孔直径条件下, 要保证数值药卷能够顺利安装; 二是在保证树脂药卷能够顺利安装的条件下, 尽量加大其直径。经综合研究和实践, 对于直径28 mm的钻孔, 其合理匹配的树脂药卷直径为23 mm。

2. 2. 3锚固剂参数的合理选择

可以按照如下经验公式计算树脂药卷的长度, 即:

式中:L—树脂药卷的总长度, m;L0—锚杆的锚固长度, m;ф1—钻孔直径, mm;ф2—锚杆直径, mm;ф0—树脂药卷直径, mm。

2. 2. 4锚杆预紧力的合理选择

锚杆预紧力是体现锚杆支护的主动性、及时性的主要指标。合理的预紧力可提高围岩的自支撑能力, 保证整个锚杆支护体系的支护性能得到充分发挥。锚杆预紧力主要是通过拧紧锚杆尾部的螺母, 压紧托盘实现的。锚杆预紧力与螺母预紧力矩之间的关系可以表示为:

其中k是比例系数, 主要取决于螺母与锚杆螺纹段间的摩擦系数、螺母与垫圈间的摩擦系数以及锚杆的直径。

因此, 提高锚杆预紧力的技术措施可以通过以下四条途径来实现: 1尽可能地增加安装锚杆时的预紧扭矩, 根据锚杆杆体材料和锚固剂的力学性能、锚固剂与钻孔的粘结特性, 在条件允许的情况下, 可采用大扭矩扳手、大扭矩锚杆钻机, 或者气动扳手进行锚杆预紧。2合理选择锚杆直径, 由于预紧力与锚杆直径成反比, 因此为了提高预紧力, 在满足支护强度的前提下, 优先使用小直径锚杆。3保证锚杆尾部螺纹与螺母之间的光洁, 减小摩擦当量角, 这可以通过控制锚杆的加工工艺或在尾部螺纹段涂抹润滑油脂等办法实现。4减小锚杆螺母与托盘或球垫片之间的摩擦力, 由于锚杆螺母与托盘或球垫片之间存在的水平摩擦力形成了摩擦扭矩, 消减了施工机具提供的预紧扭矩, 从而造成锚杆预紧力下降, 因此, 可在螺母与托盘或球垫片之间增加一块尼龙垫圈, 以降低摩擦阻力。

3结语

现代支护设计有其自身的优势和特点, 笔者通过介绍支护形式的确定方法, 并利用正交数值模拟试验分析优化锚杆主要支护参数, 利用工程类比与理论计算分析确定锚杆其他支护参数, 对现代支护设计进行了浅析, 为我国支护设计提供了一定的理论依据。

摘要：主要对现代支护设计进行了研究, 其具体思路是:首先根据锚杆支护结构形式以及支护参数的优化结果, 利用正交数值模拟试验分析法确定锚杆直径、锚杆长度、锚杆间距和锚固长度4个主要的支护参数;然后依据匹配设计的原则, 综合运用工程类比和理论计算等方法确定锚杆预紧力矩、护表构件参数、锚索规格与布置方式等其它支护参数。

关键词：巷道,支护,正交,参数

参考文献

[1]康红普.煤矿预应力锚杆支护技术的发展与应用[J].煤矿开采, 2011 (3) :25-30+131.

[2]侯朝炯, 郭宏亮.我国煤巷锚杆支护技术的发展方向[J].煤炭学报, 1996 (2) :113-118.

6.浅谈巷道支护形式的选择 篇六

【关键词】巷道支护；形式；选择

一、巷道围岩的应力分布

1、采动、采动空间和围岩

在岩体中开掘巷道和进行回采工作，称为对岩体的采动，采动所形成的空间称为“采动空间”，采动空间周围的岩体称为围岩，采动空间上方的岩层称顶板，下方的岩层称底板，两侧的岩体称为两帮。

2、巷道的应力分布

采动后围岩的原始平衡状态遭到破坏，各部分应力将重新分布，应力重新颁的结果是顶板的两端出现应力集中区。其中顶板各岩层将因失去支撑面，在自重的作用下，弯曲下沉。结果在其底部出现拉应力，当拉应力超过限度，顶板岩层遭到破坏，围岩应力的重新分布促使岩层产生新的运动。

3、自然平衡拱的形成及破坏

当开掘井下巷道或采出煤炭后，顶板被暴露出来，好象一根梁一样承受着上下岩石的压力。如果不及时进行支护，经过一段时间，梁将向下弯曲，靠近巷道顶板的岩石产生拉应力，当拉应力超过岩石所能承受的极限时，岩石将产生裂隙；并随着裂隙不断增加，岩石开始破碎、脱落下来，其冒落范围不断向上发展，最后形成一个岩拱就不再冒落了，这种拱叫自然平衡拱。

综上所述，掘进巷道时应做好支护工作，防止顶板冒落、片帮和底鼓。因此，在掘進巷道过程中，针对巷道围岩的岩性情况适当选择恰当的支护类型是十分重要的。

某煤矿主要开采龙岩组一段的37#、38#、39#及41#煤层及龙岩组三段的2#、20#、23#、24#、28#、29#煤层。

1）龙岩组一段中部富煤带，自41号煤底板砂岩至36号煤顶板之上砂岩底界，厚度约125米，岩性以粗粉砂岩为主，含煤7层，主要可采4层（37#、38#、39#、41#），局部可采1层36#，各煤层的顶底板岩性为37#：顶板为泥岩或细粉砂岩，底板为粗粉砂岩；38#：顶板为厚层状泥岩，底板为粉砂岩；39#：顶板为厚层状泥岩，底板为细砂岩或细粉砂岩；41#：顶板为细粉砂岩，底板为细砂岩或粉砂岩。

2）龙岩组三段，分布在井田中部，自标Ⅲ1起至翠屏山组底砾岩底界，总计厚度436.5米，含煤60多层，主要可采4层（20、24、28、29），局部可采2层（2、23）。根据岩煤层特征，可分为三个带：①海合百茎带，自标Ⅲ1起至Ⅲ3底止，厚度156米，由粗粉砂岩、砂岩及泥岩组成，含煤13层，主要可采2层（28、29）；②舌形贝带，自Ⅲ3至Ⅲ4底止，厚度102.5米，岩性主要以 粗粉砂岩、泥岩及砂岩组成，含煤15层以上，主要可采2层（20、24），23号煤为局部可采；③植物化石带，自Ⅲ4底界至标Ⅳ底界止，厚度178米，含煤22层以上，仅2号层为局部可采。各煤层的顶底板岩性为2#：顶板为细粉砂岩或泥岩，底板为细砂岩；20#：顶板为厚层状泥岩，底板为细砂岩或细粉砂岩；23#：顶板为泥岩，底板为厚层状细粉砂岩；24#：顶板为细粉砂岩，底板为细砂岩；28#：顶板为细粉砂岩，底板为细砂岩或细粉砂岩；29#：顶板为厚层状泥岩，底板为细粉砂岩或细砂岩。

