難維護巷道圍巖變形控制技術(shù)

難維護巷道圍巖穩(wěn)定控制技術(shù)及工程應(yīng)用1.概述2.難維護巷道的類型3.圍巖應(yīng)力轉(zhuǎn)移的控制原理與技術(shù)4.巷道圍巖注將加固原理與技術(shù)5.總結(jié)及工程實例主要內(nèi)容：第1部分概述圍巖松軟破碎：單軸抗壓強度<10～20MPa

深井（自重應(yīng)力）

高應(yīng)力采動應(yīng)力（原巖應(yīng)力的3～10倍）

構(gòu)造應(yīng)力

松軟破碎＋高應(yīng)力1.1巖巷難維護的原因該類巷道具有圍巖破碎嚴重，塑性區(qū)、破碎區(qū)范圍很大，蠕變嚴重。巷道圍巖變形少則幾百毫米，多達1.0~2.0m。巷道在服務(wù)期間需要進行不斷的維護與返修，特別是它們的兩類或三類的復(fù)合型，問題更為突出。破壞方式：軟巖巷道破壞是一個漸進的力學(xué)過程，總是從某一個或幾個部位開始變形、損傷，進而導(dǎo)致整個系統(tǒng)失穩(wěn)。1.2難維護巖巷的變形破壞特點破壞過程：沿巷道斷面各個方向的位移速度各不相同，總是從劇烈變形的部位發(fā)生裂紋，鱗狀剝落，變形破壞區(qū)域逐漸擴大，最終導(dǎo)致整個支護系統(tǒng)的失穩(wěn)第2部分難維護巷道的類型2.1難維護巷道分類2.2動壓巷道2.3軟巖巷道2.4深井巷道主要內(nèi)容：第一類，圍巖軟弱型，即軟巖巷道第二類，采動影響型，即動壓巷道第三類，深井高應(yīng)力型，即深井巷道第四類，上述三類巷道的復(fù)合型2.1難維護巷道的類型煤層開采引起的采動應(yīng)力通常在原巖應(yīng)力的3~10倍左右，將造成回采巷道、受跨采影響等巷道的嚴重破壞。2.2動壓巷道是指在工程力作用下能產(chǎn)生顯著顯著的塑性變形和非連續(xù)變形的巷道。2.3軟巖巷道地質(zhì)軟巖：單軸抗壓強度在0.5~25MPa的松散、破碎、軟弱及風(fēng)化膨脹性一類巖體的總稱。工程軟巖：在工程力作用下能產(chǎn)生顯著塑性變形的工程巖體。工程巖體是軟巖工程研究的主要對象，包括巖塊、結(jié)構(gòu)面及其空間組合特征。工程力是指作用在工程巖體上的力的總和，可以是重力、構(gòu)造殘余應(yīng)力、水的作用力和工程擾動力以及膨脹應(yīng)力等。顯著塑性變形以塑性變形為主的變形量超過了工程設(shè)計的允許變形值并影響了工程的正常使用。包括顯著的彈性變形、粘彈塑性變形，連續(xù)性變形和非連續(xù)性變形等。軟巖的概念根據(jù)我國煤礦的巷道支護技術(shù)水平和地質(zhì)條件，一般將800m作為深部開采的標準，部分軟巖礦井的深部開采標準可定為600m或更淺。2.4深井巷道我國國有大中型煤礦開采深度每年約以10～12m的速度向深部增加。一些老礦區(qū)和缺煤礦區(qū)相繼進入深部開采階段。由于開采深度的加大，巖體應(yīng)力急劇增加，地溫升高，當(dāng)巖體應(yīng)力達到甚至超過巖體強度時，有關(guān)巖體力學(xué)科學(xué)與工程的若干問題由量變逐漸發(fā)生質(zhì)的變化，造成深部開采的極端困難，并引發(fā)礦井重大安全事故危險性增加，嚴重威脅礦井的安全生產(chǎn)。深井軟巖成為重點我國是世界產(chǎn)煤大國。我國煤炭儲量大部分埋藏在深部，埋深大于600m和1000m的儲量分別占到73.19%和53.17%。我國人口眾多，用煤量大，不可能關(guān)閉深部礦井而依靠進口煤炭。因此，無論從戰(zhàn)略高度還是從當(dāng)前生產(chǎn)實際出發(fā)，都迫切需要積極開展深部開采中的基礎(chǔ)理論研究，以求在新理論的指導(dǎo)下，使實用技術(shù)有新的突破和發(fā)展，使礦井深部開采走上安全、高產(chǎn)高效的健康軌道。礦井高應(yīng)力巷道具有圍巖破碎嚴重，塑性區(qū)、破碎區(qū)范圍很大，蠕變嚴重，巖石峰后狀態(tài)和性質(zhì)、長時強度發(fā)生變化等特點。這些特點造成巷道維護困難、維護費用高，影響生產(chǎn)等一系列問題。高應(yīng)力巷道特點第3部分圍巖應(yīng)力轉(zhuǎn)移的控制原理與技術(shù)3.1研究理論基礎(chǔ)3.2上行開采的應(yīng)力轉(zhuǎn)移原理及技術(shù)3.3底板松動爆破應(yīng)力轉(zhuǎn)移與注漿加固技術(shù)3.4頂、底板掘巷及松動爆破圍巖應(yīng)力轉(zhuǎn)移原理及技術(shù)3.5巷道迎頭超前鉆孔應(yīng)力轉(zhuǎn)移原理與技術(shù)3.6其他相關(guān)的應(yīng)力轉(zhuǎn)移原理及技術(shù)主要內(nèi)容：對于高應(yīng)力巷道來說，相對降低圍巖應(yīng)力以達到保護巷道，是控制巷道圍巖變形的一條有效途徑。因此，從控制應(yīng)力的角度提出“巷道圍巖應(yīng)力轉(zhuǎn)移理論與技術(shù)”的研究問題研究巷道圍巖應(yīng)力轉(zhuǎn)移煤層采動引起回采空間周圍巖層應(yīng)力重新分布，而且將該應(yīng)力向底板巖層深部傳遞?？蓪⒚簩拥装宓膸r層視為一個半無限體。半平面體彈性問題是研究半無限平面體在邊界上受切向或法向分布力或集中力（力偶）作用時的平面彈性問題。應(yīng)用格林函數(shù)，先通過邊界歸化將雙調(diào)和方程邊值問題轉(zhuǎn)化為一個只與邊界面力有關(guān)的邊界積分方程，再根據(jù)已知的面力條件通過具體積分可以直接得到半平面體各種彈性問題的解析解。徐芝綸第三版第四章第九節(jié)3.1研究理論基礎(chǔ)研究得到上半平面重調(diào)和方程的Poisson積分公式：研究區(qū)域內(nèi)各點的應(yīng)力為：（1）半平面問題應(yīng)力函數(shù)邊界積分公式

