大跨度切眼围岩稳定性分级及变形控制研究
综采大断面开切眼支护技术探讨
Ｉ围岩破碎区 Ｉ Ｉ 塑性区 Ｉ Ｉ Ｉ 弹性 区 Ｉ ｖ原岩应力区 图 １巷道围岩变形破坏 分布图
（ ４ ）有利于巷道的快速掘进 。现代化高产 高效的采煤方法使得 煤矿企业生产接续紧张 ，巷道 的快速掘进在所难免 。 （ ５ ）巷道支 护设计需要遵循 以下原则 ，包括 ：１ ）一次支护原 则 ；２ ） 高预 应 力 和预 应 力 扩 散 原 则 ；３ ）“ 三 高 一 低 ”原 则 ；４ ） 临 界支护强度与刚度原则 。 ３大 断 面 巷道 围 岩控 制 技术 ３ ． １ 综放大断面巷道两帮煤体的控制 综放工作面顶板 、两帮 为实 体煤，巷道开挖后 ，围岩应力重新 分布， 由于两帮 的强度较低 ，煤体边缘 首先被破 坏，并逐步 向深部 扩展到弹性应力区的边界，两帮煤体从顶 、底板之 间被 “ 挤出” ，两 帮先出现拉破坏 ，底板两侧剪切断裂 ，顶板 下沉 ；随着载荷增大， 两帮破坏 严重，最后顶板离层 ，形成多层抛物拱式破坏。 提高巷帮支护强度和煤体残余强度是 大断面巷道围岩控 制的一 个关键 。合理的巷帮支护技术应能提供较大 的侧 向支 护阻力，既能 控 制两 帮 塑 性 区 与 松 动 区 域 的 发 展 ， 同时 又 能 适 应 两 帮 较 大 变 形 的 特点。一般应采用既有支护作用 ，又有加 固作用 的锚杆支 护，既可 采用高阻让压支护，应用增强可拉伸锚杆或延伸率大 的锚杆 ，达到 上述要 求：又可采用高强全长锚固锚杆 ，增大锚 固剂与锚杆 的接触 面积 ，提 高两 帮的锚 固力和强度 ３ ． ２综放大断面巷道顶板 的控制 综放 工作 面顶板为煤体 ，跨度大 ，层厚不稳定 ，层 理发 育，分 层之 间粘 结力小，巷 道开挖后顶板极易离层和破裂 ，难 以形成承载 结构 。巷道两 帮受顶 板变形影响比较大， 由于顶板、两帮变形相互 作用 ，当两 帮移 近量 大、片帮严重，引起顶板变形加剧 ，形成恶性 循环 。采用锚杆 支护 时，顶板的变 形和破坏一般超过 了常规锚杆 的 锚 固范 围，锚杆 支护 能否有 效控制 顶板，关键看能否实现锚杆 的实 际工作特征与顶板岩层 的 自承 特征 协调一致，使顶板 由载荷体变为 承载体 。要实现这一 目标 ，应在顶板离层 以前 ，及时地安装预紧力 、 刚度和工作阻力都较高 的锚杆 。结合 ｗ型钢带、菱形金属网等辅助 支护 ，可显著提 高顶板 的稳 定性。顶板岩层形成共同支护体后 ，能 将上层岩层载荷传递 到两 帮深 部，因深部岩体处于三 向应力状态 ， 承载能力高 ，可减小两帮浅部应力 ，降低两帮的维护难度 。 ３ ． ３ 大断面巷道底板的控制 综 放 工 作 面 巷 道 围岩 变 形 、破 坏 的 结 果 是 主 要 是 底 鼓 。 引起 底 鼓 的主要原 因有 ：底板岩性松 软，较 高的岩 层应 力作用等 。因此， 防治底鼓应从加 固围岩 ，降低 围岩应力 以及 防治水等方面着手 ，按 照防治措施的不 同，可分为支护加固法、卸压法及联合支护法。 支护加固法就是对底板岩层或巷 道帮 、角进 行支护或加固，从 而达到提高底板岩层 的稳定性 ，限制或减小底板 鼓起 的作用。其防 治措施 主要有底板锚杆 、帮角锚杆 、底板注浆 、封闭式支 架以及混 凝土反拱等 。在软弱底板打锚杆有两个作用 ：一 是将底板 岩层 各分 层连接 在一起组成组合梁 ，提高岩层 的抗挠 曲能力和岩层 之间的抗 剪切能力；二是采用预应力锚杆或摩擦式锚杆可 以对 围岩 施加 预应 力和摩擦 力，从而提高岩体的抗变形能力 ， 减 小底板 岩层的底鼓量 。
童亭矿10煤层综采工作面切眼综合控制技术浅谈
童亭矿10煤层综采工作面切眼综合控制技术浅谈摘要:随着矿井机械化水平的提高,综采工作面接替准备迫切需要得到保证。
论文针对童亭矿综采块段主要集中在陈楼块段10煤层,而解决10煤层综采工作面切眼大断面支护问题是巷道支护的难点,以S10717综采工作面切眼为例,浅谈综采工作面大断面切眼的支护技术。
关键词:大断面支护切眼断面切眼综合控制技术1 概述1.1 巷道地质基本条件10煤层位于S107采区深部,北部为大侯家断层1煤柱线,南部为设计的S10713工作面,东至107采区边界线,西至S109总回风巷保护煤柱。
1.2 巷道维护特点(1)S10717工作面是综采工作面,切眼断面要满足综采工作面设备的安装和运行,断面相对较大,增加了掘进的施工难度。
(2)巷道跨度大时,顶板中部易形成拉应力集中区,故施工时应加强对顶板拉应力区的预判和加强支护。
(3)切眼施工位置在10煤层中,赋存稳定,倾角较小,有利于巷道布置,可沿稳定的细砂岩顶板掘进。
(4)巷道底板基本为煤层,10煤层砂岩顶底板富水及构造裂隙水,可能会造成巷道底板强度弱化。
(5)从机巷目前施工进度来看,巷道变形较稳定,施工中应加强变形观测及记录分析。
2 大跨度巷道围岩稳定性分析对于跨度较大的巷道(S10717切眼最终跨度7.0m,高度2.8m),只有在支护强度大于0.3MPa时,才能有效控制巷道的松散变形,这是现有的单一支护形式所不能达到的,单纯使用锚杆支护,难以保证巷道不产生离层,需进一步加强支护,确保巷道围岩发生较大变形,特别是顶板离层时,支护系统安全可靠。
通过对大断面煤层掘巷围岩稳定性的分析,联系现场条件,提出要解决好如下三个问题。
(1)强化顶板,缓解两帮压力。
由于S10717工作面巷道顶板平均为18.0m粉砂岩,可以尝试大间排距锚杆支护形式,但又由于厚层细砂岩本身的不稳定性,故需要施工部分长锚索进一步对顶板岩性变化情况及时进行观测和记录。
(2)加强煤帮支护强度,有效支护顶板。
浅谈地下工程围岩稳定性与围岩控制
文章编号:1009-6825(2009)30-0111-02浅谈地下工程围岩稳定性与围岩控制收稿日期:2009-06-14作者简介:段学超(1974-),男,工程师,山西省交通建设工程监理总公司,山西太原 030006段学超摘 要:对影响地下工程围岩稳定性的自然因素进行了详细分析,讨论了围岩稳定性与围岩控制的方法与思路,介绍了围岩稳定性的监测方法和手段,论述了锚杆工作载荷与围岩稳定性的相互关系,用锚杆无损监测的方法来全程监测围岩稳定性对研究围岩稳定及工程施工具有很大的指导意义。
关键词:围岩稳定性,锚杆,围岩控制,锚杆无损监测中图分类号:T U 457文献标识码:A地下工程围岩的稳定性对工程的正常运营是至关重要的。
地下工程围岩的稳定性主要与岩石的性质、岩体的结构与构造、地下水、岩体的天然应力状态、地质构造等自然因素有关[1],并且还与开挖方式及支护的形式和时间等因素有关。
