专题-动压巷道底鼓控制技术研究

动压巷道底鼓控制技术研究摘要：巷道受掘进或回采影响，常使顶底板和两帮岩体产生变形并向巷道内产生位移。巷道底板向上隆起的现象称为底鼓。在煤矿生产中，几乎所有回采巷道都会出现不同程度的底鼓，尤其随着近些年来煤炭开采逐渐走向深部，进而地应力相应增大，巷道底鼓问题日趋突出严重，从而暴露出很多影向煤矿安全生产的问题。底鼓是煤矿井巷中常发生的一种动力现象，它与围岩的性质、矿山压力、开采深度及地质构造等直接相关。底鼓问题给深采矿井，特别是软岩矿井的建设和生产的正常进行带来极大困难，使巷道变形、断面变小，影响 通风、运输，制约矿井安全生产。关键词：动压巷道 底鼓 防治 支护1.巷道底鼓的产生1.1 巷道底鼓类型及机理1.1.1 深部巷道底鼓发生的机理随着浅部资源的逐渐减少和枯竭，地下开采陆续转入深部开采，国内外深部开采的实践表明，开采深度为 800l000m 时，巷道变形量可达10001500mm。理论分析表明：随开采深度增大，易于产生底鼓的巷道比重越来越大，深部开采的巷道变形量随开采深度增大呈近似直线关系增大，底鼓量及其在顶底板相对位移量中所占的比重随开采深度的增大而增大，见图 1、图 2 。图1巷道变形量随采深变化理论曲线图2 底鼓量所占比重与开采深度关系1.1.2 巷道底鼓的类型大量的现场观测和实验室试验研究表明，由于巷道所处的地质条件、底板围岩性质和应力状态的差异，底板岩体鼓入巷道的方式及其机理也不同，一般可分为以下四类：1）挤压流动性底鼓。有些巷道直接底板为软弱岩层，两帮和顶板岩层结构完整，强度大大高于底板的强度，底板软弱岩层会因挤压而流动到巷道内。如淮北芦岭矿二水平 6 号交岔点，巷道直接底为厚度 6m、浸水后强度极低的粘土岩，在原岩地应力的挤压作用下，巷道底鼓量高达 1200mm，而顶帮的收敛量只有 20mm 左右，属于挤压流动性底鼓。其力学模型见图 3（a）2）挠曲褶皱性底鼓。当底板岩层为层状岩体时，即使时中硬岩体，当应力状态满足一定的条件时也可能发生底鼓。其机理是底板岩层在平行层理方向的压应力作用下向底板临空方向鼓起。底板岩层的分层越薄，巷道宽度越大，所需的挤压力越小，越易发生挠曲性底鼓，其力学模型见图 3(b)。3）遇水膨胀性底鼓。膨胀岩石是指那些与水的物理化学反应有关并随时间发生体积增大的岩石，主要是粘土岩，其矿物成分中含有物理化学性质活泼的蒙脱石。由于煤矿巷道经常积水，当巷道底板为膨胀岩时会引起膨胀性底鼓。要完全控制由于膨胀引起的底鼓，支架必须有很高的支护阻力。若允许存在一定的底鼓量，支护阻力可显著减少。4）剪切错动性底鼓。当巷道直接底板为完整岩层且厚度大于 1/7 巷道宽度时，在较高的岩层应力作用下，常使底板出现剪切破坏，由此形式的楔块岩体在水平应力挤压下产生错动而使底板产生的鼓起称为剪切错动性底鼓，其力学模型见图 3(c)。1.2 巷道底鼓的影响因素1）围岩性质：围岩性质和结构对巷道底臌起着决定性作用，底板岩石的坚硬程度和厚度，决定着底鼓量的大小。当围岩中的应力低于围岩的强度时，围岩只产生弹性变形而不产生破坏。在巷道底鼓不进行支护底板有积水和来往车辆的震动等因素的影响下底板岩层的破碎范围继续加大而巷道两帮岩柱在上部岩石压力作用下，促使底板岩石产生滑动，挤向巷道空间。图3巷道底鼓类型和力学模型示意图2）地压（围岩应力）：围岩中存在高地压是造成巷道底鼓的决定性因素，深部巷道遇到底鼓的情况比浅部巷道多，这完全是由于地压增高所致。位于残留矿柱下面的巷道也有底鼓的现象，这是因为存在着一个高地压带。在地压中，构造应力的基本特点是以水平应力为主，具有明显的方向性和区域性水平应力是影响巷道底板鼓起、两帮内挤的主要因素。在软岩和厚煤层中，底板岩层在水平应力作用下与形成褶曲构造相类似，向巷道空间鼓起。如果底板岩层呈粘塑性变形，底板岩层进入蠕变状态。高水平应力是造成底板岩层破坏和强烈底鼓的主要原因。3）水对岩石强度的影响：浸水后的巷道底板往往产生严重的底鼓，主要是由于水的作用减少了岩石层理、节理和裂隙问的摩擦力，使岩石的整体连接强度降低，使岩体沿岩层的节理面、层理面和裂隙面形成滑移面，并将原来层间连接紧密的岩体分为很多薄层，甚至完全丧失强度 ，岩石中的某些矿物成分遇水产生膨胀。一般表现为 3 个方面：底板岩层浸水后，其强度降低，更容易破坏；泥质胶结的岩层，浸水后易破碎、泥化、崩解，甚至强度完全丧失；当底板岩层中含有蒙脱石、伊利石等膨胀性岩层时，浸水后会产生膨胀性底鼓。因此，巷道积水的治理是控制巷道底鼓的重要环节。4）支护强度：一般巷道的底板处于不支护状态，主要是因为总是认为只要支护顶板和两帮就安全了，底鼓无关紧要；另外锚固底板施工比较困难，出矸石工作量大一旦支护控制不住底臌 ，卧底时的工作量大。这是底鼓大于顶板下沉量的主要原因。 5）巷道的大小和形状：特别宽大的巷道比窄巷道易发生底鼓，然而，巷道的宽度是由采矿作业而决定的。在某些情况下，特别是辅助巷道，宽度能保持在一定限度以内，而通过增加巷道高度使横截面保持不变。6）地温增高：地温增高是矿井开采深度增加时出现的突出问题之一。从一般地热增温看，每增加 100m 深度，温度增高 3 5 ，在采深大的情况下，地温达 3050 。在这样的环境中，可出现两种不利情况：高温会促使岩石从脆性向塑性转化，使围岩产生塑性变形；巷道内水气增多，使围岩软化。在深部高应力条件下，若只加强顶、帮的支护，就易于产生底鼓。2、巷道底鼓的防治2.1 巷道底鼓治理的重要性目前巷道顶板下沉和两帮内移能控制在某种程度内，而防治底鼓仍缺乏经济有效的办法。在底板不支护的情况下，巷道顶底板移近量中约 2/33/4 是由底鼓造成的。强烈的巷道底鼓不仅增加大量维修工作，增大维护费用，而且还影响矿井安全生产。