深井软岩巷道破坏机理与围岩控制技术研究

深井软岩巷道破坏机理与围岩控制技术研究

李智峰

（黑龙江科技学院，黑龙江哈尔滨150027）

摘

要

矿井开采进入深部以后，原有的支护方式及支护强度已很难适应深井煤巷的变形特征，巷道围岩变形根本无法满足矿井安全生产的

需要。该文通过对深井软岩巷道的变形破坏机理，采用锚杆为主的联合支护技术，实现了深井软岩巷道围岩控制的长期稳定，也为该类巷道推行锚杆联合支护技术提供了参考和借鉴。关键词

深井

软岩

锚喷支护中图分类号TD327

文献标识码

A

*收稿日期：2012－02－27

作者简介：李智峰（1972－），男，辽宁彰武人，中级职称，毕业于黑龙江科技学院计算机科学与技术专业，大学本科。现为黑龙江科技学院安全工程学院教师，主要从事科研管理和煤矿安全方面的研究工作。

随着煤矿开采强度与范围显著增加，巷道布置出

现了以下发展方向：（1）在巷道层位方面，永久性巷道从岩巷向煤巷发展，以提高掘进速度，缩短建井周期；放顶煤开采技术的广泛应用，使得回采巷道从岩石项板煤巷向煤层项板巷道和全煤巷道发展。（2）在巷道断面形状与大小方面，拱形断面向矩形断面发展，以提高掘进速度与断面利用率，回采巷道有利于采煤工作面的快速推进；小断面向大断面发展，以满足大型采掘设备与高开采强度的要求。（3）在回采巷道数量方面，单巷布置向多巷发展，以满足高瓦斯矿井及大型矿井运输、通风的要求。（4）从巷道赋存条件方面，埋深从浅部向深部发展，简单地质条件向复杂地质条件发展，特别是深井软岩巷道围岩控制问题，增加了巷道支

护难度，对支护技术提出更高、更苛刻的要求

［1－3］

。因此，本文从深井软岩巷道破坏机理，针对具体实际情况确定巷道支护方式和技术参数，通过现场工业试验获得良好的技术经济效果。1

深井软岩巷道破坏机理

随着开采深度的增加，地应力也随之增加，由于围岩强度小，巷道围岩应力状态达到或超过岩石的塑性变形临界或强度极限，要达到一个新的平衡，必须由深部岩石来承载巷道动压，当一个平衡点被破坏，就要求有一个新的平衡点来支持，这样必然造成巷道围岩松动圈增大，由浅入深，因而巷道收敛变形量急剧增加，稳定性差，给巷道稳定性控制带来困难。1．1深井巷道矿山压力

深井巷道稳定性差的根本原因是深井巷道的矿山压力较大，或简单地说是原始地应力大，假定巷道承受的垂向地应力等于地层重力。对于深度达到800m 的巷道，则自重应力可达到20MPa ，如果巷道围岩的轴抗压强度为40MPa ，则有巷道的不稳定系数为0．5，则巷

道围岩会因应力集中达到单轴抗压强度极限。对于受

到采场矿压作用的巷道，则更容易发生变形破坏。1．2深井巷道变形破坏规律

若以巷道松动圈的厚度来表示巷道变形破坏情况，则可发现：随采深的加大，各种岩性巷道的松动圈的厚度随着加厚；岩性越软则松动圈厚度越大，承受动压作用的各种岩性巷道松动圈的厚度值更大一些。鸡西荣华煤矿主要大巷所在水平的岩层主要为泥岩、煤和炭质泥岩，经观测泥岩、煤和炭质泥岩松动圈最大在2 2．5m 之间，属于深井软岩，极难支护。1．3深井软岩巷道稳定性控制

通过以上分析，巷道稳定性主要取决于3方面的因素：（1）巷道围岩应力场，主要由开采深度和采动影响决定；（2）巷道围岩的力学性质，主要由岩层结构、岩石强度和裂隙发育情况等因素起作用；（3）巷道支护方式和参数。

因此，深井软岩围岩控制应从煤层赋存情况、开采

深度和井田的地质情况为依据，

从巷道的支护方式和参数入手，不断优化支护方案，增强围岩强度，提高支护能力来控制巷道的稳定性。2锚杆支护在软岩巷道中的应用

2．1

支护方式的选择

以鸡西荣华矿水平运输大巷为例介绍软岩巷道围岩控制方式。

软岩支护设计必须采取卸压、让压与加固围岩、提高围岩自承能力相结合的方法，若采用料石砌碹的支护方法，不仅工序复杂，支护工期长，工人劳动强度大，成本高，而且因砌筑材料是刚性的，起不到卸压、让压的作用，当围岩应力发生变化时，极易破坏，不能解决软岩支护问题；采用U 型钢支架支护，虽然承载能力高，可缩性强，但硐室高度、跨度较大，施工困难，成本较高，且它不能对巷道围岩提供主动支护作用，也不是一种理想的支护方式。根据荣华水平运输大巷围岩的

实际情况，

对设计依据进行了详尽分析后，确定采用以高强度左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆为主的锚、网、索与喷射混凝土联合支护。通过高强度左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆对围岩进行主动加固，保持围（下转第155页）

道密度大相互干扰的教训，采区上山间距确定为44m，

施工上山没有发生相互扰动。在煤

4

一采区顶部巷道设计中，上山皮带采用集中驱动方式，机头三套传动装置两侧对称布置，共布置两个Φ6．5m驱动硐室，上部变电所联络巷扩刷成右驱动硐室。且该硐室兼作上部变电所通道，利用采区上部回风联络巷作为检修道。