采空區(qū)上覆巖層產(chǎn)生彎曲、沉降，斷裂甚至垮落，工作面前方和采空區(qū)兩側(cè)的煤體和煤柱上應(yīng)力增加。將采動支承壓力簡化為以下的計算圖。b2為松塌區(qū)，b為松弛區(qū)及塑性區(qū)，b1為應(yīng)力升高的彈性區(qū)及原巖應(yīng)力區(qū)（2）底板應(yīng)力增量分布

將上述模型分三段進行積分計算后得到以下應(yīng)力公式：（1）基本的應(yīng)力轉(zhuǎn)移原理上行開采應(yīng)力轉(zhuǎn)移的基本原理為：下部煤層先行開采后，在采空區(qū)上方形成冒落帶、裂隙帶、彎曲下沉帶，上部煤層處于裂隙帶或緩沉帶內(nèi)。采空區(qū)上方巖層應(yīng)力發(fā)生變化，此區(qū)域的應(yīng)力顯著降低。將上部煤層的巷道和工作面布置在下部煤層開采邊界影響范圍以內(nèi)，即布置在煤巖層已發(fā)生充分移動變形的區(qū)域內(nèi)，巷道和工作面處于應(yīng)力已經(jīng)轉(zhuǎn)移的低應(yīng)力區(qū)，可以顯著降低支護難度，有效提高礦井的生產(chǎn)安全水平。3.2上行開采的應(yīng)力轉(zhuǎn)移原理及技術(shù)（2）力學(xué)模型的建立

煤礦上行開采時，下部煤層可設(shè)為帶狀無限長板，通過復(fù)變函數(shù)方法對彈性帶狀無限長板應(yīng)力問題進行求解，建立以下力學(xué)模型。

根據(jù)帶狀無限長板的應(yīng)力函數(shù)，結(jié)合邊界條件，計算得到板的應(yīng)力解析表達式為：（3）開采煤層頂板中的應(yīng)力

在煤礦開采過程中，采空區(qū)出現(xiàn)垮落帶，結(jié)構(gòu)模型簡化如圖。取垮落帶寬度為200m，兩側(cè)未采煤層距垮落帶中心x軸距離為100m，頂板承受的上部載荷（原巖應(yīng)力）p0=10.5MPa，底部煤柱支承載荷p1=21MPa，計算寬度100m，上部載荷作用的范圍為400m，頂板厚度a=50m，則得到垂直應(yīng)力分布圖如下：（4）算例

可見，采空區(qū)上方垂直應(yīng)力有大幅度減少，距離采空區(qū)越近減少幅度越大，隨著遠離采空區(qū)逐步增大，逐漸恢復(fù)到原巖應(yīng)力。煤柱附近垂直應(yīng)力的值較大，且均為壓應(yīng)力；隨著距離的增加，應(yīng)力逐漸減小，逐漸恢復(fù)到原巖應(yīng)力。問題的提出

某礦-800m水平埋深達980m，其原巖應(yīng)力中最大水平主應(yīng)力與垂直主應(yīng)力之比為1.34:1.0，屬構(gòu)造應(yīng)力復(fù)雜區(qū)域。當(dāng)受到采動影響后圍巖應(yīng)力將提高到原巖應(yīng)力的3～10倍，對巷道維護帶來嚴重困難。該礦上組煤的主采煤層為二、四層煤。二層煤平均厚度2.02m，四層煤厚度1.15-2.15m，層間距平均為22m，煤層頂?shù)装逡陨皫r、粉細砂巖為主體；三層煤厚度平均為1.0m，局部可采，與四層煤之間的層間距為（6.0~28.0）/16.0m，與二層的層間距為（3.0~7.0）/5.0m。（5）應(yīng)用實例覆巖裂隙帶發(fā)育分帶特征

