千米深井巷道围岩“支控”技术实践
千米深井巷道围岩控制技术研究08.1.12
千米深井巷道围岩控制技术研究开题报告平煤天安十二矿2007年12月目录1、前言2、课题研究的意义、目的3、国内外概况4、只要研究思路5、目标和预期成果6、推广应用前景7、项目进度8、经费预算千米深井巷道围岩控制技术研究开题报告1、前言十二矿是平煤高突矿井，首家由国家煤炭工业协会命名的双高矿井,被誉为平顶山矿区的“东方明珠”。
位于平顶山矿区东部，1958年6月20 日动工兴建，1960年7月1日简易投产。
当初年设计生产能力30万吨,1989年扩建竣工后设计能力为90万吨。
现生产能力为130万吨, 目前的开采深度已经达到1100m，标高达到-775m，当三水平回风下山施工到对应标高为-730m，垂深1100m位置时，发生了一次由冲击地压引起的岩石和煤与瓦斯动力现象，抛出大量的岩石和煤，涌出大量的瓦斯，并且造成巷道断面缩小，镏子发生位移。
因此随着开采深度的增加，冲击地压已经严重影响我矿的安全生产，成为又一种新的自然灾害。
我矿施工的已15—31010机.风巷埋深大，煤层顶板又有一层厚度0.8～1.4m的伪顶，围岩节理发育，开巷后自稳时间短，极易风化破碎，所以在巷道支护中，先后采用了锚网梁、29U型钢可缩性支架的不同支护方式，然而每一种支护方式都出现了不同程度的变形和破坏。
局部支架破坏严重，因此不得不进行返修，造成大量人力、物力和财力消耗，导致巷道支护成本较高。
巷道围岩变形破坏特点：（1）锚网层剥离，顶部下沉，底臌严重：以锚网梁支护的巷道在拱肩发生明显的剪切变形，锚网层出现剥离，底角处出现明显内挤收敛，底板出现显著的底臌，使得巷道的断面收缩率较大，无法满足巷道的使用要求。
（2）支架扭曲破坏、形成尖顶：以型钢支架为主的巷道，以支架的扭曲变形、内挤和下插底板、形成尖顶等为主，支架周围布置的各种背板和金属网不能有效限制围岩的变形，出现严重的折断、扭曲及外露，变形仍以两帮内挤和底臌为主。
巷道变形破坏后，修复时仍以U型钢支架为主进行支护，支架后背坑木或钢筋混凝土背板，支架后存在较严重的空顶和空帮现象，支架受力性能较差，相对地降低了巷道支护结构的承载能力，，影响了巷道的整体稳定性。
千米深井软岩巷道高强联合支护技术研究与应用
科学技术I Science&Technology千米深井软岩巷道高强联合支护技术研究与应用/文/刘岩关梅英刘贵福山东济矿鲁能煤电股份有限公司阳城煤矿-1020m车场、泵房及变电所大采深软岩支护问题，是影响矿井安全生产的关键问题。
矿井以此作为研究对象，在测试软岩成分的基础上，分析软岩巷道变形机理和围岩控制方法，提出“圆形断面一强化围岩一适度让压一钢管碇封闭”的联合支护方案。
试验表明，该技术取得了良好的支护效果和经济效益，对于同类大采深软岩巷道支护具有一定的借鉴作用。
—、概况1.地质概况山东济矿鲁能煤电股份有限公司阳城煤矿-1020m车场、泵房及变电所层位在3煤顶板以上约100m,岩性为顶板细砂岩、中砂岩和褐色泥岩互层，中砂岩中含泥硅质胶结，岩层主要矿物成分为石英和高岭石。
遇水风化易碎、易膨胀，整体硬度较低，对巷道支护质量和巷道成型等带来一定影响。
从钻孔揭露情况分析，巷道位于中砂岩中，底板为泥岩，厚度约9m,顶板支护以锚索梁网为主，控制底板需特殊处理。
2.工程概况-1020m车场、泵房及变电所巷道采用全锚索支护+金属支架，下压T型钢带及加密方格网。
巷道采用钻爆法施工，迎头分层掘进，掘进循环进尺1600mm。
二、巷道支护技术方案1.巷道支护方案阳城煤矿-1020m车场、泵房及变电所巷道埋藏深,岩层松软破碎，地压大，巷道返修率高、成本高，需进一步提高一次支护强度，尽量不返修或少维修。
按照以上原则，提出了采用“圆形断面一强化围岩一适度让压一钢管碗封闭”的支护方案。
断面及支护形式如图1所示。
2.巷道施工顺序(1)巷道掘进与锚网喷支护。
沿巷道周边扩大100~200mm,圆形巷道掘进断面直径5000mm。
按原设计一次支护采用锚网后喷射牲100mm,形成巷道断面形状。
(2)巷道收敛变化观测。
锚网喷一次支护后，立即进行巷道收敛变化观测，根据时间和变形量曲线关系，确定注浆锚杆、注浆锚索的图1联络巷支护断面图加固时机。
千米深井软岩巷道支护工艺改进与应用
应力方向尽可能保 持平 行或成较 小 角度 ， 减小 地应力 对巷道的影响。
３ ．８ Ｐ ， ０ ４ Ｍ ａ 在高地应力 作用 下 ， 岩也变 为软 岩 ， 以 硬 所 巷道破坏 明显加剧 。 （） ２ 构造应力作用影 响。矿井转入深井 后 ， 地质 条 件愈来愈 复杂 ， 层 落差 逐 渐 增 大 ， 层 密度 逐 渐 增 断 断 加， 发育 断层 比例逐渐 增高 。受其构造应 力作用 ， 岩 煤 层的抗 拉 、 抗压强度均 受到较大影响 ， 造成 矿井支护 困 难、 围岩变形量 大 、 道破 坏严 重 。因此 ， 造应 力 作 巷 构 用是深部巷道 变形 破坏的一个重要 因素 。 （） ３ 采动应力作用影 响。由于深部巷道具有“ 受 易 扰动性” 因此周边应力 环境 改变 ， ， 如掘巷 、 开采 、 复 、 修 停采等都会对 巷 道造成 影 响。距 离越 近 ， 动应 力 影 采 响愈严重 ， 随距 离增加 ， 采动应力影响逐 渐减弱 。煤 柱 应力集 中程度 高 ， 受其影 响巷 道破 坏将会 更 严重 。矿 压观测表 明 ， 深部采 动应 力影响范 围较 大 ， 般在几 十 一
米甚至上百米 以上。
（ ） 大水平应 力作用会 使巷道 顶底板岩 层发 生 ２最 剪切破坏 ， 因此 ， 优化锚 杆 支护材 料和参 数 ， 防止顶板 岩层错 动和考虑底板岩层支护 ， 防止膨胀 ， 从而保证 顶
板 、 板早期稳定 。 底
（ ） 直应力 容易造成 两帮变 形 ， ３垂 因此 ， 两帮控制 至关重要 ， 采取切实可行 的护 帮手段 ， 防止两帮形成 滑
３ １ 湿喷 技术 的研 究 与应用 ．
千米深井软岩巷道支护方法的实践
于 ２ ０ ・ 锚索预应力不低于 １０ Ｎ； ６ ｍ， Ｎ ６ 支架卡兰螺 ｋ
栓 扭矩 不低 于 ３ ０Ｎ・Ｉ ０ ／。 Ｔ
ｍｍＸ１０ｍ 采 用 西 １ ｍ 圆钢焊 制 Ｈ形 钢 带 ， ０ ｍ。 ２ｍ 规 格 为 ３０Ｉ、． 和 １６ｍ３种 。采 用 ２ ． ｍ、 ． ２４ｍ ｎ ． １８ｍ Ｌ＝６ ３ｉ 索 ， ． ｎ锚 过地质 构 造破 碎带 、 板为 煤层 、 顶 压 力集 中等地 段可 适 当加长 ，保证 锚索 生根 在坚 硬岩
重、 失修率高 ， 制约着矿井的快速生产 。经过不断摸
２ ｍ、 ２ ０ ｍ左旋无纵筋专用 Ⅱ ２ ｍ Ｌ＝ ０ ５ ｍ 级高
７ Ｏ
煤
炭
科
技
２ ｌ 第 ３期 ０２年
强 螺 纹钢 锚 杆 ，配 １０ｍｍ Ｘ １０ｍ ０ｍ ２ ２ ｍ Ｘ１ ｍ锚 杆 托 板 。锚 网采用 西６ｍ ｍ钢 筋 焊制 ， Ｌ 格 为 １０ 网孑 规 ０
郝宝稳 ， 付玉松
（． １ 国投新 集 能源 股 份有 限 公 司 口孜 东煤 矿 ， 安徽 阜 阳 ２ ６４ ；． 矿 务集 团有 限公 司 教育 培 训部 ，江苏 徐州 ３ １６ ２徐州 ２ １０ ２０ ６）
摘
要： 口孜 东 煤 矿 是 国投 新 集 能 源股 份 有 限 公 司建 设 的第 一 对 千 米 深 井 。 针 对 矿 井 埋 藏
深 、 压大 、 地 主要 在 软 岩 中掘 进 等 各 种 不 利 因 素 ， 矿 在 传 统 锚 网 索 喷支 护 的 基 础 上 ， 用 该 采
二次补强综合支护技术 ， 较好地解决 了深部开采巷道支护 问题 。
关键 词 ： 米深 井 ； 岩 ； 千 软 支护 中图分 类 号 ： Ｄ ５ Ｔ ３３ 文献 标 志码 ： Ｂ
深井巷道围岩“三位一体”支护工程实践研究
深井巷道围岩“三位一体”支护工程实践研究摘要：本文通过研究高应力软岩巷道变形破坏规律，揭示了千米深井巷道围岩失稳机理，提出了千米深井软岩巷道高强度锚杆索+U型钢支架+架后充填“三位一体”复合支护工艺技术，开展了锚杆（索）、U型钢支架和架后充填耦合协同支护工程实践。
现场矿压测试表明，该技术能有效、长时控制厚基岩薄松散层千米深井大断面软岩巷道巷道围岩变形，保证了巷道正常使用。
本文的研究成果对类似工程地质条件深井软岩巷道围岩控制和巷道支护有一定的工程借鉴和理论指导意义。
关键词：千米深井；三位一体；软岩巷道深井矿压大、应力环境复杂，巷道围岩变形破坏复杂；传统浅部低应力、弱采动条件下的技术无法解决千米深井巷道围岩难题。
深部软岩巷道支护问题是制约煤炭深部开采的核心问题[1]。
我国经过近几年发展形成了高预应力锚杆、型钢、钢管混凝土等多种支护技术，这些技术解决了中浅部及煤岩赋存条件较好的深部巷道支护问题[2]，但对于千米深井软岩巷道目前还没有高效、经济、可保持巷道长期稳定的支护方法。
为此，本文开展了了千米深井软岩巷道锚架充耦合协同支护工程实践研究。
