岩巷支护技术研究现状20篇

岩巷支护技术研究现状20篇岩巷支护技术研究现状　　当前软岩支护现状采用先锚后架或架锚复合支护时u型棚壁后充填不实巷道支护成本过高高地应力锚锚注复合支护方式的主要特点锚锚支护能够充分发下面是小编为大家整理的岩巷支护技术研究现状20篇,供大家参考。

篇一：岩巷支护技术研究现状

　　当前软岩支护现状采用先锚后架或架锚复合支护时u型棚壁后充填不实巷道支护成本过高高地应力锚锚注复合支护方式的主要特点锚锚支护能够充分发挥提高围岩自身承载能力在围岩变形后必须及时进行二次锚杆支护采用锚锚注联合支护劳动强度低巷道维护费用低综合经济效益好克服了传统的单纯提高支护

　　大断面软岩巷道锚锚注复合支护方式的技术研究及应用

　　摘要大断面软岩巷道支护是困扰我国煤矿支护的难题，本文主要以如何提高围岩的自身承载能力入手，提出锚锚注复合支护方式的技术研究及应用。关键词软岩巷道；锚锚注复合支护；围岩残余强度中图分类号TD353文献标识码A文章编号1673-9671-(2012)072-0128-021当前软岩支护现状随着矿井开采深度的增加，各类开拓大巷在高地压松软围岩条件下非常难以支护，单一的支护形式已不能有效控制巷道的变形，多选择“先锚后架”或”先架后锚”等复合支护。而松软围岩条件下，采用“先锚后架”或“架锚”复合支护，存在以下问题。1）采用“先锚后架”或“架锚”复合支护时U型棚壁后充填不实，造成架棚支护和锚杆支护不能同步承载，使支架因不均匀承载而破坏，从而影响巷道的支护质量。2）巷道支护成本过高。3）高地应力，膨胀性、破碎性软岩一次支护为刚性支护时不能有效控制软岩巷道初期的大变形。2锚锚注复合支护方式的主要特点1）锚锚支护能够充分发挥、提高围岩自身承载能力，一次锚杆支护能够维护和保持围岩强度，在保证安全的条件下允许围岩在控制下释放变形，保证巷道较长时间的稳定和服务期的安全；2）在围岩变形后必须及时进行二次锚杆支护，提高围岩残余强度，保证巷道的安全性能，二次支护起到先柔后刚、以柔克刚、刚柔相济的作用，能较好地适应软岩巷道的变形特点，控制巷道的进一步变形。3）采用锚锚注联合支护，劳动强度低、巷道维护费用低、综合经济效益好。4）克服了传统的单纯提高支护强度的支护理念，采取卸压、加固与支护相结合的方法进行围岩治理，我矿南北开拓大巷的实践证明，锚锚支护安全可靠、经济效益显著。3支护实例1）我矿南翼轨道大巷受断层影响，巷道裂隙发育，围岩具有变形快，易风化，遇水易碎涨等特点，过去一直采用“架喷注锚”复合支护，支护成本达4万元/米，且掘进效率低，2012年采用综掘施工后，为提高掘进效率，我矿对支护方式进行了大胆的改革，决定采用“锚锚注”支护。2）南翼轨道大巷“锚锚注”支护参数如下：支护材料：一次支护锚杆选用GM20/2400-490锚杆，锚杆托盘型号为200×200×10；二次支护锚杆选用GM22/3000-490锚杆，锚杆托盘型号为200×200×10；锚索型号为YMS17.8/6.3-1860；钢筋网规格为￠6-2500mm×900mm，网格100×100mm；水泥选用普通硅酸盐水泥，标号P.042.5级，黄砂选用大于0.35mm中粗砂，碎石选用粒径为5mm～10mm瓜子片，速凝剂采用J85型，喷射砼标号C20。支护参数：巷道掘进断面为5540mm×4270mm，净断面为5100mm×4050mm，一次支护锚杆间排距700mm×700mm，共17根，锚索间排距2000mm×2800

　　mm，共5根；二次支护锚杆间排距700mm×700mm，共19根，锚索间排距2000mm×2800mm，共5根。围岩注浆锚杆长2600mm，全段面布置7根，中顶一根向两边按间距1500mm分布，排距2100mm，终孔压力2Mpa。底板注浆采用中空螺纹钢制成，长度2600mm，断面布置3根，巷中布置一根，对称巷中1800mm各布置一根，排距1800mm，即株排距=1800mm×1800mm。注浆完毕后上好盖板，盖板为方形球面盖板，规格为200mm×200mm，并保证有不小于200N·m的扭矩，注浆压力：2.0Mpa-3.0Mpa，每孔应尽量多注，相邻钻孔跑浆时应停止注浆，间隔5分钟进行复注，终孔压力初步定于2Mpa。施工工序：1）一次支护：交接班→安全确认→综掘机截割→敲帮问顶→临时支护→挂网打设上部锚杆（起拱线以上）及锚索→初喷上部→出矸→打设下部锚杆→初喷下部→洒水养护。2）滞后迎头70m～100m进行二次支护：交接班→安全确认→敲帮问顶→打设脚手架→挂网打设二次支护上部锚杆（起拱线以上）及二次支护锚索及注浆锚杆（并保护注浆锚杆孔口）→复喷上部→打设二次支护下部锚杆→复喷下部→洒水养护。3）滞后二次支护进行深孔注浆和底板注浆。4注意事项1）施工时如遇断层、软岩等不适于湿式打眼时可采用打干眼，为保证锚杆的安装质量，应坚持干式打眼，孔口除尘及个人防护用具要落实到位，喷雾装置要正常打开使用。2）帮部锚索施工时禁止使用顶锚钻机进行打眼，尽可能用帮锚杆钻机或采用风锤进行打眼施工，防止锚索穿皮现象的发生。3）一次支护后顶板变形严重时及时进行二次支护，二次支护时加补钢带后施工锚杆，进一步提高围岩的整体抗变形能力。4）喷砼前要进行洒水冲刷，喷后7天内三班洒水养护。5）严格按矿压监测规定进行巷道围岩变形及矿压监测工作。设计人员、施工人员和监测人员互通情况，针对变形量的快慢及时对二次支护进行调整，才能取得最好的支护效果。参考文献[1]钱鸣高.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.[2]李明远.软岩巷道锚注支护理论与实践[M].北京：煤炭工业出版社.[3]陆士良.锚杆锚固力与锚固技术[M].北京:煤炭工业出版社,1998.

篇二：岩巷支护技术研究现状

　　煤矿巷道支护技术的应用21软岩巷道支护特点从科学的角度上来看软岩巷道主要就是指容易风化土质黏结性差土质松软稳定性差的岩石等由于软岩石巷道硬度较差很容易受到外界环境和因素的影响所以在对这类煤矿进行巷道支护设计的时候应该格外注意

　　煤矿巷道支护技术的研究和应用

　　摘要：煤矿巷道支护技术不仅仅关系到煤矿巷道内部的安全性和稳定性，还关系到开采工作能否顺利进展。在实际的巷道设计中，人们一定要注重支护参数、支护效果的应用，这样才会更好地保障煤矿安全，为实现煤矿的长期稳定发展奠定坚实的基础。本文就煤矿巷道支护技术的研究和应用进行简单的阐述。