根據(jù)鉆孔注水漏失量和鉆孔巖芯鑒定結(jié)果與沖洗液漏失情況，可得到四煤采空區(qū)覆巖裂隙發(fā)育分帶規(guī)律，即從四煤頂板為起點沿地層法向的分帶發(fā)育特征為：0m~4.6m為冒落帶；4.6m~7.2m為強裂隙帶；7.2m~13.6m為中裂隙帶；13.6m~19.1m為弱裂隙帶；19.1~25.5m為彎曲下沉帶。裂高為采高的13.6倍。物理模擬研究模型模擬結(jié)果1：四煤開采時老頂初次破斷情況模擬結(jié)果2：四煤開采時老頂周期破斷情況模擬結(jié)果3：四煤開采后二煤的賦存狀態(tài)模擬結(jié)果4：四煤上行開采條件下二煤采動時的情況上行開采時上覆圍巖活動特征①覆巖運動與結(jié)構(gòu)可明顯地劃分為冒落帶，強、中、弱裂隙帶及緩沉帶。四煤冒落帶高度為7.32m（采高m=2.28m）；強裂隙帶高度為7.58m；中裂隙帶高度為9.26m；其上部為弱裂隙帶和緩沉帶。②強、中裂隙帶內(nèi)巖層呈現(xiàn)明顯的周期性運動，頂板離層、斷裂所形成的離層裂隙與斜交裂隙都十分發(fā)育，強裂隙帶內(nèi)巖層可能會有微量的層間錯動，中裂隙帶以上巖層無層間錯動。以上的巖層運動以離層裂隙為主，有輕微的斜交裂隙出現(xiàn)。

③二煤處于中裂隙帶上方、弱裂隙帶底部，只產(chǎn)生離層裂隙及輕微的周期性斜交裂隙，并在工作面后方及時得到閉合。二煤及其頂?shù)装褰Y(jié)構(gòu)保持完整，不發(fā)生臺階錯動。④由于上行開采的應(yīng)力轉(zhuǎn)移作用，二煤復(fù)合頂板在控頂區(qū)上方能夠較好地維持頂板穩(wěn)定，可以實現(xiàn)復(fù)合頂板煤層的上行開采。⑤開采四煤能降低二煤的應(yīng)力強度水平，減緩沖擊地壓的危險，并能減弱二煤的來壓強度和地質(zhì)構(gòu)造應(yīng)力的影響。上行開采應(yīng)力轉(zhuǎn)移的理論計算結(jié)果

由圖可見，四煤上行開采后，在二煤和四煤范圍內(nèi)，圍巖中的垂直應(yīng)力明顯降低。這表明，由于四煤的上行開采，致使采空區(qū)上部一定范圍內(nèi)的煤層應(yīng)力轉(zhuǎn)移到了采空區(qū)附近的煤巖層中，在開采范圍內(nèi)形成了低應(yīng)力區(qū)，為上部二煤的開采創(chuàng)造了有利的應(yīng)力環(huán)境。應(yīng)力轉(zhuǎn)移后上部煤層巷道圍巖變形曲線受采動影響時應(yīng)力轉(zhuǎn)移后對上部煤層工作面的影響

在下行開采時，二煤工作面由于頂板壓力大，煤壁片幫與機道冒漏頂現(xiàn)象十分嚴重。采用上行開采后，二煤回采工作面復(fù)合頂板穩(wěn)定，工作面無冒漏頂事故發(fā)生，平均原煤單產(chǎn)與推進速度提高到1.88倍。二煤具有強烈沖擊傾向，上行開采完全消除了沖擊危險。

效果：四煤上行開采后，二煤圍巖中的垂直應(yīng)力僅為原巖應(yīng)力的36～61％，回采工作面前方支承壓力系數(shù)僅為1.26～1.60。兩巷頂?shù)装寮皟蓭鸵平烤∮?50mm，用礦工鋼支架即能維護且不需維修，順利采出了4218、4219兩工作面40萬t煤炭。上行開采后，采用礦工鋼或錨帶網(wǎng)即可正常維護巷道，項目研究后，二、四煤全部改為上行開采布置。（1）基本的應(yīng)力轉(zhuǎn)移原理

在巷道底板中布置鉆孔，并進行藥壺爆破，在巷道底板中產(chǎn)生圍巖弱化區(qū)，將集中應(yīng)力轉(zhuǎn)移到圍巖較深部。3.3底板松動爆破應(yīng)力轉(zhuǎn)移與注漿加固技術(shù)（2）松動爆破的關(guān)鍵技術(shù)爆破的內(nèi)部作用原理

當(dāng)發(fā)生內(nèi)部爆破作用時，在圍巖中形成爆破空腔、壓碎圈、裂隙圈及震動圈。

裂隙圈的大小是影響應(yīng)力轉(zhuǎn)移的關(guān)鍵因素。（3）工程實踐問題的提出

某礦二水平戊二采區(qū)開發(fā)中，設(shè)計的上山絞車房水平標高-260m，埋深550m。絞車房坐落在戊11煤層下部5m處，絞車房圍巖由頂部到底板分別為：0.59m厚的戊11煤層、3.91m厚的泥巖、3.24m厚的細砂巖、4.25m的砂質(zhì)泥巖。該絞車房在掘進完成后不久即因底鼓嚴重而破壞，影響了采區(qū)的生產(chǎn)。分析表明，絞車房的破壞主要是因為較高的圍巖應(yīng)力所致。技術(shù)路線