1.“三位一体”支护方案设计针对口孜东矿复杂的地质条件，在实践中摸索出千米深井软岩巷道高强度锚杆索+U型钢支架+架后充填“三位一体”复合支护工艺技术，实现了锚杆（索）、U型钢支架和架后充填耦合协同支护。
支护材料：锚杆Φ22×2500mm，锚索Φ21.8mm；锚杆材质MG500；U型棚为36U型钢。
锚杆预紧扭矩260N•m；采取“一快三慢”为全长锚固合理组合；架后充填材料由水泥升级为高流动性、允许一定变形的高性能充填材料，并采用全自动化、智能精准局部充填材料输送系统进行架后高效充填，显著提高了巷道支护效果。
通过调研西翼轨道大巷地质条件和围岩变形特征，测试并分析围岩地层及结构，并揭示巷道围岩变形机理及控制理论基础上，结合巷道具体生产地质条件，采用锚杆（索）支护、U型支架支护和架后混凝土充填“三位一体”复合支护技术来控制巷道大变形，西翼轨道大巷“三位一体”支护设计如图所示。
千米深井沿空掘巷围岩控制技术研究
2020年第3期煤 炭 科 技千米深井沿空掘巷围岩控制技术研究!"，吴永涛(皖北煤电集团朱集西分公司朱集西煤矿，安徽淮南232097)摘 要:针对朱集西煤矿11502工作面运输巷顶板离层量大、煤柱帮肩窝及帮脚内移、底鼓严重等围岩大变形难题，在分析深井高应力沿空掘巷围岩大变形原因后,提出一次高强预应力支护技术及高强稳定型支护方法，强调锚杆索高预应力支护及二次预紧。
现场试验后，围岩变形量减小,巷道空间得到较好维护， 锚 支护技术 。
关键词：沿空掘巷；高预应力；二次预紧；锚网支护中图分类号:TD323文献标志码：BStudy on surrounding rock control technology of gob-side entry driving in kilometer deep mineSU Sheng ,WU Yong-tao(Zhujixi Coal Mine of Zhujixi Branch of Wanbei Coal Power Group, Huainan, Anhui,232097)Abstract : Aiming at the problem of large roof separation value, humeral pits and strong ingression of at the side of coal pillar, floor heave of 11502 working face haulage gate in Zhujixi Mine, after analyzing the reasons of largedeformation of high stress gob-side entry driving in deep mine, the primary supporting of high prestress tech nique and stable support method were proposed, which emphasized the part of anchor cable high prestress sup porting and the secondary pre-tensioning method. Based on site tests, the surrounding rock deformation has be come smaller, and provides good maintenance of roadway space, which identifies the rationality of bolting withwire mesh technology.Keywords : gob-side entry driving % high pre-stressing % secondary pre-tightening % bolting with wire mesh CLC number:TD323Document identification code:B随着煤矿开采深度逐渐加大，深部的高地应力使沿空掘进巷道支护环境发生变化,其支护技术与 浅埋巷道及深部实体煤巷有显著的区别⑴。
煤矿千米深井围岩控制及智能开采技术构想
目录
01 相关技术综述
03 参考内容
02
煤矿千米深井围岩控 制
随着煤炭行业的不断发展，煤矿开采逐步向深度拓展。千米深井的开采面临 诸多挑战，其中围岩控制及智能开采技术的构想成为亟待解决的问题。本次演示 将就煤矿千米深井围岩控制及智能开采技术构想进行探讨，旨在为煤炭行业的可 持续发展提供参考。
在支护技术方面，目前主要有以下几种方法：
1、增加支护刚度：通过提高支护结构的刚度，限制围岩的变形和位移，提 高巷道的稳定性。
2、注浆加固：通过向围岩裂缝注入浆液，提高围岩的整体性和稳定性，防 止裂缝扩展和失稳。
3、锚杆支护：通过在巷道周边设置锚杆，将巷道与围岩牢固地连接在一起， 提高巷道的稳定性。
5、虚拟仿真与预测。通过模拟仿真技术，对矿井生产过程进行预演与预测， 为实际生产提供指导，降低突发情况对生产的影响。
参考内容
在煤矿开采过程中，随着开采深度的增加，巷道周围岩层的压力逐渐增大， 容易导致巷道变形、破裂等问题，给煤矿生产带来极大的安全隐患。为了解决这 一问题，煤矿千米深井巷道围岩支护改性卸压协同控制技术应运而生。该技术通 过一系列先进的支护方法和控制系统，实现对巷道围岩的改性和卸压，提高围岩 的稳定性和安全性。
卸压围岩技术主要是通过降低围岩的应力，提高其稳定性。具体实施方法包 括应力疏散、孔隙率降低和强度提高等。应力疏散可以通过开挖、支撑等方式， 将围岩中的应力分散，降低其应力的集中程度。孔隙率降低可以通过充填、注浆 等方式，提高围岩的密实度，降低其孔隙率，从而增加其稳定性。强度提高可以 通过添加增强材料、进行加固处理等方式，提高围岩的强度和稳定性。
4、推进数值模拟研究：数值模拟软件能够模拟巷道围岩的应力分布、变形 和破坏过程，为支护方案的设计提供参考。应进一步推进数值模拟在超千米深井 巷道支护中的应用和研究。
千米深井巷道围岩控制技术
主副暗斜井（810～1150m ） 顶锚杆：20MnSi全螺纹锚杆，φ22L2400，，间
排距700×600㎜； 帮锚杆：20MnSi全螺纹锚杆，φ18L2100，，间
排距650×600㎜； 顶锚索：φ15.24L5000，间排距2×1.8m； 帮锚索：φ15.24L6500，间排距：1.2×2.3m； 支护效果：两帮变形量较大，达到350㎜，顶板
多种锚杆支护理论 高强度锚杆与锚索支护技术的认可与应用 巷道围岩地质力学快速原位测试系统 动态性、系统性、信息性的锚杆支护设计方法的
普遍认可与应用 高强度、高刚度树脂锚杆支护系统 性能优良的单体风动和液压锚杆钻机、手持式锚
杆钻机 综掘机配单体锚杆钻机的煤巷快速施工工艺 锚杆支护施工质量检测和矿压监测成套仪器。 锚注技术
2B20 -971.6
65 -969.9
-940
63 -955.2
69
-1000
-1000 -1020
巷道 断层
地应力
区域
-980泵房及联络巷 主副暗斜井
垂直应力 （MPa）
26.38
26.3-31.25
水平应力 （MPa）
29 28.9～34.4
2#煤及顶底板岩石力学参数
层位 老顶
直接顶
岩性 中砂岩 粉砂岩 粉细砂岩互 层 铝土质粉砂 岩
2.-980m水平开拓巷道围岩结构特点分析 地质构造、巷道位置 地应力 巷道围岩条件及巷道稳定性指数 围岩控制特点
fx-9 H=2.0fx-8H=3.0
-980集中运料巷
-980集中运输巷
3 31
D 2L1
-1000
千米深井高应力区域巷道围岩综合控制技术研究与应用
千米深井高应力区域巷道围岩综合控制技术研究与应用发布时间：2021-05-21T07:19:36.776Z 来源：《中国科技人才》2021年第8期作者：邹沙沙[导读] 近年来,深部高应力巷道的稳定性研究受到广泛关注,很多学者都针对高应力软岩巷道变形破坏机理与控制对策进行了较系统的研究,但由于各矿区情况千差万别,研究这类围岩的变形机理与控制原理应遵从实际情况。
皖北煤电集团朱集西煤矿安徽省宿州市 234000摘要：随着煤矿采掘逐渐向深部转移，地应力明显增大，同时受工作面回采动压影响，巷道变形快、变形量大，现有巷道围岩控制技术已不能满足安全生产需要。
针对这一情况开展深部巷道围岩综合控制技术研究十分必要，通过深部巷道围岩综合控制技术研究，减小巷道变形程度，确保巷道围岩控制质量和效果，延长巷道服务年限。
鉴于此，文章结合实际，重点就千米深井高应力区域巷道围岩综合控制技术研究与应用进行研究分析，以供参考。
关键字：千米深井；高应力区域；巷道围岩；综合控制技术引言近年来,深部高应力巷道的稳定性研究受到广泛关注,很多学者都针对高应力软岩巷道变形破坏机理与控制对策进行了较系统的研究,但由于各矿区情况千差万别,研究这类围岩的变形机理与控制原理应遵从实际情况。
