深部巷道变形机理及支护技术分析专题报告

目录1引言22 国内外研究现状22.1国外研究现状22.2国内研究现状33深部岩体变形机理34深部岩石的变形性质44.1深部岩体的脆延转化44.2深部岩石的流变特性54.3深部岩石的扩容性质55 深部巷道围岩控制原理55.1提高围岩强度55.2减小巷道围岩应力65.3采用合理的锚杆支护技术66深部回采巷道围岩稳定的关键理论66.1围岩稳定理论66.2深部围岩岩爆理论76.3深部软岩非线性大变形理论77深部回采巷道围岩稳定控制技术87.1释放膨胀变形能87.2分步、有控支护97.3高水速凝材料注浆加固破碎区108工程应用108.1工程应用实例1118.1.1生产地质条件118.1.2巷道支护技术118.1.3巷道维护效果128.2工程应用实例2138.2.1前言138.2.2地质概况138.2.3支护方式138.2.4支护参数及质量要求138.2.5结语159结论15参考文献15深部巷道变形机理及支护技术分析摘要:我国国有大中型煤矿开采深度每年约以812m的速度向深部增加，一些老矿区和缺煤矿区相继进入深部开采阶段。由于开采深度的加大，岩体应力急剧增加，地温升高，巷道围岩破碎严重，塑性区、破碎区范围很大，蠕变严重，严重影响矿井安全生产。通过对深部回采巷道围岩变形机理进行分析，采用有效的支护控制技术，加强巷道或硐室周边围岩稳定性，充分发挥围岩的自身承载能力，能取得良好的支护效果。关键词：深部巷道；变形机理；支护技术1引言人类对矿产资源的获取大多是通过地下开采方式获得的，随着浅部资源的逐渐减少和枯竭。地下开采的深度越来越大，我国煤矿开采深度以每年812m的速度增加，预计在未来20年我国很多煤矿将进入10001500m的深度。我国已探明的煤炭储量中，埋深在1000m以下的为2.5万亿t，占煤炭资源总量的53。因此煤炭的深部开采采间题已逐渐摆在我们面前。随着开采深度的增加、地质条件恶化、破碎岩体增多、地应力增人、涌水量加大、地温升高，导致提升难度加大、作业环境恶化、通风降温和生产成本急剧等增加等一系列问题题，为深部资源开采提出了严峻的挑战。人们发现深部开采的巷道和采场的维护及机理、出发点与浅部开采有明显的区别，人们认识到这种区别的根源在于岩石所处的应力环境的区别以及由此导致的岩体力学性质的区别。煤矿开采实践说明，在浅部十分普通的岩石在深部可能表现出软岩的特征一一变形容易、蠕变性强，但是否遇水膨胀却仍取决于岩石的成分。另外，浅部的岩石大多处于弹性应力状态，而深部的岩石处于“潜塑性”状态，即由各向不等压的原岩应力引起的压、剪应力力超过岩石压强，造成岩石的潜在破坏状态。2 国内外研究现状2.1国外研究现状深部资源开采一直是国内外采矿工程界个十分重要的研究课题国外从20世纪80年代初期开始深部开采问题的研究：以南非为代表，其他国家如美国、加拿大、澳大利亚、波兰、俄罗斯等政府、工业部门和研究机构密切配合，集中人力和财力紧密结合，进行深部资源开采相关的基础课题研究。南非政府、入学与工业部门密切合作，于1998年开始启动“深部采矿”研究计划，耗资约1300万美元，旨在解决30005000开采深度的生产系列问题。加拿大从20世纪80年代至今开展了两个为期十年深井研究计划。美国爱达荷大学、密歇根大学、西南研究院和美国国防部合作，就岩爆引发的地震信号进行了研究。西澳大利亚学在深部开采方面也进行了大量工作。2.2国内研究现状我国20世纪80年代也进行了这方面的研究，一些高校和研究所对深部资源开采的理论和技术进行一些研究取得了大量有价值的研究成果。但总体来看，我国深部开采方面的经验还十分欠缺，尤其是井下支护、通风降温、一些重大井下事故如顶板来压、岩爆、煤与瓦斯突出、工作面突水等方面的机理、预测与防治还缺乏必要的基础研究。