①利用松動爆破的應(yīng)力轉(zhuǎn)移原理，將絞車房周圍較高的圍巖應(yīng)力轉(zhuǎn)移到深部，為硐室治理創(chuàng)造有利的應(yīng)力環(huán)境。②在爆破破碎區(qū)中進行注漿，對底板進行加固，達到最終穩(wěn)定硐室圍巖的目的。方案參數(shù)設(shè)計圍巖底鼓量觀測結(jié)果

與原絞車房不卸壓的底鼓量相比，底鼓量明顯降低，約為原來底鼓量的1/3。3.4頂、底板掘巷及松動爆破圍巖應(yīng)力轉(zhuǎn)移原理及技術(shù)簡單模型

對高應(yīng)力巷道而言，在頂板或底板開掘巷道并松動爆破，形成卸壓帶，從而將圍巖應(yīng)力往深部轉(zhuǎn)移，降低了被保護巷道圍巖淺部的應(yīng)力，這是一種巷道保護的有效方法。為簡化計算，對于頂板或底板中開掘的大面積卸壓帶，可以將其簡化為狹長橢圓形。關(guān)于橢圓孔的平面問題，通過復(fù)變函數(shù)計算，給出了卸壓孔周圍較大范圍圍巖應(yīng)力分布的理論計算公式。狹長橢圓孔口孔邊無均布壓力的復(fù)變函數(shù)通解狹長橢圓孔口孔邊有均布壓力的復(fù)變函數(shù)通解算例：取qx=0.5，qy=1，橢圓長軸a＝15m，短軸b＝0.5m，孔邊內(nèi)壓q=0.1，計算結(jié)果如下(分別為卸壓孔正上方的水平應(yīng)力和垂直應(yīng)力等值線圖)橢圓卸壓孔對側(cè)向壓力的降低效果不太明顯；而對垂直壓力的降低效果顯著，可根據(jù)實際需要改變卸壓孔的尺寸來控制對垂直應(yīng)力降低的效果。因此對于采動影響下頂?shù)装逡平看蟮尼际液拖锏朗鞘钟行У膰鷰r應(yīng)力轉(zhuǎn)移的技術(shù)途徑。結(jié)論膠帶輸送機硐室與回采工作面的關(guān)系膠帶輸送機硐室位于1306工作面南側(cè)50m處，與3#煤層間距為28~60m。該采區(qū)內(nèi)，3#煤層為主采煤層，其平均厚度為9m，分3層開采，分層采高2.8~3.0m。（1）頂板掘巷及松動爆破圍巖應(yīng)力轉(zhuǎn)移技術(shù)工程應(yīng)用問題的提出

由于北翼采區(qū)的1301和1304工作面的開采，隨著工作面的推進，巷道受到了相當(dāng)嚴重的破壞，特別是1304工作面跨大巷回采期間，北翼膠帶輸送機大巷底鼓量達1235mm，頂板下沉量達388mm，兩幫最大移近量達1250mm，斷面縮小為原斷面的55%。北翼膠帶輸送機大巷的破壞不僅嚴重影響了礦井的正常生產(chǎn)，而且巨大的巷道維護費用也大大降低了礦井的經(jīng)濟效益。頂部掘巷的研究方案

為解決問題，初步提出以下五種方案，利用數(shù)值計算方法進行研究：方案一：無頂部卸壓巷時方案二：硐室頂部開掘8×2m2卸壓巷方案三：硐室頂部開掘12×2m2卸壓巷方案四：硐室頂部開掘16×2m2卸壓巷方案五：硐室頂部開掘20×2m2卸壓巷研究結(jié)果一：對控制圍巖變形的影響方案12345底鼓量（mm）20117013510267比值10.850.680.510.33研究結(jié)果二：對圍巖應(yīng)力場的影響頂部卸壓巷設(shè)計方案松動爆破炮眼布置圖現(xiàn)場實測分析1－頂?shù)?－兩幫問題的提出

某礦南翼一部和二部強力膠帶輸送機擔(dān)負著礦井水平的南翼煤巖輸送任務(wù)，因此其機頭硐室群的良好維護就是十分重要的問題，一旦出現(xiàn)問題，勢必影響到全礦井的生產(chǎn)。（2）底板掘巷及松動爆破圍巖應(yīng)力轉(zhuǎn)移技術(shù)工程應(yīng)用膠帶機頭硐室群與3上307、3下307工作面平面位置對照圖南翼二部強力膠帶輸送機頭硐室群平面圖硐室維護的難點硐室群的組成復(fù)雜：有三個電機硐室、1個張緊絞車硐室、轉(zhuǎn)載機巷、操作間及幾條與硐室相連通的巷道組成。3上煤層開采對硐室的影響：該煤層距硐室30m。（已采）3下煤層開采對硐室群影響大：硐室群距離3下煤層約15m。硐室群的維護效果要求高：不允許有明顯底鼓破壞。主要硐室的斷面大。硐室治理的技術(shù)思路計算結(jié)果1：垂直應(yīng)力的轉(zhuǎn)移效果

硐室受采動影響期間，如不采用底板掘巷應(yīng)力轉(zhuǎn)移技術(shù)，主要硐室周邊的垂直應(yīng)力最大為40MPa左右。采用應(yīng)力轉(zhuǎn)移技術(shù)后，主要硐室周邊的垂直應(yīng)力降低為7.5MPa左右，效果十分明顯。計算結(jié)果2：水平應(yīng)力的轉(zhuǎn)移效果