根据采场巷道的变形破坏机理,提出了深部高应力采场巷道以预应力锚索为核心的综合控制技术，该技术已在深部采场巷道得到应用并获取得了显著成效,为探索深部高应力采场巷道的控制技术探索出一条途径。
1千米深井高应力区域巷道围岩综稳定性的影响因素第一，地质条件。
矿山地质条件包括矿岩体性质、节理裂隙发育程度、产状、矿区断层、剪切破碎带、矿岩接触带以及地下水等。
地质条件是矿体在成矿过程中以及成矿后的历次地质构造运动的产物,与成矿构造运动和后期作用密切相关；第二，赋存环境。
巷道工程赋存环境主要包括应力环境、地下水环境和温度环境，深部采场巷道的赋存环境主要是考虑应力环境。
与其他隧道和水电等地下工程不同,巷道围岩的应力场不仅取决于原岩应力,而且还与采场应力环境密切相关,即巷道的应力环境是原岩应力与采动应力的叠加后的应力环境；第三，工程因素。
科技成果——煤矿千米深部岩巷稳定控制关键技术
科技成果——煤矿千米深部岩巷稳定控制关键技术适用范围目前淮南、平顶山、国投新集、徐州等矿区都已制定了该项成果的全面推广应用计划，该研究成果适应于我国中东部地区的煤矿深部岩巷控制技术，应用前景广阔。
预计推广应用后将累计产生经济效益30-50亿元。
此外，该技术还在围岩赋存条件类似的深埋公路隧道支护技术中得到成功应用，表明该技术在煤矿以外的其它深部地下工程中也具有推广应用前景。
技术原理通过深入揭示巷道围岩变形破裂机理，系统地提出了深部岩巷围岩稳定控制理论和对策，形成了深部岩巷支护和围岩稳定控制的成套技术。
关键技术1、提出了一种围岩参数反分析进化神经网络模型新算法，开发了“三高”耦合作用下深部围岩稳定性分析系统软件、围岩相似模拟材料和深部位移测试技术，揭示了千米深部岩巷围岩的变形破裂机理，建立了千米深部岩巷围岩稳定性分析和控制的理论体系。
2、创新发展了帮脚锚杆与底角注浆锚管，成功研制了风动底板锚索钻机及气动底板注浆机，发展了带止浆层的底板注浆工艺。
3、发明了锚杆高预紧力施工技术及大扭矩气动锚杆预紧安装机。
4、得到了深部膨胀岩石巷道稳定控制技术。
5、研究获得了穿过超大断层群地质构造异常带巷道施工安全保障及围岩长期稳定控制技术。
技术流程对研究区域的基本地质条件和基础资料进行了分析，通过数值和物理模拟以及工业性试验等技术手段，对煤矿千米深部岩巷稳定控制关键技术进行了研究，并得到成功应用。
主要技术指标应用本技术后的淮南矿区井下巷道稳定周期由原来每年翻修3-5次到现在5年不用翻修；断面收缩率由原来每半年收缩50%以上到现在5年收缩不大于10%；掘进速度由原来月均40米到现在月均80米以上；掘进支护与巷道维护综合成本降低30%以上，吨煤生产成本降低5-20元。
典型案例本技术成果已在淮南、平顶山、徐州、新集等矿区得到全面推广应用，在800-1000米深部岩巷中应用该技术后，掘进支护和维修的巷道长期稳定状况良好，围岩完整，巷道断面收缩率显著降低，且都处于稳定不再发展的状态，未出现后续维修情况。
千米深井巷道围岩强化动态控制技术研究
固围岩 ， 高其残 余 强度 ， 提 在不 产 生过 度 膨胀 、 胀 剪 变形 的条件 下 ， 用 可缩 性 支 护控 制 围岩 的变形 卸 利 压 。二次支 护要 在 围岩 变形 稳 定 后适 时完成 ， 给巷 道 围岩提供 最终 支护 强 度 和 刚度 ， 以保持 巷 道较 长
时 间 的 稳 定 性 和 安 全 储 备 量 。二 次 支 护 的 时机 根 据 监 测 数 据 确 定 。
是 主要可 采煤 层 。
１ 巷 道 围岩 强化 控 制原 理 及 方 法
针对 泥岩 巷道 围岩变形 特征 和破坏 特点进 行分
析 和研究 ， 出泥岩 巷道 围岩强化 控制技 术原理 ， 提 它
试 验 调 整 缓 凝 剂 添 加 量 ， ｄ达 到 ５ ０ＭＰ ， ｄ达 到 １ ． ａ３
１ ． ａ７ｄ达 到 ２ ａ ２ ２ ０ＭＰ ， ０ＭＰ ，８ｄ达到 ４ ａ ０ＭＰ 。② 浅
孔 注浆 参 数 （ ３ 。 壁 后 充 填 注 浆 参 数 每 断 面 ７ 图 ）
Ｒｅｅ ｒ ｈ ｏ ａ ｓ ａ ｃ ｎ Ｒｏ ｄｗａ ｕｒ ｏ ｎｄ ｎｇ Ｒｏ ｋ Ｒｅ ｎ ｏ ｃ ｍ ｅ ｎ ｙ ａ ｉ ｎ ｒ ｌ ｙ Ｓ ｒ ｕ ｉ ｃ ｉ ｆ ｒ ｅ ｎｔａ ｄ Ｄ ｎ ｍ ｃ Ｃｏ ｔ ｏ
Ｔｅ ｈｎ ｌ ｇ ｎ Ｓ ｆ ｂ ｕｔ１ ０ ０ ｍ ｅ ｃ ｏ ｏ ｙ ｉ ｈａ ｔＡ ｏ ０ Ｄｅ ｐ
摘 要 ： 朱 集 矿 千 米 深 井 软 岩 巷道 的支 护形 式进 行 了研 究 ， 过 对 锚 架 注 联 合 支 护 下 巷 道 的破 坏 原 因分 析 对 通
千米深井软岩巷道支护工艺改进与应用张玉涛
千米深井软岩巷道支护工艺改进与应用张玉涛，马洪涛（新汶矿业集团协庄煤矿，山东新泰271221）摘要针对协庄煤矿千米深井软岩巷道具有大地压、大变形、难支护的特点，提出了采用600#高强锚杆、8mm钢筋网等高强度支护材料，应用湿式喷浆技术，通过现场应用，取得了良好的支护效果。
关键词千米深井软岩支护改进中图分类号TD353文献标识码B协庄煤矿目前主采－850m水平，埋深达到－1157m。
－850m水平及以下深部围岩条件相比浅部巷道围岩发生了很大的变化，高地应力作用更加显著，除一部分围岩本身强度低，呈现软岩特性外，部分坚硬岩石也呈现明显的软化现象。
深部围岩的流变大，变形趋势增强，巷道的矿压显现特别明显。
1巷道变形分析从巷道破坏形态分析，主要受以下几个方面因素的影响。
（1）深部高地压作用影响。
随着开采深度的增大，高应力作用越来越明显。
该矿地应力测试结果表明，－850m水平最大水平主应力为39．77MPa垂直应力30．48MPa，在高地应力作用下，硬岩也变为软岩，所以巷道破坏明显加剧。
（2）构造应力作用影响。
矿井转入深井后，地质条件愈来愈复杂，断层落差逐渐增大，断层密度逐渐增加，发育断层比例逐渐增高。
受其构造应力作用，煤岩层的抗拉、抗压强度均受到较大影响，造成矿井支护困难、围岩变形量大、巷道破坏严重。
因此，构造应力作用是深部巷道变形破坏的一个重要因素。
（3）采动应力作用影响。
由于深部巷道具有“易受扰动性”，因此周边应力环境改变，如掘巷、开采、修复、停采等都会对巷道造成影响。
距离越近，采动应力影响愈严重，随距离增加，采动应力影响逐渐减弱。
煤柱应力集中程度高，受其影响巷道破坏将会更严重。
矿压观测表明，深部采动应力影响范围较大，一般在几十米甚至上百米以上。
从以上因素分析可以看出，各种应力的复合作用将加剧巷道破坏的进程。
在高应力长期作用下，巷道围岩由浅部的弹塑性的变形行为，转变为深部塑性流变变形行为，而且围岩一旦破裂，便产生明显的碎胀和扩容。
千米深井软岩支护技术探索
千米深井软岩支 护技术探 索
潘 柳
（ 国投新集能源股份有 限公 司 口孜东矿 。安徽 阜 阳 ２ ３ ６ １ ５ ３）
【 摘 要】 根 据深井、软 弱破碎 围岩 巷道 支护存在 的问题 ， 针对 浆封堵等 措施 。
口孜 东矿条件 ， 提 出巷道 围岩控制 的３ 个基本途径 ： 强化 或改善 围岩 矿压控制及经济有效 支护 。 【 关键词 】 深 井；软岩 ；支护技 术
１ 述
（ ４ ）及时支 护封闭，避免围岩长时间裸露 ，减少风化破坏。
３ 巷 道 支 护
随着开采 向深部发展， 围岩的工程现象和矿压显现也 随之趋 向 复杂和恶化， 特别是处于膨胀性岩体 、 泥质岩体遇水泥化等条件 的巷 道， 由于物理、化学原因导致岩体承载性能衰减 、岩体变形较大， 影 响支护效果。 矿井软岩变形强烈， 支护难度大， 一方面是 由于绝对深度增 大， 地压升高造成的， 更多是 由于软 、 破 围岩条件 、 采动影 响、 支护效 能 差及 强度偏低等综合作用的结果 。 口孜东矿矿井巷道围岩主要表现为碎裂和严重泥化 的特 点。巷 道在 构造 应力、 采动应力及其他复杂条件影响下， 短期 内即出现变形 破坏现 象， 新掘巷道维护周期短， 失修率高， 维护工程量大， 大采深 高 地压软岩巷道支护成为矿区安全高效开采 的瓶颈技术 。 根据多年实践经验， 单纯依靠加大型钢和支护密度 己被证 明是 条行 不通的死路， 必须建立深井复合型软岩巷道 围岩稳定 的控制 体系， 形成多种有效实用的岩层控制手段， 综合治理， 使巷道维护状 况得 到根本改善。经过多年实践， 口孜东矿形成 了巷道 围岩控制 的３ 个基本 途径， 即： 强化或改善围岩， 矿压控制， 经济有效支护 。 ２ 围 岩 治 理 ２ ． １注浆加 固改善围岩 仅从强化支护体强度来维护巷道， 其能力是有 限的。 特别在软岩 巷道 ， 采 取注 浆加固围岩， 能有效提高岩体强度， 充填裂 隙、封 闭水 源、 防止 围岩风化， 显 著提高 支护效 果。 注浆具有先天 的 自 优化特 点， 即浆液 总是在软弱的破坏区最先充分渗入， 浆液流动具有定 向性， 只 要注浆钻 孔在关键部位附近， 浆液便可有效进人该区域， 从而实现对 关键 部位 有效加固。 关键部位 的有效加 固将形成结构效应， 大大减缓 围岩 的渐 进破坏， 并使围岩结构稳定性得到提高 。 在破碎 松散岩体巷道实施注浆加 固， 可 以使破碎岩块重 新胶结 成整 体， 形成浆液扩散加固拱， 提高支护结构 的整体性 、承载 能力和 稳定性 ， 强化 已有的支护结构 。 注浆也可 以使普通端锚式锚杆变为全 长锚 固， 使锚杆与围岩形成一个整体 。利用浆液充填 围岩裂 隙， 配合 锚 喷支 护， 能充分发挥锚杆的作用， 大大减少失锚现象 。 ２ ． ２优化设计， 合理选择层位 选择岩 性较好的层位， 尽可能避开地质构造破碎带， 方便施 工与