为保证我国国民经济的持续发展，尤其是保证我国东部矿区能源资源的高产、稳产，十分有必要开展这方面的研究工作。3深部岩体变形机理深部岩体围岩变形破坏机理是与其原岩的高地应力状态(原岩应力)以及工程岩体的低围压状态(围岩应力)和高应力差相联系的。原岩应力较高,故一旦开挖,随即发生内应力释放和回弹，并引起相应的应力调整和变形。巷道开挖卸载后相当于在原岩应力状态上叠加相应反向拉应力，于是工程岩体(尤其是层状和似层状岩体)在类似横弯或纵弯作用下发生挠曲，或者沿结构面发生剪胀滑移变形，岩体强度降低，围岩发生体积膨胀变形（扩容）。应力释放引起的回弹和应力调整引起的扩容使岩体中原本闭合的结构面张开滑移，在改变岩体应力状态和强度的同时，也改变了围岩水文地质条件，工程用水沿张开裂隙渗流，进一步降低了岩体强度或者加剧了具有膨胀性岩石的物理化学膨胀和力学膨胀，从而使围岩产生较大的收敛位移，表现为侧墙鼓出、底鼓和顶压等。变形的进一步发展导致巷道破坏失稳，如侧墙内移(侧向张裂、片帮)、尖顶(拱顶剪裂)底鼓和冒顶等。破坏最严重的部位多在拱顶和拱墙交界处，在这些部位常见巷道剪裂和张裂，钢筋因过大位移而扭弯屈曲，甚至刚拱架也被扭弯或剪断的现象。当巷道布置在构造应力、复杂应力和高应力区域时，围岩在很大的水平挤压应力作用下，其顶板与底板岩层直接承受着水平构造应力的作用，而巷道两帮的围岩由于巷道开挖解除了水平应力作用处于弹性恢复状态。因此，构造应力主要引起巷道顶板岩层的挤压破坏，巷道底板岩层发生屈曲破坏。顶板的大范围破坏(鼓出)使得构造运动残余水平应力得到充分释放。重力应力场随着围岩构造应力的释放(解除)而发展成为促使围岩向已采空间运动的主动力。随着围岩周边破坏向深部发展,岩石破裂范围不断增大，应力高峰相应向深部转移，支撑压力分为由明显运动的岩层重力作用的内应力场和由巷道围岩结构整体重力作用的外应力场两个部分。构造应力作用的结果导致顶底板岩体发生破坏，在一定范围内的构造应力得到释放。巷道围岩主要承受重应力场的作用，在巷道两帮形成支承压，两帮出现压缩破坏两帮的破坏随着支承压力向深部转移而逐渐发展,直到支承压力达到稳定后两帮围岩才趋于稳定。深部巷道地应力增加导致围岩岩性恶化、围岩塑性区和破碎区范围大，尤其煤巷两帮的煤层强度小，在采动支承应力作用下塑性区和破碎区更大、两帮相对移近剧烈，降低了两帮对顶板的支护。高应力通过两帮传递到底板，因施工困难。巷道底板一般不支护或支护强度较小，因此，深部巷道底鼓严重。深部煤层巷道在两帮相对移近过程中，作用于顶板和底板，导致顶板下沉和底板鼓起。两帮相对移近与底鼓相互作用，即两帮相对移近促进底鼓，底鼓又加剧两帮移近，与浅部巷道支护显著的差别。深部巷道不仅要加强顶板支护，也要重视控制两帮相对移近和底鼓。4深部岩石的变形性质4.1深部岩体的脆延转化岩石在不同围压下表现出不同的峰后特性，在较低围压下表现为脆性的岩石可以在高围压下转化为延性。自Von. Karman(1911年)首先用大理岩进行不同围压条件下的力学试验以来，人们针对围压对岩石力学性质的影响进行了大量试验研究。有学者曾经在室温下对大理岩进行了试验，证明了随着压力增大岩石变形行为由脆性向延性转变的特性。后来又发表过类似的试验结果，并指出脆延转化通常与岩石强度有关。但对于诸如花岗岩和大理岩这类岩石，在室温下即使围压达到1000MPa甚至以上时，仍表现为脆性。而有的现场观测资料表明，像花岗闪长岩这种极坚硬的岩石在长期地质力作用下也会发生很大延性变形。岩石破坏时在不同的围压水平上表现出不同的应变值，当岩石发生脆性破坏时，通常不伴有或仅伴有少量的永久变形或塑性变形，当岩石呈延性破坏时，其永久应变通常较大，因此，人们一般用岩石破坏时的应变值作为脆延转化判别标准。