二、几种支护方式的适用条件和优缺点

1、木支架

木支护在煤矿掘进生产中比较常见，而且历史很悠久，主要结构是梯形，常见有亲口棚和鸭嘴棚两种。鸭嘴棚顶梁与立柱的连接为相互咬合的亲口接合形式，这种方法最简单。它可以在各种地压条件下使用。

木棚子的架设质量要求较严格，有一点架设不好，将影响棚子支护效果，因此架设时要认真仔细作业，不能马虎，以免留有后患。

木支护的优点是重量轻，容易加工架设，具有一定的强度和可缩性，其缺点是易燃易腐回收复用率低，维护费用高。为了节约木材尽量少用或不用木材支护。

2、金属支架

金属支架的优点在于：①承载能力高，可有效的控制巷道围岩的变形与移动；②由于金属支架在制作时按规程断面有严格的尺寸规定，因此在井下巷道的成形必须按规程的断面规格施工，这样可保证巷道的质量标准建设；③金属支架的可缩性较大，硬度强，不易折断，不会因为受到顶板的压力而折断造成顶板事故，减少事故的发生，对于破碎顶板有较好的管理；④可回收再利用，节约成本。

缺点在于：①制作复杂麻烦，重量较大，搬运和修理不方便，初期投资大。人员在支护时较为困难；②在原为裸体的支护巷道改变为金属支架支护时受断面的影响较大。不能就地取材及及时支护而造成安全隐患；③在架线巷道中金属支架可能造成触电危险；④在岩性特破碎地带回收较为困难。

3、锚喷网联网联合支护

锚喷支护在不同地质，不同深度，不同井、巷或硐体类型、尺寸，永久支护或临时支护等条件下，均可采用。

锚杆支护在矿压小、围岩运动方向与锚杆平行的条件下适用，与其它支护方式相比，其优点是：坚固、耐用、安全可靠，巷道维护量少；施工工艺简单，劳动强度低可紧跟掘进工作面便于组织，掘进支护平行作业和一次成稳有利于实现快速掘进和支护机械化；可缩小巷道断面约10％～20％，节省大量建筑材料，掘进费用低。它的缺点是人工打顶板眼困难。

单纯的锚杆支护，不能防止围岩的风化和脱落。为此锚杆支护最好和喷浆(或喷射混凝土)支护联合使用。有时与挂金属网和喷浆共同使用以达到支护的目的。

4、砌碹支护

砌碹支护多用于少数压力大的破碎带和要求不准渗漏水的火药库，机电峒室等工程。

砌碹支护的优点是服务年限长,通风阻力小,维护量很小, 缺点是施工较大断面时工艺复杂,施工过程中掘进与支护作业相互影响,工作面与砌碹支护之间需要做临时支护,同时砌碹施工速度慢,工种多,人员配合多,工资费用高,材料消耗多。

三、支护方式的选择

从某矿煤层的顶底板岩性及近两年的巷道布置改革情况看，一段地层的各煤层巷道的支护方式：41#煤层运巷采用点柱支护、其余煤层采用底板裸体掘进，层节理发育地段采用锚杆（喷）支护，局部破碎带、见煤点采用矿工钢支护是可行的，也是相对经济实用、简单的，以减少其巷修费用；但三段地层的各煤层运输巷，虽经改革布置在煤层的底板上，巷道压力不大，但因其地层的层理、裂隙发育，除极少地段的巷道可保持完好外，大部分地段受风化、采动影响后均需套棚维修，支护与巷修成本巨大，费用居高不下；也因其地层的层理、裂隙发育，从近两年的揭露与实践情况看，其一次脱层厚度经常在1.5米以上，采用锚杆支护因其安全可靠性难以确保，我们认为锚杆支护方式不可行；矿工钢支架虽然一次投入成本大，但由于三段地层的运输巷道压力不大，支架易于回收复用，预计回收率可达95%以上，从长远看是最经济实用、安全的支护方式，因此我们认为三段地层的运输巷道采用矿工钢金属支架支护最为合适，局部岩性脱层严重、破碎地点，还是要采用砌碹支护。

参考文献

[1]冯锡壁，黄振宇.井巷喷射混凝土施工[M].北京：煤炭工业出版社，1988.

[2]煤矿安全规程.2010年版.

[3]中南矿冶学院主编.井巷工程[M].北京：冶金工业出版社，2000.

7.巷道永久支护 篇七

【关键词】深部巷道；锚杆；结构；研制

绪论

随着浅部资源的减少和匮乏，我国煤炭开采逐步转向深部，开采深度以每年8～12m的速度增加，未来十年我国煤矿深部开采的问题将越来越突出。从煤矿井下的实际情况来看，深井巷道变形剧烈、维护困难、支架折损严重、返修率高、维护费用成倍增加，安全状况恶化等。近年来，随着一大批大型国有老矿井向1000m左右深度延伸，对深部岩巷围岩稳定与支护中涉及的理论与关键技术的研究显得尤为迫切，高强度锚杆索支护在浅部矿井巷道支护中效果好，但在深部矿井高地压巷道出现一系列问题：锚杆预应力过低、强度不足、抗冲击性能差，造成锚杆拉断或整体失效；锚索直径小、强度低、延伸率低，与钻孔匹配性差，出现锚索拉断或整体滑动；钢带强度和刚度小，容易撕裂和拉断，护顶效果差；锚杆、锚索强度和刚度偏低，单位面积锚杆数多，间排距小，支护密度大，严重影响巷道掘进速度，造成采掘接续紧张，这些现象严重影响锚杆支护效果和安全程度。

针对这些问题开展研究，我们提出高性能锚杆的概念，它是指杆体材质符合高强度、延伸率及锚固要求、附件完整、整体强度和几何尺寸匹配、能够满足钻机连续一体化安装并实现预拉力的新型锚杆。

1、高性能预拉力锚杆的研制

高性能预拉力锚杆研制方法及特点如下：①采用20MnSi无纵筋左旋螺纹钢加工，其强度和延伸率都符合高强度锚杆对材质的要求，材质优良，取材方便，杆体表面凸纹能够满足搅拌阻力和锚固要求，不必二次加工；②外端螺纹部采用低强度损失加工新工艺，螺母、托盘、钢带等附件尺寸匹配、强度相当；③双重减摩措施，保证实现预拉力（初锚力），并调整锚杆外端受力；④扭矩螺母实现快速机械安装；⑤有醒目的标志直观显示安装施工质量；⑥配套的新型附件性能优越，包括顶板用M型钢带和帮用的Π型轻型带钢，前者是针对W型钢带易撕裂、抗弯模量小的缺陷，经过断面形状优化产生的高翼缘结构；后者是针对钢筋梯子梁焊点不牢，整体性差，与围岩接触困难的缺陷而开发出来的，用料省，整体力学性能好，它们都属于更新换代产品，有多种规格和多个系列。