千米深井巷道围岩控制技术2
-951.4
12
-953.0
8
-960
-980
SF17 H=0~12m ∠69°二水平主暗斜井
-960
H=4.0
fx-9
78
-1920.8
-68920.8
2121边眼-64934.2
-66928.9
2W27
-940
-950.7
6
3Z11
2C23
2C12 -980.2
2C13
-960
fx-11
62
-986.6
普遍认可与应用 高强度、高刚度树脂锚杆支护系统 性能优良的单体风动和液压锚杆钻机、手持式锚
杆钻机 综掘机配单体锚杆钻机的煤巷快速施工工艺 锚杆支护施工质量检测和矿压监测成套仪器。 锚注技术
巷道支护存在问题
深部常规锚杆支护遇到巨大的困难 锚杆支护理论不全面，二次支护理论受到巨大挑
战 深部普通高强锚杆、锚索支护效果差 对锚杆支护系统刚度的重要性认识不足 深部与复杂困难巷道，锚杆材质和结构有待进一
H=7.4m
-969.8
外水仓2W12
内水仓
2S18
2S19
配水泵井房通道
2B27 2B1
2C2
65 -979.5
2B3
-29S8275.7H=15
2C8
2B3
2C6
2S11 2S16
2S2 -980.7
2C4
-980.7
2W3
2-S9781.1
2S4
-986.0 2W6 -985.7
-960
67 -981.0
千米深井巷道围岩控制技术2
1.煤矿巷道支护理论与技术现状 我国煤矿巷道布置的发展趋势 巷道支护技术发展历史与现状 巷道支护存在问题 邢东矿开拓巷道支护存在问题
千米采深极软弱围岩煤巷过断层支护技术
千米采深极软弱围岩煤巷过断层支护技术摘要：本文主要研究千米采深极软弱围岩煤巷过断层支护技术。
首先，介绍了该巷道的地质条件、支护技术的选择和过断层支护技术的内容；其次，分析了千米采深的极软弱围岩煤巷过断层支护技术的结构特征和支护效果；最后，总结了该技术的优越性，提出保证过断层支护质量的措施。
关键词：千米采深极软弱围岩煤巷过断层支护正文：一、研究背景千米采深极软弱围岩煤巷是一种特殊性极强的煤矿巷道，由于煤层夹层和地层结构复杂，围岩条件极为软弱，在施工时容易出现断层控制问题，严重影响煤巷的正常运营。
因此，采取有效的支护技术对于提高千米采深极软弱围岩煤巷的安全性、可靠性和可持续性具有重大的意义。
二、研究内容1. 地质条件及支护技术分析千米采深极软弱围岩煤巷施工场地的地质条件十分特殊，围岩中含有大量泥灰岩和薄煤，围岩强度极低。
因此，采取具有良好控制性能的支护技术至关重要，在这里，过断层支护技术是最佳选择。
2. 结构特征及支护效果分析过断层支护技术结构特征为：主要结构为U型截面，支护结构以复合钢支架为主，采用“支架—架子—支角”的结构形式，支架上覆盖各种附加支护构件，如钻眼支架、手把扶手等；过断层支护技术具有支护效果显著、有效稳定井壁底板、密闭性强等特点。
3. 优越性及保证质量的措施过断层支护技术在千米采深极软弱围岩煤巷的施工中具有显著的优越性，能够有效控制围岩失稳，提高巷道的安全性和可靠性。
此外，要确保过断层支护质量，必须采取有效的实施措施，如严格执行施工技术要求、加强技术把握、及时进行支护维护等。
结论：千米采深极软弱围岩煤巷过断层支护技术是最佳支护选择，能够有效控制围岩失稳，提高巷道的安全性和可靠性，但需要加强技术把握，并采取有效的质量管控措施。
三、支护机制1. 锚固支护锚固在过断层支护技术中具有重要作用，可选择使用不锈钢锚杆、橡胶锚杆以及网格锚杆等多种锚固构件，锚固支护还可以有效增强过断层支护结构的稳定性和刚性。
千米深井巷道围岩控制技术
• 引言 • 千米深井巷道围岩控制技术概述 • 千米深井巷道围岩控制的关键技术 • 千米深井巷道围岩控制技术的应用
实例 • 未来展望
01
引言
背景介绍
01
随着我国矿产资源开采的深入， 千米深井巷道围岩控制技术成为 研究的热点问题。
02
深井巷道围岩控制技术对于保障 矿产资源开采安全、提高开采效 率具有重要意义。
面临挑战
在深井巷道中，围岩承受着巨大的地压，易 发生变形和破坏；同时，深部地温高，对设 备和人员都是一大考验。因此，需要采取针 对性的围岩控制技术。
技术实施过程
技术方案设计
根据矿区的实际情况，设计出适 合的围岩控制方案，包括选择合 适的支护方式、确定合理的支护
参数等。
施工工艺
详细描述施工工艺流程，包括巷道 掘进、支护安装、监测设备布置等 环节，确保施工质量和安全。
05
未来展望
技术发展趋势
智能化监测
高效掘进技术
利用物联网、大数据和人工智能技术， 实现千米深井巷道围岩的实时监测和 预警，提高监测效率和精度。
发展高效、安全的掘进技术，提高千 米深井巷道的掘进速度，降低施工成 本。
新型支护材料
研发具有更高强度、耐久性和适应性 的新型支护材料，以应对千米深井巷 道的高压、高地温等恶劣环境。
VS
常用的监测仪器包括收敛计、压力计、 位移计等，通过数据采集和处理系统 对监测数据进行实时分析和处理，为 支护设计和优化提供依据。同时，监 测数据还可以用于评估支护效果和安 全性，为后续工程提供参考和借鉴。
04
千米深井巷道围岩控制技术的应 用实例
应用场景介绍
矿区概况
以某大型矿区为例，该矿区具有千米深度的 矿井，巷道围岩条件复杂，需要采取有效的 围岩控制技术以确保安全和高效的生产。
深井沿空留巷围岩控制技术实践
媒矿#代％2018卑第6()第147(深井沿空留巷围岩控制技术实践安晓亮!山西新景煤业有限责任公司，山西阳泉045000)摘要本文以6113工作面深井沿空留巷为工程背景，通过合理的充填体宽度留设及支护措施、巷 内高强度支护系统及超前和滞后工作面加强支护措施，有效控制了沿空留巷围岩的稳定，取得了良好 的工程实践效果。
关键词沿空留巷；深井；高强度支护；围岩稳定中图分类号:TD353 文献标志码:A文章编号<1009-0797( 2018 )06-0043-03Control technology practice of surrounding rock in deep well gob-stayed roadwayAn Xiaoliang(Shanxi Xinjing Coal co.,LTD,ShanXi Yangquan045000#Abstract:10 th2s p3per, $113 f3ce 20 deep weUs 35406 the f4r the pr4ject background,the stability 4f surrounding r4ck 35406 the〇43£ 2s effectively controlled by the reasonable filling width setting and support measures,the high strength support system in the roadway and the support measures in advance and lag face,and the good engineering practice results are obtained.Keywords:along the empty lane r deep well r high strength support r stability of surrounding rock16113工作面沿空留巷的必要性对下区段工作面进行巷道布置时有如下几种方 案可供选择:①将巷道布置于采空侧低应力区;②将巷道布置于采空侧峰值应力区域;③将巷道布置于原 岩应力区域。
煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术