1）煤矿巷修工作对煤矿采区工作面生产的影响煤矿采区工作面上、下顺槽或顶板回风巷，如果受矿山压力的影响，井巷变形，失修严重，使井巷净断面减小，就会使采区工作面风量减少，从而使采区工作面与瓦斯及其它有害气体浓度增大，给采区工作面生产造成重大隐患。另外采区工作面风量减少就会使采区工作面空气温度升高，给井下矿工生产带来诸多不便，从面影响采区工作面正常生产。如某矿 30024 外段工作面上顺槽巷道底鼓变形，浮煤较多，上切割口向外 100 多米井巷高度仅有 1.1m1.5m，造成采区工作面通风量减少，瓦斯浓度经常超限，使该采区工作面无法正常生产。2）煤矿巷修工作对矿井运输系统的影响。煤矿井下主轨道巷，主皮带巷等运输系统是煤矿生产的“ 大动脉 ”。它对保证井下材料供应，煤炭运输起着重要的作用，煤矿井下轨道运输巷道及皮带运输巷道，如果不经常进行维修，加强支护，就会出现巷道挤压变形，片帮甚至冒顶等堵塞井巷事故的发生，从而影响了煤炭生产，如某矿三水平主皮带巷受 30024 外段工作面采动影响，局部巷道挤压变形严重，原金属 U 型棚支架梁距离顶皮带最低处仅有 0.30.4m 高，遇有大块煤(矸 )经过时就会堵塞，使主皮带无法正常运转，再加上该巷道上段锚喷支护巷道年久失修，支护强度降低，导致冒顶事故经常发生，严重影响了煤炭运输，制约了井下煤炭生产。3）煤矿巷修工作对矿井井巷中行人的影响。煤矿井下巷道受地质条件的影响，随着原支护服务年限的增长，支护强度就会大大减少，如果不及时对巷道进行维修，巷道就会出现片邦、脱层、掉矸甚至冒顶，给井巷中行走的人员造成威胁，对煤矿安全工作造成影响。因此，煤矿巷道维修工作的好坏直接影响着煤矿采区工作面。运输系统及井巷中行人安全，是保证煤矿安全生产的一项重要工程。2.2 底鼓治理的方法巷道底鼓的防治措施是在巷道产生显著底鼓之前，采取一些措施阻止底鼓的发生和延缓底鼓发生的时间，或在巷道产生底鼓显著之后，采取一些措施减小和控制底鼓。为了保持底板岩层和整个巷道围岩的稳定性，应以预防为主，治理为辅。大致来说，巷道底鼓的防治措施可分为两个方面。一方面将巷道已底鼓的部分清除即起底。 它是现场应用很广泛的一种治理底鼓的方法，是一种消极的治理底鼓的措施在具有强烈底鼓趋势的巷道中，往往需要多次起底，但并不能完全制止底鼓 ，不仅起底工程量大、费用高，而且还影向两帮及顶板岩层的稳定性和矿井的正常生产。另一方面是采取措施消除底鼓。目前防治底鼓的措施主要从降低巷道围岩应力，加固围岩或保持围岩的强度这两个方面考虑。不同工程背景下的巷道围岩，其力学性质、应力环境等也必然不同。虽然都有发生底鼓的现象，但其不稳定的原因或其主要作用因素是不相同的。这就需要针对不同特点的巷道，研究其发生底鼓的机理，判断不稳定因素进行底鼓的防治。2.2.1.合理的巷道布置巷道轴向与构造应力方向之间夹角不同，巷道围岩水平应力集中程度有很大差异。 因此，在构造应力影响较强烈的区域 ，要重视巷道布置方向，依靠正确调整巷道方向与构造应力方向问的关系，削减构造应力对巷道围岩稳定性的影响。从巷道围岩控制的角度出发，布置巷道时应重视下列问题： 在时间和空间上尽量避开采掘活动的影响，最好将巷道布置在煤层开采后所形成的应力降低区域内。如果不能避开采动支承压力的影响，应尽量避免支承压力叠加的强烈作用，或者尽量缩短支承压力影响时间。在采矿系统允许的距离范围内，选择稳定的岩层或煤层布置巷道，尽量避免水与松软膨胀岩层直接接触。巷道通过地质构造带时， 巷道轴向应尽量垂直断层构造带或向、 背斜构造。相邻巷道或硐室之间选择合理的岩柱宽度。 巷道的轴线方向尽可能与构造应力方向平行 ， 避免与构造 应力方向垂直。 2.2.2.卸压法卸压法的实质是采用一些人为的措施改变巷道围岩的应力状态， 使底板岩层处于应力降低区， 从而保证底板岩层的稳定状态。它特别适用于控制高地应力的巷道底鼓。 目前出现的卸压法有切缝、打钻孔、爆破及掘巷卸压等形式。打钻孔这种措施在技术上有很大难度，因为在钻孔间距很小的情况下，打直径为 5060 ram 的孔而不发生偏斜是非常不容易的。此外这种措施的卸压范 围比底板切缝小， 因而要考虑到钻孔后发生底鼓的可能性。 以偃龙矿区永华一矿为例：偃龙煤田地处嵩山西麓，地质构造复杂，由于是典型的滑移构造，造成煤层赋存极不稳定，且对该地区煤系地层的煤岩物理力学性质影响较大，表现为极强的三软(顶板软、煤层软、底板软)特性。这种状况对永华一矿回采巷道的支护及工作面的回采造成了很大的困难。现针对豫西三软煤层巷道底鼓问题，采用正交数值试验方法，确定影响巷道底鼓的主次因素及水平，对底板钻孔卸压参数进行了数值模拟优化，取得了较好的底鼓治理效果。根据永华一矿 12021、12061、12081 工作面掘进和支护过程中遇到的问题，依据观测资料分析及现场调研结果可知，回采巷道支护具有以下特点：(1)煤层松软，呈蜂窝状分布，且煤体易风化；煤层顶底板很大范围内没有坚硬岩层。井下个别地段出现漏顶现象，造成支架不接顶，支护效果差。由于回采巷道支护困难，造成回采工作面推进速度慢；加上采空区顶板出水，更加剧了软岩巷道的变形破坏。(2)巷道围岩体属于典型的三软煤层，尤其是在受到外界因素作用时，围岩岩性更差。巷道围岩体有较强的蠕变特性，在掘巷初期围岩变形进入相对稳定的低速率变形阶段，但随着时间的延长，围岩变形的速率逐渐加快，变形进入难以控制的加速蠕变阶段。回采巷道支护问题是限制永华一矿安全、高效生产的“瓶颈” 。采用工字钢刚性支护、U29 型钢可缩性支护等均不能有效控制围岩的大变形。为此，提出了底板钻孔卸压的支护方案，采用数值模拟技术对钻孔深度进行优化。为了简化问题，采用平面应变模型，轴向尺寸 0.3 m，巷道轴向完全约束。模型水平宽60 m、高 40m，巷道位于模型正中：宽度为 5.0m，高度为 4.0m。模型顶部施加铅直应力，两侧边界施加水平应力，底部边界为固定约束，如图 4。