受采動影響期間，不采用應(yīng)力轉(zhuǎn)移技術(shù)時，硐室底板最大水平應(yīng)力為48MPa

。采用轉(zhuǎn)移技術(shù)后，主硐室底板的水平應(yīng)力減小為15MPa左右。計算結(jié)果3：垂直位移的控制效果硐室受采動影響期時間，如不采用底板掘巷應(yīng)力轉(zhuǎn)移技術(shù)，主硐室頂板下沉量可達193.4mm，底鼓量達158.8mm。采用應(yīng)力轉(zhuǎn)移技術(shù)后，主硐室基本無底鼓。效果顯著。應(yīng)力轉(zhuǎn)移技術(shù)對圍巖的控制效果比較注：（）內(nèi)數(shù)字表示采取應(yīng)力轉(zhuǎn)移技術(shù)與不采取應(yīng)力轉(zhuǎn)移技術(shù)時的變形比值。負值表示整體下沉。工業(yè)性試驗方案技術(shù)關(guān)鍵：在硐室底板兩側(cè)開掘小巷道，兩巷道之間深孔松動爆破形成弱化帶，以達到應(yīng)力轉(zhuǎn)移的目的。圍巖變形實測采動影響下，圍巖變形不明顯。硐室兩幫相對移近量在20mm之內(nèi)。底鼓量在10mm左右。效果：應(yīng)力轉(zhuǎn)移后垂直應(yīng)力減少了4/5左右。硐室兩幫相對移近量小于40mm，底鼓量小于10mm，且為均勻底鼓，機頭基礎(chǔ)未受到破壞。（1）基本原理1——巷道掘進頭

2——應(yīng)力轉(zhuǎn)移鉆孔1——掘進巷道2——超前鉆孔3——鉆孔前垂直應(yīng)力分布曲線4——鉆孔后垂直應(yīng)力分布曲線3.5巷道迎頭超前鉆孔應(yīng)力轉(zhuǎn)移原理與技術(shù)（2）工程實踐巷道圍巖條件

己16-17—22120工作面，兩側(cè)均為未開采的實體煤。工作面煤層地質(zhì)構(gòu)造簡單，為單斜構(gòu)造；煤層傾角10°~20°，平均18°，厚度5.0~10.0m，煤的堅固性系數(shù)f值1.0左右；工作面地面標高166.39~175.30m，煤層底板等高線標高-680~-750m，工作面埋深846.39~925.3m。巷道沿煤層頂板掘進，斜梯形斷面。巷道埋深達800m。不同鉆孔長度時的應(yīng)力轉(zhuǎn)移效果比較

分別打4、6、8、12、14、16m鉆孔時，圍巖高應(yīng)力（30MPa、40MPa）位置的變化情況。應(yīng)力轉(zhuǎn)移效果明顯。鉆孔位置對頂?shù)装逡平鼫p小量的影響關(guān)系鉆孔長度對頂?shù)装逡平鼫p小量的影響關(guān)系鉆孔直徑對頂?shù)装逡平鼫p小量的影響關(guān)系應(yīng)力轉(zhuǎn)移效果比較（圍巖變形量）采用應(yīng)力轉(zhuǎn)移前采用應(yīng)力轉(zhuǎn)移后應(yīng)力轉(zhuǎn)移效果比較（圍巖變形速度）

采用應(yīng)力轉(zhuǎn)移前采用應(yīng)力轉(zhuǎn)移后（1）開槽孔巷道周邊開槽孔后的應(yīng)力分布Ⅰ－圍巖應(yīng)力較低區(qū)；Ⅱ－應(yīng)力升高區(qū)；Ⅲ－原巖應(yīng)力區(qū)

開槽后應(yīng)力向深部轉(zhuǎn)移。槽孔可在底板、兩側(cè)或全斷面。3.6其他相關(guān)的應(yīng)力轉(zhuǎn)移原理與技術(shù)（2）松動爆破工程實例

某礦垂深900m的7層煤回采巷道。煤層傾角30o，采用非對稱型可縮性支架、錨桿、上幫底角單孔爆破卸壓聯(lián)合控制技術(shù)。

100天時間巷道平均底鼓量287mm，較無錨桿、無卸壓段減少了61.6%。（3）巷道一側(cè)或兩側(cè)布置巷峒

巷道一側(cè)布置巷硐后效果示意圖第4部分巷道圍巖注漿加固原理與技術(shù)4.1概述4.2注漿加固圍巖原理4.3注漿加固技術(shù)主要內(nèi)容：設(shè)計斷面為16m2的大巷，掘出數(shù)月，框式支架就嚴重損傷破壞極軟巖錨網(wǎng)噴支護巷道，掘出數(shù)月，就坍塌破壞。4.1概述提高圍巖裂隙面的變形剛度和抗剪強度漿液固結(jié)體的網(wǎng)絡(luò)骨架作用轉(zhuǎn)變圍巖破壞機制減小巷道圍巖松動圈封閉水源提高錨桿錨固力4.