　　关键词：煤矿；巷道；支护技术；研究；应用

　　每一个煤矿的行业所面临的地质不同，也就需要因地制宜地去分析，根据煤矿巷道的实际情况，采用合适的支护方法，不断巩固围岩的坚韧性，保障煤矿事业安全性的提升。

　　1常见煤矿巷道支护形式1.1棚式支护形式在20世纪90年代初，煤矿生产中的支护形式主要是棚式支护，随着开采复杂度和困难度加大，加上各种新支护形式的出现，棚式支护逐渐被新支护形式所替代。按照材质来分类，棚式支护可分为钢筋混凝土、金属和木质。从现阶段棚式支护的使用来看，大多数主要为木支架，极少有钢筋混凝土支架和金属支架。主要原因是钢筋混凝土支架和金属支架成本高、支护效果差，可重复利用率低，因而逐渐退出支护市场。而木支护也有其不足之处，主要是木材质的支护使用期限短，木材耗费多，容易变形，现主要用于浅部围岩的巷道支护中。从支护的效果上来看，棚式支护和巷道表面接触较差，而且容易变形，支护效果较差。因此，棚式支护应用越来越少，被更有优势的新支护方式所取代。1.2砌碹支护形式煤矿生产中，该支护方式使用较早，至今已有一定的历史。根据材料对砌碹支护进行分类，可分为混凝土、料石、现浇混凝土、钢筋混凝土等多种类型。其中料石和混凝土类型的砌碹支护具有抗压强度高、抗震能力强、使用期限长、安全度高等优势。但砌碹支护也有不足之处，即该支护属于被动支护，使用时成本较高，而且施工效率低，极大增加劳动强度，因此，现阶段比较少使用。砌碹支护适用于某些特殊的硐室和巷道，因此现今砌碹支护在一些大巷、特殊硐室中依然使用。1.3锚杆支护形式在我国煤矿生产中，从锚杆支护的出现和应用到当下已经有50多年，积累了丰富的经验。和砌碹支护、棚式支护比较，锚杆支护属于主动支护形式，其能够密贴巷道表面，围岩控制效果好。在多年的使用中已经证实，锚杆支护是一种安全、有效的支护形式，支护效果优越，目前已经被广泛用于煤矿生产支护中，占据煤矿支护的主体地位。1.4联合支护形式由于各种支护材料、性能、作用等存在较大的差异，在煤矿生产中体现出不同的应用价值。联合支护主要是联合应用两种以上支护，各取其优点，达到优势互补的效果。而且对于一些复杂、特殊的施工环境，使用联合支护能起到更好的支护效果。但是联合支护也有其不足之处，主要是投入成本高，效率慢，如果搭配不当，反而导致支护效果更差，达不到预期的效果。因此，联合支护的使用中，合理的支护设计和搭配是关键。

　　1.5注浆加固形式注浆加固实际上是一种辅助的手段，在巷道支护中很少独立使用。如果在巷道支护中采用棚式支护、锚杆支护后，没有达到预期的支护效果，可以采用注浆加固的方式来增强支护效果。目前在煤矿巷道支护中使用注浆加固时，选择的材料主要是高分子材料和水泥基材料。将这些材料充填在围岩缝隙，能够使围岩固结，提高围岩承载能力，改善支护的效果。2煤矿巷道支护技术的应用2.1软岩巷道支护特点从科学的角度上来看，软岩巷道主要就是指容易风化、土质黏结性差、土质松软、稳定性差的岩石等，由于软岩石巷道硬度较差，很容易受到外界环境和因素的影响，所以在对这类煤矿进行巷道支护设计的时候应该格外注意。如果需要用数据来判断的话，通常就是松动圈厚度达到1.5m以上的被称之为软岩。从我国目前的地形上来看，软岩的分布并没有规律，很多地区都有软岩分布，通常情况下成岩土层较为深厚并且年代久远，其岩层无论强度大小都被称之为软岩。软岩的自身性质也将会决定巷道的实际特点。不同程度的软岩也应该有着具体的划分，并不是所有的软岩都符合同一情况的巷道设置。可见软岩巷道支护具有一定的要求和特点，只有站在正确的角度去分析和理解问题，才会更好地设置巷道内部的结构，为实现巷道支护体系的完善性奠定坚实的基础。2.2软岩巷道支护不合理问题分析巷道支护不合理主要分为三种情况：一种是支护力度过强，这种支护形式将会导致支护超出了需求，也会造成支护经费的浪费，这种情况一般较为少见；第二种刚好与这种支护情况相反，主要就是因为支护不足而造成的巷道问题。有一些煤矿为了节省经费，在对巷道支护的时候存在用料不足的情况，这将会严重影响巷道内部的构造，严重的还会导致巷道出现变形，影响巷道的正常功能。有些时候这种情况还需要花费大量的时间和经费来对其进行维护和修理，产生事半功倍的效果。这种情况在一般的煤矿巷道设计中较为常见；另外一种情况就是巷道支护严重不合理，主要是因为设计与实际参数不符而导致的。例如一条主要应用于人员通行和运料的巷道，其矩形断面的宽度为3.8m，高度为3.2m。具体的支护方案是设置5根17*2000（mm）的螺纹钢作为锚杆，其间距可以设置为900mm，然后再设置三根与顶板相同规格的螺纹钢在两帮，也是作为锚杆用途，其间距可以设置为1100mm，排间距为1700mm，梁子梯为12*6000（mm）。上述支护存在着一些问题，其中主要问题就是两帮存在内挤情况，并且整体巷道呈现出一种下窄上宽的情况，这种倒梯形的设计并不会有助于煤矿的开采。与此同时还存在着上帮有掏空的情况。针对上述问题，可以发现，实际上围岩强度较软时，将会引发节理裂隙的发育，使得含黏土的矿物质会干扰巷道的内部环境。造成其内部应力叠加并且集中，对巷道内部的稳定性造成很大的影响。除此之外，围岩不做封闭也会导致其长时间暴露于空气当中，容易出现风化。其中影响巷道内部环境的最主要原因就是支护参数不合理，在实际的设计过程中锚杆固定不足，支护强度与参数不符等，这些因素都将会造成煤矿巷道支护存在一定的问题。2.3软岩巷道支护改善和优化措施上文当中，主要讲述了软岩巷道以及软岩巷道的支护技术等内容，只有对其采用窥视孔进行观察，发现其两帮松动圈达到4m厚的时候，底板松动圈厚度也应该达到2m，这种软岩巷道已经属于大松动软岩巷道。其两帮围岩的荷载试验

　　经修订后可以达到15Pa，已经属于软岩。通过检测可以发现，其内部的开掘速率在7～19mm/d，这一变形速率会影响检测点的变形量。上述几种情况都是较为薄弱的环境，只有从根本上认识到问题的关键所在，并且采用创新式的设计理念和设计方法，才会更好地提升巷道支护技术的完善性。而要想改善其问题，就应该设计新的支护方案，应该将顶板设置为6根25*2500（mm）的螺纹钢来强化其拉力，通过加长树脂锚固来进一步的完善方案，为提升煤矿巷道的安全性奠定坚实的基础。

　　3小结在煤矿巷道掘进中存在着一定的影响因素，导致巷道掘进速度较慢。结合实地考察对煤矿巷道的分析，针对煤矿巷道安全快速掘进技术，提出具有建设性和指向性的意见与建议，以及科学有效的战略方法和策略，对实现煤矿开采效率及质量等方面发挥着重要现实意义。参考文献[1]李雪林.巷道支护技术在煤矿井下掘进中的应用[J].能源与节能，2015，12：127-128.[2]鞠文君，付玉凯.我国煤矿巷道支护的难题与对策[J].煤矿开采，2015，06：1-5.[3]唐元参.煤矿巷道支护技术的研究与应用[J].科技展望，2015，34：57.[4]房新亮.煤矿巷道支护技术的若干思考[J].中国高新技术企业，2015，27：174-175.