顶板和两帮采用锚杆支护，间距 0.8 m，锚杆长度 2.5 m， 22 mm，锚固长度 1.5 m，预紧力 0.08MN，杆体抗拉强度 3725 MPa，弹性模量 196 GPa，杆体抗剪强度 2235 MPa，锚固体抗剪强度 35 MPa，抗压强度 60 MPa。底板钻孔卸压方案定为在三软煤层条件下，地应力一定(铅直应力 20MPa，水平应力 30 MPa)，卸压钻孔位于巷道底板中部的情况下，设计的底板卸压优化方案为： 无钻孔； 卸压钻孔深度 2.0 m； 卸压钻孔深度 4.0 m； 卸压钻孔深度 6.0 m。结果分析：根据数值模拟试验结果，对不同切面上的铅直位移和水平位移进行分析；分析巷道围岩位移矢量及趋势，进而分析底鼓产生的机理；对巷道围岩塑性范围进行分析，评判卸压效果。1）切面上的位移：提取单元位移数据，从数据分析中得到下列结果：随着卸压钻孔深度的增加，顶板最大下沉量由无卸压时 43.80 mm 逐渐增加到57.85mm，围岩内部下沉也是如此；水平位移量在巷道范围内比较接近，在围岩内部水平位移逐渐减小，但钻孔深度越大，水平变形也越大。顶板最大水平位移由巷道中心向两侧逐渐增大，且与钻孔深度的增加成正变关系。从巷帮向岩体内部，水平位移逐渐减小。图4 钻孔泄压平面应变模型示意2）位移矢量：由图 5 可以看出，由于底板卸压钻孔的存在，使底板铅直部分位移转化为水平位移，且随钻孔深度的增加，巷道底板中这种趋势越明显。钻孔越深；顶板和两帮位移向底板向卸压钻孔转化的趋势越明显，造成其位移比无卸压钻孔时还要大。一因此，在底板卸压的同时，要对巷道和两帮加强支护或对底板施以支护，以抑制这种变形趋势。3）破坏区。从图 6 可以看出，未卸压时，底板浅部以剪切和拉伸形式破坏为主，深部则是剪切滑移破坏；开卸压钻孔后，钻孔附近以拉伸破坏为主，且破坏范围与钻孔深度成正变关系，卸压后底板破坏大致沿 45。角向下扩展。顶板浅部以剪切和拉伸破坏为主，深部为剪切破坏，破坏深度与钻孔深度成反变关系。两帮以拉伸和剪切破坏为主，在侧压系数大于 1 的情况下，两帮的破坏深度比顶底板小。4）钻孔合理深度。根据分析，钻孔深度越深，底板破坏范围也就越大，巷道顶板综合位移量也越大，因此并不是钻孔越深越好，治理底鼓不应单单针对底板，而应该将顶板和帮角一起考虑 。卸压和锚索加固同时使用时，卸压钻孔的深度要满足：05BHL (B 为巷道底板宽度，H 为钻孔深度， L 为底板锚索长度，为锚固长度)为宜，即钻孔深度应大于巷道底板宽度的一半，小于锚索锚固段的作用范围。如果锚索长度为 6.0 m，锚固长度 2m，巷宽 5.0 m，则钻孔深度应介于 2.54.0 m。数据分析：1）正交试验表明：铅直应力一侧压系数一卸压钻孔的位置及个数一卸压钻孔深度一围岩性质及组合对巷道底鼓量的影响程度逐渐减弱。在地质环境一定的情况下，卸压钻孔的深度对巷道的底鼓量影响最大。2）底板钻孔卸压之后，巷道底鼓量大幅减少，顶板和两帮的位移却有一定的增长。因此，在底板卸压时要对顶板和帮角加强支护。即加强顶板和帮角的支护，能够减轻底鼓量3）结合具体地质条件，研究了卸压钻孔的合理参数，即钻孔直径150300 mm，位于底板中部，钻孔深度应大于巷道底板宽度的一半，小于锚索锚固段的作用范围。4）底板钻孔卸压要因地制宜，结合围岩性质、应力环境，配合顶板、帮角加固联合进行。图5 位移矢量2.2.3 用锚杆或锚索加固底板底板通常是成层的 ，因而非常适合于用锚杆或锚杆加固。木锚杆一般用于巷道范围内的垂直钻孔钢锚杆则用于斜孔，锚入两帮下面( 约与巷道两帮成 3 54 0 )的地层中。其作用在于减少巷道底板的破碎程度。这样支护的工作原理主要有二个方面：一是将软弱底板岩层与其下部稳定岩层连接起来，抑制因软弱岩层扩容 、膨胀引起的裂隙张开及新裂 隙的产生 ，阻止软弱岩层向上鼓起。其次是把几个岩层连接在起，作为一个组合梁， 起承受弯矩的作用。此组合梁的极限抗弯强度比各个单一岩层的抗弯强度的总和大。 在各种各样的地质条件下所做的试验表明，成功地加固软弱底板并不一定要求它具有层状构造，底板岩层经过锚杆加固以后增加了抗弯强度。另外底板打锚杆要求底板岩层具有较好的完整性， 如果底板岩层破碎，锚杆将失去锚固作用 ， 因此在使用底板锚杆前首先要对巷道进行评价。同时，巷道底板岩石对水的敏感程度也很重要， 这包括了顶板淋水和施工用水， 当底板岩层逞水泥化， 则要考虑用干式打眼或悬浮剂冲洗钻孔的方法。巷道底板锚杆的形式，应根据巷道服务年限、用途和生产条件选定。 底板锚杆的长度应能穿过全部底鼓的岩层，锚杆的尾断应在底板以下 0.6 0.8 m， 这样做的好处是，必要是还可以卧底。 为了充分发挥锚杆对底鼓的作用， 同时考虑到现场打眼的方便 ，底板锚杆应按图布置，当底板为砂页岩时， 锚杆密度不应小于 1 根m 。当岩层破碎时，应适当加大锚杆的密度，排距一般为 0.8 1.2 m， 当底板岩层问连结强度较低时， 锚杆的排距应在 1 m 以下。 图6 破坏区以永煤集团永华能源一矿-70m 泵房支护为例：永华能源一矿一 70 m 泵房位于一 70 m 车场东侧，长 30 m，巷道为矩形断面，净宽 4 500 mm；净高 3 500 mm，担负着 12 采区、22 采区轨道上山及 22 采区胶带上山的排水任务。泵房顶板裸喷支护，两帮为锚网喷支护，锚杆为 18 mm2 000 mm 普通树脂锚杆，每眼安装 MSK3240 树脂锚固剂 3 卷，锚杆间排距均为 800 mm，钢网为 1 300 mm1 800 mm 点焊钢筋网，喷射混凝土厚度为 100 mm。泵房布置在石炭系太原群 L1 石灰岩下部，由于受下部断层的影响，泵房岩层节理裂隙发育且为立层节理面，巷道开挖后，岩层内储存的弹性能得以释放，锚网喷支护形成的支护圈层满足不了抗压的要求，围岩压力由薄弱处泄出，造成底鼓与部分巷帮开裂。