2注漿原理1—桿體；2—托盤；3—壓緊螺母；4—螺紋絲扣；5—擋環(huán)；6—射漿孔；7—鉆孔；8—環(huán)形密封錨固卷；9—注漿嘴；10—巖體注漿加固圈3漿液擴散情況注漿圍巖巖芯照片錨注加固支護技術(shù)：1—普通錨桿；2—注漿錨桿；3—金屬網(wǎng)噴層；4—注漿加固圈；5—錨桿加固圈；6—金屬網(wǎng)及噴層加固；4.

3注漿技術(shù)應(yīng)用

注漿與錨桿共同作用效果錨注支護中的錨桿還可有效抑制結(jié)構(gòu)面的錯動，從而提高圍巖整體承載能力。某礦運輸大巷錨注支護前后的狀況某礦回風(fēng)大巷錨注支護前后的狀況第5部分總結(jié)及工程實例5.1合理支護方法5.2支護原則5.3工程實例主要內(nèi)容：架棚：工字鋼棚、U型棚及其它異型棚。錨桿支護體系：錨桿、錨索、桁架、三維錨索。砌碹類。其它組合支護（介紹幾種目前較典型的）。5.1合理的支護方法支護的準則和要點主要有4點：①先讓后抗；②先柔后剛；③二次支護；④控制底鼓。本質(zhì)：讓、抗、柔、剛的合理選擇與匹配。關(guān)鍵：讓、抗、柔、剛的的程度、強度。5.

2支護原則設(shè)計尺寸預(yù)留尺寸設(shè)計尺寸掘進尺寸構(gòu)筑柔性層應(yīng)用實例1：某礦-850m二采區(qū)軌道下山位于砂質(zhì)頁巖和中砂巖互層中。砂質(zhì)頁巖灰色、性脆、具貝殼狀斷口；中砂巖灰白色，鈣質(zhì)膠結(jié)，成分以石英長石為主，含較多暗色礦物，圍巖抗壓強度小。埋深998～1065m。巷道長期流變、大變形、維護困難，顯現(xiàn)出深井、軟巖巖巷圍巖的變形破碎特征。5.3工程實例一次支護錨桿間排距為800×800mm，錨桿為直徑22mm、長度2.4m的左旋高強度螺紋鋼錨桿。一次支護有限讓壓控制圍巖二次支護使圍巖停止蠕變轉(zhuǎn)化到穩(wěn)定狀態(tài)二次支護采用錨桿支護與注漿加固，二次支護錨桿布置與一次錨桿布置呈五花型，間排距為800×800mm，錨桿為直徑22mm、長度2.4m的左旋高強度螺紋鋼錨桿。注漿材料采用ZKD高水速凝材料，注漿孔深2.5m。應(yīng)用實例2：某礦井底車場巷道群埋深520m，所處地層為二疊系石盒子組下部，位于泥巖、砂質(zhì)泥巖和粉砂巖互層中，被落差45～110m的3條大斷層切割，圍巖呈碎裂結(jié)構(gòu)，層理紊亂，節(jié)理發(fā)育，粉砂巖節(jié)理的平均間距小于、等于0.2m。圍巖抗壓強度小，泥巖中黏土礦物含量75%～78%，遇水易膨脹泥化。受圍巖松軟低強度和埋深及地質(zhì)構(gòu)造應(yīng)力大的雙重作用影響，巷道變形初期來壓快、變形量大；穩(wěn)定后圍巖仍以一定速度長時間持續(xù)流變、大變形，巷道圍巖變形強烈。支護方式：一次支護：錨網(wǎng)噴，二次支護：錨網(wǎng)噴索支護方式：一次支護：錨網(wǎng)噴、混凝土底拱，二次支護：錨網(wǎng)噴索支護方式：一次支護：錨網(wǎng)噴，二次支護：全斷面半剛性料石碹（單層）巷道變形速度曲線00.10.20.30.40.56月22日9月10日11月29日2月17日5月8日時間（天）變形速度（mm/d）支護方式：一次支護：錨網(wǎng)噴＋擴刷，二次支護：全斷面半剛性料石碹（雙層）

二次支護后穩(wěn)定期巷道變形速度應(yīng)用實例3：某礦西大巷埋深545m，位于泥巖和砂質(zhì)泥巖互層中，構(gòu)造復(fù)雜。水平應(yīng)力22.0MPa，是垂直應(yīng)力的2.0倍左右。水平應(yīng)力與泥巖抗壓強度之比為1.57，水平應(yīng)力與砂質(zhì)泥巖抗壓強度之比為1.14。泥巖中粘土礦物含量為75～89％，其中伊蒙層含量為25～33％，伊利石含量為2～4％，高嶺土含量為14～33％，綠泥石含量25～32％，強吸水、遇水急劇膨脹泥化，風(fēng)化；層理破碎，層理節(jié)理裂隙十分發(fā)育。節(jié)理組≥3，節(jié)理數(shù)平均為12～32條/m3，平均間距≤0.2m。西大巷為典型的深井、軟巖巖巷。錨網(wǎng)噴＋網(wǎng)殼錨網(wǎng)噴＋注漿＋錨索錨繩噴＋錨注錨網(wǎng)噴＋拱形鋼棚＋注漿西大巷原采用的具有代表性的支護方式目前的支護方式：如錨桿支護、錨噴支護、錨桿＋網(wǎng)殼支護、錨桿＋鋼絲繩支護、工字鋼拱形支護等不能適應(yīng)高應(yīng)力軟巖巷道劇烈變形，需要研究開發(fā)新型支護技術(shù)，控制該類巷道圍巖變形。巷道掘進后，4～6個月巷道變形量就達到1000～2000mm，巷道變形表現(xiàn)為整體收斂變形的特點。