本文将对围岩稳定性监测的手段进行讨论,详细的论述利用锚杆工作载荷与围岩稳定性的关系来全程动态检测围岩稳定性的方法。
1 地下工程围岩稳定性因素1.1 岩石性质及岩体的结构围岩的岩石性质和岩体结构是影响围岩稳定性的基本因素。
从岩性的角度,可以将围岩分为塑性围岩和脆性围岩,塑性围岩主要包括各类黏土质岩石、破碎松散岩石以及吸水易膨胀的岩石等,通常具有风化速度快,力学强度低以及遇水软化、崩解、膨胀等不良性质,故对隧道围岩的稳定最为不利;脆性围岩主要指各类坚硬体,由于岩石本身的强度远高于结构面的强度,这类围岩的强度取决于岩体结构。
从岩体的结构角度,可将岩体结构划分为整体块状结构、层状结构、碎裂结构、散体结构。
松散结构及破碎结构岩体的稳定性最差;薄层状结构岩体次之;厚层状块体最好。
对于脆性的厚层状和块状岩体,其强度主要受软弱结构面的分布特点和较弱夹层的物质成分所控制,结构面对围岩的影响不仅取决于结构面的本身特征,还与结构面的组合关系及这种组合与临空面的交切关系密切相关。
一种新的大跨度洞室收敛变形监测方法探索
一种新的大跨度洞室收敛变形监测方法探索岳永峰;罗延婷;王耀邦;王泉伟【摘要】地下洞室开挖后开挖面各点都会发生位移变化,尤以断面方向变形最为明显. 因此,及时监测断面收敛变形情况并预测变形趋势,对施工及工程安全具有重要意义. 探索了一种安全高效的大跨度洞室收敛变形监测方法. 详述了监测实施方案并对误差作了分析,进而提出了减小误差的措施. 该法弥补了传统监测方法在大跨度洞室收敛变形监测上的不足,可站立于地面操作,避免了高空作业,极大地提高了监测作业效率.%The deformation would occur at every points of a cavern after excavation, especially in the transversal direction. So, the timely monitoring on the convergence deformation of cavern and further prediction of the deformation trend is significant to the engineering safety. We put forward a safe and efficient measuring method for large-span cavern. The measuring scheme is dis-cussed and the error analysis is conducted to provide error-reducing measures. The new monitoring solution overcomes some de-ficiencies of traditional method for large-span cavern as it could be applied by engineers standing on ground, so as to avoid working high above the ground and increase the measuring efficiency.【期刊名称】《人民长江》【年(卷),期】2015(046)009【总页数】4页(P5-8)【关键词】收敛变形;监测方法;误差分析;大跨度洞室【作者】岳永峰;罗延婷;王耀邦;王泉伟【作者单位】黄河勘测规划设计有限公司,河南郑州450003;黄河勘测规划设计有限公司,河南郑州450003;黄河勘测规划设计有限公司,河南郑州450003;黄河勘测规划设计有限公司,河南郑州450003【正文语种】中文【中图分类】TV698大跨度洞室一般跨度在10m以上，为保证开挖安全，多采用新奥法进行施工。
采场围岩变形与破坏监测技术研究进展及展望
未来研究方向
本次演示的研究为采动空间围岩应力监测技术的发展和应用提供了有益的参 考。在未来的研究中，可以从以下几个方面进行深入探讨：
1、完善监测设备的性能和稳定性，提高监测结果的准确性和可靠性；
2、结合先进的人工智能和机器学习技术，实现对围岩应力变化趋势的预测 和分析；
3、开展跨学科合作，综合研究采动空间围岩应力监测技术在实际工程中的 应用；
3、岩石力学参数：岩石力学参数包括弹性模量、泊松比和内聚力等。这些 参数对覆岩变形破坏规律有重要影响。当这些参数发生变化时，覆岩的位移场、 应力场和塑性区分布情况也会发生变化。
4、开挖步长：开挖步长是指每次开挖的距离。开挖步长过小会导致计算效 率低下，过大则会导致计算结果失真。因此，选择合适的开挖步长是敏感性分析 的重要问题。
三、展望未来的研究方向
随着采矿工程的不断发展，对围岩变形与破坏的监测技术也提出了更高的要 求。未来，需要进一步加强以下几个方面的研究：
1、加强对复杂地质条件的深入研究：不同地质条件下的围岩变形与破坏规 律是不同的，因此需要加强对复杂地质条件的深入研究，以便更好地预测和防止 围岩的变形与破坏。
2、开发更高效的监测技术：目前使用的监测技术还存在一些局限性，如信 号干扰、数据传输速度慢等问题。因此，需要开发更高效的监测技术，以提高监 测的准确性空间围岩应力监测技术进行了深入研究，详细介绍了一种 新型的监测方法及其应用。该方法基于应力释放原理，通过监测围岩应力的变化， 实现了对采动过程中围岩稳定性的有效评估。本次演示的研究结果表明，该监测 技术能够实时、准确地反映采动空间围岩应力的变化情况，为采取相应的防灾减 灾措施提供了科学依据。
研究方法
本次演示提出了一种基于应力释放原理的采动空间围岩应力监测技术。首先， 在采煤工作面布置监测设备，包括压力传感器、数据采集器和传输装置等。然后， 通过数据采集器实时采集压力传感器的信号，并对数据进行处理和分析。同时， 结合矿井实际工况，对监测设备的安装和标定方法进行研究，确保监测结果的准 确性和可靠性。
破碎围岩大断面切眼稳定性控制技术探讨及实践
下沉 。
４稳定性控制技术 为 了保 证 切 眼 掘进 、 作 面 安 装 过 程 中 的顶 板 稳 定 ， 定 了 以下 工 制 措 施 以保 证 切 眼 的稳 定 ：