，巷道开掘 2 个月后，巷道上帮位移 100350 mm，锚网开裂严重，底板鼓起 700 mm。加固方案：因岩石破碎，打眼时卡钻严重，锚网支护打眼多，实施比较困难；架棚支护，成本高。因此，先施工注浆锚杆进行注浆，注浆充填裂隙后进行锚索支护。1）注浆锚杆设计：巷道下帮喷射 100 mm 厚的 C20 细石混凝土，上帮根据巷道中线进行刷帮处理。先补打锚杆、挂网(锚杆为(2j18 mm2 000 mm 高强树脂锚杆，每眼安装 MSK3540 树脂锚固剂 3 卷，锚杆间排距均为 800 mm；1 300 mm1 800 mm 点焊钢筋网，钢网搭接长度为 100 mm，间距 100mm，用 14 镀锌铁丝拧结牢固) ，再喷射 100 mm 厚的细石混凝土。底板中间挖至设计地坪下1 300mm 深，两侧挖至设计地坪下 700 mm 深的反底拱，浇筑的 C20 混凝土厚300 mm，形成弧形拱，上部用 24 cm 碎石铺至设计地坪。注浆锚杆布置：底板、两帮各设 3 根注浆锚杆，注浆锚杆所用插管为 DN25 的镀锌钢管，长度为2 500 mm，钢管壁厚为 3 mm，注浆锚杆间排距均为 2 000 mm，在注浆插管深部以里 1 800 mm 长度范围内壁相对位置上对面钻眼，钻眼间距为 50 mm，(2j5 mm，将插管尾部 50 mm 切成 M22 细牙螺纹，用于安装注浆阀门，插管阀门里安装托盘，托盘外焊接管卡住托盘，阻止托盘向外移动。托盘为钢板加工而成，厚度为 10 mm，长和宽均为 300 mm，插管前部 300 mm 车丝起锚固作用。注浆渗透半径约 2 m，经过注浆可使各个注浆锚杆形成交圈，达到锚固的效果。2）锚索加固：锚注后，在泵房两帮距底板 1 000 mm 处打 1 排锚索加强支护，锚索为 d1524 mm X 6 300 mm(锚入石灰岩岩层为 500 mm)的钢绞线配合锁头、托盘制作；其中锚索有效长度为 6 000 mm，外露部分为 300 mm；每孔使用 8 卷 MSK2335 的树脂锚固剂固定，锚固力不低于 200 kN根；托盘用长500 mm 的工字钢制作，并在上面钻 1 个直径不小于 1524 mm 的圆孔。锚索间距为 1 500 mm。当巷道按设计要求锚注支护合格以后，用 MQT 一 130 型气动锚索钻机配合 S19 中空六方接长式锚杆和 28 mm 双翼钻头湿式打眼。为保证孔深准确，必须在起始钻杆上用白色或黄色油漆(或粉笔)标出终孔位置，眼深 6 000 mm，并用压风将眼内的残渣吹净；用棉丝将锚索锚固段的水、煤粉等擦干净。在高压作用下，注入围岩的水泥浆充填在节理构造裂隙、松动岩缝内，使破碎岩石与水泥砂浆粘结在一起，提高了围岩自身抗变形能力，起到了加固作用。在岩石未变形前，如果进行锚注法加固，因岩石未形成裂隙，注入水泥浆量少，效果不明显。锚注后，破碎岩石与水泥浆粘结在一起，打眼时，无卡钻现象，施工容易，安全高效。如果在锚注前打眼，容易卡钻，且锚固剂容易掉入裂隙内，起不到锚固作用，锚固失效。此次加固巷道 30 m，施工结束后，共布置 6 个测点对底板及巷帮位移量进行观测，每 10 d 观测 1 次，共 10 次，最小位移量为 8 mm，最大位移量为 12 mm，为控制围岩变形提供了依据。有些煤矿巷道变形区域厚度较小，巷道底板完整性较好，可直接用锚杆进行支护。煤巷锚杆支护具有支护性能好、工艺简单、节省材料、易于实现机械化等特点， 得到国内外同行的普遍重视。以岱庄煤矿 2332 工作面顺槽支护为例，该巷掘进完成后部分巷道严重变形，出现顶底板移近量加大、底板底鼓的现象，严重影响了工作面的人员安全和生产效率。支护现状：巷道断面形状为矩形：B 荒 =3.7 m ， H 荒 =2.7 m ， S 荒 = 9. 9 9 m2。B 净=3.5 m ，H 净 =2.6 m ， S 净 =9.1m2 采用锚网索支护作为永久支护，支护参数采用悬吊理论进行设计。顶部采用 18 mm 等强度右旋全螺纹钢式树脂锚杆，长度 2 300 mm，锚杆间排距 800 mm800 mm，每排锚杆为 5 根，每孔用药卷 MSCK2350 二块，金属网规格为 3 700 mmx 900 mm，钢带规格为 3 600 mm60 min 38 mm。两帮采用18 mm 等强度右旋全螺纹钢式树脂锚杆，长度 1800 mm，锚杆间排距 800 mm1 200 mm，每排锚杆为 3 根，每孔用药卷 MSCK2350 一块，金属网采用 2200 mm1300 mm，钢带采用 2200 mm 60 m m 3.8 mm 。锚杆排列形式为矩形排列，金属网由 04 mm 的冷拨钢筋制作，顶网网格为 50 mm50 mm，帮网网格为 100 mm100 mm，两网片搭接长度为 100 mm。锚索沿巷道掘进方向距中心线 600 mm 双排对称布置，排距为3 700 mm，锚索线采用 O1524 mm 的低松驰预应力钢绞线截制而成，长度为4500 mm，每条锚索梁采用两条锚索线，每孔装入树脂药卷 MSCK2350 三支。锚索梁采用矿 10 槽钢加工制作而成，梁长为 2000 mm，两锚索孔间距为 1 500 mm。存在问题：2333 巷道顶底板变形严重，部分离层仪读数很大，底板有底臌现象，有的地段顶底板移近量超过 500mm。原因初步断定为巷道顶底板受水平应力的作用，发生剪切破坏，而现有支护体系不能有效地提供约束力，具体表现在：1)锚杆强度偏低，且“三径”匹配不合理，容易形成手套效应；2)护表强度低，现场许多锚杆盘变形后断裂，影响支护效果；3)现场所用绑轧金属网网丝滑动，不能满足提高表面围压和自身强度的需要；4)现场许多钢带在开孔处断裂。岱庄煤矿为了解决煤巷锚杆支护中存在的问题，采用的新型支护体系包括了新型的支护材料；采用了新的支护参数设计方法。