2、锚杆杆体表面结构

对于锚杆杆体而言，要求对树脂搅拌后，必须充填密实，才能使锚杆杆体与树脂的握裹力、孔壁与树脂之间的粘结力达到最大，产生非常大的锚固力。由于普通的螺纹钢锚杆为表面两边带纵筋、右旋螺纹的杆体，在搅拌树脂时，主要带来如下问题：

①由于两纵筋的存在，减小了孔壁与锚杆杆体的有效间隙，增大了搅拌时的阻力，实践证明，带有纵筋的螺纹钢杆体搅拌时的扭矩大于80～100N·m。另外，由于两纵筋比螺纹高，降低了杆体与孔壁之间树脂的密实程度。

②右旋螺纹在旋转时，会产生将树脂从孔内旋出的力量（搅拌树脂时，锚杆钻机为右旋），不利于锚固剂的充填密实，降低了锚固剂的锚固程度。

针对普通螺纹钢杆体存在的缺陷，将锚杆杆体直接加工成单向无纵筋左旋螺纹钢，使螺纹方向与搅拌树脂时的方向相反。这样，在搅拌树脂时，左旋螺纹会对树脂产生向孔内的推力，增加树脂的密实程度，增大锚杆的锚固力。

不同锚杆杆体的锚固力试验结果如图所示，实验中所采用的螺纹钢锚杆杆体直径均为20mm，锚固段长度为300mm。根据试验结果，双向有纵筋普通螺纹钢锚杆锚固力平均为46.3kN，单向无纵筋右旋螺纹钢锚杆锚固力为48.7kN，单向无纵筋左旋锚杆锚固力91.3kN。由此可以看出，单向无纵筋左旋螺纹钢锚杆，在使用过程中，可以充分搅拌树脂，并增大了树脂的密实程度，减少了树脂固化后的收缩量，增大了锚杆的锚固力。从试验数据中可以看出，单向左旋无纵筋螺纹钢锚杆比双向有纵筋普通螺纹钢锚杆的锚固力提高了94%，达到了非常好的锚固效果。

单向左旋无纵筋螺纹钢锚杆杆体有如下几个几何参数：横肋宽度、横肋高度、间距、螺旋角等，它们都影响搅拌阻力和粘结能力，通过优化断面形状和横肋几何参数，可以实现低阻高粘的性能。

3、提高预拉力的措施

由于钢与钢之间的摩擦系数无法改变，所以，影响锚杆预拉力的因素主要有两个：拧紧力矩M，这主要取决于安装机具的输出力矩；螺纹力矩基本上是固定不变的，锚杆预拉力主要取决于螺母与托盘之间的摩擦阻力。

（1）提高安装机具的扭紧力矩M

安装机具输出拧紧力矩的大小是决定锚杆预拉力的关键。目前，国外先进的采煤国家，如美国、澳大利亚等，普遍采用掘锚联合机组进行巷道掘进和安装锚杆，获得锚杆高预拉力的措施是：第一，锚杆台车的安装顶推力很大，能够达到445kN的安装顶推力，安装顶推力能够对巷道顶板提供一个很高的压紧力，该力在锚杆安装以后便由锚杆通过托盘保持住。第二，安装锚杆时，输出的拧紧力矩非常大，可以达到542N·M。如此可以保证锚杆预拉力可以达到其杆体屈服强度的70%。现在，我国锚杆打眼和安装普遍采用单体锚杆钻机，这种锚杆钻机的输出扭矩一般在100～140N·M之间，顶推力不超过10kN，难以满足提高锚杆预拉力的要求。采用高扭矩的冲击式风扳机可以提高锚杆预拉力，如山东济南交通学校机械厂生产的BK-20型风扳机，其输出扭矩可以达到490N·m，但机械性能不稳定，应用受到限制。

（2）采取减摩措施

施加预拉力到一定值后，螺母與托盘之间的摩擦阻力已经非常大，使锚杆钻机的扭矩大部分消耗在摩擦力上，无法使扭矩转化为杆体上的预拉力，要满足设计的预拉力的要求，必需在螺母与托盘之间加上“润滑”装置，减少摩擦阻力。经试验，在螺母与托盘之间加上一个金属垫圈和一个塑料垫圈，可以极大地减少摩擦阻力，达到“润滑”的目的。

4、结语

随着我国浅部资源的减少和匮乏，煤炭开采逐步转向深部。经探明，我国煤炭埋深在-600m以下和-1000m以下的储量约占总储量的73%和53%，东部煤炭资源埋深在1000～2000m的储量占2000m以浅总储量的83%，同时，我国金属矿产开发也在向深部发展，其中，金川镍矿、红透山铜矿等开采深度都已达到了1000m以下。可以预计，再过一、二十年，现有的许多煤矿和新近开发的矿井都会进入深部开采，研究深部开采理论和技术已势在必行。合理的锚杆支护设计、锚杆结构和加工性能等不仅可保证回采巷道的安全可靠，而且可取得显著的技术经济效益和社会效益。

参考文献

[1]张玉海.深部巷道强力锚杆与锚索支护材料[J].科技资讯，2008（5）：13-16.

[2]韩强，郑祥举. 深部巷道支护材料的选型研究[J].煤炭科技，2011（8）：23-25.

8.软岩巷道支护方式探讨 篇八

随着我国煤炭资源开发的进一步发展, 开采深度不断增加, 井下巷道将处于更高地应力环境之中, 大部分巷道围岩呈现出低强度、膨胀性、强流变性等特点, 矿井软岩巷道的支护与维护问题显得越来越突出, 增大了开采作业难度和技术要求。因此, 研究高地应力软岩巷道变形破坏机制是保证巷道稳定性和这类矿山持续稳定发展的关键。

1 软岩巷道支护方式

1.1 可缩性金属支架支护

由于软岩巷道具有高应力、大变形的特点, 因此要求金属支架必须具备高阻可缩性能, 既能够抵抗巷道较高的应力状态, 又能适应巷道大变形的特点。针对高阻可缩的要求, 现阶段我国软岩巷道常用金属支架为U型钢支架, 它具有结构较简单、承载能力较大、可缩性能较好等优点[1]。U型钢支架主要应用于地应力较大、围岩非常破碎的巷道, 但是U型钢支架支护属于典型被动支护, 在支护初期无法提供支护阻力, 只有等到围岩变形后被动承载, 这造成其实际承载过程中容易出现偏载或者承载不均匀的情况, 导致支护-围岩相互作用关系较差, 因此难以有效地控制软岩巷道围岩变形。