国际学者根据亚洲、欧洲、美洲和非洲的101个砂岩试件的试验数据，对岩石的脆延转化规律进行了深入研究，系统分析了脆延转化临界条件，并研究了脆延转化过程中的过渡态性质，认为过渡态中，通常具有脆性破坏的特征，也具有延性变形的性质。岩石脆延转化临界条件的诸多成果还来自于地壳岩石圈动力学中，普遍认为，随着深度的增加当岩层中压力和温度达到一定条件时，岩石即发生脆延转化，所以存在转化深度的概念，当然该深度还与岩石性质有关。当摩擦强度与蠕变强度相等时岩石即进入延性变形状态。总之，脆延转化是岩石在高温和高压作用下表现出的一种特殊的变形性质，如果说浅部低围压下岩石破坏仅伴有少量甚至完全没有永久变形的话，则深部高围压条件下岩石的破坏往往伴随有较大的塑性变形，目前的研究大多集中在脆延转化的判断标准上，而对于脆延转化的机理却研究较少，目前还没有比较成熟的成果。4.2深部岩石的流变特性在深部高应力环境中，岩石具有强时间效应，表现为明显的流变或蠕变。在研究核废料处置时，研究了核废料储存库围岩的长期稳定性和时间效应问题。一般认为，优质硬岩不会产生较大的流变，但南非深部开采实践表明，深部环境下硬岩同样会产生明显的时间效应。对于软岩巷道，有学者提出了一个非常简单的参数岩体的承载因子(即岩体强度和地应力的比值)来衡量巷道围岩的流变性。通过对大量日本的软岩巷道调查后发现，发生明显流变的巷道围岩承载因子都小于2。该结论是针对典型软岩如泥岩、凝灰岩、页岩和粉砂岩等得出的，且埋深都小于400 m，该准则是否适用于深部硬岩目前尚无定论。外国学者系统地研究了南非金矿深部硬岩的流变性，发现高应力导致围岩流变性十分明显，支护极其困难，巷道最大收缩率曾达到了500mm/月的水平。岩石在高应力和其他不利因素的共同作用下，其蠕变更为显著，这种情况在核废料处置中十分普遍。例如，即使质地非常坚硬的花岗岩，在长时微破裂效应和地下水力诱致应力腐蚀(water inducedstress corrosion)的双重不利因素作用下，同样会对存贮库近场区域的岩石强度产生很大的削弱作用。蠕变的发生还与岩体中微破裂导致的岩石剥离有关，根据瑞典 Forsmark 核废料候选场址的观测记录以及长时蠕变准则的推测，预计该硐库围岩经历1000a后，岩石剥落波及的深度将达到3m。4.3深部岩石的扩容性质在单轴压缩试验中可以观测到岩石破裂前出现体积增大现象。不过，随着围压的增大，扩容的数值会降低。在低围压下，岩石往往会在低于峰值强度时由于内部微裂纹张开而产生扩容现象，但在高围压下，岩石的这种扩容现象不明显甚至完全消失。5 深部巷道围岩控制原理围岩强度、围岩应力和支护技术是决定巷道稳定性的3大因素,所以应从这3个方面来考虑,实现深部巷道围岩稳定。5.1提高围岩强度1）锚杆支护强化围岩强度破碎围岩中锚杆支护的作用在于提高围岩强度,随锚杆支护强度提高,锚固体极限强度、残余强度增大,残余强度增大更为显著,因此采用高强锚杆支护可显著提高围岩的承载能力。研究表明,在一定范围内支护阻力与围岩变形量呈负指数关系,提高支护阻力可大大减少围岩变形量,有利于巷道围岩稳定。2）围岩注浆由于深部巷道围岩比较破碎,采用围岩注浆加固可明显改善围岩力学参数,充填裂隙,提高岩体强度和锚杆锚固力,并且可以封闭水源、隔绝空气,保护围岩免受风化。注浆材料可选用化学类、水泥类、高水速凝材料等。注浆对象主要是软弱、破碎围岩。3）加固帮、角关键部位目前我国巷道支护重视顶板、忽视两帮和底板,顶板锚杆支护强度较大、两帮支护强度较小、底板一般不支护,造成深部巷道两帮及底角破碎区、塑性区很大,大范围的破碎区围岩发生碎涨变形,两帮变形和底鼓十分严重。