这种布置，巷道密度最小，硐室容易维护。在煤

4

一采区底部巷道设计中，泵房、泵房通道及水仓布置在采区底车场外侧，泵房净宽ˑ净高=3．5ˑ3．32m，长度6．4 m，两台水泵成L型布置，共用一个吸水井，在底车场与皮带上山之间布置下部变电所，这种布置巷道密度最小。在工作面联络巷设计中，充分兼顾上、下及两翼面使用，做到一巷多用，减少联络巷的密度和联络巷开口对采区上山的破坏。

（3）推广使用简易交岔点，减少巷道跨度。正规交岔点跨度大，造价高，工期长，施工不安全，易冒顶。

煤

4

一采区全部采用简易交岔点，底车场简易交岔点形式为大交角断面收缩式，分岔角60ʎ，分岔口断面B0= 4．0m。顺槽联络巷甩车简易交岔点形式为梭形，长度9．0m（正规14．37m），最大跨度4．5m（正规6．95m）。

（4）重视巷道反底拱的设计和底板水的治理。软岩巷道矿压显现是四周来压，因此支护体不允许有薄弱点。上组煤巷道底拱矢跨比一般为0．2 0．25，能够有效控制底板。但下组煤底鼓严重，巷道破坏表现为墙体剪裂、底板鼓起、两帮内敛，顶板下沉，显示顶压较大。为防止底拱产生拉应力，矢跨比调整为0．3，底拱下打M10砂浆，起保证料石灰缝饱满和隔水作用。巷道施工要做好排水管理，防止底板积水。

（5）工作面相邻顺槽间留设4．5m小煤柱，既避开了支承压力高峰，又简化了顺槽支护，有利于提高单进和资源回收。

（6）对于整体垮冒破坏型顶板，可在顶板松散破碎的一次锚网喷地段及两侧预防性地架设钢性锚梁，提高顶板的整体性，也可采用双层锚网喷支护，顶锚杆适当加长，形成压缩承载拱可有效防止这类破坏形式。

（7）对于受动压扰动影响的巷道可通过提高其支护强度、提前注浆加固围岩、临时架设U型钢棚、合理确定停采线的方法加以保护。

（8）为控制巷道底臌及两帮收敛量，可在巷道两侧底脚位置布置与墙体成60ʎ角的底脚长锚杆，对底脚岩体进行加固。

（9）断层及破碎带对软岩巷道支护有很大的影响，主要巷道尽可能避开构造复杂地带，如躲避不开，应大角度穿过，并加强支护。

（10）在流变和膨胀的岩层中设计施工巷道，必须留有一定的卸压空间，允许巷道周边应力峰值向围岩深处转移，以减小二次支护受力。一次支护有序卸压后方可进行二次支护。

（上接第153页）岩的完整性，限制围岩松动范围的增大。挂网主要是避免围岩表面破碎体片落，同样也起到限制其松动范围向围岩深部发展的效果。喷射混凝土的作用是，一方面，开挖后及时利用压风高速喷射到围岩表面的节理、裂隙中，把节理、裂隙分隔的岩体联结起来，有效地阻止岩块的松动和滑移；另一方面，喷射混凝土形成一种紧贴岩面的封闭层，隔绝了水和空气对围岩的风化和剥蚀作用，防止因围岩风化、剥蚀而影响巷道稳定性，而预应力锚索通过对锚索施加预紧力，形成锚杆、金属网、混凝土、预应力锚索的加固体，与围岩一起构成“刚性梁”承受外来压力，通过刚性梁将压力传到围岩深处，从而保证巷道的稳定。

2．2支护技术参数

根据在相邻矿区进行的围岩松动圈测试结果，岩石巷道围岩松动圈范围一般在1．0 1．5m之间，在断层附近，围岩松动圈可达2．0m左右。根据在南冶煤矿某巷道内进行的矿压观测资料分析，顶板离层范围一般在1．8m以内，在此范围内离层量最大，因此，锚杆的有效固定长度大于1．8m，考虑到现场施工的难度，锚杆长度取2．0m，锚杆的有效固长度为1．9m，对于岩巷，设计组合拱厚为1．0m，则可确定锚杆的间排距为0．9m。喷射混凝土厚度为100mm，一次喷射。为了获得全方位的组合结构体，锚杆要求扇形布置，锚杆安设方向要求垂直于巷道轮廊线。

对于断层附近的巷道，松动圈一般比较大，属于不稳定围岩，因此，巷道过断层时应加强支护，为了施工方便，仍选用Φ18mm、长1800mm的全螺纹等强锚杆，但适当减小间排距，增大喷射混凝土的厚度。根据实际经验，巷道过断层时，锚、喷支护参数取：间排距为600mm，喷层厚度为150mm。必要时进行壁后注浆及拖后20m使用U型棚加强支护。

3结论

因锚喷支护是比较及时的支护，与围岩较为密贴，在围岩变形过程中能较快地产生支护阻力，控制软岩变形。该支护工艺能有效控制松动圈的扩大，改善了巷道围岩的稳定性，延长巷道维修工期，是经济可靠的支护方式。

参考文献：

［1］陈炎光，陆士良．中国煤矿围巷道岩控制［M］．徐州：中国矿业大学出版社．1994

［2］杜计平，苏景春．煤矿深井开采的矿压显现及控制［M］．徐州：中国矿业大学出版社．2000

［3］张农，高明仕．煤巷高强预应力锚杆支护技术与应用［J］，中国矿业大学学报，2004（9）：524 527