8巷道维护原理和支护技术

巷道维护原理与支护技术8第一节无煤柱护巷第二节巷道围岩卸压第三节巷道金属支架第四节巷道锚杆支护第五节软岩巷道支护技术第六节锚杆支护质量监测第一节无煤柱护巷一、护巷煤柱的稳定性传统的留煤柱护巷方法是在上区段运输平巷和下区段回风平巷之间留设一定宽度的煤柱。煤柱载荷的估算1、煤柱的载荷42ctgDHDBP煤柱宽度的理论计算。按煤柱的允许应力，煤柱能承受的极限载荷，以及按煤柱应力分布等多种方法。各种方法的基本观点都认为：煤柱的宽度必须保证煤柱的极限载荷σ不超过它的极限强度R(七章一节)。煤柱的宽度B计算式：hBRctgLHLBBC222.0778.04110002hBRctgLHLBBC36.064.041100012一侧采空煤柱（体）的弹塑性变形区及垂直应力的分布。Ⅰ—破裂区；Ⅱ—塑性区；Ⅲ—弹性区应力升高部分；Ⅳ—原始应力区2、煤柱的应力分布煤柱(体)的承载能力，随着远离煤体(煤柱)边缘而明显增长。在距煤体(煤柱)边缘一定宽度内，存在着煤柱(体)的承载能力与支承压力处于极限平衡状态，运用岩体的极限平衡理论，塑性区的宽度，即支承压力峰值与煤体(煤柱)边缘之间的距离x0。在生产实际中，x0的变化范围为3～20m，一般为5～12m。应力降低区宽度的变化范围为2～7m，一般为3～5m。CctgpCctgHKfmx10ln2两侧采空煤柱的弹塑性变形区及垂直应力的分布B＞2L时，煤柱中央的载荷为均匀分布，且为原岩应力γH。由于煤柱边缘应力集中，煤柱从边缘到中央，一般将出现破裂区、塑性区、弹性区、原岩应力区。2L＞B＞L时，在煤柱中央由于支承压力的叠加，应力大于γH，沿煤柱宽度方向应力呈马鞍形分布。B＜L时，两侧边缘的支承压力峰值将重叠在一起，煤柱中部的载荷急剧增大，应力趋向于均匀分布。受两侧采动影响时，K值可达到4～5以上，在煤柱中央可能因长期处于塑性流动状态而遭到严重破坏。3、护巷煤柱的稳定性102xmxB英国：美国我国中等稳定围岩底板为薄层软岩底板为较厚软岩确定煤柱宽度的经验公式7.131.0HB1.641.0MHB210034.110022.867.17HHB210012.710035.1559.49HHB210079.610074.2721.0HHB①、完全沿空掘巷：就是上区段采动影响稳定后，紧贴上区段废弃的巷道，在煤层边缘的煤体内重新掘进一条巷道。二、沿空掘巷的围岩稳定性1、沿空掘巷的布置方式②、留小煤墙沿空掘巷：是上区段采动影响稳定后，巷道不紧贴上区段采空区边缘掘进，而是在巷道与采空区之间留设1～3m的隔离小煤墙。③、保留老巷部分断面的沿空掘巷基本上是留一条巷掘一条巷，巷道的维护费用和材料消耗会大幅度地增加。实际可用大断面的沿空掘巷或留巷取代。2、沿空掘巷的位置选择与应力分布沿空掘巷引起煤帮应力重新分布1—掘巷前的应力分布2—掘巷后的应力分布窄煤柱护巷引起煤帮应力重新分布1—掘巷前的应力分布2—掘巷后的应力分布3、沿空掘巷的矿压显现规律本区段综放面上区段工作面采空区块体A块体C块体B综放沿空掘巷综放实体煤巷道综放工作面切眼2020/7/1421本区段综放面上区段工作面采空区块体A块体C块体B综放沿空掘巷综放实体煤巷道综放工作面切眼mm'井下支护效果实照（4303轨道）井下支护效果实照（4303皮带）沿空留巷是在上区段工作面采过后，通过加强支护或采用其它有效方法，将上区段工作面运输平巷保留下来，供下区段工作面回采时作为回风平巷。三、沿空留巷的矿压显现优点：完全取消了区段煤柱，提高煤炭资源的回采率；少掘一条巷道；为Y型通风方式提供了必要条件。缺点：矿压显现比位于煤体内的单一巷道复杂；留巷后巷内支护体受两次采动影响，巷道断面收缩率大,很难保证所留巷道在下区段回采时能正常使用；巷旁支护的支护阻力、可缩性等与留巷围岩变形不相适应；沿空留巷所处的应力环境围岩规律掌握不够，构建的沿空留巷受力模型不完善，没有一套行之有效的沿空留巷支护方法，不能很好的指导沿空留巷工程实践。