篇三：岩巷支护技术研究现状

　　软岩巷道O型支护应用技术研究

　　张仰龙【摘要】汾西矿业集团正令煤业井下巷道为深部软岩巷道,井巷严重损坏变形,巷道顶板离层、喷层脱皮,两帮收缩、底鼓现象普遍.在分析了巷道破坏原因的基础上,提出了采用O型拱支护技术方案,并进行了工业性试验,取得了明显的经济效益和安全效益.【期刊名称】《山西焦煤科技》【年(卷),期】2012(036)008【总页数】3页(P12-13,18)【关键词】软岩巷道;O型支护;应用【作者】张仰龙【作者单位】汾西矿业集团公司,山西介休032000【正文语种】中文【中图分类】TD353正令煤业有限责任公司是以山西汾西矿业集团公司作为整合主体，将原山西孝义金岩上令狐煤矿兼并并配置部分资源重组而组建的矿井。该矿井由于受地质构造影响、煤层埋藏深(约700m)、加之原井巷支护设计不尽合理、施工质量差，同时受采动等诸多因素影响，造成大多井巷严重损坏变形，巷道顶板离层、喷层脱皮，两帮收缩、底鼓等现象普遍，已无法确保矿井安全生产。正令煤业于2011年8月31日组织相关人员对井下巷道支护进行讨论研究，经多次考察、论证，寻求科研单位支

　　持，结合与本矿类似条件的支护经验，依据正令煤业实际情况，推广使用O型拱支架支护新工艺。O型支护整体性好，并具有较高的支护阻力，抑制了软弱岩体的碎胀变形，而其良好的可缩性又避免了如刚性支架那样由于围岩变形所导致的支架内应力急剧升高和支架破坏，圆形断面控制了底臌。在巷道断面收缩变形过程中，围岩沿周边方向的压缩而形成承载壳，由于圆形支护刚度高和支护阻力恒定，使得承载壳保持稳定，并且随着变形过程的进行，承载壳内的岩体不断压密和承载壳不断扩大，围岩的承载能力越来越高，其表现为巷道收敛速度很快下降，巷道变形趋于稳定。圆形支护实质是使得巷道在变形收缩过程中所形成的承载壳稳定，从而提高软弱破碎围岩的承载能力。2.1应用条件正令煤业中央变电所布置在2#煤层中，埋深650m，顶、底板均为砂质泥岩，少量粉砂岩，f=3～6，岩性软，胶结性差，节理、层理较发育，易风化，围岩比较破碎，自承能力较差，对水的作用很敏感，由此可知，该巷道围岩属于高应力、膨胀性、节理化软岩，具有极其复杂的变形破坏机理。巷道总长65m，原巷道断面积为18.56m2。2.2施工工艺1)根据巷道用途，断面大小，确定O型架的规格、尺寸并预先加工。O型棚采用36号U型钢制作，每架由6节组成，每节之间搭接长度500mm，每个搭接处设4道卡缆，每节设1道拉杆。2)工作台的底托架采用直径20mm的圆木搭设，圆木上铺设厚高不小于50mm的木板，木板采用8#铁线十字交叉绑扎牢固。要求工作台搭设稳固，人员作业时，严禁出现晃动，确保作业人员安全。3)先由外向里逐米将已破坏的原支护挑落、扩帮，然后挂网、打锚杆、锚索，接着

　　拉底打底锚杆。锚杆间、排距为800×800mm，锚索间、排距为1600×800mm，锚杆、锚索排距为400mm，打好锚杆、锚索后及时喷浆并养护。砼喷射厚度150mm、强度为C20。4)架设O型棚的方法:施工时先下3根底梁，并上好拉杆，在工作台上2～3人抱住腰梁与底梁合严，使用卡子锁紧棚梁，并上好拉杆;然后2～3人扛起顶梁与腰梁合严，使用卡子锁紧顶梁与腰梁，上好拉杆后进行调棚，调棚完毕后，将棚梁的所有拉杆螺母紧固。5)根据巷道实际情况棚距确定800mm，先将2层钢筋网错格搭接在O型拱上，用构木密背在钢筋网上，再用棚板、道木打#字垛配合楔子与顶板、两帮接严实、打紧，所有工序完成后喷浆50mm封闭。6)O型支护后，集中拉底200mm厚，采用混凝土浇注底板。O型支护巷道断面示意图见图1。正令煤业于2011年9月6日开始对中央变电所60m范围内进行O型拱支护，每天三班作业，共架设75架，布置6个测点对巷道两帮移近情况定期进行观测(两帮移近量记录表见表1)，经过半年的观测，巷道没有变形量，说明O型支护对控制软岩巷道变形有良好的效果。1)O型支护可以减少巷道维护工作量和重新架棚次数，全封闭式支架损坏率极低，这也相对减少了支护材料的投入和工人的劳强度。2)O型支护提高了支护的可靠性，有利于矿井的安全生产。采用封闭式支架支护，由于其良好的支护效果，大大提高了安全的可靠性，创造了良好的生产环境，减少了通风管理的难度，保证了有效的通风断面，这对回采工作面瓦斯管理十分有利。3)正令煤业O型支护试验取得了阶段性成功，其支护效果无论是支护强度、刚度、安全可靠性，还是其经济效益，都是正令煤业其它支护形式所不能相比的。这一支护技术可以在汾西矿业集团推广应用，它对带动集团支护技术水平，对于促进全集

　　团煤巷支护技术的发展及巷道布置的改革具有重要的意义。但O型支护因成本高，掘进速度慢(每月20m)，不适于大巷和顺槽，主要硐室可采用此工艺。

　　【相关文献】

　　［1］陈炎光.陆士良.中国煤矿巷道围岩控制［M］.徐州:中国矿业大学出版社，1994:132－146.［2］王胜康.李崇茂.深部围岩巷道支护技术［J］.山西焦煤科技，2011(6):32－35.［3］董芳庭.郭志宏.巷道围岩松动圈支护理论［J］.煤炭学报，1994(2):13－15.

篇四：岩巷支护技术研究现状

　　基于CDEM软岩巷道围岩破坏机理与支护技术研究

　　马腾飞【摘要】针对河南焦作方庄煤矿-400m水平大巷的变形破坏情况,通过分析现场工程条件,结果监测数据和理论分析,研究了软岩巷大巷的破坏机理.根据其变形特点,设计了高强度预应力锚杆锚索支护方案,利用CDEM数值模拟软件,与无支护、锚杆锚索、注浆支护、U型钢、锚杆锚索+喷浆+U型钢等支护进行对比研究.通过CDEM数值模拟软件对方案进行模拟,对模拟结果进行对比分析后得出锚杆锚索+喷浆+U型钢复合支护方案能有效控制软岩巷道变形.【期刊名称】《山西焦煤科技》【年(卷),期】2017(041)011【总页数】5页(P43-47)【关键词】软岩大巷;围岩破坏机理;CDEM数值模拟;复合支护【作者】马腾飞【作者单位】河南理工大学能源学院,河南焦作454010【正文语种】中文【中图分类】TD353由于我国对煤炭的长时间大量需求，开采规模不断增大，导致我国简单煤炭赋存区域资源量急剧减少，煤矿的开采转向地质构造复杂的深部。与浅部开采相比，深部开采具有高地应力、高渗透压力、高地温极其复杂的地质构造，岩体强度低，含水量大等特征。且在深部开采中，许多巷道围岩表现出明显的软岩特性。此类巷道用