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图 ２ 切眼顶板下沉量统计分析 １ 工 程 地质 概 况 ３ 变 形原 因分 析 Ｙ１ ０ ０ １ ２ ５工 作 面 切 眼 位 于 ２ 群煤 层 ，平 均 埋 深 １ ５０ ，厚 度 ７ ．ｍ 从 图 ２中可 以 明显 看 出 ， 眼上 口 ０ ５ ｍ 变 形 量 明 显 大 于 其 切 —１０ ６３ ， 高 ６２ 倾 角 １ — ０ ， 向起 伏 角 ８ １ 。 ， 作 面 侧 压 ．ｍ 采 ．ｍ， ５ ２。 走 —２ 工 他地段， 其原因主要为： 究 大， 顶板破碎 ， 易片帮、 冒顶， 其主要岩石力学参数见表 １ 。 ３１ Ｙ ０ ０ ． １ ２ ５切 眼 位 于 ２｝ 层 ， 顶 板 掘 进 ， 层 赋 存 条 件 复 ２ ｝煤 沿 煤 表 １ ２ 煤 力学参数 ＃ 杂 ， 板破碎 ， 顶 易破 碎 ， 眼开 挖 后 ， 板 岩 层 随 之破 坏 、 落 ， 切 顶 冒 引起 顶 板下沉。
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摘要 ： 破碎围岩环境下大断面切眼稳定 性控制是保证工作面顺利安装的 沉 量 分 别 达 到 １ ８ ７ ｍｍ、 ７ ｍｍ 和 １ ８ １Ｏ ４ ｍｍ ， １ ４号 测 站 变 化 曲 且 —
基础。以宁东矿区羊场湾煤矿 Ｙ １ ２ ５工作 面切眼为背景 ， １０ ０ 介绍 了该工作面 围岩环境、 掘进过程 中围岩变形特征， 分析 了该 大断面切眼囤岩变形原 因， 并 提 出了保证该巷道稳定性控制工艺。实践证 明， 该工艺保证 了破碎围岩环境 下大断面切眼的稳定 ， 为工作面顺利安装提供 了可靠保障。该技术在羊场湾 煤 矿 的 成 功 应 用 ， 宁 东矿 区破 碎 围 岩 大 断 面切 眼 的稳 定 性 控 制 技 术 研 究 与 为 应 用 提供 了 借鉴 ， 有 广 泛 的推 广 应 用价 值 。 具 关键词 ： 破碎 围岩 大断面 稳定性控 制工 艺 实践
隧道围岩动态变形规律及控制技术研究
隧道围岩动态变形规律及控制技术研究赵勇【摘要】基于前人既有研究成果和日本龟浦隧道围岩变形试验,结合郑西客运专线大断面黄土隧道围岩大变形的工程实践,阐述隧道施工影响下围岩变形动态规律,提出围岩变形控制的技术要点和技术措施,并提出相应的围岩变形控制建议.研究结果表明:隧道开挖后的围岩变形可分为掌子面前方的先行变形、掌子面变形及掌子面后方变形3种形式,且这3种变形是同时发生的.控制开挖工作面失稳、拱顶失稳、拱脚下沉和围岩大变形等是隧道围岩变形控制的要点.开挖过程控制和辅助工法控制是隧道围岩变形控制的重点,其中初期支护及时闭合和合理辅助工法的选取是关键.【期刊名称】《北京交通大学学报》【年(卷),期】2010(034)004【总页数】5页(P1-5)【关键词】隧道工程;围岩变形;控制要点;控制技术【作者】赵勇【作者单位】北京交通大学,隧道及地下工程教育部工程研究中心,北京,100044;铁道部工程设计鉴定中心,北京,100844【正文语种】中文【中图分类】U451.2隧道的结构体系是由周围地质体和人工修筑的支护构件组成的,并且周围地质体起着主导作用,这是与地面结构体系完全不同的.从工程结构的角度看,这种结构体系的形成是通过一定的施工过程或者说一定的力学过程来实现的,这个过程状态的变化如图1所示[1].可以看出,隧道施工就是一个开挖与支护的过程,施工过程就是应力释放与应力控制、利用和控制围岩动态变形的过程.图1 施工过程与围岩力学状态变化过程示意图Fig.1 Construction and surrounding rock mechanical state change process chart对于隧道围岩变形规律及控制技术的研究,国内外学者做了大量工作,并取得了丰富的研究成果[2-5].本文作者基于前人的研究,结合日本龟浦隧道围岩变形试验和郑西客运专线大断面黄土隧道围岩大变形的工程实践,根据实测数据总结隧道围岩变形动态规律,并提出具体的控制措施.1 隧道围岩变形动态规律大量的数值计算和现场监测资料均表明,隧道围岩变形是在开挖工作面的前方开始,而在开挖工作面后方距离d=1.5～2.0D(洞径)处的变形才与最大径向变形基本相等,这是隧道开挖引起围岩变形的一般规律.日本龟浦隧道施工时,在隧道拱顶上方2 m 的位置设一个长50 m的水平铝管,实测的弯曲应变计算变形如图2所示.图2 龟浦隧道掌子面变形监测实例Fig.2 The heading face displacement monitoring example of GuiPu Tunnel我国郑西客运专线大断面黄土隧道开挖监测数据分析的规律也大致相同.图3为2006-11—2007-09的实测数据,其中1#～8#分别对应隧道左右导洞及主洞断面上的8个测点.各分步施工引起隧道拱顶沉降占总沉降的比例分别为:超前沉降,5%～14%;导洞开挖,35%～50%;导洞开挖至全断面封闭前,40%～50%;全断面封闭后,3%～9%.可以看出,反映在掌子面前方到后方一定范围内的拱顶下沉分布规律为:隧道开挖后在掌子面前方一定范围(2～5倍洞径)产生下沉,称之为“先行变形”;在掌子面处,产生一定量的“初始变形”,此值与地质条件关系密切,约为最终变形值的20%～30%,这个变形是开挖后瞬间发生的;在掌子面后方,随掌子面的推进,产生不断增大的变形,其特点是初期的变形速度很大,而后增长的速度逐渐减缓,并趋于稳定.其变形过程如图4所示[2].图3 大断面黄土隧道双侧壁导坑法施工拱顶沉降曲线Fig.3 Vault crown settlement curve of both-side head excavating method construction in large section loess tunnel因此,隧道开挖后隧道的变形可分为掌子面前方的先行变形、掌子面变形及掌子面后方变形3种,且这3种变形是同时发生的.图4 隧道开挖围岩变形三维示意图Fig.4 Surrounding rock deformation during tunnel excavation three-dimensional chart2 隧道围岩变形控制要点隧道围岩变形控制的要点在于控制开挖工作面的失稳、坍塌,拱顶的失稳、坍塌,台阶法中拱脚下沉、失稳和围岩大变形等.2.1 控制掌子面失稳、坍塌1)倾斜掌子面.采用倾斜形状的掌子面开挖,配合掌子面喷混凝土封闭措施,可以抑制掌子面的变形,减少作业人员的风险,控制地表的下沉,大幅度改善进度和封闭时间,提高喷混凝土的品质和耐久性.2)掌子面锚杆.设置掌子面锚杆的目的是控制围岩开挖后的先行变形和掌子面变形,也是为全断面和半断面开挖创造条件.掌子面锚杆的长度一般在12～24 m之间,为开挖方便,通常采用玻璃纤维锚杆.采用掌子面锚杆技术的关键是长锚杆的快速施工工艺和配套施工机具.3)留核心土.