沿空留巷的优缺点沿空留巷的失稳机理工作面回采后，巷道失去采空区侧煤壁支撑，老顶发生断裂形成“悬臂梁”结构。切顶失稳回转失稳沿空留巷巷旁支护指巷道断面范围以外，与采区交界处架设的一些特殊类型的支架或人工构筑物。作用主要有：控制直接顶的离层和及时切断直接顶板，使垮落矸石在采空区内充填支撑老顶，减少上覆岩层的弯曲下沉。减少巷内支护所承受的载荷，保持巷道围岩稳定。同时为了生产安全，及时封闭采空区，防止漏风和煤炭自燃发火，避免采空区内有害气体逸出。巷旁支护的类型：木垛支护、密集支柱支护、矸石带支护、混凝土砌块支护等方式。矸石带和充填体作为巷旁支护潞安常村煤矿第二节巷道围岩卸压动压巷道：煤层开采引起的采动应力通常为原岩应力的3~10倍左右，将造成回采巷道、受跨采影响等巷道的严重破坏。高应力软岩巷道：是指在工程力作用下能产生显著显著的塑性变形和非连续变形的巷道。工程力指作用在巷道围岩的力之和，包括自重应力、残余构造应力、水的作用力，采动影响力及膨胀应力等。深井巷道：根据我国煤矿的巷道支护技术水平和地质条件，一般将800m作为深部开采的标准，部分软岩矿井的深部开采标准可定为600m或更浅。跨巷回采卸压的机理。跨采的效果主要取决于巷道与上方跨采面的相对位置。包括垂距和采空区边缘距巷道的水平距离。一、跨巷回采进行巷道卸压跨巷回采有两种方式，即纵跨与横跨。以走向长壁工作面为例，跨越大巷和区段集中平巷时，跨采工作面推进方向与被跨采巷道轴向平行称为纵跨。跨越上、下山和采区石门时，跨采工作面推进方向与被跨采巷道轴向垂直称为横跨。a—无切缝；b—两帮切缝；c—顶底切缝；d—两帮及顶底同时切缝1、巷道周边开槽（孔）卸压。使原来作用于周边围岩的高应力向卸压区以外的岩体深部转移，在此区内形成自承载结构，承受应力。并保护未遭到完全破坏的卸压区内的围岩。二、巷道围岩开槽卸压及松动卸压钻孔卸压现场试验结果1—未卸压；2—卸压钻孔深8m；3—卸压钻孔深9mⅠ—a／b＞1时；Ⅱ—a／b＜1时底板切槽对底板稳定性的影响在实际工程中，由于目前尚无合适的开槽机具，常用成排的大直径钻孔来替代。钻孔卸压的机理与开槽卸压基本相同，钻孔卸压的效果主要取决于孔径、孔距、孔深等参数。一般情况下，钻孔直径150～350mm，钻孔间距为钻孔直径的1.5～1.7倍，孔深6～10m。卸压应尽可能紧跟掘进工作面，滞后距离一般不宜超过5～10m；或者超前采面，削弱采面超前支承压力的影响。实际的工程应用2、巷道围岩松动爆破卸压法的应用3、顶部构建软弱区应力转移原理与技术231技术关键：在硐室上方（垂距5m）两侧开掘两条与硐室平行的小断面巷道，然后在巷道间进行松动爆破，在硐室上方构建一个宽19m、长60m的松动区。图3-4有无应力转移巷时硐室围岩应力效果：开掘应力转移巷后最大应力集中系数仅为2.6，是不开掘应力转移巷时的30%。实测表明，受采动影响期间，硐室顶底板移近量累计为24mm，两帮移近量累计为31mm，达到了预期目标。4、底部构建软弱区应力转移原理与技术基本原理如图。关键参数为：底板巷道与硐室的垂直相对位置、底板巷道与硐室的水平相对位置、底板巷道是否进行爆破松动、松动爆破的范围。技术关键：在硐室底板两侧开掘小巷道，巷道尺寸为3.0×2.0m（宽×高），巷道距硐室底板4.0m，距主硐室两帮的距离均为1.0m。两个巷道之间可根据情况选择爆破方式连通或半连通以达到应力转移的目的。效果：采用底板掘巷加底角松动爆破的应力转移技术后，围岩垂直应力转移效果十分明显，约为原来应力的1/5左右。硐室两帮的相对移近量一般均在40mm之内。硐室底鼓量均在10mm之内，且为均匀底鼓，硐室基础未受到破坏。