　　传统的支护方式很难起到支护效果，且巷道围岩极易变形，给煤矿生产带来了很大困难。深部软岩巷道支护已成为我国煤炭开采技术研究的关键问题[1-2].针对软岩巷道支护，我国学者进行了大量研究与实践。中国矿业大学的陆世良教授等，针对大变形软岩巷道提出了利用U型钢支架进行支护的理论，建立了软岩巷道的支架围岩关系，给出了壁后充填支护的原理和方法。郑雨天、冯豫、陆家梁教授等提出了联合支护理论。在预应力锚杆锚索联合支护方面，康红普院士提出了扩容-稳定理论[3-4].刘珂铬，孟庆彬针对软岩巷道的具体支护做了一定的研究[5-6].本文基于方庄一矿-400m软岩大巷围岩变形问题，设计了合理的支护方案，并通过CDEM数值模拟软件对方案进行对比分析，最终得出锚杆锚索+喷浆+U型钢联合支护方案能有效地控制围岩变形。方庄一矿-400m水平大巷为拱形岩巷，巷道埋深约为524m，位于砂质泥岩层，该岩层上层位岩层是泥岩，下层位岩层是粉砂岩，厚度分别为：泥岩14.59m、砂质泥岩30.11m，粉砂岩16.32m.在查阅建井时期地质钻孔的同时，又对-400m大巷进行了钻孔岩心取样实验，通过钻孔取样得出了-400m巷道顶底板岩性，见表1.巷道围岩中具有滑面裂隙，层理破碎，层理节理裂隙十分发育，交界面发育炭质软弱夹层，其节理组≥3，岩体体积节理数平均为12～32条/m3，平均间距≤0.2m，为节理化软岩。从地应力、巷道围岩的物化特征和节理裂隙测试结果分析得出，方庄一矿-400m大巷具有高应力、节理化和复合型工程地质特征，变形机制复杂。CDEM是基于连续介质力学的离散元方法所研究出的一款数值模拟软件，该软件将有限元与离散元进行耦合，在块体内部进行有限元计算，在块体边界进行离散元计算，通过块体内部及块体边界的断裂，不仅可以模拟材料在连续状态下及非连续状态下的变形、运动特性，更可以实现材料由连续体到非连续体的渐进破坏过程。本文采用CDEM数值模拟软件模拟了软岩巷道开挖后的围岩变形情况以及不同支

　　护方式对巷道支护的效果。根据大巷的顶底板岩层条件，用GID软件绘制模型图，模型尺寸为长40m×宽61.02m，模型共5822个单元体，以及3013个结点，模型图见图1，模型各岩层参数参照表1.模型左右边界限制水平运动，底部边界选择进行固定。模拟埋深为524m，根据以往方庄一矿的地应力测试结果，垂直应力为15MPa，水平应力为7MPa.岩石的破坏准则采用莫尔-库伦屈服破坏准则。本次加固是在开挖荷载完全释放后进行模拟,模拟的步骤如下：1)计算初始地应力作用下,围岩的内力和位移。2)把围岩所有节点的初始位移,初始化为零。3)开挖巷道，并施加不同支护方案及参数,再次求平衡，得到巷道开挖支护后的应力场和位移场,以此模拟加固效果。随着开采深度的增加，巷道支护技术已从被动支护(以工字钢棚、U型钢棚为代表)发展到主动支护(以锚杆、锚索支护为代表)。进入深部开采以后，或在地质构造区域，单纯的主动支护亦无法保证巷道围岩的稳定性。根据目前的研究成果，并结合方庄一矿的具体条件，巷道围岩呈现软岩特征，并经历了多次返修，围岩松动范围大，周围地质构造复杂，有些巷道穿越断层破碎带，初步判断采用主动支护与被动支护协调作用。3.2.1方案选择为了解单独的高强预应力锚杆锚索支护能否对高应力软岩巷道起到很好的支护，采用CDEM数值模拟软件建立7个模型，分别为30kN、60kN、90kN、120kN、150kN、180kN预应力下的锚杆锚索支护以及无支护下的模型。锚杆规格d22mm×2400mm高强螺纹钢锚杆，间距700mm：锚索采用d18.9mm×9000mm，间距2400mm.3.2.2巷道围岩位移量分析

　　不同预应力锚杆锚索支护下围岩最大变形量曲线图见图2.由图2可知，无支护情况下，巷道顶板最大下沉量为329.7mm，底鼓量为321.4mm，两帮位移量为172.8mm；预应力30kN的锚杆锚索支护下巷道顶板最大下沉量为165.4mm，底鼓量为216.1mm，两帮位移量为107.8mm；预应力60kN下巷道顶板最大下沉量为164.7mm，底鼓量为214.5mm，两帮位移量为106.7mm；预应力90kN下巷道顶板最大下沉量为163.3mm，底鼓量为212.5mm，两帮位移量为104.6mm；预应力120kN下巷道顶板最大下沉量为163.3mm，底鼓量为212.5mm，两帮位移量为104.6mm；预应力150kN下巷道顶板最大下沉量为162.6mm，底鼓量为211.5mm，两帮位移量为103.8mm；预应力180kN下巷道顶板最大下沉量为161.9mm，底鼓量为210.9mm，两帮位移量为102.6mm.不同预应力下垂直方向应力分布云图见图3.由图3分析可知，高强度预应力锚杆支护下，巷道两帮的应力集中区变小，但预应力的大小对应力分布的影响有限。高强预应力锚杆锚索支护能够有效地降低围岩变形量，减小应力集中区，但随着预应力的增加，对围岩的控制效果无明显的变化。可知，单独的高强预应力锚杆锚索支护无法有效地解决大巷变形问题。依据方庄一矿-400m大巷的实际条件和支护方案，采用CDEM数值模拟软件建立5个模型，分别为无支护、锚杆锚索、注浆支护、U型钢、锚杆锚索+喷浆+U型钢支护。锚杆规格d22mm×2400mm高强螺纹钢锚杆，间距700mm，预应力为80kN；锚索采用d18.9mm×9000mm，间距2400mm，预应力100kN；注浆支护注浆管采用复合注浆锚杆d25.5mm×3100mm，注浆完成后可做锚杆使用；U型钢支架为U36马蹄形封闭支架。模拟模型见图1.不同方案下的巷道围岩最大位移量见图4.由图4可知，在无支护情况下，巷道顶板最大下沉量为329.7mm，底板最大鼓出量为321.4mm，两帮最大位移为

　　172.8mm；采用锚杆锚索支护后巷道顶板最大下沉量为164.1mm，降低了50.23%，底板最大鼓出量为214.1mm，降低了33.39%，两帮最大位移为106.0mm，降低了38.66%；注浆支护下，巷道顶板最大下沉量为235.1mm，降低了28.7%，底板最大鼓出量为232.7mm，降低了27.60%，两帮最大位移为112.0mm，降低了35.19%；U型钢支护后，巷道顶板最大下沉量为255.7mm，降低了22.44%，底板最大鼓出量为241.5mm，降低了24.86%，两帮最大位移为76.28mm，降低了55.86%；采用锚杆锚索+喷浆+U型钢支护，巷道顶板最大下沉量为116.7mm，降低了64.61%，底板最大鼓出量为132.0mm，降低了58.93%，两帮最大位移为50.86mm，降低了70.57%.不同方案下的巷道总位移云图见图5.由图5可知，顶底板的位移成拱形状向外扩散，联合支护下，巷道开挖引起的位移变形量最小，影响范围也最小，支护效果最优。巷道开挖后，5种模型垂直应力与巷道拱顶距离之间的关系曲线见图6.由图6可知，在不同支护方案下，垂直应力的分布情况较为相似，区别在于无支护条件下的垂直应力峰值为15.03MPa，在距离拱顶26.1m处；锚杆锚索支护下，垂直应力峰值为15.11MPa，在距离拱顶18.1m处；注浆支护下，垂直应力峰值为15.05MPa，在距离拱顶24.1m处；U型钢支护下，垂直应力峰值为10.04MPa，在距离拱顶24.1m处；锚杆锚索+喷浆+U型钢复合支护下，垂直应力峰值为15.14MPa，在距离拱顶16.1m处。以上结果表面，锚杆锚索+喷浆+U型钢复合支护下，由开挖所引起的围岩应力变化范围最小，相对的围岩变形也最小，支护效果最优。不同支护方案沿巷道拱顶方向垂直应力云图见图7.由图7可知，U型钢支护下，应力集中，但两帮最大压应力为62.6MPa，U型支架易被破坏；联合支护下，巷道顶底板压应力较小，且两帮垂直应力集中区很小。因此，采用锚杆锚索+喷浆