通过对两帮及底角加强支护、注浆加固,提高两帮及底角破碎区围岩的残余强度和锚杆锚固力,可有效阻止破碎区围岩的碎涨变形,对深部围岩起到支护作用,而且两帮有效支撑顶板,阻止顶板下沉,保持围岩稳定,因此,控制两帮下沉和底角破坏是深部巷道支护的关键。5.2减小巷道围岩应力合理布置巷道,从时间、空间减少采动支承应力对巷道作用的强度和次数,减小围岩应力、减小采动支承应力对巷道围岩破坏;合理设计煤柱尺寸,既要保持煤柱稳定,又要使巷道受到的集中应力尽可能小,将巷道布置在应力降低区内。对于深部巷道来说,采取应力转移、减小浅部围岩应力是减小巷道围岩变形量、保持巷道良好维护状态的重要技术途径。5.3采用合理的锚杆支护技术1）高强度、大延伸量锚杆支护阻止深部回采巷道围岩发生较大变形既不经济也不合理。高强度锚杆支护可提供较大的支护阻力,控制围岩塑性区及破碎区发展、降低塑性区流变速度,提高支护阻力可以大大减小围岩变形;大延伸量锚杆支护允许围岩有一定变形,降低围岩应力、减少锚杆载荷,防止锚杆破断,改善巷道维护状况。2）增大锚杆预紧力增大锚杆预紧力显著减小深部巷道围岩强度弱化、减小围岩塑性区及破碎区的范围,提高深部巷道稳定性。3）改善锚索性能目前煤矿锚索使用的钢绞线直径有15.24,17.8mm两种,延伸率为3.5%。锚索直径偏小,强度不够,延伸量更小,不能适应围岩较大变形,难以避免破断失效。通过应用新材质、增大锚索直径,提高锚索的延伸量和破断载荷,使锚索适应深部巷道围岩大变形。6深部回采巷道围岩稳定的关键理论6.1围岩稳定理论围岩的稳定性既取决于围岩的完整性和岩体强度，又取决于其所处的应力状态。根据岩石力学试验结果，任何岩石在三向应力状态下的强度高于二向应力状态或单向应力状态下的强度；当围岩处于三向应力状态时，随着侧向压力增大，其峰值强度和残余强度都会得到提高，并且峰值以后的应力-应变曲线由应变软化逐渐向应变硬化过渡，岩石由脆性向延性转化。 因此，要维护巷道的稳定，首先必须在巷道开挖后尽快恢复和改善围岩的应力状态，将巷道开挖后因二次应力调整形成的二向应力状态恢复到三向应力状态。改善和恢复应力状态的措施越及时，围岩破裂扩展的程度越轻，围岩的完整性保持得越好，围岩越稳定；巷道自由面上的压应力恢复得越高，围岩强度越高，自我承载能力越高，围岩越稳定。这就要求巷道开挖后必须立即支护，而且支护力必须达到足够的量值。6.2深部围岩岩爆理论 岩爆也叫冲击地压，是世界范围内煤矿及岩石工程遇到的最严重的自然灾害之一，是目前国际深部采矿工程和岩石工程中迫切需要解决的难题。其详细的发生机理尚没有完全清楚，但按煤岩体的失稳类型，可分为压缩冲击地压，剪切冲击地压和拉伸冲击地压。它是一种瞬间发生的岩体脆性破坏，它必须满足一定的应力积累和一定范围内的能量积聚。在巷道周边围岩和矿柱存在高应力区是岩爆发生的先决条件7。通过长期的探索，提出冲击地压的形成机理不下几十种，较有代表性的有： （1）单纯强度理论。早期南非的冲击地压研究者认为冲击地压是局部应力超过了煤岩强度而发生的。显然，应力超过强度只是其中因素之一。 （2）单纯能量理论。由于单一强度理论不能完全反映其机理，在对金矿的冲击地压研究中发现，在采矿过程中， 能量的增加率超过能量的耗散能力时， 发生了冲击地压。因此就认为单纯的能量控制了冲击地压的发生，能量理论解释了有关冲击地压现象，但把煤岩体看成纯的弹性体，这与实际是有区别的。（3）刚度理论。通过实验和井下矿柱的对比，对井下单个矿柱的冲击地压研究发展了刚度理论，将其发展到研究多个矿柱冲击地压计算。该理论只适用于矿柱问题。（4）倾向性理论。通过试验和调查认为，产生冲击地压是煤岩固有的性质，并把这种固有的性质称为冲击倾向性。提出了衡量这种倾向性强弱的两个指标： 弹性指数和冲击能量指数。当这两个指标大于某个值时，就会产生冲击地压。