1.2 锚网支护

近几十年内, 随着我国对锚杆支护理论研究不断深入以及锚杆支护技术不断发展, 锚杆支护应用相当普遍, 这主要是由于锚杆支护在控制支护成本、改善围岩应力状态以及提高围岩自身强度等方面的优势。但是锚杆支护的基础是围岩赋存条件, 针对围岩非常破碎的巷道, 锚杆支护锚固力极易丧失, 导致巷道强烈变形[2]。针对围岩可锚性较好的巷道分析, 现阶段锚杆支护主要是锚杆+高强度护表构件 (钢筋网、钢带等) +锚索支护, 属于主动支护, 能够有效的改善巷道围岩的应力状态和应力应变特性, 提高岩体的残余强度, 发挥围岩自承载能力。

1.3 联合支护

联合支护系指采用多种不同性能的单一支护的组合结构。经过近几年的不断研究, 软岩巷道联合支护方式不断改进, 例如型钢支架 (U型钢、工字钢) -索支护方式、型钢支架-锚网支护等。联合支护方式主要是保留多种支护方式的优点, 克服缺点, 实现优势互补。以U型钢支架-锚索联合支护为例说明, 该种联合支护方式, 既能充分发挥U型钢支架的结构简单、高阻可缩的优点, 又能通过小孔径高强度预应力锚索改善支护-围岩相互作用关系, 适应软岩巷道高应力大变形的特点, 实现联合支护体共同承载。

2 软岩巷道支护实例

2.1 巷道地质概况

以某矿的辅助轨道上山为支护实例, 对软岩巷道的棚索联合支护方式进行分析。由图1可见, 巷道周围地质构造复杂, 断层分布广泛, 在断层构造影响下, 巷道围岩岩性较为松散、破碎, 应力水平较高, 巷道变形破坏严重。由巷道掘进揭露的围岩岩性可知, 该巷道围岩以砂质泥岩和泥岩为主, 顶板夹杂砂岩夹层。

2.2 巷道变形特征及分析

(1) 巷道采用直墙半圆拱形断面, 巷道净宽4 200 mm, 巷道净高3 900 mm, 采用锚网喷支护方式, 锚杆选用直径20 mm, 长度2 400 mm的等强螺纹钢锚杆, 锚杆间排距为700 mm×700 mm, 喷层厚度为120 mm。该巷道变形破坏特征表现为两帮强烈内移和底板强烈底鼓, 对矿井安全生产构成严重威胁。

(2) 辅助轨道上山在断层构造影响下, 围岩极其破碎, 普通锚网支护在巷道浅部围岩难以形成稳定的承载结构, 同时在构造应力作用下, 迫使巷道围岩处于高应力低强度状态, 易于产生强烈剪胀变形。不仅如此, 由于巷道原有支护缺少针对性, 并未采用高强度的护表构件配合锚杆支护, 导致锚网支护承载性能无法充分发挥。根据巷道两帮强烈内移变形的特点分析, 巷道帮部梁结构的承载能力及稳定性均较差, 在高应力及围岩破碎条件下, 容易产生结构性失稳, 导致巷道支护系统整体失效[2]。

2.3 棚索联合支护技术

采用U36型钢支架作为基本支护, 棚距500mm, 外扎角3°, U型钢搭接长度500 mm, 如图2所示;搭接部位采用2付双槽夹板限位卡缆, 1付普通夹板卡缆;采用新型双抗双扣钢筋网背板, 提高支架护表性能。为了提高联合支护的整体支护效果, 改善支护-围岩相互作用关系, 采用12#工字钢制作锚索托梁, 采用“一梁压两棚”的耦合方式。锚索型号为φ18.9×5 000 mm, 材质为1860钢绞线, 锚索间排距1 000 mm×1 500 mm, 具体支护参数如图2所示。

目前, 控制底鼓方法应用比较成熟的有底板锚网支护、底反拱支护等, 根据该巷道的围岩比较松散、破碎的特点, 采用具备高阻可缩特性的U型钢底反拱支架, 底反拱加工参数如图3所示。底反拱施工工艺为: (1) 在设计底板标高基础上, 按设计方案向下剥离800 mm左右的破碎岩体; (2) U型钢底反拱支架为二节拱形式; (3) 底反拱支架间距为500 mm, 支架后方配合使用高强度防滑钢筋网, 各节支架搭接部位均采用2付限位卡缆和1付普通夹板卡缆; (4) 底反拱架设完毕后, 将底反拱与设计底板标高间的底板充填粒度适中的矸石作为缓冲层。

2.4 试验效果

该技术方案实施后, 对该巷道变形进行长期跟踪观测, 观测时间内两帮移近量为55 mm, 两帮平均移近速度0.3 mm/d, 顶底板移近量达到35 mm, 顶底板平均移近速度0.2 mm/d, 巷道围岩变形量在70 d左右处于稳定, 如图4所示。由观测结果可知, 棚索联合支护技术能有效控制巷道围岩变形。

3 结论

在总结近几年软岩巷道支护技术的基础上, 结合某煤矿辅助轨道上山的地质条件和巷道变形破坏特征, 通过理论分析, 总结该类巷道变形破坏原因, 研究提出U型钢支架+锚索联合支护技术, 根据现场试验效果得出以下结论:针对软岩巷道进行支护设计时, 必须依据软岩巷道变形破坏特点, 选取适应软岩巷道变形破坏特点和高应力特点单一或者联合支护方式;高阻可缩U型钢支架能够有效的适应软岩巷道高应力大变形的特点;采用小孔径高强预应力锚索联合支护, 充分调用深部岩体的承载能力, 巷道支护系统的整体承载能力和效果。

摘要：综述了我国现阶段软岩巷道的支护方式, 阐述各种支护方式的特点, 针对软岩巷道典型的变形破坏特征, 采用理论分析方法对巷道变形破坏原因进行分析, 制定解决方案。

关键词：软岩巷道,巷道支护方式,变形破坏

参考文献

[1]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

9.煤矿巷道锚杆支护应用实例 篇九

关键词：煤矿工程,巷道,锚杆支护

0前言

煤矿巷道支护技术在煤矿产业当中有着很长一段时间的发展历史, 在煤矿开采技术的不断发展与革新下, 煤矿巷道支护技术也得到了长足的进步, 其中以锚杆支护技术最具典型性。锚杆支护技术的有效应用, 开创了煤矿巷道支护技术又一个发展的新篇章。其不仅在施工方面更具便捷性, 还在支护效果上有了很大的突破, 这对煤矿巷道支护的质量及煤矿巷道支护技术的发展无疑是带来了巨大进步。