一、新型支护材料：1）岱庄煤矿采用了全螺纹等强锚杆，这是一种新型锚杆，其突出的优点是锚杆实现真正等强，因而杆体材料强度利用率高，杆体延伸量大，并且能非常方便地对锁紧螺母进行二次预紧，从而能更好地适应回采动压巷道变形量大的特点，有效地解决了螺纹脆断、螺母托盘不易接顶等常规锚杆存在的问题。实际应用情况表明，采用普通螺纹钢锚杆支护的煤巷在不能有效保证围岩稳定时，采用全螺纹等强锚杆支护则可以有效保证高应力条件下煤巷的稳定。其主要技术参数见表1。表1 新型左旋连续螺纹树脂锚杆主要技术参数表公称直径/mm 破断强度 /MPa 屈服强度 /MPa 延伸率 安装孔径/mm20 700 500 20% 27282）新型钢带新型的U形等强钢带是针对综放动压巷道、大采深巷道等复杂困难条件设计的，以带钢为原料，采用冷轧工艺，其强度提高20 左右。钢带的形状采用U 形，能够避开钻孔，扩大锚杆的作用范围。钢带将托盘与母材固结在一起，克服了钢带因钻锚杆孔产生的弱面和因锚杆受力在钢带中产生应力集中的问题，使钢带与锚杆成为统一的整体。3）新型高强度网片冷拔钢丝点焊网的刚性较之普通经纬网或菱形网有显著提高，护顶护帮效果明显改善，同时，由于冷拔钢丝硬度大，不易被锚杆托盘的边缘切断，因而可靠性大大提高。二、新的支护设计方法采用了反馈设计法计算支护信息数据，这是一种目前在澳大利亚、美国、英国等国家煤巷锚杆支护设计采用信息常用的方法。它是以对地应力场、巷道矿压显现以及锚杆承载工况进行实测与观测为基础，辅以计算机数值模拟的系统性锚杆支护设计。其主要特点是实现了支护机理的定性解释与支护参数的定量确定之间的有机结合。支护设计所依据的是现场实测结果，而不是借助某种假设或简化。现场实测更接近实际，因而设计结果可靠性高、针对性强、适应范围广。它是一个以实测为基础的动态设计过程，可以吸收其他设计法的长处，而iii 够达到其他设计方法达不到的效果 。三、新支护体系下断面的支护方式根据新型支护材料及新的支护设计方法，岱庄煤矿2333工作面采用以下支护材料和支护方式：巷道顶板采用20 mm 2 400 mm高强度螺纹钢锚杆，间排距800 min800 mm，高强度托盘120 mm 120 mm10 mm，使用每孔用药卷MSCK2360和K2360各一块树脂锚固剂，并铺设金属焊接网及U 型钢带。巷道两帮采用020 mm2 000 mm 高强度螺纹钢锚杆，间排距800 mmX800 mm，高强度托盘120 mm120 mm10 mm，使用每孔用药卷 MSCK2390一块树脂锚固剂，并铺设金属焊接网。2333轨道顺槽锚索支护：锚索沿巷道掘进方向距中心线600 mm双排对称布置，排距为2 400 mm，锚索线采用O1524 mm 的低松弛预应力钢绞线截制而成，长度为4 500 mm，每孔装入树脂药卷MSCK2360三支。巷道支护断面图如图7所示。图7 巷道支护断面图支护效果：1）2333工作面采用新型的支护体系对工作面进行支护设计后与原支护方式相比，巷道变形明显变小，顶底板移近量加大、底板底臌现象得到明显改善。2）新型左旋连续螺纹树脂锚杆有效地保证了高应力下煤巷的稳定，u型等强钢带克服了锚杆受力时在钢带中产生应力集中的问题，使钢带与锚杆成为统一的整体，冷拔钢丝点焊网刚性较之普通经纬网或菱形网有显著提高，护顶护帮效果明显改善。效益分析：在岱庄煤矿2333综采工作面顺槽采用新型的锚杆支护体系以后，其经济效益和社会效益明显增加。新型支护设计方法具有和现有施工工艺配套、施工速度快、安全可靠的特点，为煤矿回采接续和安全生产提供了保证。使得支护成本费用由原来的1300元m降到1 100元m。同时节省了500元m 的巷道修复费用。岱庄煤矿2333工作面顺槽两条巷道共计2 200 m，直接经济效益为：200元m2 200 m=440 000元。最主要的是避免了由于影响安全生产造成的隐性成本。2.2.4 底板注浆底板注浆一般用于加固已破碎的岩石，提高岩层抗底鼓的能力。当底板岩石承受的压力超过岩体本身的强度而产生裂隙和裂缝时，应采用注浆的办法使底板岩层的强度提高，达到防治底板底鼓的目的。由于所选择注浆的形式、 材料、压力和时间长短不同，岩层中的裂隙可能全部或部分被粘合，当注浆压力高于围岩强度时， 会产生新的裂隙并有浆液渗入。 注浆后岩层达到的结合强度主要取决于选择的注浆材料： 采用聚氨酯材料 ，岩层间的结合强度较高，加固的效果较好，但底板潮湿时粘和强度较低，成本也较高注水泥浆虽然成本低， 但结合强度较低，所以在选择材料时要根据实际情况合理选择。还应指出，软岩进行底板注浆不能保证取得成效。如果将注浆和锚固结合使用，就可以使原来只适用两者的范围得到扩展。注浆的作用可分为三种情况： 1）注浆只起到部分效果，即注浆后重新结合的强度只比岩石产生离层、裂隙后的残余强度稍高。产生这种情况的主要原因是注浆压力太低，注浆液浓度太大，或注浆钻孔的布置不合理。底板注浆后对减少底鼓有一定的效果，但不显著。 2）注浆后破碎的岩石全部被加固，在岩层中极为微小的裂隙也被粘和起来。注浆后岩层的结合强度与原始强度相等。在这种情况下，底板注浆起到了显著的效果，巷道底鼓量明显减少。 3）注进的浆液包围破碎的岩块并将其粘和成一体，岩层的整体强度得到提高，注浆后岩层的结合强度高于原始的强度，是底板注浆最理想的情况。注浆后岩层达到的结合强度主要取决于选择的注浆材料，采用聚氨酯材料，岩层问的结合强度较高，加固的效果较好，但底板潮湿时粘和强度较低，成本也较高。注水泥浆虽然成本低， 但结合强度较低，所以在选择材料时要根据实际情况合理选择。以双阳煤矿为例，双鸭山矿业集团公司双阳煤矿是年产180Mt的大型矿井， 现已开采至二水平。二水平地质条件复杂，地应力较大，并含有大量炭质页岩泥岩及凝灰岩地层， 。这类岩石遇水迅速崩解、膨胀，引起巷道严重变形，变形形式通常表现为两帮收敛，底板鼓起；造成巷道宽度变窄，轨道变形，道床松软。