在台阶法施工中,为了掌子面的稳定,经常采用弧形开挖法,即留核心土法.日本进行的一项研究表明:不留核心土时,掌子面挤出量超过70 mm的部分可达到掌子面前方1.3 m;而留核心土时,掌子面挤出量超过70 mm的部分只达到掌子面前方0.6 m 处.可见核心土对掌子面起到控制挤出的效果.2.2 控制拱顶失稳、坍塌控制拱顶失稳坍塌的技术要点是采用超前支护和加强初期支护.1)超前支护.根据构筑方法,超前支护通常分为短超前支护、中超前支护和长超前支护3种情况.①短超前支护:一般支护长度为2～5 m,通常采用超前小导管、插板法和预衬砌技术;②中超前支护:一般支护长度为5～10 m,通常采用中管棚(直径89 mm,长度10 m)或水平喷射注浆方式;③长钢管超前支护:一般采用长度在15～20 m、直径大于108 mm的长钢管,即大管棚超前支护,以有效控制拱顶失稳、坍塌.2)加强初期支护.加强初期支护通常有两种做法,其一是加大喷混凝土的厚度,加密钢架间距或缩小锚杆间距;其二是改变喷混凝土的性能,提高钢架的规格和采用抗拔力大的锚杆.实践证明,第二种方法更有利于控制拱顶下沉.采用初期高强度喷混凝土技术能减薄喷层厚度,有效加快施工进度,符合技术发展的趋势.2.3 控制拱脚下沉、失稳在台阶法施工中,控制拱脚下沉的方法通常有扩大拱脚、设置锁脚锚杆、临时仰拱封闭和设置横撑等方法.日本近期开发出了利用弯曲钻机,设置弯曲形脚部钢管桩或采用高承载力的脚部支撑钢管来控制钢架的下沉,效果较好,如图5所示.另外,也可用喷射混凝土来加固拱脚,如图6所示.图5 控制隧道拱脚下沉失稳的曲线形钢管桩工法Fig.5 Shaped form pipe pile method for controlling tunnel arch springing subsidence instability图6 控制隧道拱脚下沉失稳的拱脚喷射混凝土工法Fig.6 Shotcrete method for controlling tunnel arch springing subsidence instability2.4 控制软岩大变形通常认为初期变形速率快、变形值大、长时间无收敛趋势,且超过预计变形值的变形,可以称为“大变形”.这种围岩一般为软弱围岩,这种变形也通常被称作“软岩大变形”.控制软岩大变形的方法有:①在喷混凝土中设置伸缩缝来吸收一部分变形;②采用长锚杆(8～15 m)来控制围岩的后期变形;③采用掌子面锚杆控制围岩的先行变形等.这些方法对解决大变形问题起到一定的作用,特别是长锚杆和掌子面锚杆.日本在东海道新干线的饭山隧道(长22.2 km)的大变形地段试验,采用多重支护方法取得了成功.多重支护方法的特点是:不需要进行反复扩挖和反复支护,即没有拆除顶替已经承载的支护构件和对围岩的多次扰动的问题,留出充分的变形富裕值,先释放一部分变形进行第一次支护,然后继续释放变形.第一次支护达到极限状态后,再继续第二次支护,必要时可继续第三次支护,将变形控制在容许范围之内.多重支护的基本观点是:容许一次支护变形,以减轻作用在二次支护的土压,并在最内侧形成健全的壳体,使整个支护稳定.因此,二次支护的设置最好在围岩内应力释放到某一程度后实施.3 隧道围岩变形控制技术3.1 开挖过程控制隧道开挖后,随着时间的推移,变形也在发展.一般说,开挖过后,变形发展很快,即初期变形速度很快,而且变形值也比较大,如果能够控制住初期的变形速度,就可以控制隧道围岩的松弛.因此通常强调开挖后要迅速喷射混凝土,迅速架设钢支撑,其目的就是要求初期支护及时闭合.另外需要关注的是从开挖到初期支护全断面闭合的时间.在复杂地形、地质条件下,从开挖到全断面初期支护的闭合时间,要求越短越好.闭合距离也是越短越好.因为,初期支护全断面闭合的过程,就意味着隧道围岩变形逐渐趋于稳定的过程.而闭合距离,基本上要求在距掌子面2～3倍隧道开挖跨度之内,甚至更短一些.因此,有效控制隧道围岩变形的开挖方法,应该是首选全断面法,其次是短台阶法.总之,开挖分部越少,封闭时间越短,变形就越小.3.2 辅助工法控制以改善围岩条件为目的而采用的辅助或特殊工法称为辅助工法,如图7所示.隧道开挖中最危险的应力释放面是掌子面和一次开挖长度的无支护区间.为了控制其危险度,了解地下水分布状况和掌子面前方围岩的动态是非常重要的.图7 辅助工法概念示意图Fig.7 Assistant construction method concept chart 在隧道围岩变形及控制技术措施中,辅助工法占据重要地位.常用稳定掌子面的辅助工法有:超前锚杆、超前长钢管、掌子面喷混凝土、掌子面锚杆、脚部补强锚杆、临时仰拱等.在地下水处理中常用排水钻孔等工法.在控制地表下沉对策中有:长超前钢管、管棚等.在地下水对策中有:排水钻孔、降低地下水位、排水坑道等工法.4 隧道围岩变形控制建议隧道施工主要分为开挖和支护两大工序,变形控制是开挖和支护中的技术关键点.开挖是应力释放的过程,不同的开挖方法,应力释放的过程及程度也是不同的.支护则是应力控制的过程,不同的支护方法应力控制的过程和程度也是不同的.除开挖、支护作业外,其他作业都是辅助性的,如运输、排水、通风、量测、地质超前预报等.但这些作业也是左右开挖、支护成败的关键,不能忽视.因此,控制隧道围岩变形的关键措施主要指开挖、支护过程中控制围岩变形的措施及必要的辅助作业工法.在隧道施工过程中,开挖和支护是密切相关的,根据围岩地质情况,其关系可大致分为只挖不支、先挖后支和先支后挖3种情况.1)只挖不支,适用于坚硬、自支护能力比较高,应力释放后能够自行控制稳定的围岩,围岩级别为Ⅰ级、Ⅱ级.关键技术:减少爆破振动和少扰动的开挖技术.基本措施建议:控制开挖进尺,控制一次起爆炸药量,采用电子雷管,采用机械开挖或机械与爆破并用的开挖方法.2)先挖后支,适用于一般地质条件,围岩级别为Ⅲ级、Ⅳ级.关键技术:加强初期支护控制围岩的松弛、坍塌,确保开挖工作面的稳定.基本措施建议:采用全断面法或超短台阶法,提高初期支护的支护效果,控制隧道围岩变形的发展和收敛;严格控制各开挖工作面的步距,尽快闭合;提高机械化程度,缩短各单项作业的时间.3)先支后挖,适用于特殊地质、地形条件,一般用于软岩大变形、掌子面或拱脚易失稳、底部鼓起等情况,围岩级别为Ⅴ级、Ⅵ级.关键技术:加强超前预支护,确保开挖工作面稳定,控制围岩松弛、坍塌,提高围岩的自支护能力.基本措施建议:采用掌子面超前锚杆、喷混凝土封闭掌子面、倾斜掌子面或留核心土的施工方法;超前管棚、管幕、插板等超前支护;加强初期支护,采用高强度、高刚度喷混凝土技术;采用锁脚锚杆等控制拱脚下沉.