㊀第45卷第3期煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报Vol.45㊀No.3㊀㊀2020年3月JOURNAL OF CHINA COAL SOCIETYMar.㊀2020㊀移动阅读康红普,姜鹏飞,黄炳香,等.煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术[J].煤炭学报,2020,45(3):845-864.doi:10.13225/ki.jccs.SJ20.0204KANG Hongpu,JIANG Pengfei,HUANG Bingxiang,et al.Roadway strata control technology by means of bolting-modi-fication-destressing in synergy in 1000m deep coal mines[J].Journal of China Coal Society,2020,45(3):845-864.doi:10.13225/ki.jccs.SJ20.0204煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术康红普1,2,3,姜鹏飞1,2,3,黄炳香4,管学茂5,王志根6,吴拥政1,2,3,高富强1,2,3,杨建威1,2,3,程利兴1,2,3,郑仰发1,2,3,李建忠1,2,3(1.天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京㊀100013;2.煤炭科学研究总院开采研究分院,北京㊀100013;3.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室,北京㊀100013;4.中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室,江苏徐州㊀221116;5.河南理工大学材料科学与工程学院,河南焦作㊀454003;6.中煤新集能源股份有限公司,安徽淮南㊀232170)摘㊀要:针对煤矿千米深井㊁软岩㊁强采动巷道围岩大变形难题,以淮南新集口孜东矿350m 超长工作面运输巷为工程背景,分析了巷道围岩大变形㊁支护构件失效原因;采用理论分析㊁实验室试验和井下试验方法,从围岩物性劣化㊁偏应力诱导围岩扩容㊁软岩结构性流变及超长工作面采动影响等方面,揭示了高地应力与超长工作面强采动应力叠加作用下巷道围岩大变形机理㊂以此为基础提出千米深井㊁软岩㊁强采动巷道支护-改性-卸压协同控制理念,采用数值模拟对比研究了无支护㊁锚杆支护㊁锚杆支护-注浆改性㊁锚杆支护-注浆改性-水力压裂卸压4种方案巷道围岩应力㊁变形及破坏规律,阐述了巷道支护-改性-卸压协同控制原理㊂研发出CRMG700超高强度㊁高冲击韧性锚杆支护材料,研究揭示了锚杆受拉㊁剪㊁扭㊁弯及冲击复合载荷作用的力学响应特征;开发出微纳米无机有机复合改性材料及配套高压劈裂注浆技术;研发出分段压裂水力压裂卸压技术与设备,形成了巷道支护-改性-卸压协同控制技术㊂基于上述研究成果,提出口孜东矿示范巷道支护-改性-卸压布置方案与参数,并进行了井下试验与矿压监测㊂监测结果表明,巷道围岩协同控制技术应用后,巷道变形量降低50%以上,锚杆㊁锚索破断率降低90%,工作面采动应力明显减小,有效控制了千米深井㊁软岩㊁强采动巷道大变形㊂最后,对下一步的研究工作进行了展望㊂关键词:煤矿巷道;千米深井;强采动;围岩协同控制;锚杆支护;注浆改性;水力压裂卸压中图分类号:TD352．5㊀㊀㊀文献标志码:A㊀㊀㊀文章编号:0253-9993(2020)03-0845-20收稿日期:2020-01-15㊀㊀修回日期:2020-03-01㊀㊀责任编辑:郭晓炜㊀㊀基金项目:国家重点研发计划资助项目(2017YFC0603000)㊀㊀作者简介:康红普(1965 ),男,山西五台人,中国工程院院士㊂E -mail:kanghp@163．comRoadway strata control technology by means of bolting-modification-destressing in synergy in 1000m deep coal minesKANG Hongpu 1,2,3,JIANG Pengfei 1,2,3,HUANG Bingxiang 4,GUAN Xuemao 5,WANG Zhigen 6,WU Yongzheng 1,2,3,GAO Fuqiang 1,2,3,YANG Jianwei 1,2,3,CHENG Lixing 1,2,3,ZHENG Yangfa 1,2,3,LI Jianzhong 1,2,3(1.Coal Mining and Designing Department ,Tiandi Science and Technology Co.,Ltd.,Beijing ㊀100013,China ;2.Coal Mining and Designing Branch ,China Coal Research Institute ,Beijing ㊀100013,China ;3.State Key Laboratory of Coal Mining and Clean Utilization ,Beijing ㊀100013,China ;4.State Key Labora-tory of Coal Resources and Safe Mining ,China University of Mining and Technology ,Xuzhou ㊀221116,China ;5.School of Materials Science and Engineering ,Henan Polytechnic University ,Jiaozuo ㊀454003,China ;6.Xinji Energy Co.,Ltd.,China National Coal Group Corp.,Huainan ㊀232170,China )煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2020年第45卷Abstract:In order to overcome the difficult problems associated with the roadway large deformation in the coal mines with1000m buried depth,soft rock and intense mining induced affect,the causes of large rock deformation and bol-ting component damage were analyzed on the basis of a maingate in a working face with extra-long width located in the Kouzidong coal mine,the Xinji mining area,China.The rock large deformation mechanism under the superposition ac-tion of high in-situ stresses and intense mining induced stresses around the face with extra-long width was revealed from following aspects:rock property degradation,rock dilatancy caused by deviatoric stresses,structural rheology of soft rock,and mining induced affect,by means of theoretical analyses,laboratory tests and underground experiments. The synergy strata control idea with bolting-modification-destressing was put forward for the roadways with1000m buried depth,soft rock and intense mining induced affect.The rock stresses,deformation and damage features around roadways unsupported,and controlled by rock bolting,bolting-grouting modification,and bolting-grouting modification-hydraulic fracture destressing,were studied through numerical simulation,and the synergy strata control principle is ex-pounded.The CRMG700rock bolt rebar with extra-high strength and high impact toughness was developed,and the mechanical response features of the bolt under