巷道平局年底鼓量在1.0m左右，其中，最具代表性的是二水平一副井和二副井，底板年底鼓量在2.0 m，给副井运输带来巨大困难。由于该地层含水丰富，虽通过各种方法治理佃效果均不珲想，且成本高。目前，该矿在二副井穿凝灰岩段进行了钻孔注浆实验，取得了一定的效果。钻孔注浆设备选用TXU一50型钻机1台和KBY一507型注浆泵1台；注浆材料选用525 矿渣水泥。由于底板岩层软，易塌孔，故在注浆孔打完后应立即放人注浆铁管(在管壁15 m以下部分均匀地钻出小孔，以便于水泥浆向周围岩体充分渗透)，然后进行封孔。封孔办法是将压缩木圆盘顺注浆管套下去，砸实，并在上面浇注水泥。待封孔牢固后，便可注浆。注浆过程中，充分搅拌，保证水泥浆以均匀的浓度注人岩层。同时记录压力表读数、注浆量及时间。注浆参数如下：孔距/m排距/m孔深/m注浆压力MPa注浆m 3孔 -1封孔段孔径/mm封孔长度 m注浆孔孔径mm水灰比1.6 1.6 2.7 3 0.4 108 0.8 50 0.8观测断面的设置：在二副井共安设了3个监测断面。其中：I号断面是拉底后马上设置的监测面，观测期间共拉底2次，拉底高度为05 m；2号断面是对巷道底板采取钻空注浆实验后设置的监测面；3号断面是拉底后过一段时间设置的监测面。每个监测面均设有6个测点，7条线，如图8。图8 收敛仪测线布置图经观测，1断面在拉底前顶底板移近量(主要是底板)和拱脚移近量分别为38.6 cm10 d和27.7 cm10 d 。在第一次拉底之后，其平均值分别为32.8cm10 d和27.7cm10 d；而在第二次拉底后，这两个量的平均值又变为28.6 era10 d和10.5 cm10 d。可见，拉底后经历足够的时间，断面收缩平均速度均比拉底前小，这是由于拉底使岩体承受的应力得到了一定的释放，并使巷道内的水分减少所致。3断面围岩相同，不同的是2断面是对底板采取钻孔注浆措施之后设置的监测面，而3断面是未采取措施的监测面，用来与2断面对比，以检查注浆实验效果。实验中，由于初期对该巷到松动圈范围监测不准确，注浆孔深未达到松动圈范围，故实验效果不甚理想。尽管如此，采取注浆措施后，底鼓速度比采取措施前降低近60；两帮收缩速度降低50；断面收缩速度降低80。另外，注浆后，巷道断面变形形式由原来的拱脚收敛、底板鼓起，变为两帮各点均匀收敛、底板鼓起，改善了支架的受力状态，增强了支架对围岩的支护作用。图9表示1断面巷道顶底板移近量在两次拉底后的变形率随时间的变化情况。从图9可以看出，变形开始4 d，变形量占总变形量的50左右，变形率大于8 mmd，属于急剧变形阶段；13 d以前，变形量逐步发展到总变形量的90，变形率持续下降，属于缓慢变形阶段；13 d以后，变形率降低到3.5 mmd，并持续下降，属于趋于稳定阶段。图9还表明，拉底使巷道周边的岩体移动过程更加活跃，加剧了巷道的断面收缩。这时开挖载荷主要使巷道围岩的径向应力降低，载荷产生的回弹是流变的主要形式。其次，拉底使切向应力增加，径向应力减少，因此引起偏应力增加。在较大的偏应力作用下，促使岩体变形、屈服、破坏和膨胀。又由于拉底使巷道围岩应力产生重新调整，导致围岩的朔性区加大。可以看出，拉底不但不能从根本上解决底鼓，而且还会使底鼓不断加剧；也可以看出，每次拉底之后经历足够时间，断面收缩速度要比拉底前小。同时，同一断面的左右两帮收缩变形不同，这主要是因为两帮岩体不同，膨胀系数不同，含水量不同，膨胀速度也不同。其次，受地质构造等因素的影响，两帮的应力也不同。根据长期监测得知，实验段巷道底鼓速度平均约4 mmd。采取钻孔注浆措施后，尽管施工质量仍为达到设计标准，但巷道底鼓速度比采取措施前降低近50，从而证实了实验方案的可行性。图9 1号断面03测线变形率与时间的关系曲线1第一次拉底后 2第二次拉底后2.2.5 巷道壁充填（加固两帮）在巷道和未采煤柱之间的巷道壁充填，主要是通过把侧翼地层压力支点转移到远离巷道的地方而改善压力分布，从而增加底板粘土从未采煤柱的下面向巷道流动的阻力。另外一种用于永久性巷道的底板支护是 ，在巷道底板上先挖出矩形坑槽， 然后再填以遇水硬结的材料，使之成为混凝土反拱。这种支护具有较高而且平均一致作用于底板上的支护阻力。加装可伸缩支撑件可进一步加强混凝土反拱， 使其获得更大的抵抗底鼓的残余变形阻力的能力。巷道围岩是由顶板、底板、两帮组成的复合结构体，回采巷道两帮为软弱煤体，直接影响到底板的稳定性。煤体强度越大，底鼓量越小，反之，底鼓量越大。因此可通过加固两帮控制深井巷道底鼓的构想，工程实践证明，加固两帮可在一定程度上控制深井回采巷道底鼓。回采巷道两帮煤体的强度与巷道底鼓成正增长关系，两帮变形越大，底鼓越强烈；两帮变形越小，底鼓量越小。煤体强度对底鼓量影响的数值模拟结果如图2所示。图中2个方案只有煤层力学参数不同，第1方案：即矿井现有条件，软煤(单轴抗压强度125 MPa)：第2方案：中硬煤(单轴抗压强度25 MPa)，其他条件完全相同。从图2可知，在顶底板及其他条件均相同的条件下，软煤巷道底鼓量为5164 mm，大大高于中硬煤巷道底鼓量3518 mm。当两帮为强度较高的岩体时，在支承压力的作用下，两帮岩体下的底板会产生下沉。而当两帮岩体强度较小或被破坏时，底板岩层将在水平应力的作用下产生向上的位移。产生这种情况的原因主要是在支承压力作用下两帮被破坏，相当于巷道宽度加大，即底板“暴露” 的宽度加大。中硬煤巷道比软煤巷道底鼓量小主要是由于中硬 煤巷道两帮煤体强度较大，在支承压力的作用下两帮破碎区和塑性区较小，底板“暴露”的宽度较小，因而，使底板可承受较大的水平应力，从而使底板底鼓量减少，而软煤巷道由于两帮破碎区和塑性区较大，底板“暴露”宽度较大，在水平应力的作用下产生剪切破坏或压曲，从而底板水平位移增大，底鼓量增大。