只挖不支的场合主要是控制爆破振动,采取减少围岩扰动的施工方法;先挖后支的场合主要是控制掌子面后方的变形,采取加强初期支护和快速封闭的施工方法;先支后挖的场合重点是控制掌子面前方的变形和掌子面变形,采取超前预支护、掌子面支护和掌子面后方支护,及时封闭的措施和工法.5 结语1)隧道围岩变形包括掌子面前方的先行变形、掌子面变形及掌子面后方的变形,其中掌子面变形是隧道开挖过程围岩变形发展的重要阶段,是隧道围岩变形控制的重点.2)隧道围岩变形控制是隧道围岩稳定性控制的核心,要采取系统的控制措施.既要控制掌子面前方的先行变形,又要控制掌子面和掌子面后方的变形.3)隧道围岩变形控制的要点在于控制开挖工作面失稳、拱顶失稳、拱脚下沉和失稳及围岩大变形等几种形式.4)隧道围岩变形控制重在开挖过程控制和辅助工法控制,其中初期支护及时闭合和合理辅助工法的选取是控制隧道围岩变形的关键.5)隧道开挖和支护相互作用关系可分为只挖不支、先挖后支和先支后挖3种情况,且每种情况有其关键技术和建议的基本措施,在隧道施工过程中,应根据围岩条件和工程特点选定合理的工序.参考文献:[1]关宝树.隧道力学概论[M].成都:西南交通大学出版社,1993.GUAN Baoshu.Generality of Tunnel Mechanics[M].Chengdu:Southwest Jiaotong University Press,1993.(in Chinese)[2]王梦恕.地下工程浅埋暗挖技术通论[M].合肥:安徽教育出版社,2004.WANG Mengshu.Technology of Shallow Tunnel Excavation[M].Hefei:Anhui Education Press,2004.(inChinese)[3]张顶立,王梦恕,高军,等.复杂围岩条件下大跨隧道修建技术研究[J].岩石力学与工程学报,2003,22(2):290-296.ZHANG Dingli,WANG Mengshu,GAO Jun,et al.Research on Construction Technology of Large Span Tunnel in Complex Rock[J].Chinese Journal of Rock Mechanics andEngineering,2003,22(2):290-296.(in Chinese)[4]吕勤,张顶立,黄俊.城市地铁暗挖施工地层变形机理及控制实践[J].中国安全科学学报,2003,13(7):29-34.LU Qin,ZHANG Dingli,HUANG Jun.Mechanism of Stratum Deformation and Its Control Practice in Tunneling Urban SubwayAt Shallow Depth[J].China Safety Science Journal,2003,13(7):29-34.(in Chinese)[5]岳广学,何平,蔡炜.隧道开挖过程中地层变形的统计分析[J].岩石力学与工程学报,2007,26(增2):3793-3803.YUE Guangxue,HE Ping,CAI Wei.Statistic Analysis of Stratum Deformation During Tunnel Excavation[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2007,26(S2):3793-3803.(in Chinese)。
综采大断面切眼锚网索支护技术研究
１２ ６综采 工作 面 切 眼设计 断 面为矩 形 ，采 用 ６ ３
钻眼爆破一次施工 ７ ２ 。为保证煤体的完 ．ｍ× ．ｍ ０ ６ 整 ，迎 头 爆破 采 用 “ 打浅 眼 、放 小炮 ” ，在 两帮 预 留 ２０ｍｌ的煤体 ，刷帮采用镐刨 ，防止造成支护 ０ ｉ ｌ
…
应力 区；经 打钻取芯 探测 ：直 接顶厚 度 ，切 眼上 口
为 ２ ，切眼下 口为 ８ ．Ｉ ２ｎ ．ｍ，巷道顶板完整性差 ； ８ 煤层硬度大 ，裂隙极发育 ，煤层稳定性差 ，施工坡 度 ＋２ 。 ，采用 钻爆法 ，输送 机跟头 运输 施工 。故 ｌ 该切眼属于大跨度、高地应力不稳定煤层，围岩稳 定性 控制 问题 ，关 键技术难 度 是大跨 度 切眼顶 板 的 安全 控制 。 ２３ 大跨 度切眼 围岩支 护机理 和稳定 性分 析 ． 该切 眼宽 ７０ｍ、高 ２６ｍ，属于 跨度 较大 的巷 ． ．
２２ 切 眼特点 ．
技术 ，利用其长度优势可穿过围岩松动圈或破碎带
达到 深部稳定 围岩 中 ，加上 施 以较大 的预 应力 形成 明显 的主动支 护 ，使 围岩变 形得 到有 效控 制 ；长锚 索与短锚 杆相结 合支 护方式 ，实 质上 是把 短锚 杆范
该 切 眼跨 度 大 ，埋深 ５ ０ｍ，采深 大 ，属 于高 ８
两 帮配 ３ ０ｍ ０ ｍ×２ ０Ｉｎ×５ ｌ 托 板 ，塑 料 网 ０ ｌ Ｔ Ｉ ０ｉ ｎ木 ｎ
２４ 施 工及 支护方 案 ．
２４ 施工 方案 ．１
联合 支 护 ，锚杆 间排 距 ７ ０ｍ ０ ｍ×７ ０ｌｎ ０ ｉ，锚 杆 锚 ｎ 固力不 小于 ９ Ｎ，螺母 拧 紧力 矩 ≥１０ ｍ，每 根 ０ｋ ５Ｎ・ 锚 杆采 用 ２支 Ｚ ３０型树 脂药卷 锚 固。 ２６
围岩稳定性指数分类法
围岩稳定性指数分类法现代社会，岩土工程施工现场一般都面临着复杂的岩土各种类型的复杂情况，而在施工过程中必须正确估算和管控工程过程中出现的围岩稳定性，才能确保施工安全并达到设计目的。
而围岩稳定性指数分类法则提供了一种有效的工程管控手段，以便预测和控制施工安全性。
围岩稳定性指数分类法是将岩土稳定性指数进行分类，根据围岩稳定性质量建立了一个将岩土分类的基础，以便实施工程管控。
该类型指数分类法是基于经验所制定的，广泛用于大、中型工程，在围岩稳定性的基础上进行的，它的主要思想是将岩土稳定性指数根据它们的物理和力学性质分为三个类型，即安全系数类型、抗剪类型和坡度类型，这三类指数的特性和要求分别是：1.安全系数类型：该类型的指数主要表达的是岩土稳定性的程度，它的安全系数越大则表明围岩稳定性越高，岩土安全系数计算参数有：地基沉降应力、岩体抗剪强度、岩体摩擦角、岩体坡度角以及岩土物理材料。
2.抗剪类型：该类型的指数主要表达的是岩土抗剪强度程度，它的抗剪密度越大则表明围岩抗剪强度越高，抗剪强度计算参数有：坡度角、地基沉降应力、岩体抗剪强度、岩体摩擦角以及岩土物理材料。
3.坡度类型：该类型的指数主要是表达的是岩土坡度角程度，它的坡度角越大则表明围岩稳定性越高，坡度角计算参数有：坡度角、地基沉降应力、岩体抗剪强度、岩体摩擦角以及岩土物理材料。