1 煤矿巷道支护的理论发展

1.1 煤矿巷道的布置发展

在煤矿开采技术的发展下, 巷道布置实现了重大发展。其中, 在煤矿巷道的层位选择上, 为了缩短矿井建设周期, 提升掘进速度, 巷道从岩巷转向了煤巷。放顶煤开采技术的广泛应用, 使回采巷道从岩石顶板煤巷向煤层顶板巷道发展。另外, 在巷道断面的形状和大小控制上, 为了提高掘进速度和断面的利用效率, 矩形断面已经取代了拱形断面, 与此同时为了满足大型设备的作业需求, 矿井的断面也开始逐步扩大。在回采巷道数量方面, 为了满足高瓦斯矿井的通风要求, 单巷布置已经开始实现向多巷布置发展。而巷道赋存方面, 也从浅埋地区向深埋地区发展, 简单地质条件向复杂地质条件发展。从煤矿巷道的发展情况可以看出, 煤矿巷道的支护难度越来越大[1]。

1.2 煤矿巷道支护的发展

在煤矿开采和巷道的发展背景下, 煤矿巷道支护迎来了新的发展前景。煤矿巷道支护技术在经历了木支护、砌碹支护、型钢支护的发展过程中, 进入了锚杆支护时代。锚杆支护在我国的使用已经有半个世纪以上的历史, 其经历了低强度支护阶段, 高强度支护阶段, 高强度高预应力支护阶段和强力支护阶段。同样锚杆的材质也经历了一个漫长的发展使其, 机械锚固锚杆、钢丝绳砂浆锚杆、端部锚固树脂锚杆、快硬水泥锚杆以及管缝式锚杆都在我国锚杆支护历史上发挥了重要的作用。随着煤矿开采及巷道的不断发展, 上述锚杆都已经无法满足煤矿巷道的支护要求, 在这种背景下, 锚杆支护又迎来了一个新的发展阶段, 多锚杆支护、二次支护技术成为了煤矿发展背景下的煤矿巷道支护的主体内容[2]。

2 煤矿巷道锚杆支护技术

2.1 巷道围岩地质力学测试技术

(1) 地应力测量

为了保证巷道支护的有效性, 在进行支护之前必须要进行地应力的测量工作。目前我国主要利用应力解除法来对矿井下的原岩应力和次生应力进行测量, 除此之外还需要利用小孔径水压致裂地应力测量仪器来进行测量。该仪器是由我国煤炭科学研究总院开采设计研究分院所研发出来的, 目前其已经投入到了我国20多个矿区的300多个测站进行工作[3]。

(2) 煤岩体强度

煤岩体强度的测试, 主要是利用钻孔触探法来完成的, 该方法的有效使用能够实现对井下煤岩体强度位置的测定, 并通过钻孔来准确地测量出地下煤岩体的抗压强度。

(3) 结构测量

煤岩体的结构测量方面则是利用电子钻孔窥探仪来完成的。该仪器能够快速、清晰的将煤岩体中的节理、层理以及裂隙等结构信息反馈出来, 从而实现对煤岩体结构的数据测量, 为巷道的布置与支护设计提供全面而有效的资料。

2.2 锚杆支护设计方法

随着煤矿开采难度的逐渐加大, 煤矿的锚杆支护难度也在提升, 在这种背景下必须要保证锚杆支护设计的科学性, 因此在锚杆支护设计阶段必须要做好各方面工作。例如支护各部件的选择科学性, 各部件之间搭配的合理性, 锚杆与锚索支护构件之间的匹配性等内容, 都是锚杆支护设计过程中所要注意的重要问题。另外, 由于各矿区的实际地质情况都不尽相同, 因此在锚杆支护设计过程中, 设计人员必须要做好各方环境及其因素的调研与考察工作, 在充分掌握各方因素及条件的基础上, 来进行锚杆支护的有效设计, 使其能够在完成支护任务的基础上, 为矿区岩体的整体结构性能提供及安全施工提供保证[4]。

2.3 锚杆支护材料

通过上文的分析能够看到, 锚杆支护材料经历了从低强度到高强度到高预应力再到强力支护的发展过程。在煤矿巷道的基本支护设计当中Q235圆钢粘结式锚杆是支护锚杆的主要形式。目前, 一些地质条件简单的矿区仍在使用该材质的锚杆支护形式。为了满足高难度煤矿巷道的支护要求, 提升锚固效果, 新型的锚杆在形状和结构上都进行了优化, 并开发出了锚杆专用钢材, 从而满足高强度及超高强度煤矿巷道的支护需求。

2.4 锚杆支护施工质量控制与矿压监测

锚杆支护施工质量控制与矿压监测是煤矿巷道支护当中的重要工作内容, 其对于煤矿巷道的支护及开采质量有着重要性影响。

为了保证锚杆支护工程的施工质量, 我国在施工质量监测方面已经取得了有效的进展。锚杆拉拔计、锚杆预紧力监测器具及声波锚杆锚固质量监测仪器等设备的研发, 为我国锚杆支护工程质量提供了有效的保障, 并很大程度上推动了我国锚杆支护工程施工水平的发展[5]。

为了保证煤矿巷道内的矿压处于一个安全、稳定的状态, 使作业人员的安全能够得到保障, 我国在巷道矿压监测方面也进行了技术研发, 并已经取得了十分可观的进步。目前我国的矿压监测设备已经能够完成对煤矿巷道的表面位移、顶板离层及深部位移情况的监测, 除此之外, 锚杆支护工程当中锚杆与锚索的受力程度, 也能够得到有效的监测, 这对于我国煤矿巷道支护水平的提升做出了重大贡献。近年来, 为了实现对巷道矿压的实时监控与把握, 我国已经开展了矿压实时在线综合监测系统的研发, 目前该监测系统的研发已经取得了实质性进展, 在不久的将来其必然能够为我国煤矿巷道矿压的监测工作做出重大贡献。

2.5 锚固与注浆联合加固技术

我国土地广袤, 地质复杂。在进行煤矿开采过程中, 很容易遇到松散破碎的煤岩体, 在这种煤岩体当中开掘巷道, 难度非常大, 同样如果单纯依靠锚杆来进行支护, 根本达不到安全施工的基本要求。在这种情况下, 锚固与注浆联合加固技术得以研发。该技术的研发能够通过注浆来将破碎的煤岩体进行结合, 使它们成为一个整体, 在此基础上再进行锚固支护, 其效果自然而然就能够得到提升。

3 软岩巷道支护实例分析

3.1 工程简介

平庄矿区红庙煤矿是我国最具代表性的软岩矿井之一。该地区的煤层及顶板岩层交接程度差, 煤岩体强度较低, 且具有易风化、易崩解破碎, 遇水膨胀等特性。在这种情况下煤矿的巷道支护十分困难。为了保证煤矿的安全作业, 巷道在服务期内不得不多次进行翻修, 不仅造成了极大的成本浪费, 还影响了煤矿开采进度, 更为作业工作带来了安全隐患[6]。