图10 煤层强度对底鼓量的影响山西王庄矿14采区为准备采区 ，回风上山采用锚网支护，两帮为4根D20mmL2 100mm圆钢锚杆，顶板为5根 D20 mm L2 400螺纹钢锚杆，排距800 mm,采用D1524 mm的小孔径预应力锚索加强支护，每排 1根，排距2.4 m ，开掘6个月严重底鼓；而在运输上山的掘进过程中，为控制底鼓，修改了支护方案，由于巷道底板为软弱泥岩，施工非常困难，因此，施工方案的修改莺点考虑两帮的支护，两帮改为5根D20mmL2400螺纹钢锚杆，其中1根为底角锚杆，并且对两帮和底角注浆，注浆深度3.5m，顶板支护与回风上山相同。支护方案如图11，12所示。两条巷道围岩控制效果如表2所示。表2 围岩控制效果对比底鼓量 /mm 两帮移近量/mm 顶板下沉量/mm巷道名称3个月 6个月 3个月 6个月 3个月 6个月回风下山 286 532 245 402 118 189运输下山 52 102 38 119 78 116从表2可以看出，相同围岩条件的巷道，两帮支护强度不同，底鼓量有较大的差别，运输上山两帮多布置1根锚杆，同时加强底角支护，其底鼓量比回风上山大为减少，可见加强巷帮支护的底鼓控制效果。图11 回风上山支护方案图12 运输上山支护方案2.2.6 封闭式巷道支架采用全封闭式巷道支架被证明是一种防治底鼓 的有效措施 ，与其他措施相比具有简单易行 、适用范围广及效果显著等优点。 封闭式支架的特点是具有底拱，支架抵抗巷道两帮内移的能力大大加强，减少了巷道底板所承受的水平力，控制了巷道底板岩层的离层和断裂。支架底拱对底板的支撑力改变了巷道底板岩层的受力状态， 使底板岩层由两向受力变为三向受力，从而大大提高了围岩的强度，增加了巷道围岩的稳定性， 有利于围岩承载圈的形成。由于底拱的设置对于防止水侵入巷道底板， 避免车辆震动， 防止底板产生裂隙都有一定的效果。以漳村矿二水平西下山材料巷的支护为例，漳村矿二水平西下山材料巷位于漳村矿井井田西部，二水平各采区布置在其两翼。西下山材料巷为二水平主要辅助运输大巷，巷道内安装有一部卡轨车运输材料。该巷道沿煤层顶板布置，支护形式为工字钢梯形棚支护，规格3.0 m 3.2m(梁X 腿)，棚距750 mm。巷道由于受到北侧22采区2201工作面的回采影响，造成该段巷道动压显现明显，顶帮压力增大，工钢支护的梁、腿均出现了大范围的弯曲、变形，巷道底鼓严重。初期对部分底鼓巷道进行了拉底平整施工，但在维持较短时间后，便出现了反复性底鼓，严重影响了巷道内卡轨车系统运行的安全性和稳定性，对正常的采掘生产秩序造成了很大的制约，因此需要对该巷道进行全面的修复改造。由于道顶帮煤体均较破碎，因此采用锚杆支护进行加固，无法保证锚固效果。同时巷道底板也出现底鼓和破裂，采用锚杆网联合支护，效果难以保证。因此最终确定采用U29封闭式拱架支护方式。该段巷道由于变形较大，多次进行了针对性的换梁、换腿修复，施工时顶板破碎、高顶，均用木料绞顶。U29可收缩性拱架虽然重量大、施工难度大、费用高，但其良好的抗顶、侧压可缩性能够保证支护效果，满足巷道使用要求。同时采用特殊的底拱与拱架联结为一体，使拱架底部具有一定的收缩性，可有效解决巷道的反复底鼓问题。因此对于巷道的二次改造修复，U29 封闭式拱架是较好的选择方案，而且拱架支护在地质条件复杂、采动影响较大的地段可实现基本不用维护。鉴于该段变形严重的地段均已进行过两到三次的反复修复，顶板较为破碎、易跨落，棚梁上方有木料绞顶。为保证巷道有足够的收缩空间，在设计时考虑将巷道的宽度和高度均增加20 。采用净宽4.6 m 、净高3.5m 、半径R=2300 mm的半圆拱支护，拱架由四节U29拱架组装而成，拱节长度 2690 mm，拱腿长度2890 mm，拱架后用特制钢网背板封帮，再在网后全断面铺设尼龙袋，壁后用浮煤碳块充填密实，宽帮高顶处及拱弧顶部分用木料绞实。拱腿与拱节、拱节与拱节搭接长度450 mm，采用三个特制卡缆联接，见图1。在每节拱节搭接处中部卡缆用8 槽钢拉杆将相邻拱架连锁固定，棚距1.0 m 。底部安设弧形U29底梁，底梁长度4620 mm。拱腿直腿部分长1.2 m，在拱腿距底板200 mm处焊接限位块，用来与底梁撑接，弧形底梁的两端焊接一150 mm长的U 型钢角料，安装时将该U型钢短节卡人拱架拱腿的限位块下方，使底梁和拱架形成一整体，联结结构见图11。在底部受力后，底梁会形成向上和两侧的压力，在限位块的作用下使拱架和底梁形成联合受力体，即形成封闭式拱架。图10 U29拱架支架设计断图11底拱与拱腿部分连结示意图漳村矿开拓队在西下山材料巷受动压影响区域，采用封闭式U29 拱架进行改造施工，累计改造400 m。在施工中底梁的安装采用滞后拱架架设进行，保证了拱架施工与底梁施工互不影响。巷道支护效果良好，在受到顶帮压力后，巷道出现了轻微位移，顶底板移近梁为100160 mm，两帮的收缩梁为80150 mm，达到了预期的目的，有效保证了巷道的使用空间。2.2.7 联合支护法如果单独使用支护加固法或卸压法还没有取得满意的效果，则需要采用联合支护法，即把不同的方法结合起来使用。联合支护法通常是两种方法的结合。如底板爆破注浆、切缝与锚杆、封闭式支架与爆破等。在大采高动压影响区巷道底鼓的治理必须采用联合的治理方法，一方面利用卸压法降低围岩的应力集中系数，另一方面，采用支护加固法对巷道围岩进行支护和加固，提高围岩的整体强度。对于大多数巷道，采用上述的单一方式即可有效的控制巷道底鼓，但对于有些矿井，巷道动压较大，使用单一的支护方式不能较好的消除底鼓，可采用多种防治措施同时应用的方式来加强支护。以平媒集团四矿为例：平煤集团四矿随着矿井开采深度的逐步延深，巷道深部的原岩应力及采掘过后形成新的应力平衡状态时的围岩压力逐步加大，使矿井的安全生产和高产高效建设受到极大威胁。