但在实践中发现，冲击倾向性大的煤岩出现冲击地压的次数并不比倾向性小的煤岩次数多。因此，这一理论存在明显的不足。6.3深部软岩非线性大变形理论 在深部巷道围岩受地压作用下，除脆性岩体产生岩爆外，另一种表现是围岩体软化，从而进入大变形软岩状态。在我国地下煤矿中，随着开采深度的加大，绝大部分煤矿都出现了软岩灾害。深部软岩灾害导致矿井停产、停建屡见不鲜；造成隧道、涵洞无法使用的情况，在水电、铁路等方面经常见到。深部软岩巷道围岩的地压表现特征是其在工程应力的作用下产生显著的塑性大变形。当工程力一定时，不同岩体，强度高于工程力水平的大多表现为硬岩的力学特性，强度低于工程力水平的则可能表现为深部软岩的力学特性：而对同种岩石，在较低工程力的作用下表现为硬岩的小变形特性，在较高工程力的作用下则可能表现为深部软岩的大变形特性。根据工程深部软岩的特性差异及产生显著塑性变形的机理，深部软岩可分为四大类，即膨胀性深部软岩、高应力深部软岩、节理化深部软岩和复合型深部软岩。根据理论分析和大量的工程实践，初步将深部软岩的变形力学机制归纳为3大类，即物化膨胀类（I）、应力扩容型类（II）和结构变形类（III）。各类中又依据引起变形的严重程度分为A，B，C，D四个等级，共13亚类。显然，I类机制与深部软岩本身分子结构的化学特性有关，II类机制与力源有关，III类机制则与硐室结构与岩体结构面的组合特性有关。这三类机制基本概括了深部软岩膨胀变形的主要动因。深部软岩巷道之所以具有大变形、大地压、难支护的特点，是因为深部软岩巷道围岩并非具有单一的变形力学机制，而是同时具有多种变形力学机制的“并发症”和“综合症”复合型变形力学机制，复合型变形力学机制是深部软岩变形和破坏的根本原因。7深部回采巷道围岩稳定控制技术7.1释放膨胀变形能深部软岩巷道具有四周来压、整体收敛、变形强烈等特点，而且初期变形速度通常都在10mm/d以上，围岩剧烈破坏、常常造成支护体失效。因此深部软岩巷道掘进初期巨大的膨胀变形能必须以某种形式释放。大断面预留变形量的 U 型钢可缩性支架支护深部巷道取得了一定的支护效果，但预留变形空间有限、不能充分释放围岩变形能，不适应深部软岩巷道大变形。目前，我国广泛采用的锚杆支护对于埋深小于800m的巷道维护效果较好，不能有效支护埋深大于1000m的软岩巷道。本文提出了一种主动有控卸压的方法释放膨胀变形能，即巷道掘进时紧跟迎头打设顶板锚杆保证安全、架设棚式支架，当围岩变形挤压支架时，主动爆破一定厚度的围岩，使围岩与支架之间留有一定的变形空间、释放变形能，并将高应力向深部转移。图1为古汉山矿西大巷释放膨胀变形能前、后围岩垂直应力分布的数值模拟结果，未释放膨胀变形能时，垂直应力最大值达到20MPa，距巷帮仅4m左右，并且浅部的垂直应力也达到了12MPa，西大巷维护十分困难。但在释放膨胀变形能后，浅部的垂直应力仅为4MPa左右，垂直应力峰值虽为18MPa，但距巷帮距离达到9m左右。由此可见，释放围岩膨胀变形能后，可明显将应力峰值向深部转移，相对降低了浅部应力，使巷道处于相对较低的应力环境中。图1 释放变形能前后垂直应力分布根据焦作煤业集团古汉山矿西大巷的地质条件，研究有控变形空间大小与围岩变形的关系。图2为围岩变形速度与变形空间大小的数值模拟结果，当变形空间为600mm时围岩的变形速度最小。图2 围岩变形空间与变形速度的关系曲线7.2分步、有控支护巷道支护体所受载荷与围岩自身承载能力、释放的膨胀变形能有关，后两者越大，支护体所受载荷越小，巷道越易支护，但围岩自身承载能力与围岩膨胀变形能的释放是一对矛盾体，两者不可能同时达到最大。对于深部软岩巷道，如果对其膨胀变形能的释放不加以控制，势必造成围岩强度急剧降低，不利于巷道维护。