初期變形速度在10mm/d以上，半年以后，變形速度仍然保持在3～8mm/d。

1、變形量大

原支護方式下圍巖變形有如下特點：目前支護方式不能適應(yīng)巷道劇烈變形

2、變形速度快

3、變形持續(xù)時間長

從已經(jīng)施工的巷道維護狀況來看，雖然巷道已經(jīng)掘出多年，但巷道并沒有穩(wěn)定，每隔半年左右需要維修1次。采用“先讓后抗、先柔后剛”的原則，即圍巖卸壓與加固相結(jié)合的原則。應(yīng)力轉(zhuǎn)移，降低淺部圍巖應(yīng)力采用二次支護，合理確定二次支護時機和支護強度。提出：一次支護采用有控主動卸壓技術(shù)（錨桿＋封閉式金屬支架，有控主動破碎一定厚度的圍巖）；二次支護采用錨桿＋注漿加固技術(shù)。采取的方法：緊跟迎頭安設(shè)封閉式工字鋼圓形支架，按照一次支護的錨桿間排距安裝錨桿；完成一次支護后，當(dāng)圍巖變形過大擠壓支架、擠壓力達到1MPa時，主動破碎一定厚度的圍巖，周而復(fù)始，直至圍巖變形速度穩(wěn)定；二次加強支護，安裝錨桿并噴漿封閉圍巖，用高水速凝材料進行注漿加固。施工步驟：合理的一次支護方法一：有限讓壓合理控制圍巖技術(shù)。如錨噴網(wǎng)、可縮性金屬支架。關(guān)鍵：確定合理的支護強度。選擇不同錨桿間排距下錨固體對應(yīng)的力學(xué)參數(shù)及原巖應(yīng)力、巖體力學(xué)參數(shù)、巷道半徑、錨固區(qū)半徑值，研究支護強度與圍巖塑性區(qū)范圍的變化關(guān)系。支護參數(shù)的確定：根據(jù)變化拐點的支護強度進行相關(guān)支護參數(shù)的計算。方法二：有控主動卸壓技術(shù)。深部、軟巖巖巷初期變形速度通常都在10mm/d以上，圍巖劇烈破壞、支護體失效，掘進初期巨大的變形能必須以某種形式釋放。關(guān)鍵：巷道掘進時緊跟迎頭打設(shè)頂板錨桿保證安全、架設(shè)棚式支架，當(dāng)圍巖變形擠壓支架時，主動破碎一定厚度的圍巖，使圍巖與支架之間留有一定的變形空間、釋放變形能，將高應(yīng)力向深部轉(zhuǎn)移。

以往巷道卸壓技術(shù)

卸壓程度過高，塑性區(qū)范圍急劇增大造成淺部圍巖自身承載能力大幅度降低，不利于巷道維護。

卸壓程度過低，應(yīng)力轉(zhuǎn)移效果將不明顯，達不到卸壓的目的。不易控制卸壓程度有控主動卸壓技術(shù)控制圍巖變形空間（破碎圍巖厚度）合理的卸壓程度二次支護時機

一次支護后形成的塑性區(qū)具有顯著的流變性質(zhì)。工程實踐表明，二次支護過早將難以抗拒圍巖的初期劇烈變形，二次支護過晚，圍巖破壞加劇，自身承載能力又會急劇下降，即二次支護在時間上與圍巖變形特性不能協(xié)調(diào)。二次支護時機是決定維護效果的關(guān)鍵因素。二次支護最佳時機是圍巖應(yīng)力、塑性區(qū)及變形速度趨于穩(wěn)定，此時圍巖的膨脹變形能得到了充分釋放而圍巖自身承載能力又沒有太多的損失。該時機的掌握可以通過對巷道表面位移監(jiān)測，當(dāng)巷道表面位移速度由快到趨于平緩的拐點附近為二次支護的最佳支護時機。變形速度/10-6ms-1t/105s一次支護后圍巖變形速度隨時間變化曲線

應(yīng)力/MPat/105s一次支護后巷道周邊應(yīng)力隨時間變化曲線

應(yīng)用實例4：礦井概況:該礦采用主、副、風(fēng)井三立井單一水平開拓，礦井工業(yè)場地標高為+1255m，井底車場水平為+535m，開拓巷道埋深700～1000m，屬于深部開采情況。井底車場等巷道圍巖主要由炭質(zhì)泥巖、砂質(zhì)泥巖和泥質(zhì)膠結(jié)的砂巖等組成，圍巖極為松軟破碎，整體性差，承載能力低，與水易崩解，與風(fēng)易風(fēng)化，屬于典型的極軟巖范疇。由于該礦區(qū)缺乏可以借鑒的資料，初期巷道支護為常用的錨噴網(wǎng)支護，強度較低。大部分巷道施工不到一個月即變形顯現(xiàn)明顯，局部巷道收斂變形達到1500mm。巷道維護異常困難，返修量劇增，投入劇增，部分巷道經(jīng)數(shù)次返修后仍處于不穩(wěn)定狀態(tài)。極軟巖大變形巷道支護已嚴重影響了該礦的正常生產(chǎn)。主要巷道破壞情況535運輸大巷535運輸大巷535運輸大巷535運輸大巷1206材料道1206材料道1206材料道1206聯(lián)絡(luò)巷1206聯(lián)絡(luò)巷1206聯(lián)絡(luò)巷主要巷道變形情況巷道圍巖變形量大、速度快、持續(xù)時間長。多數(shù)巷道掘進的1~2d，變形速度少則5~10mm/d，多則達50~100mm/d；變形持續(xù)時間一般在2~3個月，有的甚至長達半年以上；圍巖變形量一般為300~1000mm，甚至更大。圍巖成份分析