tension,shear,torsion,bending,impact load and various combination were revealed.The micro-nano inorganic and organic grouting composite materials and high pressure split grouting technique were developed.The hydraulic fracture destressing technique and facilities were developed,which form the roadway synergy control technology with bolting-modification-destressing.Based on the above-mentioned achievements, the rock control pattern and parameters were put forward with bolting-modification-destressing for the experimental en-try in the Kouzidong coal mine,and the field experiment and monitoring were conducted.The monitoring data demon-strated that the entry deformation was decreased by more than50%,the broken percentage of bolts and cables was re-duced by90%,and the mining induced stress was obviously mitigated after the rock synergy control technology was applied,which effectively contained the large deformation of roadway with1000m buried depth,soft rock and intense mining induced affect.Key words:coal mine roadway;mine1000m deep;intense mining induced affect;strata control in synergy;rock bol-ting;grouting modification;hydraulic fracture destressing㊀㊀国家重点研发计划项目 煤矿千米深井围岩控制及智能开采技术 针对煤矿千米深井围岩控制及智能开采面临的技术难题,综合考虑巷道和采煤工作面相互影响,以合理加大工作面长度,实现生产集约化,降低掘进率㊁提高煤炭采出率为思路,以 应力场 围岩变形 围岩控制 开采与围岩控制的智能化 井下试验 为主线,研究4个关键科学问题:高地应力与超长工作面强采动应力叠加作用下巷道围岩大变形机理;高应力㊁强采动巷道围岩支护-改性-卸压 三位一体 协同控制原理;千米深井超长工作面应力与覆岩结构演化机理;超长工作面多信息融合的智能开采模式,研发形成千米深井巷道围岩支护-改性-卸压 三位一体 协同控制及基于千米深井超长工作面矿压规律的智能开采技术体系㊂项目立项后,项目组成员开展了集中攻关研究,并提出 煤矿千米深井围岩控制及智能开采技术构想 [1]㊂针对千米深井巷道围岩高应力㊁强采动的特点,提出高预应力㊁高强度㊁高冲击韧性锚杆主动支护,高压劈裂注浆主动改性及水力压裂主动卸压的 三位一体 ㊁ 三主动 协同控制方案;针对千米深井超长工作面开采过程中覆岩分区破断㊁矿压动态迁移的特点,以液压支架为核心,提出超长工作面多信息融合的液压支架自适应群组协同控制,并集成采煤机等其他工作面设备的方案,最终形成千米深井超长工作面智能开采成套技术体系㊂目前,项目研发时间已经过半,取得一些阶段性研究成果㊂本文主要介绍在千米深井巷道围岩控制方面的研究进展,包括示范巷道地质与生产条件,高应力㊁强采动巷道围岩地质力学特性与大变形机理;巷道围岩支护-改性-卸压 三位一体 协同控制原理;超高强度㊁高延伸率㊁高冲击韧性锚杆支护材料力学性能与应力状态,高压劈裂注浆改性材料与技术,水力压裂卸压技术,及井下试验与围岩控制效果㊂1㊀千米深井示范巷道地质条件及支护现状1．1㊀示范巷道地质与生产条件项目示范工程为淮南新集口孜东矿121302工作面,试验巷道为工作面运输巷㊂121302工作面主采13-1煤层,平均厚度4．9m,采用倾斜长壁一次采全648第3期康红普等:煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术高综采,埋深1000m,工作面长度350m,巷道布置如图1所示㊂煤层上方基岩薄,上覆591．6m 厚松散层,顶底板多为泥岩㊁砂质泥岩,黏土矿物含量高,遇空气和水后极易风化㊁软化㊂121302运输巷总长度1120m,距东邻121301采空区净煤柱宽度15m㊂121301工作面于2016年8月回采结束,采空区稳定1a 后试验巷道开始掘进㊂巷道终点与111304采空区距离为88m㊂图1㊀口孜东矿121302工作面及试验巷道平面布置Fig．1㊀Layout of working face 121302and roadways in theKouzidong Coal Mine1．2㊀巷道原支护方案与状况121302运输巷原设计断面为直墙半圆拱形,巷道宽度5800mm,高度4100mm,沿煤层顶板剥岩掘进,留底煤2~3m㊂巷道原支护采用锚网索支护+喷浆+滞后注浆联合控制方案,支护设计如图2所示㊂锚杆采用HRB500左旋无纵筋螺纹钢,直径22mm,长2500mm,间排距800mm,预紧扭矩260N㊃m,配合钢筋托梁护表㊂锚索为1ˑ19结构钢绞线,直径21．8mm,顶锚索长度9200mm,帮锚索长度6200mm,顶帮锚索张拉力160kN,锚索间排距1200mm ˑ1400mm,采用平托板+M 型钢带护表㊂巷道煤柱侧帮注水泥浆,注浆孔深度4~6m,其表面喷射混凝土㊂采用上述支护后,巷道仍然出现剧烈变形,尤其是回采期间,主要表现为巷帮和底板大变形,累计底臌6m 以上,两帮收缩4m 以上㊂巷道支护结构失效及围岩大变形情况如图3所示,煤柱帮浆皮大范围破裂,大量巷道肩角锚杆㊁锚索破断,钢带撕裂㊁托板压翻等支护构件失效,巷道掘进与工作面回采全过程巷道累计起底近10次,刷帮深度3m 以上,巷道呈现 前掘后修 ㊁ 边采边修 的状态㊂1．3㊀巷道支护存在的问题对口孜东矿千米深井软岩巷道出现的大变形和结图2㊀原巷道锚杆锚索支护布置Fig．2㊀Layout of rock bolts and cables for originalroadway图3㊀原巷道支护结构失效及围岩大变形情况Fig．3㊀State of broken rock bolting components and severelydeformed original roadway构失稳进行分析,发现巷道支护存在以下主要问题:(1)对千米深井软岩巷道围岩大变形机理认识不清㊂对巷道围岩在高应力㊁强采动作用下发生持续流变,围岩物性劣化及深部节理围岩强度衰减等规律认识不清㊂(2)对千米深井软岩巷道围岩与支护相互作用机理认识不清,没有提出适合高应力㊁强采动巷道围岩控制的有效方案,仍然采用传统的锚杆㊁锚索及注浆维护巷道㊂(3)巷道断面形状的影响㊂巷道采用拱形断面,留底煤破顶掘进,导致肩窝位置煤岩交界面处出现 三角煤 ,该位置煤体在挤压作用下发生强烈的扩容变形,导致肩窝处锚杆㊁锚索破断较为严重㊂(4)煤体锚固力低,滞后注浆加固效果有限㊂在巷道原支护段,采用1~2支MSK2350锚固剂进行了锚杆拉拔力测试,测试结果见表1㊂顶板岩层中锚杆锚固力216kN;实体煤帮锚杆锚固力86．4kN,煤柱侧帮仅为20kN㊂说明121302运输巷煤帮,特别是煤柱侧帮受121301工作面采动影响严重,煤体已产748煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2020年第45卷生大量裂隙,锚杆㊁锚索锚固力大幅降低㊂虽然后期进行了水泥注浆,但煤体中锚杆㊁锚索 生根 困难,严重影响巷帮煤体支护效果㊂表1㊀121302运输巷围岩锚固力测试结果Table1㊀Test results of bolt anchorage force in rocksurrounding the maingate121302测试位置锚固剂数量/支锚固力/kN顶板1216实体煤帮186实体煤帮2151煤柱帮120㊀㊀(5)锚杆㊁锚索预紧力偏低㊂锚杆设计预紧扭矩260N㊃m,锚索张拉力160kN,二者都偏低,忽视了锚杆支护的核心参数-高预紧力对围岩的主动控制作用㊂(6)锚杆㊁锚索支护构件不匹配㊂锚杆㊁锚索未安装调心球垫,使受力状态恶化,造成围岩变形过程锚杆杆体㊁锚索索体受弯而发生破断㊂锚杆托板拱高不合要求,承载力较低,锚杆未发生破断,托板已产生较大变形或翻转;锚索采用平托板,较低承载力即产生外翻㊂M型钢带护表面积小,与锚索托板不匹配,降低了主动支护作用㊂锚杆螺纹段长度100mm,局部软弱煤帮片落条件下施加的预紧扭矩在尚未达到设计要求时杆尾螺纹段长度就已用尽,出现扭矩达标而锚杆预紧力不足的现象㊂杆尾外露较长时采用托板后面垫木板,大幅降低主动支护效果㊂2㊀千米深井巷道围岩大变形机理2．