理论与实践表明，合理控制围岩膨胀变形能的释放，确定合理的二次支护时间是深部软岩巷道支护技术的关键13。针对古汉山西大巷的地质条件，建立关于软岩蠕变的数值计算模型，研究深部软岩巷道合理的二次支护时间，二次支护采用锚杆、注浆加固。图3为二次支护时间与围岩变形速度的数值模拟结果，二次支护时间为600h时蠕变速度最小，通过分析发现，此时与巷道围岩应力调整后稳定的时间和围岩变形速度稳定的时间接近，说明合理的二次支护时间应为应力与变形速度趋于稳定的时间段。图3 二次支护时间与变形速度的关系曲线7.3高水速凝材料注浆加固破碎区目前使用的注浆加固材料主要有化学浆液和水泥浆液两大类。化学浆液优点是渗透性好，胶凝时间可调，主要缺点是成本高，一般只在需快速固化的重要工程中使用。水泥浆液的优点是材料来源广、价格低、结石体强度高，缺点是水灰比小流动性差、可注性差，易沉淀淅水、弱化遇水膨胀的岩层强度，不利于该类围岩稳定；高水速凝材料属于水泥类，这种新型注浆固化材料的优点是速凝且可调、水灰比高、流动渗透性好、固结体塑性好、具有微膨胀性、充填程度高、成本较低，在高水灰比条件下 100%结石且不淅水，对泥质、膨胀成分的围岩强度弱化较小。对破碎泥岩试块进行压注高水速凝材料试验，将破碎试块压注高水速凝材料浆后的单轴抗压强度占原有完整试块单轴抗压强度的百分比，作为破碎试块残余强度的相对提高值，图4为泥岩破碎试块残余强度的相对提高值15。由图可知，破坏后的泥岩试块经压注高水速凝材料浆后，残余强度得到程度不等的提高。图4 泥岩波随试块压注高水速凝材料后的单轴抗压试验结果8工程应用8.1工程应用实例18.1.1生产地质条件平顶山矿务局十矿己1516224090工作面埋深870930m，煤层厚度3.54.3m，倾角1423，平均18，煤层松软破碎、强度小、单轴抗压强度小于10Mpa，为高瓦斯煤层,存在煤与瓦斯突出倾向。巷道沿煤层顶板掘进，梯形断面，宽4.2m巷道中高3.0m。直接顶为砂质泥岩、裂隙发育、强度较小，顶板6m范围内存在2条煤线，距巷道顶板10m左右的己14煤层厚0.6m,属复合顶板掘进时易发生冒顶和片帮，底板为煤体，直接底为3.34.2m厚的砂质泥岩。8.1.2巷道支护技术1）超前钻孔应力转由于巷道埋深大、围岩强度小、复合顶板,掘进后、锚杆支护之前,顶板已经产生较大的离层、下沉,使顶板承载能力快速衰减,巷道维护难度更大。为此,结合瓦斯抽放,在掘进迎头前方煤层布置钻孔,一方面抽放瓦斯,另一方面将进引起的支承应力峰值向深部转移,降低巷道迎头应力,减少无支护空间顶板离层、下沉。巷道迎头超前钻孔布置见图5采用FLAC3.0软件数值计算、分析应力转移效果与钻孔长度的关系,见图6。由图2可见,巷道迎头钻孔后,应力峰值位置随钻孔长度增加显著向深部转移,钻孔长度超过12m后,峰值位置距巷道表面的距离减小,因此,确定钻孔长度10m,每掘进5m钻1次孔。图5 巷道迎头钻空示意图 图6 应力转移效果与钻孔长度的关系2）高阻让压锚杆支护技术深井煤巷发生较大变形难以避免,采用树脂药卷加长锚固、高阻力、大伸长量的抗破断锚杆实现高阻让压支护.高阻即锚杆给围岩提供较大支护阻力控制塑性区发展、降低塑性区流变速度,提高支护阻力可以大大减小围岩变形;让压即允许围岩有一定变形,允许围岩变形可降低围岩应力、减少锚杆载荷,防止锚杆破断, 改善巷道维护状况。顶板支护:工作面巷道顶板稳定性差,易产生离层、冒落,采用树脂药卷加长锚固、高预紧力、高强度锚杆支护强化顶板。该支护的顶板岩层强度和刚度显著提高,减少顶板下沉量,巷道顶板安全性能得到提高。同时采用快速承载的高预应力锚索将下部锚固的顶板悬吊在上部稳定岩层中,确保顶板安全可靠。顶板锚杆为直径22mm,长2.4m 的高强度螺纹钢锚杆,排距750mm,锚杆布置见图7, 锚杆破断载荷大于210 kN,延伸率大于23%,实现高阻让压支护.