　　+U型钢对-400m软岩大巷进行支护，支护效果最优，能有效地控制围岩变形与破坏。1)在高应力软岩巷道中，高强度预应力锚杆锚索支护能对围岩的变形起到一定的控制作用，但预应力的增大，对控制围岩变形的影响有限，不能通过对预应力的增大将围岩变形控制在生产允许范围内。2)提出了锚杆锚索、注浆支护、U型钢、锚杆锚索+喷浆+U型钢支护4种支护方案。通过CDEM数值模量结果分析，单一的支护方式只能一定程度上控制软岩巷道变形。而锚杆锚索+喷浆+U型钢支护下，巷道顶板最大下沉量降低了64.61%，底板最大鼓出量降低了58.93%，两帮最大位移降低了70.57%，极大地改善了巷道变形情况，提高了巷道稳定性。

　　【相关文献】

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篇五：岩巷支护技术研究现状

　　软岩巷道支护方案的优化研究

　　董培鑫;王强;张占斌;张丽君【摘要】软岩具有前期阶段来压快、时间短、变形大、自稳能力差等特点,软岩巷道支护也成为一个不易攻克的难题.根据刘桥一矿二水平六采区-380m运输石门外段巷道的工程性质,设计三种支护方案,采用数值模拟方法,对不同支护形式进行比较分析,优化选择最佳的支护方案,以确保巷道能够安全可靠、经济合理地进行开挖.【期刊名称】《有色金属（矿山部分）》【年(卷),期】2013(065)002【总页数】4页(P64-67)【关键词】软岩;巷道;支护参数;优化方案【作者】董培鑫;王强;张占斌;张丽君【作者单位】北方工业大学,北京100144【正文语种】中文【中图分类】TD353

　　20世纪60年代，软岩巷道支护问题是世界性难题之一。在矿山、铁路、公路、隧道及建筑工程等领域经常会遇到与软岩相关的复杂问题。尤其是在煤矿开采中，软岩问题一直是影响安全、高效生产的重大难题之一。1工程概况刘桥一矿位于安徽省淮北市，井田南北长16.8km，东西宽3.8km，面积19.1

　　km2。原设计年产量为60万t，如今开采量已经远远大于原来的年产量。为满足需求量，六六采区的煤矿资源需尽快开采。而刘桥一矿二水平六采区-380m运输石门外段巷道的开挖即为采区运输服务，巷道埋深386.414m，周围岩体强度低，节理发育，支护困难［1］。根据巷道变形破坏的特点，采用数值模拟方法，对多种软岩巷道的支护方式进行比较分析，优化选择，以确定最理想的支护方案。2软件介绍［2］Midas-GTS主要用于解决地下工程隧道和岩层巷道开挖的有限元分析计算的问题，提供二维和三维的位移分析、应力分析、应变分析、边坡稳定性分析等强大功能。该软件的最大优越性在于具有较强大的前后处理功能，作用非常明显，因为有限元理论相对而言已经非常成熟。根据刘桥一矿的实际工程概况，所需建立的数值模型较为简单，所以直接采用Midas-GTS进行建模并分析。根据工程经验，模型上边界自由加载，荷载为上覆岩层的自重，水平方向为水平位移约束，下边界为垂直位移约束。模型采用Mohr-Coulomb模型，选用理想弹塑性材料对施工过程进行模拟，建立有限元模型。单元类型是四面体单元，喷射混凝土应用Midas-GTS给出板单元，锚杆类型为树脂端部锚固锚杆，每根锚杆划分为三个节点，为植入式桁架类型，此单元节点与围岩节点不相耦合，但在进行计算时，程序会自动选择与锚杆端部节点最近的点进行力和位移的传递，从而实现锚杆内力的计算。同时，巷道开挖通过MidasGTS的激活和钝化功能来实现。3模型参数确定模型所采用的具体力学参数均来自实测，其中巷道顶底板各岩层厚度参考9-2孔资料，具体物理力学参数见表1。4数值模拟模型的建立根据工程资料中已给的刘桥一矿二水平六采区-380m运输石门外段巷道的断面设

　　计，巷道尺寸具体数据为巷道宽3m，直墙高1.6m，拱高0.7m，埋深386.414m。原岩应力场11.06MPa，荷载为上覆岩层的自重。为消除边界效应，模型尺寸取巷道截面尺寸的3～5倍较为合适，本模型尺寸取巷道截面尺寸的5倍，长×宽×高=20m×10m×20m，巷道基本位于三维实体模型的中心部位。巷道计算模型网格图见图1。表1矿岩物理力学参数Table1Physicalmechanicalparametersoftherock序号岩层厚m度/弹性G模Pa量/波松比黏M聚P力a/内摩(擦°)角/抗拉M强Pa度/(g·密c度m/-3)1细砂岩2038.50.1915.1334.53.292.862粉砂岩2721.60.1122.4439.84.152.74图1计算模型网格图Fig.1Gridgraphofthecalculationmodel1—粉砂岩；2—细砂岩5巷道支护方案设计根据工程经验法计算，得出巷道不同支护方案的支护参数，其中方案一为锚喷支护，方案二和方案三为锚喷+钢筋网+锚索支护。支护优化参数见表2。表2巷道支护优化参数Table2Optimizationparametersoftheroadwaysupport注:锚杆长度，方案一和方案二为2.0m，方案三为1.8m。锚索设置，方案二为单双根锚索间隔，呈菱形布置，间排距0.8m×2.0m；方案三为双根锚索，垂直于巷道布置，间排距2.4m×2.0m。参数(kg密·度m/-3)模弹G量P性a/泊松比长厚度度/m直m径/间排m距/喷射混凝土2500300.180.1锚杆78002000.300.01800.8×1.0锚索6.00.0178钢筋网网孔为100mm×100mm0.00656模拟结果分析6.1未支护时巷道位移变化在未支护时，随着巷道的掘进，围岩原岩应力发生重新分布［3-4］。巷道四周岩

　　层向巷道内部发生位移，顶板下沉，下沉量为22.7cm。两帮发生片帮，左、右两帮位移量分别为8.8cm和8.5cm，基本呈对称变形。巷道产生底鼓现象，底鼓量为18cm，可见底鼓现象较为严重。6.2巷道水平位移变化在三种支护方案作用后，巷道两帮位移有不同程度的减小，分别见图2、3、4。左侧帮在方案一、二、三支护后最大位移量分别为8.5cm、5.64cm、2.82cm，未支护时位移量为8.8cm，由此可得出，三种支护方案，位移量分别减小3.41%、36%、68%；右侧帮在方案一、二、三支护后位移量分别为7.9cm、5.28cm、2.64cm。未支护时，巷道左侧帮最大位移量为8.5cm，在三种支护方案下，位移量分别减小了7.06%、38%、70%。由以上比较分析可得出，方案一的支护方式对巷道两侧帮的位移控制力度不够，与方案一比较，方案二的支护效果相对较好，而支护效果最为理想的为方案三，方案三的支护方式可以有效控制巷道的片帮现象。6.3巷道竖向位移变化在方案一锚喷支护下，见图5，巷道顶、底板的位移量分别为18.8cm和11.5cm，与未支护时相比较，顶、底板位移量分别减小了0.9cm和1.5cm，减小幅度非常小，对巷道顶板下沉和底鼓现象的控制作用效果不佳。方案二支护方式为锚喷+钢筋网+锚索。与方案一支护方式的不同之处是方案二设置了钢筋网和锚索，在模拟的过程中，钢筋网的设置就是相应地提高喷射混凝土的参数，而锚索的设置可以有效地发挥岩层深部围岩的作用［5-9］，将巷道周围的应力向岩层深部转移，降低巷道周围应力，相应的位移量会减小［6］。在方案二锚喷+钢筋网+锚索的支护下，见图6，巷道顶、底板位移分别为12.5cm和8.5cm，与未支护时比较，顶、底板位移分别减小了10.2cm和9.5cm，与方案一相比较，位移减小幅度在一定程度上有所提高。除锚索的设置不同外，方案三的支护方式与方案二基本相同。方案三锚索垂直于巷