3.2 生产条件

开采煤层:红庙煤矿五区5—2s煤层。

煤层客观条件:5—2s煤层与其上方的5—1s煤层之间间距很小, 5—2s煤层顶板与5—1s每层地板之间的最短距离仅有6 m, 最长距离也只有9 m, 并且5—1s煤层已经完成了回采。

煤层厚度:5—2s煤层的平均厚度为5.99 m, 其中含数层夹矸。

煤层倾角:煤层倾角度数为15°~16°。

煤层抗压强度:煤层单轴抗压强度仅为4.8 MPa;顶板砂质泥岩强度为15~35 MPa;直接底为砂质泥岩, 单轴抗压强度为23.5 MPa, 且具有膨胀性。

3.3 巷道支护设计

根据对该矿区实际情况的了解, 采用树脂全场预应力锚固组合来进行支护。

锚杆:Φ22 mm的左旋无纵筋螺纹钢, 长度为2.4 m。

锚固剂:高干端部采用快速固化锚固剂、后部采用慢速固化锚固剂。

锚杆排距:锚杆基本排距为900 mm, 顶板每排7根, 间距为850 mm;每排每帮2根锚杆, 间距为600 mm, 锚杆预紧力距为400 N·m。

锚索:ϕ22 mm。

钢绞线:型号为1×19, 长度为4.3 m, 树脂端部进行锚固。

具体操作:每1.8 m需要打3根锚索, 锚索间距为1.28 m, 锚索预紧力为200~250 k N。

3.4 数据分析及支护措施

完成支护后, 其井下数据如下:

(1) 表面位移在掘进工作面53 m之后逐渐趋于稳定;

(2) 两帮移近量为79 mm, 其中上帮移近量为46 mm, 下帮移近量为33 mm;

(3) 顶板、底板移近量为281 mm, 其中顶板下沉量为43 mm, 顶板膨胀量为238 mm, 底板膨胀量占巷道顶底移近量的84.7%, 地板膨胀的主要原因是地板没有进行有效支护;

(4) 顶板总离层值为37 mm, 其中浅部离层为14 mm, 深部离层为23 mm。

除此之外, 当巷道推进距工作面19 m时, 锚杆的受力程度逐渐增大, 在距工作面119 m后受力逐步稳定。在受力稳定后, 全长预应力锚固锚杆受力变化幅度较小, 其中绝大部分锚杆的受力变化幅度在5 k N以内, 最大为8~9 k N。当锚索安装并进行张拉后, 其受力变化也不大, 其基本保持稳定状态。

虽然巷道仍出现了一定程度上的变形, 但该矿井的支护效果已经基本保证了巷道围岩的完整性和稳定性, 并且没有让围岩出现较大的变形, 完全符合了煤矿开采的安全生产需求[7]。

4 总结

综上所述, 煤矿巷道锚杆支护技术是现阶段煤矿巷道支护的主要技术之一, 其无论是对于我国煤矿巷道的支护质量而言, 还是我国煤矿巷道支护技术发展而言, 都有着重要意义。不同地区煤矿巷道的岩土性质都存在着差异性, 锚杆支护技术能够通过自身作用的发挥, 有效克服不同岩土性质所带来的不利影响因素, 在完成支护任务的基础上, 更为有效地提升煤矿开采安全性, 为各矿井的安全生产提供保障。随着煤矿资源的日益减少, 煤矿开采的难度也越来越大, 因此锚杆支护技术必须要不断发展, 才能够逐渐满足高难度煤矿资源开采的实际需求, 为煤矿开采的安全性与质量性提供保障。

参考文献

[1]包海玲.地下倾斜巷道变形场数值分析及支护优化[D].合肥:合肥工业大学, 2012.

[2]黄晓炎.道清矿大倾角回采巷道锚杆支护设计及应用[D].阜新:辽宁工程技术大学, 2012.

[3]张志野.三家子煤矿巷道锚杆支护应力、位移数值模拟分析[D].阜新:辽宁工程技术大学, 2012.

[4]马鑫民, 杨仁树, 张京泉, 等.煤矿巷道锚杆支护智能绘图系统开发与应用[J].中国矿业, 2010 (11) :77-80.

[5]康红普, 王金华, 林健.煤矿巷道支护技术的研究与应用[J].煤炭学报, 2010 (11) :1809-1814.

[6]张朋.综采矿压显现规律与巷道支护效果数值模拟研究[D].包头:内蒙古科技大学, 2011.

10.巷道永久支护 篇十

【关键词】巷道支护技术；煤矿；井下掘进

前言

相比于煤矿的露天开采来说，地下开采的更具有危险性，稍不注意就会造成巨大的人员伤亡，造成无法挽回的后果。为了保证煤矿开采人员的生命安全，就必须要提高巷道支护技术水平，打破传统的巷道支护实施方案，针对煤矿的实际情况进行巷道支护方案的设计，提升巷道支护工艺与手段，确保巷道支护的质量，为煤矿井下开采人员的生命安全提供保障。

一、巷道支护技术的相关概述

（一）巷道支护技术的基本介绍

巷道支护技术是煤矿井下掘进常用的技术手段，一般分为主动支护与被动支护，不管是哪一种支护方式，都具有多元化的特征。被动支护主要就是围岩支护，其中比较常见的被动支护有棚式金属支架支护，使用金属支架对矿井中的围岩进行支撑，确保煤矿开采人员在下井工作的时候不会受到围岩脱落的干扰。但是，这种支护形式并不适宜长期使用，其使用过程中经常会出现各种各样的安全隐患，无法为煤矿开采工人的生命安全提供保障。其他常见的巷道支护技术还有锚杆支护技术[1]。

（二）巷道支护的主要形式

1.型钢支护

型钢支护是采取了钢材的强度高、韧性强的优势，在实际煤矿井下掘进的时候能够表现出抗压、抗拉等不同的性能。一般情况下，煤矿巷道支架需要承受来自两个方向的作用力，分别是横向荷载、纵向推动力，如果巷道支架不能够承受这两个方向的荷载力，就会造成巷道支架的不稳定，使巷道支护失去其本来的效果。型钢支护能够承受的负荷比较强，及时面临比较大的横向荷载与纵向推动力，也能够抵抗住压力带来的影响，确保巷道支护的正常使用。

2.预留煤柱支护

预留煤柱支护是一种巷道支护技术中比较传统的一种，分为上区段与下区段两个方向进行预留，一般情况下，会将上区段作为运输平巷，将下区段作为回风平巷。不管是上区段还是下区段，都要预留出一定宽度的煤柱，确保回风平巷能够准确的避开支撑压力的峰值，防止支撑压力将下区段压倒，造成不必要的人员伤亡。从技术层面的角度来看，预留煤柱支护技术的可操作性比较强，不需要非常繁琐的步骤就能够完成，对于煤矿井下的通风、排水等活动也有着积极的影响，是一种比较实用的巷道支护方式。但是，在预留煤柱支护技术的实际使用过程中，会耗费大量的人力、物力、財力，不仅会增加巷道支护技术的成本支出，还会增加对巷道的维护难度[2]。