这三类指数分别体现了岩土稳定性的总体评价，根据安全系数、抗剪密度和坡度角，可以将岩土分为三个等级：稳定等级、中等等级和不稳定等级，每种类型的岩土具有不同的稳定性特征，各等级也有不同的要求：稳定等级要求：安全系数≥1.2，抗剪密度≥1.0，坡度角≤45°；中等等级要求：安全系数≥1.1，抗剪密度≥0.8，坡度角≤50°；不稳定等级要求：安全系数<1.1，抗剪密度<0.8，坡度角>50°。
由于围岩稳定性指数分类法与岩土物理和力学性能有关，它们在施工过程中要求估算和控制岩土稳定性，即安全系数、抗剪密度和坡度角的变化。
大跨度工作面切眼顶板支护方法
大跨度工作面切眼顶板支护方法摘要：在矿井1310工作面切眼施工时，根据以往切眼施工后巷道位移情况，通过对切眼支护方法的优化设计，提高了大跨度下切眼巷道的稳定性，减少了巷道顶底板位移量，保证了工作面的正常安装。
关键词：大跨度切眼；顶板；支护1概述1310工作面位于郭家河井田西翼采区边界附近，是矿井Ⅰ盘区最后一个回采工作面，设计长度3740m，2021年5月，矿井根据1310切眼设计开始施工切眼。
1310切眼设计标高+581.2-644.4m，地面标高+1235-1310m，最大埋深728.8m，最大水平主应力高达26.3MPa[1]，垂直地应力为19.68MPa[2]。
因工作面靠近盘区边界，且埋深较深，同时结合1309工作面回采时支架工作阻力情况，考虑兼顾矿井Ⅱ盘区支架的使用，1310工作面对“三机”设备进行了重新选型及采购，根据最新设备尺寸，1310切眼设计斜长267.5m，设计宽度11m，其中煤机窝位置宽度12.1m，上下口附近最大宽度12.5m，平均角度13度，采用综掘工艺分两次进行施工。
2工作面切眼支护设计2.1切眼支护设计1310工作面切眼设计由矿研究所负责，包括一次掘进和二次刷扩共两部分，其中一次掘进宽度6350mm，掘进高度3900mm；二次刷扩宽度4650mm，刷扩高度3900mm。
采用锚网带索联合支护，切眼老塘侧及顶板锚杆采Φ22×2400mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，顶板锚杆间排距850×800mm，帮部锚杆间排距850×800mm，锚杆托板为150×150×10mm钢板制作。
锚索采用Φ21.8×8300mm钢绞线，间排距1100×1600mm，锚索托板260×260×10mm钢板制作，1310切眼设计平面图、断面图如图1、图2所示。
图11310切眼设计平面图图21310切眼设计断面图2.2切眼上下口大跨度处支护设计1310切眼上下口采用锚吊梁施工工艺进行顶板加固支护，此段巷道顶板支护锚索与锚吊梁交替施工，支护锚索与锚吊梁排距0.8m，锚吊梁施工要求顶板接实刹紧，保证锚索预紧力。
三软煤层大跨度综采工作面切眼支护技术
性 能 ， 强 围岩整 体性 和支 护体强 度 ， 高 围岩 自身 增 提 承载能力 ； 杆 、 索 的作 用力 互 相 叠 加 ， 胶 结 围 锚 锚 与
岩组成新 的“ 承载层 ” 充 分 发挥 围岩 自身 的承 载 能 ，
了单产 水平 ， 进 了“ 高 ” 井建 设 ， 济 效 益 和 社 会 效 益 显 著 。 促 双 矿 经
关键词 ： 软煤层 ； 三 大跨 度 综采 工 作 面 ； 护 支
中 图分 类号 ： Ｄ ５ Ｔ ３５ 文 献标 识 码 ： Ｂ 文章 编 号 ：０ ３— ５ ６ ２ １ ） １— ０ ８— ３ １０ ０ ０ （ ０ １ １ ０５ ０
次施 工 ， 先掘 单 切 眼 ， 扩 双 切 眼 。顶 板 采 用 Ｍ Ｇ 再 Ｚ
型液 压锚 杆钻机 ２ ｍ 钻头 和 ２ ｍ 六方 中空 ７ｍ ４ｍ 钻杆 打顶 锚杆孑 和锚 索孔 ， Ｌ 搅拌 树脂 药卷 ， 安设顶 板
切眼， 棚距 ０ ６ ｍ。为 降 低 巷 道 支 护材 料 费 和 维 修 ．
力， 使锚 杆 、 索 支 护 的主 动性 、 时性 、 让性 、 锚 及 可 互 补 性得 到充分 发挥 ， 大提高 支护效 果 。 大
护顶板 ， 防止顶 板悬露 时 间过长 ， 使顶板 发 生变形离 层 。④ 小循 环掘 进 ， 临时支 护及 时到位 ， 由于 己三采
区煤层 为典 型三 软 煤 层 ， 板 围岩 层 理 、 理 、 隙 顶 节 裂 发育 ， 风 化掉 落 。 因此 ， 工 时 ， 环 进度 控 制在 易 施 循
产被动 ， 无法 满 足巷道 正常 安全使 用 。
为彻底 解决 制约矿 井 三软煤 层大跨 度综 采工作
煤矿大断面切眼两次掘进成巷支护技术
煤矿大断面切眼两次掘进成巷支护技术作者：张文龙来源：《中国化工贸易·下旬刊》2019年第02期摘要：某煤矿2105工作面存在8m宽的工作面，在掘进的过程中多数存在着支护困难和围岩变形等众多问题。
在实际工作的工作中先要确定具体的地质条件，之后再以大断面的切眼为基础来有效地实现掘进成巷技术，并在之后提出合理的支护参数。
而实践的结果也表明，不仅使得两个工作面大断面的切眼的掘进取得了较好的支护效果，而且整体巷道围岩的变形情况被有效的改善。
整体巷道顶板下沉和底板固体的量都已经被维持在一定的量，以便在之后更好地保证了整体围岩的稳定性。
关键词：煤矿大断面;两次掘进技术;成巷支护技术1 工作面的基本概况某煤矿2105的工作面北接东边470进风大巷，东边邻S3-12工作面，南边邻S3采取轨道下山的延伸段。
整个工作面处于比较特殊的地理位置，而工作面的切眼则位于3号煤层。
煤层的平均厚度为5.94m，内部夹矸的厚度为0.16m。
在实际工作的过程中哦你，一次将切眼的长度设计为276m，将其宽度设置为4.6m，将其高度设置为3.6m。
二次切眼设计的长度为276m，巷道的宽度为3.6m，巷道的高度为3.6m，净断面的面积被设计为12.26m2。
整个工作面顶部的岩石非常软弱，因此，也非常容易在加工的过程中出现冒顶的现象。
其中，3号煤矿上部有超过5个砂层含水，而7号和8号含水层距离3号煤矿的距离尤其近，且内部的含水量也较少，但好在在掘进的过程中不会对巷道的掘进产生较大的影响。
但是该工作面接近陷落柱的边缘，整体淋水量介于3m3-7m3之间。
工作面内部3号煤矿底板的高度介于+430-+480m之间。
整个煤矿的奥灰水位的标准高度为+640m，能够在操作的过程中承受160-220m高的水柱，属于承受压力较大的开采区。
从整体发展的过程来看，工作面的周边存在着许多突水的因素。
所以在掘进的过程中一定要考虑其他方面的诸多因素。