　　道方向布置，锚索长6m，可深入岩层深部围岩稳定部位，锚索可提供给岩体的最大预应力为220kN，可以有效控制围岩的过多变形和位移，完善围岩的应力状况［7］。在方案三的支护方式下，巷道顶板位移6.0cm，底板位移3.77cm(见图7)，与未支护时比较，顶底板位移减小幅度均为71%。其支护效果明显优于方案二。图2方案一巷道水平方向位移DXFig.2Horizontaldisplacementinscheme17结论1)未支护时，巷道开挖，围岩位移变化主要出现在巷道的顶底板和两侧帮，顶板下沉最为严重，属于破坏区域，需要采取相应支护措施。两侧帮位移变化基本呈对称变化。2)方案一简单的锚喷支护对巷道围岩变形控制效果不佳；方案二能够控制巷道围岩的部分变形，但无法保障安全；而方案三对控制围岩破碎程度，提高围岩整体稳定性有较明显的效果，基本可以保障巷道安全。3)为充分发挥围岩深部的应力作用，方案三增加了锚索的数量和间距，同时为降低支护费用，适当地缩减了锚杆的长度。因此，经过三种支护方案的比较分析得出，方案三的支护效果最佳且较为经济合理。图3方案二巷道水平方向位移DXFig.3Horizontaldisplacementinscheme2图4方案三巷道水平方向位移DXFig.4Horizontaldisplacementinscheme3图5方案一围岩垂直方向位移DZFig.5Verticaldisplacementinscheme1图6方案二围岩垂直方向位移DZFig.6Verticaldisplacementinscheme2图7方案三围岩垂直方向位移DZFig.7Verticaldisplacementinscheme3参考文献［1］卢学峰，张红军，钱自卫.软岩煤帮巷道支护方案的比较分析［J］.矿业安全与环保，2011，38(3):45-47.［2］何满潮，孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南［M］.北京:科

　　学出版社，2004，83-89.［3］杨胜利，王进学，张鹏，等.破碎围岩巷道锚杆支护优化研究［J］.金属矿山，2011(1):27-30.［4］李凤，张成良，张鹏强.软岩巷道掘进支护方法研究［J］.有色金属(矿山部分)，2011，63(6):36-39.［5］张力生.高强度—高预应力锚杆对巷道支护效果的影响［J］.煤矿支护，2011(1):42-44.［6］林世豪，林长柄.破碎围岩及动压巷道的支护技术探索［J］.煤矿安全，2012，43(3):154-157.［7］祝顺义，赵兴东.古汉山矿软岩巷道底臌机理研究［J］.有色矿冶，2004，20(5):8-9.［8］赵其祯，白广勇，寇永渊.金川矿山巷道支护工艺优化试验研究［J］.有色金属(矿山部分)，2011，63(5):57-62.［9］朱德康，左宇军，陈春春.有分区破裂化倾向的深部巷道围岩支护分析［J］.有色金属(矿山部分)，2012，64(2):34-38.［10］WoodbourneMichaelO.Thedisplacementandstrainfieldofthreedimensionalrheologicalmodelofdeeporemassbysoftrockinclusion［J］.PureandAppliedGeophysics，1985，10(3):42-58.

篇六：岩巷支护技术研究现状

　　巷道锚杆支护关键技术及发展趋势

　　摘要：锚杆支护是一项比较成熟的技术，文章针对我国锚杆支护技术发展历史进行了简要回顾，并对支护关键技术进行了分析，对未来的发展趋势进行了初步分析。

　　关键词：锚杆；关键技术；发展趋势

　　前言

　　锚杆支护是一种安全、经济的支护方式，它是以锚杆为主体的支护结构的总称，包括锚杆、锚喷、锚喷网等支护形式。我国于20世纪50年代开始试用锚杆支护技术，至70年代前期还处于探索阶段，直至1978年才开始重点推广，目前已得到较广泛的推广和应用。在一些矿区的锚杆支护巷道比例达到90%以上，有些矿井甚至达到了100%，取得了较好的技术与经济效益。锚杆支护以其结构简单，施工方便、成本低和对工程适应性强等特点，在采矿工程中得到了广泛应用。

　　1我国煤矿锚杆支护技术发展历史

　　我国在煤矿岩巷中使用锚杆支护也已有近60余年的历史。从1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护，20世纪60年代锚杆支护开始进入采区，但由于煤层巷道围岩松软，受采动影响后围岩变形量很大，对支护技术要求很高，加之锚杆支护理论、设计方法，锚杆材料、施工机具、检测手段等还不够完善，因而发展缓慢。“八五”期间，原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关，在“九五”期间，原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个项目之一，对锚杆支护的可行性和适用性进行了深入细致的研究，取得了一大批水平较高的科研成果。特别是1996~1997年我国引进了澳大利亚锚杆支护技术，在原邢台矿务局进行了现场演示，并完成了与锚杆支护技术有关的15个项目，使我国的煤巷锚杆支护技术有较大提高。同时，困难条件下锚杆——锚索支护技

　　术得到了应用，并取得令人满意的支护效果和经济效益。2005年，我国国有重点煤矿的锚杆支护所占比重为60%，有些矿区超过了90%，甚至到达100%。

　　2锚杆支护关键技术

　　2.1注重顶板斜锚杆的作用

　　物理模拟及数值模拟研究结果均显示在巷道肩窝处布置倾斜锚杆对顶板在肩窝附近的切落具有明显的控制作用。这种作用有三个方面：一是锚杆的轴向约束承担了作用在顶板岩层上的部分荷载，从而减少了作用在顶板剪切面上的剪应力；其二锚杆杆体和锚固剂自身提供抗剪阻力；其三是锚杆的预紧力增加了剪切面上的正应力，有利于抑制剪切破坏的出现。在有较大垂直荷载作用下大跨度巷道具有整体切落的可能性，所以在巷道的四角布置倾斜锚杆是非常必要的。

　　2.2“三径”合理匹配

　　为了保证锚杆锚固质量，锚杆钻孔直径、锚杆直径和树脂药卷直径应合理匹配，钻孔直径与锚杆直径之差应为4～10mm，同时考虑锚固效果和施工难易程度以6～8mm为最佳，钻孔直径与树脂药卷直径之差应为3～5mm。

　　2.3保证合理的锚杆预紧力

　　为了充分发挥锚杆主动支护的优越性，在进行锚杆安装时必须要保证足够的预紧力，控制围岩不出现明显的离层、滑动与拉应力区。根据国外经验以及国内部分矿区的试验数据，结合我国煤矿巷道条件与施工机具，一般可选择锚杆预紧力为杆体屈服荷载的30％～50％。

　　目前，我国煤矿锚杆预紧力主要是通过拧紧锚杆尾部螺母，压紧托板实现的。锚杆预紧力P0与螺母预紧力矩M之间的关系可表示为：

　　P0=kM

　　可见，锚杆预紧力与螺母预紧力矩成正比，同时取决于系数k。影响k值大小的关键因素包括：一是螺母与锚杆螺纹段间的摩擦系数，该系数越大k值越小；二是螺母、垫圈断面间的摩擦系数，该系数越大k值也越小；三是锚杆直径，锚