二、煤矿井下掘进过程中巷道支护存在的问题

从现阶段我国地下煤矿的开采现状来看，巷道支护技术的应用还存在很多的问题，不利于地下煤矿开采的顺利进行。煤矿井下掘进过程中巷道支护存在的问题主要表现在两个方面，一方面是巷道围岩产生变化影响煤矿的开采进度与开采质量，另一方面是巷道围岩遭到破坏，增加了地下煤矿开采过程中的不稳定因素，煤矿开采工作人员的生命安全无法得到保障。巷道围岩具有遇水膨胀的性质，一旦巷道围岩膨胀起来，就会对周围的岩壁造成挤压，导致围岩变形，影响巷道支护效果的发挥，甚至会使巷道支护失去效果，煤矿开采人员在毫无防备的情况下进入没有进行巷道支护的矿井内，稍有不慎就会发生冒顶事故[3]。

三、煤矿井下掘进过程中巷道支护技术的应用策略

（一）完善锚杆支护技术的应用

锚杆支护技术适用于软岩性质的巷道支护，因此，在进行巷道支护之前，首先要明确巷道的材质，如果是软岩性质，就要在第一时间采取锚杆支护技术。软岩性质的巷道与正常巷道存在很大的区别，在进行巷道支护的时候，必须要采用专门的巷道支护方式，根据巷道的之际情况去完善巷道支护技术，大大降低了煤矿施工过程中难度，为地下煤矿开采工作人员的生命财产安全提供了基本保障。另外，还要注意巷道参数的变化，不同时期、不同情况下的巷道参数都是不相同的。

（二）严格遵照巷道支护的规章制度

不管使用哪一种方式进行巷道支护，都要严格遵照巷道支护的规章制度进行，只有这样才能实现巷道支护的目标。煤矿工作人员要积极的对煤矿周围以及内部的环境进行分析，完善与煤矿相关的观测资料，根据观测结果与煤矿的实际地质情况进行分析，选择最佳的巷道支护技术，并且严格按照规章制度进行设计与实施。在巷道支护实施过程中，要明确施工的方式与施工的目标，确保巷道内部的光滑平整，最大限度的发挥巷道支护技术的效果[4]。

（三）合理的使用巷道支护技术手段

根据地下煤矿的地质情况进行巷道支护技术手段的选择，传统的巷道支护形式为预留煤柱，将地下煤矿划分成上区段和下区段，上区段属于运输平巷，下区段属于回风平巷，不管是哪一种划分形式，都要预留出一定宽度的煤柱才能确保巷道支护的正常使用。现代化的巷道支护形式为型钢支护，在韧性、强度上都有很大的提升。由此可见，这两种方式都有各自的优势，面对不同的地下煤矿地质情况，合理的进行巷道支护技术的选择，确保巷道支护技术的效果能够得到充分的发挥。

（四）注意锚网索支护技术的应用

锚索网支护技术能够对锚杆和非锚固岩层间的变形进行有效的控制，对于已经被破坏的岩体进行支撑，确保地下煤矿开采人员在进行工作的时候，不会受到脱落岩体的影响，为他们的生命财产安全提供了基本保障，避免了地下煤矿崩溃、坍塌的现象。由此可见，锚网索支护技术的合理使用在巷道支护中发挥着重要的作用，不仅能够缓解煤矿开采对周围岩层造成的压力，还能够解决巷道煤矿支护进行难度大的问题。另外，锚网索支护技术还能够减少地下煤矿在开采过程中产生的瓦斯，如果不及时对瓦斯进行处理，就会造成瓦斯的积累，不仅会增加巷道维修的工作量，严重的还会造成地下煤矿爆炸的危险。

四、结论

综上分析可知，随着不可再生资源的逐渐减少，给我国煤矿资源的开采造成了很大的危机，地下开采面临着很多挑战，如果不能够妥善解决好地下煤矿开采的问题，不仅会对煤矿开采人员的生命安全造成伤害，还会大大降低我国煤矿产量，阻碍我国国民经济建设的发展。由此可见，对煤矿井下掘进中巷道支护技术的研究是非常必要的，在不影响地下煤矿开采质量的前提下，进行成本的降低，有助于提升煤炭企业的经济效益与社会效益。

参考文献：

[1]李亚辉.化乐煤矿泥化软岩巷道支护及快速掘进技术研究[D].中国矿业大学，2015.

[2]鄢耀.煤矿井下巷道掘进顶板支护研究[J].河南科技，2013，12：35.

[3]杨磊，高远.探析煤矿井下巷道掘进顶板支护[J].河南科技，2013，17：38-39.

11.浅析松散围岩巷道支护技术 篇十一

随着煤炭开采强度不断增加, 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[1]。

1 工程概况

A矿井田境内地质构造极发育, 该矿西翼轨道巷道埋深在600 m, 大巷所处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。巷道原支护采用传统锚网喷支护方式, 出现严重围岩变形现象, 虽经多次维修但变形量仍较大, 对矿井正常生产造成很大影响。

2 巷道变形破坏机理

分析矿井巷道地质情况, 巷道变形破坏因素是多方面的, 各因素所引起的影响程度各不相同。综合分析可知, 巷道变形破坏因素主要为以下几个方面:

a) 地应力大。测试巷道围岩应力得出, 巷道围岩所处地质条件较为复杂, 断层、动压等影响使围岩所受地应力极大。结合原支护方案的支护情况, 巷道拱顶多处发生剪切滑移现象, 并且支护体有整体外移迹象, 进一步反映了巷道围岩在高地应力作用下产生碎涨蠕变;

b) 围岩性质。该轨道巷道所处围岩性质主要为粉砂岩, 并且围岩中含有遇水膨胀的高岭石与伊利石, 围岩整体较为破碎, 属于Ⅳ~Ⅴ类围岩。巷道围岩存在严重的开石蚀变和风化现象, 局部地段围岩在高地应力作用下有明显的工程软岩特性。随着巷道服务年限增长, 围岩碎裂现象日益严重, 围岩中积聚了巨大的碎涨变形能, 增加了巷道支护难度。并且, 由于碎涨变形能在围岩中不均衡分布, 其施加在支护结构的力亦不均匀, 使支护结构局部受力过大而出现严重破坏;

c) 水理作用。据该矿地质资料勘测, 巷道围岩所处环境水量较大, 有构造裂隙带水、岩脉裂隙水等多种围岩水类型。巷道长时间受到环境水的侵蚀、溶解与冲刷, 使围岩物理力学性质发生改变, 降低了围岩承载能力;

d) 巷道掘进。该矿巷道掘进方式为爆破, 爆破会加速围岩破碎松动, 使浅部围岩松散破碎程度加剧;

e) 原支护方案不合理。该巷道原有支护方式为锚网喷支护方式, 巷道支护初期就表现出明显的破坏变形, 表现为部分锚杆断裂、顶部掉渣剥落, 后期甚至出现严重的巷道变形现象。分析其原因主要有两个方面: (a) 巷道支护阻力不够, 高地应力作用下锚网喷支护阻力不能够承载外部巨大的弹性能; (b) 支护方案不合理, 由于巷道围岩较松散, 锚杆支护在其中并不能发挥良好的控制效果[2]。