同时采用锚索加强支护,锚索直径15.24 mm,长7.3m, 排距为3.0m,每排2根,树脂药卷锚固长1.6m。两帮支护:采用树脂药卷加长锚固、高预紧力、高强度锚杆支护两帮,提供较大的支护阻力,控制两帮塑性区的发展、降低塑性区的流变速度,同时该支护又能适应两帮的较大变形,实现高阻让压支护。帮、角锚杆均为直径20mm,长2.2m的高强度螺纹钢、尾部热处理的锚杆,锚固长度1.1m,排距750mm。图7 锚杆布置图 图8 注浆孔布置3）加固两帮和底角由于己15,16224090工作面两巷为梯形巷道,两帮和底板均为强度较小的煤层,掘巷后围岩破碎区从两帮和底角开始,最终也以两帮最大.两帮和底角采用高强度锚杆支护,阻止破碎区、塑性区的发展,减小该部位煤层强度衰减,当两帮和底板裂隙发育,即距迎头80100m时,应用高水速凝材料对两帮及底板注浆加固8,提高破碎区围岩的残余强度和锚杆锚固力,可有效阻止两帮相对移近和底鼓,是控制深井煤巷围岩稳定的重要技术.己15,16224090工作面两巷注浆孔布置图见图8。8.1.3巷道维护效果采用上述原理和控制技术,16224090工作面风巷围岩变形见图7.由图7可见采用超前卸压和高强度、高预紧力的锚杆支护技术,减小了掘进影响期巷道变形速度及影响时间;巷道掘进20d,应用高水速凝材料对两帮及底角注浆加固,顶底板、两帮相对移近速度快速降低并趋于稳定,两帮相对移近量、底鼓量显著减小。巷道变形稳定后顶底板、两帮相对移近量分别小于600,350mm,与原支护相比分别降低了55.2%,61.8%. 该项技术控制了深井煤巷围岩变形、保持巷道围岩稳定,改善了深井煤巷维护状况。图8 巷道围岩变形8.2工程应用实例28.2.1前言孜东矿是国投新集能源股份有限公司第一对超千米深井，巷道围岩性质一般属于典型的软岩，并且在高地压的影响下，采取以往单一的锚网索喷或架棚支护难以取得理想的效果，巷道一般在45天内损坏到必须进行修护的地步，严重制约生产并存在很大的安全隐患。经过研究，采取二次支护技术，取得了良好的效果。本文以主运矸石胶带机斜巷为例加以说明。8.2.2地质概况该巷道主要是在砂质泥岩层掘进，属于松软岩层，构造裂隙发育，局部岩层较破碎，岩层产状变化较大，并经常出现揭露小断层及岩层裂隙发育带、压性滑面等情况。8.2.3支护方式一次支护：正常情况下尽量采用锚网索喷支护，局部地段围岩破碎、顶板压力大过巷、过煤层、过地质构造带时，采用架U型棚喷支护。二次支护：一次支护为锚网索喷支护时，二次支护采用注浆加固或套架U型棚喷、注浆加固；一次支护为架U型棚喷支护时，二次支护采用注浆加固并在架间补打锚网索。二次支护滞后耙矸机均不得超过60m。8.2.4支护参数及质量要求1）锚网索喷支护（1）巷道断面为宽高=55764188mm。（2）锚杆采用左旋无纵筋专用级高强螺纹钢加工，规格为222500mm，锚杆排间距为700mm700mm。（3）锚杆托板采用厚8mm钢板加工成碟形墩窝托板，规为长宽厚=100mm100mm8mm；钢带采用12mm圆钢焊制，规格为1.9m或2.5m；锚网采用6mm钢筋焊制，规格为长宽=1600mm900mm，网孔规格为100mm100mm。（4）锚索采用21.8mm钢绞线加工，长度为6.3m，锚索一排布置5根，间排距为1.41.4m；锚索托板采用厚14mm钢板加工，采用大小两块托板叠加，大托板规格为长宽厚=300mm300mm14mm，小托板规格为长宽厚=150mm150mm14mm。（5）锚固剂采用Z2350型，锚杆为2卷/根，锚索为3卷/眼。（6）锚杆抗拔力不小于80KN/根，锚索预应力不小于160KN/根，锚杆螺母扭矩力不小于140N，墙基基础深度为100mm。