　　杆越粗k值越小。因此，一方面要尽量提高螺母预紧力矩，另一方面要尽量减小构件间的摩擦系数。

　　2.4整体支护与关键部位加强支护相结合

　　在支护设计与施工中，要确保巷道的安全稳定就必须采用整体支护的方式将巷道顶板和两帮（有时还包括底板）连接成整体以充分发挥群锚的作用，另外对于巷道局部容易破坏的薄弱部位应采取加强支护的措施以防止巷道首先从该处开始破坏继而导致巷道全断面失稳。

　　3锚杆支护技术发展方向

　　经过近10年的迅速发展,我国煤矿锚杆支护已形成较为明显的四个方向,即组合锚杆、预应力锚杆、可拉伸锚杆和“三小”锚杆。

　　3.1组合锚杆

　　组合锚杆分为对水平拉杆施加预应力与不施加预应力两种。施加预应力的组合锚杆即析架锚杆。析架锚杆的结构型式有多种,但其主要构件和工作原理基本相同,即在顶板斜拉锚杆和水平拉杆的共同作用下,形成对顶板中部的压缩,一方面增大了顶板裂隙体中的摩擦力,另一方面减小甚至抵消了顶板中部可能产生的拉应力,同时,由于两根斜拉锚杆通过水平拉杆连结一体,既能协调受力,又具有一定的柔性,允许顶板微量下沉并在微量下沉过程中,增大顶板岩体摩擦角申和摩擦力,产生自锁作用,从而能够有效地维护高应力区的破碎顶板,阻止节裂岩体中单体锚杆之间可能发生的松脱冒顶。

　　3.2预应力锚杆

　　预应力锚杆有纵向预应力和横向预应力之分,纵向预应力锚杆就是通过对锚杆端部螺帽施加足够的扭矩使杆体中产生足够拉应力横向预应力锚杆主要有水涨式和缝管式两种，析架锚杆既是组合锚杆,又是预应力锚杆,而且既有横向预应力又有纵向预应力,因而是一种性能优越的预应力组合锚杆。

　　3.3可拉伸锚杆

　　如前所述,可拉伸锚杆有很多种,但其作用原理基本相同。锚杆对围岩的加固作用是通过二者之间的相互作用实现，这种相互作用来源于二者之间的变形差,变形差则来源于二者之间的刚度差。由于软岩刚度过小,动压巷道的应力集中较大,因而往往导致软岩和动压巷道中的锚杆与围岩之间的变形差过大,过早地达到极限而引起锚杆与围岩之间相互作用状态发生变化,锚固力大大降低。可拉伸锚杆通过杆体伸长可适应锚杆与围岩之间产生的大变形量而不丧失锚固力,这正是可拉伸锚杆能适应软岩和动压巷道围岩大变形的原因和工作原理。

　　3.4“三小”锚杆

　　“三小”锚杆光爆锚喷新技术于1991年试验成功。近几年在我国国有重点矿区推广应用结果表明在可比条件下,小直径树脂锚杆可节约锚固剂50%左右,钻孔速度比钻大孔径提高50%左右,且节省了杆材。至于小直径锚杆的锚固力,国外试验研究表明,锚杆锚固力与锚杆孔径成反比。有关试验进一步表明,锚杆锚固力与粘结体环向厚度有关,锚杆直径并不是越大越好,而是一定直径锚杆的粘结体环向厚度存在一个锚固力最大的值,这就是推广小直径锚杆的理论依据。国内对缝管锚杆所进行的试验研究表明,外径为30mm的缝管锚杆比外径为43mm的缝管锚杆锚固力大1.43倍,钢材用量减少31%-42%,钻孔速度提高一倍,钻具消耗与能耗减少24%。由此可见“三小”锚杆的综合经济效益十分显著,因而值得广泛推广

　　4结束语

　　实践充分证明，在煤巷中应用锚杆支护，与传统的棚式支护相比，从根本上改善了支护状况，保证了安全生产，减轻了工人的劳动强度，改善了作业环境，大幅度节约支护材料，降低支护成本。煤巷锚杆支护技术的理论与实践都已比较成熟，锚杆支护的可行性和安全可靠性得到充分验证。我们要大力推广使用锚杆支护技术，并明确锚杆支护的发展方向，积极探索新的新的支护方法，更好的为煤矿安全绳生产服务。

　　参考文献：

　　[1]程良奎．岩土锚固的现状与发展［Ｊ］．土木工程学报，2001，34（3）：7-12，34

　　[2]姚爱敏，孙世国，刘玉福．锚杆支护现状及其发展趋势［Ｊ］．北方工业大学学报，2007，19（3）:90-94

篇七：岩巷支护技术研究现状

　　我国煤矿岩巷快速掘进技术现状及展望

　　摘要：伴随着近年来我国经济的快速发展,煤矿资源的重要性也开始不断增加。正是在这样的背景下,社会对于煤矿资源的需求量也与日俱增。客观的来讲,这种供需关系的变化,间接也促进了煤矿掘进技术的进步。但就目前的现状来看,我国在煤矿岩巷掘进的过程中,一些问题也开始出初见端倪。因此,当代煤矿人应该以客观实际为出发点,立足于生产实际,不断优化展望煤矿岩巷的掘进技术。基于此,本文将对我国煤矿岩巷快速掘进技术现状及展望进行探讨。

　　关键词：煤矿；快速掘进；现状；展望

　　引言

　　为了满足日益增长的民众和国家发展对能源的需求，煤炭的开采量正逐步加大。为了保证开采过程中的效率和施工的安全性，就要着重对开采的技术进行不断的提高和改善。当前阶段，我国的煤炭开采技术和装备经过长期的发展已经取得了一定成就。

　　一、煤矿岩巷高效掘进技术概述

　　目前，掘进技术根据分类，可以被划分为岩巷掘进技术、煤巷掘进技术以及混合式掘进三种。这中间，岩巷掘进技术的直接目的在于，开辟安全的煤炭回采通道，并提供空间和安全上的支撑。由此可见，岩巷掘进技术本身，不仅会影响到煤矿的产能，同时对于开采工人的安全而言，同样也有着不可估量的意义。所以，立足于今日的现状，不断精进岩巷技术，并使其更安全更高效有着一定的必要性。

　　二、煤矿岩巷掘进技术的现状以及问题

　　2.1煤矿岩巷技术的现状

　　众所周知，矿井模式设计的变革，直接提升了掘进技术自身的质量水平。综上所述，在三种常见的掘进技术之中，煤巷掘进技术是应用频率最高的一种技术，而在其使用的过程中需要特别注意把控煤层自身的支撑力，以此来规避煤层坍塌的可能。而岩巷技术的根本在于保证掘进技术的的安全性。最后的混合式掘进技术，在这中间要更为复杂一些，因为其在操作的过程中需要注意岩石与煤矿的分离。可见，三种技术之间实际上属于一种相辅相成的关系。这里需要特别指出的是，煤矿岩巷技术在应用的过程中，应根据实际地质环境选择适合的岩巷掘进技术。并且，对于安全生产这一要素，相关单位应给予充分的考量，从而在保证相关技术能够在安全、可靠的前提下应用。而后在此前提下，保证掘进的效率，继而为日后的煤矿开采提供保障。

　　就当前的现状来看，岩巷掘进技术具体包括三种方式，即综合机械掘进方式、掘锚式掘进方式以及连续一体化流水线。这中间，综合机械掘进方式对机械设备的可靠性要求更高一些，而后两者对机械的要求则相对要少一些，其在掘进的过程中，分别使用的是悬臂式的掘进机同连续采煤机。通常的情况下，此三种方式的选择，煤矿需要根据煤矿自身的实际情况进行选择。