3 松散围岩巷道控制

分析轨道大巷变形破坏特征及机理可知, 传统的单一支护方式很难达到松散围岩稳定性控制的目的。同时, 由于巷道围岩中积聚了大量碎涨变形能, 一味增加支护刚度不符合深部围岩控制原则。结合相关工程施工技术与围岩控制理论, 设计对轨道大巷采用“U型棚+锚索注”联合支护方式。

3.1 U型棚+锚索注联合支护机理

锚索注与U型钢棚联合支护的支护机理为:锚注支护形成外承载结构, 起到加固巷道围岩、封闭围岩表层和防止围岩垮落的作用;并且锚杆支护有一定的柔性, 能够通过变形释放部分为弹性能。U型钢棚能够为锚杆支护提供较大的径向应力, 形成一个内承载结构;并且U型钢棚和锚杆支护之间可垫加木板、矿用背板等装置, 起到柔性过渡的作用, 通过自身变形来吸收一定围岩压力, 降低围岩对U型钢棚的压力损害。U型钢棚与锚网喷联合支护形成一个连续的承载结构, 锚索注加固围岩维持围岩稳定, 充分发挥围岩的自身承载能力;U型钢棚提供支撑力确保锚网喷注的支护效果, 二者协同支护, 确保围岩稳定性。

3.2 支护参数

新支护方案施工工艺为:巷道扩修至设计断面→初喷混凝土→锚网一次支护→复喷混凝土→U型钢棚二次支护。支护关键参数设计如下:

a) 初次支护。帮顶实施高强度锚杆支护, 并施加较大的预紧力;顶帮均采用螺纹钢锚杆, 顶板锚杆参数为:直径22 mm、长度2 400 mm、间排距800 mm×800 mm, 两帮锚杆规格与顶板锚杆相同, 但间排距变为800 mm×900 mm;顶帮锚杆均采用树脂锚固剂进行锚固, 锚固剂为两支, 规格Z2550。锚索3根, 中顶与两肩窝各一, 间排距控制在1 600 mm×3 000 mm。锚网安装结束后进行复喷混凝土, 喷层厚度控制在100mm;

b) 二次支护采用U钢。U型钢支护时机应选取围岩变形能释放到一定程度时进行, 由于原支护方案中围岩变形能已经得到了大幅度的释放, 所以全断面U型钢支护可在锚网喷支护7 d后进行。U型钢主要为3节型钢搭接完成, 各节U钢均具有一定的曲率弯曲;扁钢长1 100 mm搭接处用下限位式双槽夹板和螺栓进行连接;棚距为800 mm, 用扁钢作为拉杆连接。钢棚锁腿采用卡缆与高强锚杆, 锁腿锚杆数量为8根, 底角锚杆下摆15°, 孔口距底板位置300 mm, 其余锚杆距离底板1 000mm;

c) 注浆加固。注浆加固采用浅孔注浆方案, 从底角依次向上进行注浆施工。注浆材料选用普通水泥浆液, 水泥∶水∶添加剂比例为1∶2∶0.08, 注浆压力控制在3MPa~5 MPa, 视注浆范围进行调整[3]。

4 工程支护效果

为了解新支护方案支护效果, 在采用新支护方案后对西翼轨道大巷围岩表面收敛位移情况进行观测, 为期90 d。观测期间巷道累计变形量如图1所示。

分析轨道大巷围岩变形收敛曲线可知, 巷道顶底板与两帮变形均较小, 顶底板移近量55 mm~60 mm, 两帮变形量20 mm~25 mm, 巷道围岩变形均在安全允许范围内。而由围岩变形曲线波动情况得到, 围岩变形经历了三个阶段, 即急速增长、缓慢增长和趋于稳定。急速增长阶段 (2 d~20 d) , 此阶段的围岩变形量占到了整个围岩变形量的多大部分, 约为70%, 而且锚网喷与U钢支护初期能够阻止围岩过度变形。缓慢增长阶段 (20 d~60 d) , 这一阶段的两帮和顶底板变形量为9 mm和12 mm, 表明:随着围岩变形, 外部U型钢支护阻力逐渐增加, 提高了支护体的承载能力;变形稳定阶段的围岩变形速率及变形量均非常小, 逐步达到稳定状态。围岩整个变形周期较长 (90 d) , 巷道围岩表现出较强的流变特性, 这亦验证了高地应力作用下松散围岩变形特点。

5 结语

西翼轨道巷道围岩变形机理为:松散围岩巷道在高地应力作用下产生围岩变形, 受环境水、围岩特性的影响加剧了围岩变形速率, 进而导致原支护失效。U型钢棚支架与锚索注支护加固能够形成一个连续的承载结构, 锚网喷支护加固围岩形成外承载结构;U型钢棚形成内承载结构, 提供支撑力确保内承载结构的支护稳定性。轨道运输巷道采用U型钢棚支架与锚索注联合支护后, 巷道围岩变形较小 (顶底移近量55 mm~60mm, 两帮收敛在20 mm~25 mm) , 支护体受力情况良好, 巷道未出现明显围岩变形及底鼓现象。工程实践证明, 锚索注与U型钢闭合支架支护技术在深部软岩巷道支护中的应用具有推广价值, 能够控制松散围岩巷道变形与稳定。

摘要：松散围岩巷道控制是煤矿开采难点之一。通过充分调研, 揭示了西翼轨道大巷变形破坏机理, 分析松散围岩巷道支护要点, 设计并应用了“锚索注+U型钢棚”联合支护体系, 监测结果表明该支护体系能够抑制围岩大变形, 取得良好支护效果。

关键词：松散围岩,变形机理,围岩控制,锚注+U型钢棚

参考文献

[1]张合超, 吴浩源.回采巷道预应力锚杆支护参数模拟优化研究[J].煤炭与化工, 2015 (7) :10-13.

[2]方新秋, 赵俊杰, 洪木银.深井破碎围岩巷道变形机理及控制研究[J].采矿与安全工程学报, 2012 (1) :1-7.