1㊀巷道围岩物理力学特性围岩物理力学特性是影响巷道变形的根本因素,为此,对示范巷道围岩矿物成分㊁岩石力学参数及在不同加卸载路径下的力学行为进行了测试与分析㊂口孜东矿13-1煤层顶底板岩性分布如图4所示㊂顶板以泥岩为主,上部37．1m范围主要为泥岩或砂质泥岩,37．1~45．3m范围存在一层8．2m厚的细砂岩㊂底板也以泥岩和砂质泥岩为主,各类泥岩累计厚度27．1m㊂煤及顶板岩石力学性质测试结果见表2㊂煤及泥岩的矿物成分测试结果见表3,其中,煤块㊁含矸煤块矿物含量指煤质除外的矿物含量㊂可见,煤㊁顶底板泥岩中黏土矿物含量占矿物总含量的60%左右㊂图4㊀13-1煤层顶底板岩层分布Fig．4㊀Roof and floor rock layers around coal seam No．13-1表2㊀煤岩力学性质测试结果Table2㊀Test results of coal and rock mechanical properties岩性单轴抗压强度/MPa单轴抗拉强度/MPa黏聚力/MPa内摩擦角/(ʎ)弹性模量/GPa泊松比煤10．081．634．5735．212．830．20泥岩37．703．7311．7427．0014．690．25细砂岩91．036．8717．1534．0321．220．16表3㊀煤岩矿物成分测试结果Table3㊀Test results of coal and rock mineral compositions试件矿物含量/%石英白云石菱铁矿黏土矿物煤块39．1 60．9含矸煤块16．10．22．081．7顶板泥岩38．6 1．759．7底板泥岩32．8 3．863．4㊀㊀采用水压致裂法在13-1煤顶板岩层中进行了地应力测量,最大水平主应力为21．84MPa,最小水平主应力11．42MPa,垂直应力25．12MPa㊂煤层单轴抗压强度(10．08MPa)与3个主应力的比值分别为0．46,0．88,0．40;泥岩单轴抗压强度(37．70MPa)与3个主应力的比值分别为1．73,3．30,1．50㊂可见,最小主应力已超过煤层抗压强度,最大主应力达到泥岩抗压强度的2/3,强度与应力比值较小,导致巷道开挖后周边围岩很快进入破坏状态㊂与此形成明显对比的是顶板上部细砂岩抗压强度较高(91．03MPa),与3个主应力的比值分别为4．17,848第3期康红普等:煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术7．97,3．62,且厚度超过8m,工作面采过后极易引起顶板不能及时垮落,从而改变工作面上覆岩层运动和结构特征,影响采动应力分布范围与量值,进而影响回采巷道围岩的变形与破坏㊂应力路径对煤岩变形与破坏有显著影响㊂巷道从开挖到受到工作面采动影响的过程中围岩出现不同方向的加卸荷效应,主要表现为侧向卸荷㊁切向加载[2-7]㊂从原岩至巷帮/工作面,煤岩体应力从原岩应力状态依次经历三轴加载㊁三轴加卸载㊁双轴加载等变化,如图5所示,其中,K 为应力集中系数;γ为煤岩体容重,N /m 3;H 为埋深,m;σ1,σ2,σ3分别为最大主应力㊁中间主应力㊁最小主应力,MPa;σt 为切向应力,MPa;σr 为径向应力,MPa㊂为此,采用本项目研制的真三轴加载实验系统(图6),开展了不同应力路径下立方体岩石试样的双轴和真三轴力学试验,研究了巷道掘进和工作面回采过程中偏应力和应力梯度下巷道围岩变形破坏规律㊂结果表明,从原岩至巷帮,岩样破坏模式由楔形剪切滑移向层状张拉破裂过渡,岩体破碎度渐增㊂剪切楔体向自由面的滑移引起围岩应力峰值向深部迁移,同时伴随岩石碎胀扩容㊂偏应力诱导岩石损伤裂隙主要产生在屈服阶段之后,高地应力下岩石损伤和流变范围更广,岩石流变速度更快,流变的大范围累积在巷道表面表现为大变形和强流变㊂图5㊀巷道掘进与回采加卸载应力路径模型Fig．5㊀Model of loading and unloading path for roadway heading and faceworking图6㊀真三轴岩石力学试验系统Fig．6㊀Rock mechanics test system with real triaxial loading948煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2020年第45卷㊀㊀巷道掘进后在偏应力和应力梯度作用下围岩长期承载产生持续变形,为此基于声发射和数字图像量测技术开展了砂质泥岩室内微细观蠕变试验㊂结果表明砂质泥岩蠕变过程中声发射曲线与蠕变曲线具有相同的变化趋势,可分为减速㊁等速㊁加速3个阶段㊂恒定荷载的时效作用是使砂质泥岩的微细观损伤趋于均匀并扩散(图7,8)㊂蠕变作用下砂质泥岩表面细观变形场在蠕变速率降至0时将呈现均匀对称的等值线分层,而处于非稳定蠕变状态时则无法呈现,这揭示出砂质泥岩蠕变因细观变形场不均匀㊁不对称而产生滑移破坏的变形机理[8]㊂当围岩滑移破坏超出锚杆㊁锚索锚固范围,则出现锚固力降低,巷道锚固体发生结构性流变变形㊂图7㊀砂质泥岩试样声发射时程曲线Fig．7㊀Time history curves of acoustic emission of sandymudstone sample图8㊀声发射事件定位结果Fig．8㊀Locating results of acoustic emission events采用钻孔窥视仪对巷道顶板岩层结构进行了观测,如图9所示㊂顶板中存在着各种层理与环向裂隙㊁斜交裂隙㊁复合裂隙㊁离层和破碎㊂在深部高应力条件下,巷道围岩破坏范围很大,极易超过锚杆支护控制范围㊂随着时间延长,不仅锚杆锚固力会不断降低,而且锚固体会出现结构性滑移,锚杆形成的承载结构发生整体挤出㊂2．2㊀千米深井软岩巷道围岩大变形机理基于上述测试与研究成果,分析得出口孜东矿千米深井软岩巷道围岩大变形的主要原因和表现形式为:(1)地应力高,煤层㊁泥岩强度较低,强度应力比图9㊀顶板岩层裂隙类型及分布Fig．9㊀Fracture pattern and distribution in roof layers值较小,导致巷道开挖后极易发生破坏并向围岩深部发展㊂高地应力及软岩是巷道大变形的最根本因素㊂(2)围岩劣化㊂表现为两方面:一是巷道开挖引起围岩温度㊁湿度变化,风㊁水等对围岩的物理甚至化学弱化;二是围岩在开挖引起的应力变化作用下,在向巷道内移动过程中,产生塑性变形㊁裂纹㊁扩容及破坏,导致强度衰减,围岩不断劣化㊂这两个过程常常是相互作用,进一步加剧了围岩劣化㊂(3)围岩大变形的方式主要有两种:一是偏应力作用下的围岩扩容变形[9]㊂巷道开挖形成不同方向的加卸荷效应,造成围岩偏应力和应力梯度增高㊂当偏应力达到一定值,围岩体积开始增加,特别是峰值强度后,围岩扩容显著增加,表现为围岩碎胀,破坏岩体沿破裂面滑移㊁离层㊁旋转等形式;二是锚固体结构性㊁整体挤出变形㊂由于深部软岩巷道围岩破坏深度超出锚杆支护作用范围,围岩深部位移也比较大,锚固体,特别是巷帮煤层中的锚固体会被整体挤出,这种现象在煤岩交界面尤为严重㊂(4)350m 超长工作面开采引起强烈采动影响,导致采动影响范围和量值增加;同时,煤层上方8．2m 细砂岩顶板坚硬不易垮落㊁造成悬顶,破断时释放大量能量,引发更加强烈的动载荷㊂这种强采动应力作用在回采巷道上,导致围岩变形与破坏更加剧烈㊂(5)围岩流变效应突出㊂无论是在巷道掘进阶段㊁掘进影响稳定阶段,还是工作面采动影响阶段,无论是围岩扩容变形还是锚固体结构性㊁整体变形,均与时间有密切关系㊂随着时间加长,围岩强度不断劣化,破坏范围逐渐扩大,围岩变形越来越大㊂当巷道断面不能满足安全生产要求时,不得不进行维修或返修㊂3㊀巷道支护-改性-卸压协同控制原理3．