5、上行开采的应力转移原理与技术基本原理为：下部煤层先行开采后，在采空区上方形成冒落带、裂隙带、弯曲下沉带，上部煤层处于裂隙带或弯曲下沉内。此时上部煤层中的巷道处于低应力区，易于维护。效果：采用上行开采后孙村矿二煤回采巷道的断面收缩率由原来的50%减小为：顶底板移近量最大不超过250mm，两帮水平移近量也不超过250mm，基本上实现了零维修。6、巷道底板深部反拱及应力转移原理与技术基本原理如下。技术关键主要有：装药量和炮孔间排距、爆破区域的范围、炮孔深度等。现场实施效果：在该绞车房采用应力转移技术方案后，对围岩变形结果监测显示，硐室底鼓显著降低，底鼓量仅为原绞车房底鼓量的1/3。7、掘进工作面超前钻孔应力转移原理与技术基本原理与关键技术参数效果：对比如下图。可见，在迎头打超前钻孔将应力转移到深部后，巷道围岩变形比不打超前钻孔时明显减小；而且在现场施工过程中发现，未打超前钻孔段巷道顶板破碎，需要反复清底，而打超前钻孔段巷道顶板较完整，便于支护，而且只进行一次清底。一、巷道支架支护原理巷道支架承载大小不仅于其本身的力学特性（承载能力、刚度和结构特征），而且与其支护对象－围岩本身的力学性质和结构密切相关，即“支架-围岩”相互作用关系。巷道空间上方岩层的重量将由巷道支架与巷道周围岩体共同承担，巷道上覆岩体的重量由巷道支架承担的仅占1％～2％，其余的完全由巷道周围岩体承受。第三节巷道金属支架当巷道顶板岩石与上覆岩层离层或脱落时，支架处于给定载荷状态。当巷道顶板岩石与上覆岩层没有离层或脱落时，支架处于给定变形状态。支架的工作状态巷道支架系统必须具有适当的强度和一定的可缩性，合理的“支架-围岩”相互作用关系是充分利用围岩的这种天然的自承力和承载力。A—弹塑性阶段；B—松动破裂阶段支架－围岩相互作用原理“支架-围岩”相互作用原理的应用实行二次支护：当巷道围岩变形和能量释放到一定程度后，进行二次支护。二次支护应在初次支护尚未失效，围岩移近速度已经很小的适当时间进行。采用柔性支护：可缩性支架既能适应又能控制围岩的变形，充分发挥支架的支护效果。强调主动支护：用具有一定初始工作阻力的金属支架，加大巷道围岩的围压，提高巷道围岩的强度，减轻支架承受的载荷。进行巷道支架壁后充填和喷射混凝土，改善支架受力状态和围岩赋存环境，提高支架和围岩的承载能力。1、矿用工字钢：矿用工字钢是煤矿巷道支护的专用型钢。它与普通工字钢的区别在于断面的高宽比减小，腹板加厚，翼缘厚且斜度大，使得Wx／Wy趋于1。我国生产的矿用工字钢有9号、11号、12号三种规格。二、巷道金属支架矿用工字钢断面主要尺寸及参数2、矿用支护U型钢。U型钢具有良好的断面形状和几何参数，使型钢搭接后易于收缩，是制造可缩性金属支架的主要材料。我国生产的U型钢型号主要有U18、U25、U29、U36四种。国产型钢主要断面参数U型钢可缩性支架的连接件。可缩性支架的关键部件，其结构和力学性质关系到支架可缩性能的好坏。连接件由锁紧构件和摩擦机构组成，根据锁紧方式连接件分为螺栓连接件和楔式连接件。可缩性金属支架工作原理可缩性金属支架井下实际力学性能（徐州矿务局董庄矿）a－载荷与巷道掘时间关系b－载荷与巷道断面收缩率关系螺栓连接件包括：双槽形夹板式、螺杆夹板式、约束夹紧器三种连接件。螺杆夹板式连接件a－平板形夹板（用于U18）b－槽形夹板（用于U25）约束夹紧器a－Ⅰ型b－Ⅱ型1－夹紧器2－吊钩螺栓3－螺母楔式连接件包括：楔块、耳楔、耳卡。楔块连接件a－单楔式b－双楔式c－圆钢V形卡楔式1－U形卡2－长方形楔3－V形卡4－双楔耳楔式连接件结构示意图1－倾斜弧面2－水平弧面3－限位块4－观察孔耳卡式连接件结构图1－耳卡2－楔子拱形支架分类（按节数）a－三节式b－四节式c－五节加高式d－五节加宽式按柱腿曲直分：直腿式和曲腿式曲腿拱形可缩性金属支架a－一个曲率半径b－两个曲率半径拱形支架分类（按柱腿分）3）按拱的形状分：三