2）架棚喷支护（1）支架可缩量为100mm，拉条每棚5组，每节梁中、拱基线下100mm各一道。采用钢筋网腰帮背顶。掘架时棚距为500mm，套架时棚距为650mm。（2）支架采用36U型钢加工。水沟侧腿窝深500mm，无水沟侧腿窝深250mm。（3）拉条采用10#槽钢加工，长度为1700mm、1550mm两种；拉条U卡采用16mm圆钢加工；卡缆采用36U型钢加工，卡缆螺栓直径为24mm，长度为160mm。（4）钢筋网规格为长宽=750mm650mm、长宽=900mm650mm两种，钢筋直径为126mm，搭接长度不小于100mm。（5）支架卡缆螺栓扭距为200N/m，支架梁扭距80mm。3）喷砼（1）水泥为PC32.5普通硅酸盐水泥，黄沙为中粗沙，瓜子片粒径58mm，重量配合比为水泥：黄砂：瓜子片=122，速凝剂掺入量为水泥重量的46%。（2）喷砼必须连续洒水养护28天，第一周内每小班洒水不少于2次，以后每小班洒水不少于1次。（3）喷厚不小于70mm，喷砼表面平整度50mm（1m2 范围内）；混凝土强度不低于C20。4）注浆（1）注浆钻孔的间排距为1.61.6m，顶板正中布置一根注浆锚杆。钻孔角度：巷道底脚注浆锚杆与巷道底板成3045角，底脚锚注孔位与巷道底。板距离不大于0.5m，其余注浆锚杆均与巷道周边轮廓垂直布置，最小角度不小于75。注浆孔直径32mm，孔深2.5m。（2）注浆锚杆采用6分焊管制作，钢管直径22mm，壁厚为3mm。注浆锚杆长2.0m；杆体上每隔200mm，按T字型梅花布置5mm注浆孔；端部车70mm的丝扣，制作M20螺纹。终端加工呈扁状，以增加注浆出口压力。在注浆锚杆外段 2 0 0 m m 处缠绕麻丝（棉丝），将其装入眼孔，管头外露不大于50mm，用水泥或矿用树脂药卷封眼口，封堵严实，以防脱锚。（3）注浆材料以单液水泥浆为主，注浆水泥采用普通硅酸盐水泥，水灰比为0.7：1或1：1。若单孔注浆压力小，注浆量稍大，也可在单液水泥浆中加入水泥量的15%20% 粉煤灰与其均匀搅拌注入，以节约材料，降低成本。8.2.5结语采取二次支护技术后，较好的解决了超千米深井的巷道支护问题，顶板离层等各项指标均大大下降，控制在允许范围内，保证了生产的安全正常进行，值得在深井支护中进一步推广。9结论通过以上分析和工程实例的研究，我们知道在深井巷道中，由于围岩应力比较大，围岩变形速度快，围岩塑性区也相应扩大，回采巷道高帮容易片帮。但在了解了深部巷道变形的机理和特征后，选择合适的时间采用科学合理的支护还是能很好的参考文献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，19942 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，20033 何满潮，景海河，孙晓明.软岩工程力学M.北京：科学出版社，20034 谢和平，彭苏萍，何满潮.深部开采基础理论与工程实践M.北京：科学出版社，20065 何满潮，谢和平，彭苏萍.深部开采岩体力学研究J.岩石力学与工程学报，2005,246 柏建彪，何朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究.中国矿业大学学报，2006,357 袁秋新.深部构造应力作用下的巷道稳定控制技术.煤炭科技，2010,368 林伟力.深部软岩巷道锚杆支护技术研究与实践.山东煤炭科技，2008,39 王如秋.高应力软岩巷道破坏机理及其支护理论研究.山西建筑，2007,3310 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