2 大断面切眼所具有的不利因素2.1 工作面属于超大断面整个工作面切眼的净断面高达27m2，这样一个值已经超出了一般巷道断面的16.5m2。
煤矿综采“1+2”切眼扩安一体化工法的探索与应用
煤矿综采“1+2”切眼扩安一体化工法的探索与应用摘要：为了明确综采、综放工作面切眼刷大期间顶板支护管理，采用“1+2”切眼扩安一体化工法，并使用两架垛式支架在顺山支架由顺山调为走向的过程中，对顶板进行补强支护，达到安全高效刷大、安装的目的。
本文对信湖煤矿818综放工作面切眼刷大、设备安装的具体过程进行分析论证，通过创新、实践达到工作面切眼在刷大期间顶板的有效支护、设备的快速安装，总结并提出关于工作面切眼刷大期间顶板支护的建议及措施。
从而为工作面设备的安全、高效安装提供参考。
关键词：“1+2”切眼扩安一体化；垛式支架；切眼刷大；顶板管理综采、综放工作面切眼刷大期间，巷道断面跨度大、围岩变形量大，传统的采用单体支柱配合铰接顶梁对巷道顶板进行支护，每班需安排专人对卸载单体进行补液或更换，遇到大倾角、大采高工作面，打设单体棚施工难度大、安全系数低、劳动效率低下，且不能有效支护工作面顶板，巷道围岩变形量大。
在工作面切眼刷大期间，顶板的管理是极其重要的。
针对切眼刷大期间顶板管理困难，对信湖煤矿818综放工作面切眼支护方式进行分析论证，从而总结经验，提供思路。
1.信湖煤矿818综放工作面概况1.1地质概况。
818切眼施工段81煤厚3.76～4.06m，平均3.87m；82煤厚2.6～3.0m，平均2.8m；81～82煤层夹矸为泥岩，厚1.76～2.23m，平均1.94m；其中 81煤直接顶为泥岩，厚0.96～5.62m，平均2.88m；老顶为细砂岩，厚11.74～16.98m，平均14.04m；切眼跟81～82煤层夹矸施工。
1.2支护概况。
切眼导硐侧采用“36U平顶棚+锚索梁+锁腿支护+顺山支架加强支护”，导硐侧为梯形断面，净宽（腰）×净高（中）=4900×3600mm。
刷大前，采用31架型号为ZF10000/18/36D型液压支架，沿导硐切眼待刷扩侧顺山支设一排支架用于补强支护导硐顶板，首尾相连，间距≥5.3m。
11_(上)401工作面巷道支护方案设计与应用
172021年第4期闫 东：11 401工作面巷道支护方案设计与应用11上401工作面巷道支护方案设计与应用闫 东（山西煤炭运销集团泰山隆安煤业有限公司，山西 忻州 034000）摘 要 为控制巷道围岩变形，结合11上401工作面进风顺槽井下巷道围岩性质等实际条件，提出采用锚杆+锚索+钢筋焊结网的支护方案。
实践表明：采用该支护方式在掘进施工完成后20 d 内巷道两帮移近量在40 mm 左右、顶底板移近量在80 mm 左右，20 d 以后巷道围岩基本处于稳定状态。
关键词 煤巷；支护；设计中图分类号 TD353 文献标识码 B doi:10.3969/j.issn.1005-2801.2021.04.007Design and Application of Roadway Support Scheme for No.11upper 401 Working FaceYan Dong(Taishan Long'an Coal Industry Co., Ltd. of Shanxi Coal Transportation and Marketing Group,Shanxi Xinzhou 034000)Abstract : In order to control the deformation of roadway surrounding rock, combined with the actual conditions such as the nature of roadway surrounding rock of the No.11upper 401 working face, the supporting scheme of bolt + anchor cable + steel welded mesh is proposed. The practice shows that with this support method, within 20 days after the completion of the excavation construction, the two sides of the roadway approach is about 40 mm, the roof and floor approach is about 80 mm, and the surrounding rock of the roadway is basically in a stable state after 20 days. Key words : coal road; support; design收稿日期2020-11-18作者简介 闫东（1972—），男，山西河曲人，采矿工程师，现任山西煤炭运销集团泰山隆安煤业有限公司副总经理，主要从事煤矿安全管理、基建技术管理工作。
综放工作面大跨度切眼支护技术研究及应用
ቤተ መጻሕፍቲ ባይዱ
Ｆｕ ｌ ｌ ｙ ｍｅ ｃ ｈ ａ ｎｉ ｚ ｅ ｄ ｃ ａ ｖ ｉ ｎｇ ｆ ａ ｃ ｅ ｌ ａ ｒ ｇ ｅ ｓ ｐａ ｎ ｏ ｐｅ ｎ— — ｏ ｆ ｃ ｕｔ ｓ ｕｐ ｐｏ ｒ ｔ ｉ ｎｇ
２ ０ １ ３ 年 第５ 期
童 娃ｊ ｉ ； 舛技
９
综 放 工 作 面大 跨 度 切 眼支 护 技 术 研 究及 应 用
张 久 里
（ 济宁矿业集 团有限公司 ， 山东济宁 ２ ７ ２ ０ ０ ０ ）
摘 要 利用高 强预应 力锚杆 ＋ｗ 钢 带配合 支护， 形成组合梁， 然后利用 长度合适 的锚 索穿入稳定岩层形成悬 吊梁 ， 最后利用单体液压支柱 在
１ 工作 面概 况 １ ３ ０ ７综 放 工作 面 切 眼 ， 为矩 形 ， 荒高 ３ ． ２ ｍ， 净 高 ３ ． ０ ｍ， 荒宽 ７ ． ８ ｍ， 净宽 ７ ． ６ ｍ， 荒断面积 ２ ４ ． ９ ６ ｍ ， 净断 面积 ２ ２ ． ８ ｍ 。切眼长度 ２ １ ３ ｍ， 沿３ ＃ 煤层底 板掘 进 ， 埋 藏深 度 一５ ６ ０一 一６ ２ ０ ｍ。煤 层 倾 角 １ ９ 。～２ ５ 。 ， 平 均 ２ １ 。 。煤层普氏硬度系数 ｆ ＝１ ． ５ ， 中硬 。煤 层伪 顶 ０～ ０ ． ２ ｍ， 平均厚度为 ０ ． １ ｍ， 灰色泥岩 ， 易脱落 。老顶 为砂 岩， 一般 ３～１ ２层 ， 平均 ６层 ， 总厚度 １ ３ ． ８～ ４ ８ ． １ ｍ， 平
２ 支 护方 案