四矿的己三采区，由于埋深在750920 m，再加上受采面回采的采动影响，己三西专回原设计巷道高 宽为3.0m4.2m，目前巷道收缩到1.6 m2.2 m，断面收缩率达70 ，严重影响了己三采区和三水平开拓工程的回风安全和生产。己三西专回巷道施工布置在己3 煤层中，沿己3煤层顶板掘进施工，与己3 煤层的层间距一般为35 m。直接顶为灰色砂质泥岩，厚度为 7.2 m，基本顶为灰白色中一粗粒砂岩，厚度为7.5 m；直接底为浅灰色的泥岩，厚度 2.0 m，基本底为灰色砂质泥岩，与己 煤层层间距为1113 m 。巷道西边为三水平穿层轨道，东边依次为己三胶带下山、己三轨道下山、己三东专回，向南通往己三总回风。巷道原支护采用锚喷支护，巷道变形主要是巷道底鼓，底板底鼓量为1300 mm，顶板下沉量为240 mm，拉底后破坏巷道应力平衡造成两帮位移量增加。单纯的底板注浆锚杆等支护措施，虽然有一定的作用，但实际效果都不理想，而且大部分巷道虽然经过多次返修加固，但其变形仍然得不到有效控制，严重影响着矿井的正常安全生产。另外 在常规支护中，虽然巷道经过反复整修，但由于采取的支护方式不能有效提高巷道围岩的整体性，阻止围岩失稳的发展，致使巷道围岩松动范围越来越大，形成恶性循环。由于四矿主采煤层埋藏深(700 m以上)、围岩软弱和支护不合理等原因，多数巷道的围岩松动圈范围都在15 m以上，有的甚至超过 30 m 。结合大变形高应力巷道的变形破坏特点，得出巷道破坏主要是由于围岩出现初次失稳后，失稳区的围岩力学参数恶化导致强度衰减，使失稳不断发展、加剧而造成的。对此，提出巷道稳定性的控制机理在于采取降压和加固等治理措施，及时强化失稳区围岩的残余强度，阻止初次失稳的发展。在这一思路指导下，探讨了36U型可伸缩性全封闭支架喷浆与帮底注浆锚索相结合的巷道联合支护技术。己三西专回受高应力和采动影响比较大，根据四矿巷道围岩岩性、围岩松动圈范围、地应力状况及以前施工可伸缩性支架和施工帮锚索的经验确定技术方案和支护参数如下：1）巷道综合支护方案。初次支护采用36U型4 550 mm可伸缩性支架支护，2根顶梁长2500mm，2根腿长为2700 mm，2根底梁长为2630 mm，帮顶背6 mm钢笆网，棚距400 mm，相互之间搭接500 mm，卡缆间距40 mm。滞后7 d后喷浆与支架凸面齐。 二次支护采用注浆锚索，每排打2根6.5m长的帮注浆锚索和2根45 m长的底注浆锚索，并使用1.2 m的锚梁，一梁连接2根锚索，排距0.8 m 2）注浆加固方案及工艺设计。注浆加固材料。封口时选用 ZKD高水速凝材料，注浆采用水泥浆；它不仅能及时有效地固结破碎岩体，而且能适应围岩的较大变形。注浆时机。及时注浆能使围岩保持较高的承载能力，有效地约束围岩的变形。同时还应有较大的变形能力适应围岩在整个巷道服务期限内的变形量。应考虑浆液固结的岩体强度、裂隙的发育程度，所需控制的围岩变形量及注浆工艺等因素。 注浆孔深度。由于注浆对裂隙宽度有一定的要求，而围岩裂隙宽度由外向里逐渐变小，一般注浆孔深度应小于裂隙发育围岩的深度。因此，根据现场实际情况，并结合裂隙发育经验公式可得出：帮注浆孔深65 m、底注浆孔深45 m。注浆锚索孔布置。两帮、底板围岩是巷道支护的薄弱环节，注浆加固围岩应该注意巷道两帮及底角围岩。由于巷道围岩松软，底鼓一般比较严重，因此对巷道底板也要进行注浆加固。考虑各方面的综合因素，初步确定注浆底锚索孑L间距为2.1m，排距为0.8m，帮锚索排距为0.8 m ，每排布置2根。 注浆压力。注浆压力控制在 1.82.0 MPa，浆液保持终压不变，维持13 min，以保证注浆充填程度和密实性。可伸缩全封闭支架喷浆和帮底注浆锚索联合支护技术，解决了深部高应力巷道的支护难题，大大提高了一次成巷率，延长了巷道的复修周期，减少了反复支护投入，取得了良好的社会和经济效益。通过近1 a的应用和监测点位移观测，支护效果良好：己三西专回顶底板最大移近量为96 mm；最大两帮移近量为98 mm。说明在高应力动压影响巷道易底鼓的情况下，这种联合支护方式，不仅技术上可行，而且安全可靠，可在类似条件的巷道推广使用。结论巷道底鼓是影响矿井安全生产的重要问题，所以要很好地解决才能使矿井安全， 达到高产高效。 由于巷道底鼓的原因各异，因此，防治巷道底鼓的方法也要根据其成因及矿山的技术经济条件选择相应的防治办法。 参考文献1 韩恒梅、禄建民.巷道施工技术.徐州：XXX 大学出版社，20092 侯春明、信所林.重复动压下巷道支护方式的探讨.徐州：XXX 大学出版社，19993 崔爽.巷道支护技术改革创新与实践. 徐州：XXX 大学出版社，20004 毕宣可、王培润、尤春安.底鼓巷道的支护方法及参数确定.煤炭科学技术，20045 王 强.底鼓巷道中封闭式拱架的设计与应用.煤，20076 钱鸣高、刘听成.矿山压力及控制. 北京：煤炭工业出版社，19917 崔珠文.动压影响巷道底鼓机理及防治措施. 科技情报开发与经济，20068 王建波.对巷道底鼓机理及防治技术的探讨.矿山天地，20099 刘吉昌.煤矿施工设计基础.太原：山西人民出版社，198310 孙矩正、 周胜贵、寇建新.高应力动压影响巷道底鼓的治理技术.中州煤炭，200811 王卫军、冯 涛.加固两帮控制深井巷道底鼓的机理研究. 岩石力学与工程学报，200512 李朝根.锚注锚索加固技术在修复一 7 0m 泵房中的应用. 中州煤炭，200913 陈士恒.浅谈巷道底鼓的防治措施. 矿山天地，200514 周鹤亮 李春常 范会斌.浅析煤矿巷修工作的重要性. 煤矿现代化，200715 杨 阳.三软煤层巷道底板钻孔卸压的数值模拟优化.中州煤炭. 200916 张立新、赵克寒、赵宇、范丽萍.深部巷道底鼓控制方法.现代矿业，200917李广新.汪浆法治理底鼓巷道在双阳煤矿的应用. 煤炭技术，201018 刘秉明.注浆锚杆治理巷道底鼓的应用.科学技术，2010