通過分析可知，2#、4#樣品礦物組成相近，含有較多的高嶺石、伊利石、石英，有部分菱鐵礦，及少量長石、方解石、白云石等礦物。3#樣品含有較多的高嶺石，有部分石英、伊利石，及少量長石、方解石、白云石、菱鐵礦等礦物。圍巖強度測試

該礦主要開采煤層位巖體多為泥巖和泥質(zhì)膠結(jié)的砂巖，為了解該礦的軟巖力學(xué)性質(zhì)，進行了室內(nèi)力學(xué)試驗，試驗結(jié)果見表2所示。由表2可知，泥巖巖樣的平均單軸抗壓強度為12.6MPa，最大為21.1MPa，最小為7.60MPa；砂巖巖樣平均抗壓強度16.06MPa；除了一塊泥巖巖樣略大于20MPa外，其余均低于20MPa，并且有4塊低于10MPa。以上結(jié)果說明巖樣的強度極低，根據(jù)以單軸抗壓強度為依據(jù)的軟巖分類方法可以認為該礦巷道圍巖的強度在軟巖中也是屬于比較低的。圍巖破壞形態(tài)

泥巖破壞形態(tài)砂巖破壞形態(tài)由以上圖可知，泥巖和砂巖組成礦物間的膠結(jié)主要為泥質(zhì)膠結(jié)，泥巖巖樣在破壞時張性裂隙發(fā)展迅速，破壞后成片裝，為典型的團狀無層理結(jié)構(gòu)；砂巖巖樣破壞時出現(xiàn)X型張性裂隙，裂隙較發(fā)育，試塊碎裂成小塊，破壞后巖樣周圍散落許多較大不規(guī)則砂粒。以上現(xiàn)象均說明該礦軟巖成巖年代較近，膠結(jié)差，同時也說明此類軟巖受環(huán)境效應(yīng)的影響強烈，時效顯著。松動圈測定

采用聲波法，所測試巷道圍巖松動圈厚度在1.8m~2.5m之間，為大松動圈軟巖巷道。巷道圍巖失穩(wěn)機理分析根據(jù)前期長期的礦壓監(jiān)測結(jié)果分析可知，該礦區(qū)巷道圍巖失穩(wěn)主要機理為：巷道開挖后由于應(yīng)力的重分布不可避免的形成松動圈，巷道圍巖初次失穩(wěn)，造成松動圈內(nèi)圍巖的破裂面粘結(jié)力、抗拉強度和內(nèi)摩擦角等參數(shù)都發(fā)生了不同程度的惡化，表現(xiàn)出強度衰減的特性。在支護結(jié)構(gòu)不合理的條件下，圍巖強度的衰減將導(dǎo)致其力學(xué)參數(shù)的進一步惡化，而力學(xué)參數(shù)的惡化又加劇了圍巖的強度衰減，同時擴大松動圈的范圍，正是這種惡性循環(huán)發(fā)展到一定時期（在開巷后的30天左右），巷道出現(xiàn)較大的收斂變形量，隨后，由于軟巖強烈的時效性，變形持續(xù)發(fā)展，最終導(dǎo)致了巷道的完全失穩(wěn)。巷道圍巖穩(wěn)定控制技術(shù)總體技術(shù)方案：在該礦區(qū)極軟巖巷道礦壓顯現(xiàn)規(guī)律和變形破壞失穩(wěn)機理分析的基礎(chǔ)上，并結(jié)合對主要巷道圍巖松動圈厚度值的測定，提出了初期柔性“固”，中期高應(yīng)力“卸”，后期高剛度高強度“抗”的剛?cè)狁詈蟿討B(tài)支護技術(shù)。初期柔性“固”，具體為：初期采用錨索、錨桿、金屬網(wǎng)、噴射混凝土和鋼筋梯子梁組成錨網(wǎng)噴梯主動支護結(jié)構(gòu)，加固與完善巷道圍巖力學(xué)性能，充分保證圍巖的完整性，發(fā)揮圍巖的自承載能力；中期高應(yīng)力“卸”，在初期對巷道圍巖物理與力學(xué)特性“固”后，預(yù)留圍巖收斂變形量，允許圍巖產(chǎn)生一定的變形，使圍巖中的高應(yīng)力向深部轉(zhuǎn)移，從而實現(xiàn)讓壓，避免高應(yīng)力導(dǎo)致圍巖的弱化與支護結(jié)構(gòu)的失穩(wěn)；后期高剛度高強度“抗”；考慮該礦區(qū)巷道圍巖變形具有明顯時效性特點，一味的讓只會加劇圍巖的進一步破碎，使圍巖進一步失去自承能力，故，等高應(yīng)力“卸”到一定程度時，通過全斷面的高強度、高剛度的鋼筋混凝土殼體結(jié)構(gòu)