按照 设 计 ， １ ３ ０ ７工 作 面 安 装 时 端 头 支 架 选 用 Ｚ Ｆ Ｇ ７ ５ ０ ０ ／ ２ ０ ／ ３ ２型液 压 支 架 ， 正常支架选用 Ｚ Ｆ ７ ２ ０ ０ ／ １ ８ ／ ３ ２型液压支架 ， 其主要技术参数分别如下 ： （ １ ） 端头支架 支架型号 ： Ｚ Ｆ Ｇ ７ ５ ０ ０ ／ ２ ０ ／ ３ ２型放顶煤 液压支架 支撑高度 ： ２ ０ ０ ０～ ３ ２ ０ ０ ｍ ｍ； 支架宽度 ： １ ４ ９ ０～１ ６ ６ ０ Ｂ ｉ ｎ ； 支架长度 ： ６ ７ ２ ０～ ８ ７ ５ ０ ｍ ｍ；
跨度5.0m切眼复合破碎顶板稳定性控制原理与应用
为走向巷宽 ；
安全系数。
２ 支护设计
３０ 切眼采用锚带 网 ＋ 索联合 支护 ， ４８ 锚 锚杆排距 ８０ ｍ。正 常断面使用 ３ ０ｍ “ 型钢 带压金属菱形 ０ｒ ａ ． Ｍ” 网护顶 ， 顶板使用 ￣ ０ ｍ、 ２ ｍ 长度 ２ ０ ｍ 的全螺纹钢等 ５０ ｍ 强锚杆 ， 两帮使用 ￣１ｍ 长度 ２０ ｒ ８ ｍ、 ００ ｍ的全螺纹钢等 ａ 强锚杆 ， 锚索排距 １ ６ ． ｍ。巷道第 一次施 工完 毕后 ， 再 进行第二次开 宽将切 眼开宽 至净 宽 ５ ０ｍ， ． 巷道 开宽 时使用 ２ ０ｍ “ 型钢带（ 图 １ 。 ． Ｍ” 见 ）
１ ２ 锚 索 作 用 机 理 ．
（） ２
式 中：一 直接顶厚度 ；
对于复合顶板 ， 由于顶板岩层性质 差异很 大 ， 体 整 性差 ， 杆的成拱作用 较小 ， 岩支护体 的抗 变形能 力 锚 锚 较低。当围岩变 形 压 力 较 大 时 （ 断层 带或 采 动 影 如 响 ） 可能致使锚岩支护 体产生 过大的变形而失稳 。因 ， 此， 复合顶板锚杆支护巷道有必 要采 取加强支护 。 锚 索的作用力 主要 是来 自普通锚杆锚 固岩层 的重 量。从锚索发挥 作用来 看 ， 索 的悬 吊作用 更适 合 于 锚 回采煤 巷顶板 的加强 支护 ， 因为 回采煤 巷允 许 围岩 变 形大 ， 少量锚索 的悬 吊作用 可 以控制 顶板 的稳 定 。所 以， 煤巷锚索加 强支 护应使用 端 头锚 固锚 索 。小直 径 钻孔树脂锚 固锚索具有安装方便 、 固效果好 、 锚 性能可 靠等特点 ， 回采 巷 道锚 带 网巷 道加 固 的首选 形 式 。 是 在锚杆受到挤压变 形稳 定后 ， 过 锚索作 用对 巷道 进 通 行加固 ， 从而保证平衡拱 的相对稳定 。
7m大跨度切眼综合支护技术研究
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图 １ 切 眼支 护设 计
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ｌ ４５— １ ４６．
传 统 的 染 色 方 法 是 将 萃 取 后 的 染液 直 苏 木 染 色 样 品 ， 良好 的耐 洗 和 摩 擦 牢 度 。 有
Ｓｃｉ ｅｎｃｅ ａｎ Ｔｅｃｈｎ ｏ Ｉ ｏｖａｔｏｎ ｄ ｏｌ ｇｙ ｎｎ ｉ Ｈｅｒ ｌ ａｄ
Ｑ：
研 究 报 告
７ ｍ大跨度切眼综合支护技术研 究①
王晓辉 成 玉 飞 （ 开滦 能源 化工股 份公 司范各 庄矿 业分公 司 河北 唐 山 ０ ３ ０ ； ２ 河北 工业 大学体 育部 天津 ３ ０ ０ １． ６ １９ ． ０１ ） ３ 摘 要 ： 据范各庄 矿８ 煤２ ８ 工作 面围岩顶底板地 质 条件和现场 调查 ， 出了大跨度 切眼预应 力组合锚 冈索＋ 根 号 ４９ 提 单体柱 的综合支 护设 计 方案 。 场工业 性试验 和 矿压观 测表 明 ， 现 范各庄 矿采 用预 应 力锚 同锚 索综合 预应 力支 护结 构能够控 制 大跨度 切眼 圈岩 的稳定 。 关键词 ： ｍ大跨度 切眼 颓应 力 综合支护 ７ 中 图分 类 号 ： Ｄ ３ Ｔ ３ ５ 文 献 标 识 码 ： Ａ 文章 编号 ： ６ ４ ０ ８ （ ０ ｏ ｏ （） ０ ０ － ２ １ ７ — ９ ｘ ２ １ ） ５ ｂ－ ０ １ ０
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第４ ７卷 第６ 期
ｄｏ ｉ ：１ ０ ．１ １ ７ ９ ９ ／ｃ ｅ ２ ０１ ５ ０ ６ ０１ ６
炭
工
程
Ｖｏ １ ． ４ ７ ． Ｎｏ ． ６
Ｃ ＯＡＬ Ｅ ＮＧＩ ＮＥ ＥＲ Ｉ ＮＧ
大 跨 度 切 眼 围 岩 稳 定 性 分 级 及 变 形 控 制 研 究
马 占元
（ 大同煤矿集团有限责任公司 晋华宫矿 ，山西 大 同 ０ ３ ７ ０ ０ ３ ）
摘
要 ：以晋 华 宫矿 ４ ０ ２盘 区 ８ ２ ０ ６综采 面切 眼 为研 究对 象，提 出 了顶 板 离层 率、 围岩 松 动
系数 及 顶板 裂 隙发 育度 ３个 围岩稳 定性 控 制指标 ，分别对 ３个控 制 指标进 行 科 学合 理 分级 。借 助 ３个控 制指 标分 级 ，并结合 矿 井顶 板 的基 本 性 质 和特 点 ，将 切 眼 围岩 控 制 支护 难 度 划 分 为 六级 ，
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中图分类 号 ：Ｔ Ｄ ３ ５ ３
文献 标识码 ：Ａ
文章 编号 ：１ ６ ７ １ — ０ ９ ５ ９ （ ２ ０ １ ５） ０ ６ － ０ ０ ４ ９ － ０ ４
Ｓ ｔ ｕｄ ｙ ｏ ｎ Ｓ ｕｒ ｒ ｏ ｕｎ ｄｉ ｎ ｇ Ｒｏ ｃ ｋ Ｓ ｔ ａ ｂｉ ｌ ｉ ｔ ｙ Ｃｌ ａ ｓ ｓ ｉ ｉｃ ｆ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ ａ ｎｄ Ｄｅ ｆ ｏ ｒ ｍａ ｔ ｉ ｏ ｎ Ｃｏ ｎｔ ｒ ｏ ｌ ｏ ｆ Ｌａ ｒ ｇ ｅ— — Ｓｐ ａ ｎ Ｏｐｅ ｎ— — Ｏｆ ｆ
通 过运 用计 算和 分级表 判 定 ８ ２ ０ ６切 眼 围岩 支护 难度 为二级 （ 难 支护 型 ） 。提 出了 “ 三位 一体 ” 综
合 支护体 系 ，并 阐述 了其控 制 方法和作 用。对 ８ ２ ０ ６综采 面切 眼 支护试 验 结果 表 明 ：“ 三 位 一体 ”
综合 支护体 系对 围岩控 制效 果显 著 ，为矿 井相似 条件 切 眼 围岩 控制 提供技 术 借鉴 。 关键 词 ：大跨 度切 眼 ；顶板 离层 率 ； 围岩松 动 系数 ；顶板 裂 隙 ；“ 三位 一体 ” 综合 支护 体 系
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