1㊀巷道围岩控制方法确定如前所述,千米深井巷道围岩大变形的主要原因58第3期康红普等:煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术是软岩㊁高应力㊁强采动,围岩控制方法的确定必须以这3个方面为基础㊂改善软岩力学性质的方法主要有两种:锚固与注浆㊂锚杆㊁锚索支护已成为我国煤矿巷道的主体支护方式,高预应力㊁高强度㊁高延伸率的锚杆支护已在软岩巷道得到广泛应用,可有效控制围岩离层㊁滑动㊁转动及新裂纹产生等不连续㊁不协调扩容变形,减少围岩强度劣化,保持围岩稳定[10-13]㊂为此,将锚杆㊁锚索支护作为千米深井软岩巷道的基本支护;注浆可填充围岩不连续结构面空间,将结构面两侧岩体 黏结 到一起,增加结构面强度,提高岩体完整性[14-16]㊂考虑到千米深井软岩巷道围岩比较破碎,将注浆作为围岩改性的主要手段㊂高应力问题一般通过以下方法解决:优化开采顺序㊁巷道布置,将巷道布置在应力降低区;优化巷道轴线与最大水平主应力方向的关系,改善围岩应力状态[17];采用各种人工卸压法,减小或转移围岩高应力㊂本次千米深井软岩巷道不具备实施上述方法的条件㊂若条件许可,应优先考虑这些方法㊂针对强采动,特别是工作面上覆坚硬顶板悬顶引起的强烈动压问题,有深孔爆破㊁水力压裂等方法㊂水力压裂技术具有多种优势,目前在煤矿围岩控制中得到越来越广泛的应用[18-20]㊂为此,确定水力压裂作为工作面强采动的控制方法㊂综上所述,提出千米深井软岩巷道的支护(锚杆与锚索)-改性(注浆)-卸压(水力压裂)协同控制方法㊂同时,为保证围岩控制效果,提出 三主动 原则:采用高预应力锚杆与锚索实现主动支护;采用高压劈裂注浆主动对软弱破碎煤层改性;采用超前水力压裂实施主动卸压㊂3．2㊀数值模拟分析采用数值模拟软件UDEC研究千米深井软岩巷道支护-改性-卸压协同控制作用与效果㊂根据121302工作面地质与生产条件,建立数值计算模型,如图10所示㊂所建模型宽度800m,高度340m㊂根据实测地应力数据并考虑模型垂高,在模型顶部施加17MPa的垂直应力,两侧施加梯度水平应力,底部垂直位移固定㊂全尺度模拟121301工作面开采引起的侧向支承压力和121302工作面回采引起的超前支承压力㊂工作面回采引起的最大超前支承压力一般在工作面前方一定距离,试验巷道井下实际观测结果表明,巷道在工作面前方30m左右矿压显现最为剧烈,因此121302工作面的模拟开挖到距巷道30m的时候停止㊂图10㊀UDEC数值计算模型Fig．10㊀UDEC numerical simulation model煤岩体的物理力学参数见表4,其中,煤与顶板岩石参数是在实验室单轴压缩试验获取岩石力学参数及现场钻孔窥视估计GSI数值的基础上,通过GSI岩体分类方法折减后取得的,底板砂质泥岩参数是基于煤矿勘探实测力学参数,通过GSI岩体分类方法折减后取得㊂表4中E为弹性模量;ν为泊松比;UCS为单轴抗压强度;GSI为岩体表面质量指标;M i为岩石三轴常量;C为黏聚力;φ为摩擦角;σt为抗拉强度㊂不连续结构面的力学参数见表5,其中,K n为节理法向刚度;K s为节理剪切刚度;φJ 为节理内摩擦角;C J为节理黏聚力;σJ为节理抗拉强度㊂为了在对巷道围岩力学响应进行合理模拟前提下提高计算效率,对巷道周围10倍范围内的围岩采用摩尔-库伦破坏准则来描述,对其他区域的煤岩体用弹性模型描述㊂表4㊀数值模型采用的煤岩体力学参数Table4㊀Coal and rock mechanical properties in UDEC model岩性E/GPaνUCS/MPa GSI M i C/MPaφ/(ʎ)σt/MPa 煤2．830．2010．084550．37230．04泥岩14．690．2537．705361．73270．19砂质泥岩17．500．2547．105672．35290．24细砂岩21．220．1691．036595．72340．73158煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2020年第45卷表5㊀数值模型采用的煤岩体结构面力学参数Table5㊀Mechanical properties of coal and rock structural plane in UDEC model岩性K n/(GPa㊃m-2)K s/(GPa㊃m-2)φJ/(ʎ)C J/kPaσJ/kPa 煤14．405．763020060泥岩18．007．203632080砂质泥岩20．008．003838090细砂岩27．0010．8042500150㊀㊀锚杆㊁锚索采用UDEC内置的Cable单元来表示,钢带用Beam单元来表示,支护单元的物理力学参数见表6㊂表6㊀数值模型采用的支护体力学参数Table6㊀Mechanical properties of bolting componentsin UDEC model支护体参数数值弹性模量/GPa200 Cable屈服力/kN274/480(锚杆/锚索)黏结刚度/(GN㊃m-2)2黏结强度/(MN㊃m-1)0．4弹性模量/GPa200抗拉强度/MPa235 Beam抗压强度/MPa235法向刚度/(GPa㊃m-1)10切向刚度/(GPa㊃m-1)10㊀㊀巷道围岩注浆改性效果通过提高注浆范围内不连续结构面的强度参数来模拟㊂井下现场注浆改性范围为巷道煤柱侧帮7．5m范围㊂通过对现场取样试样及改性加固试样分别进行结构面直剪试验获取的原生结构面及改性结构面力学参数结果,模拟中将煤柱侧帮改性范围内岩体黏聚力提高20%,抗拉强度增加5kPa,摩擦角增加5ʎ㊂对于水力压裂的模拟,前期研究结果表明,巷道顶板水力压裂卸压机理在于水力压裂在支承压力路径上产生新裂纹并激活原生裂纹如层理和节理等,这些裂纹在支承压力作用下发生滑动变形,引起支承压力的降低[21]㊂根据现场实测巷道上方37．1~45．3m 存在一层厚8．2m的细砂岩,水力压裂就在该坚硬岩层中实施㊂在压裂区内设置一系列间距为3m,长度为20m的水平压裂裂隙,这些裂纹的黏聚力及抗拉强度均为0,摩擦角为20ʎ;此外,压裂区内的原生裂纹的强度参数也降低为同压裂裂纹一样,以此模拟水力压裂对岩体的作用㊂图11显示了不同支护条件下巷道围岩变形破坏情况㊂在无支护条件下,巷道两帮及顶㊁底板变形破坏极其严重,巷道发生闭合;锚杆㊁锚索支护巷道两帮变形显著减少,顶板下沉量虽然仍然较大,但未发生垮落,巷道围岩所承受的高支承压力主要通过底板变形释放,引起强烈底臌㊂单独采用锚杆㊁锚索支护无法控制千米深井软岩巷道围岩大变形㊂图11㊀不同围岩控制方式下巷道变形情况Fig．11㊀State of roadway displacement contained by variousstrata control patterns通过对巷道围岩进行注浆改性,提高了围岩承载能力㊂在高支承压力作用下,巷道沿采空区煤柱侧帮的变形得到进一步遏制,如图12所示㊂但是,由于受深部高应力和工作面回采动压影响,帮部移近量仍达到1．2m,无法满足巷道正常使用要求㊂通过在巷道顶板进行水力压裂卸压,显著减小了传递到巷道顶板及两侧的高支承压力,巷道两帮变形得到了进一步控制,两帮移近量减小到0．7m,如图11(c),13(b)所示㊂258。
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围 岩 治理 取 得 了较 好 的 效 果 。
关键 词 千 米深 井 围岩 治 理 支控 一体 中 图分 类 号 ＂ Ｉ ＂ ０ ３ ５ ３ 文 献 标 识码 Ｂ ｄ ｏ ｉ ： １ ０ ． ３ ９ ６ ９ ／ ｊ ． ｉ ｓ ｓ ｎ ． １ ０ ０ ５—２ ８ ０ １ ． ２ ０ １ ４ ． ０ ２ ． １ ９
Ａｂ ｓ ｔ ｒ ａ ｃ ｔ ：Ｚ ｈ ｕ ｊ ｉ ｘ ｉ Ｃ ｏ ａ ｌ ｍｉ ｎ ｅ ｏ ｆ Ｗａ ｎ ｂ ｅ ｉ Ｃ ｏ ａ ｌ＆ Ｅ ｌ ｅ ｃ ｔ ｒ ｉ ｃ ｉ ｔ ｙ Ｃ ｏ ｍｐ ａ ｎ ｙ ｉ ｆ ｒ ｓ ｔ ｋ ｍ ｄ ｅ ｅ ｐ ｗ ｅ ｌ １ ．ｔ ｈ ｅ ｂ ｏ ｔ ｔ ｏ ｍ ａ ｎ ｄ ｔ ｈ ｅ ｒ ｅ ｌ ｅ ｖ ａ ｎ ｔ
ｌ 概 况 朱集西煤矿位于安徽省淮南市贺疃乡境 内， 矿井采 用立井分水平开拓方式 ， 设 主井 、 副井 、 矸 石井及中央风
岩： 灰色， 局 部夹 薄层 细砂 岩 ； 细砂 岩 ： 灰 白色 ， 成 分 以石 英 为 主 ， 长石 次 之 ， 局部 与 粉 砂 岩 、 泥岩 互 层 。 泥岩 的抗压强度为 １ ９～ ６ ９ Ｍ Ｐ ａ ， 属 软岩 ； 粉砂岩 抗压 强度 ４ ５ ． ８— ７ ９ ． ６ ＭＰ ａ ， 属 半坚硬 岩 ； 细 砂岩抗 压 强度
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２ ０ １ ４ 年 第 ２ 期
山五髓蒺 斜技
４ ｌ
千 米 深 井 巷 道 围岩 “ 支控 ＂ 技 术 实 践
苏 生 （ 皖北煤 电公司源自集西煤矿 ， 安徽 淮南摘 要
２ ３ ２ ０ ９ ７ ）
朱集西煤矿为皖北煤电公 司首个千米深 井， 其 井底车场及相关开拓 大巷埋 深 ９ ８ ５ ｍ， 受高地 应力、 构造应 力、 围岩岩性
及施 工等 因素影响 ， 巷道底鼓、 顶沉、 两帮收敛现 象严重 ， 围岩裂隙萌生及扩展较 为迅速 ； 通过“支控 ” 一体考虑 ， 优先从 设计源 头入 手， 优化控制巷道层位 ， 并及时运用“ 浅孔 注浆” 、 “ ｕ型棚 ＋注浆 ” 、 “ 组合锚 索 ＋深 浅孔 注浆” 等进行联合 补强 支护 ， 巷 道