　　2.2煤矿岩巷掘进过程中的问题

　　就当前的情况，煤矿岩巷掘进过程中要存在着三点较为突出的问题。

　　首先，便是爆破参数设置的问题，一直以来，传统的爆掘方法以及为当前岩巷掘进过程中重要的方式，但是因为爆破的参数在设置的过程中存在着的问题，其很容易导致掘进效果不理想的情况出现，这就很容易导致二次返工的情况发生，进而影响到掘进的整体效率。

　　其次，便是一些技术工艺应用不妥的问题。通常的情况下，煤矿企业如果没有对煤矿所在地进行明确的调查，必然会盲目的选择技术，而盲目选择技术工艺，其不仅会影响到技术工艺的应用，同时也会影响到掘进的效率。

　　最后，一些煤矿企业还为此会出现人员无法有效应用新技术的问题。这是因为，煤矿岩巷技术始终都处在一个日新月异的阶段，而在新技术、新设备不断应

　　用的同时，人员的技术水平却没有随之跟上，这不仅增加了掘进工作展开过程中的操作风险，其间接也降低了掘进工作的速度以及效率。

　　此外，生产企业的领导层应该保有清醒的头脑，对于新技术的应用需秉持科学发展的眼光。对于一些引进的新技术，进行深度的考量，这种考量则包括成本层面、效率方面等等，而不应该盲目进行引进。在新技术得以引进之后，领导层应致力于培养生产人员对新技术的应用，以此来提高生产人员的应用熟练度，而不应在技术亦或是设备引入之后置之不理，从而导致先进的技术设备无法充分发挥优势。

　　三、煤矿岩巷掘进技术优化以及展望

　　3.1发展爆破技术

　　爆破时差、炮眼深度以及利用率等，实际上都会影响到爆破工作的效率。目前，中深孔爆破技术属于我国当前应用较多的一种爆破技术，而此技术的优势在于能够有效地降低其自身的时间成本、生产成本。并且，在煤矿岩巷掘进的时候，运用中深孔爆破技术往往可以有效地发挥其效力，提高爆破的效率。因此，就未来的发展前景来看，中深孔爆破技术必然会得到进一步的发展。这中间，为能够切实有效地保障中深孔爆破技术的使用效果，首先需要注重槽眼的深度以及药眼距离、装药量等等细节。并且，在应用的过程中，还应该注重研究中深孔技术的参数设置，以求能够在实践中不断地优化中深孔爆破技术。

　　这里需要特别指出的是，从展望的角度来看，不断发展爆破技术的同时，还应该注重技术人员操作的规范化。因为，哪怕是炮烟也会对人的生命安全造成不可估量的影响，因此规范化操作培训以及安全生产宣讲会需要定期展开举行。如煤矿企业要进行新地区的煤矿开采工作，便需要在对煤矿进行开采前，召开与之相对应的动员大会，从而借助动员大会的方式，明确技术的规范以及安全的生产意识，这样也能使煤矿企业规避许多的风险。

　　3.2优化工艺以及组织

　　劳动组织形式、施工工艺等因素都会对煤矿的开采结果造成不可估量的影响，而现阶段可供选择的工艺类型也多如牛毛，并且都有各自优势以及缺憾等。所以，在掘进技术应用前，煤矿企业需要对施工地的情况，进行实际的考量，以此来保证掘进技术能够同生产是实际相匹配。同时，煤矿企业还应该注重对技术操作人员展开培训，从而使掘进技术的优势能够得到充分的发挥。此外，岩巷掘进的过程中，必然会涉及到大量的机械设备，所以，科学且合理的组织劳动形式，并调控机械设备的配合，往往也可以提高掘进的速度以及质量。同时，煤矿企业在引进新技术、新设备的过程中，应注

　　重对新技术以及新设备的筛选。因为，在技术不断进步的今日，有些技术以及设备的发展，实际上并不成熟。如果在掘进的过程中，应用不够成熟的技术，其不仅会影响到掘进的效率，甚至有可能影响到煤矿生产的安全。因此，在引入新事物的过程中，煤矿企业应注重对这一情况的考量，以防止对掘进工作的展开造成大的影响。

　　3.3优化锚杆支护的参数

　　支护会影响到岩巷掘进的速度，并且如果将非永久的支护设计的过大的话，其必然也会增加施工的工作量。同时，如果将永久的支护设计过小的话，那么在掘进展开的过程中，很容易导致岩层坍塌的情况出现，从而为掘进工作带来安全层面的隐患问题。所以，合理的设计锚杆支护的参数，并确保锚杆的有效性，有着不可估量的意义。因此，在确立锚杆参数的过程中，应给予岩巷的支护密度，对其进行合理的设计，同时煤矿企业还需要借助一系列实验的方式来确定锚杆参数的合理，从而达到优化锚杆参数的目的，继而为整个掘进过程提供安全的保障。

　　四、结束语

　　煤矿井下岩巷快速掘进作业将有助于解决煤矿采掘接替紧张。当前应当积极做好煤矿井下岩巷快速掘进技术的研究与应用，并加快对各类煤矿井下岩巷掘进设备的研究与应用，以技术、设备的更新升级来推动煤矿井下岩巷高速掘进作业安全、高效的进行。

　　参考文献：

　　[1]向硕.我国煤矿岩巷高效掘进技术现状与发展[J].煤矿现代化,2017(05):149-150+153.

　　[2]彭鹏.我国煤矿岩巷快速掘进技术现状及展望[J].化工管理,2017(27):153.

篇八：岩巷支护技术研究现状

　　42圆碹加砌木砖封闭式支护这种支护结构与砌碹封闭式支护的区别是在料石和混凝土砌块之间均匀地加砌一定数量的木砖使砌碹刚性支护形成一定的可缩量增加了适应围岩变形的可缩性能每块木砖厚一般为2050mm当围岩的压力越大变形量越大时所需木砖的块数就越多木砖的厚度也就越大

　　浅谈煤矿开采软岩巷道支护技术问题

　　【摘要】近年来，随着矿山开采条件的日益复杂，所涉及的工程领域越来越多，我国的许多矿区，目前都存在着软岩巷道支护困难问题，并成为影响矿区发展和矿井经济技术效益的主要因素之一。软岩巷道支护历来是巷道工程的难题，通过对软岩巷道的特征分析，及支护原理和方法的论述，对泉店矿回采巷道支护方式进行了设计，并给出了相应的建议和措施，取得了良好的效果。【关键词】软岩巷道；围岩；支护结构随着国民经济的发展，煤的需求量逐年增长，开采的范围也不断扩大。无论新老矿井，在开掘巷道时都遇到了大量的软岩层，特别是随着开采深度的不断增加，深部地压明显增大。加之开采条件愈趋复杂，给巷道的掘进与维护带来了很多的困难。在开掘过程中，由于围岩的变形、位移、膨胀，使巷道掘进速度减慢，每天仅能完成几米。巷道竣工不久，支护受到严重破坏，某些矿的掘砌成本高达每米几千元，甚至上万元，是稳定围岩中同类巷道的3～4倍而且维修困难。在软岩层中施工巷道，掘进容易，但维护极其困难，采用常规的施工方法和传统的支护结构，往往不能奏效。因此研究软岩支护问题便成为巷道施工的关键问题。1软岩巷道的特征软岩巷道最明显的特征是地压显现比较剧烈，巷道维护困难，主要表现在围岩的自稳时间短、来压快、围岩变形量大、速度快、持续时间长、四周来压、底鼓明显、遇水膨胀、变形加剧，可以用4个字来概括：松、散、软、弱。2松软岩巷道支护原理软岩层巷道支护的着眼点应放在充分利用和发挥自承能力上。支护原理是：根据岩层不同属性，不同地压来源，从分析地压活动基本规律入手，运用信息化设计方法，使支护体系和施工工艺过程不断适应围岩变形的活动状态，以达到控制围岩变形、维护巷道稳定的目的。具体的说，有以下几个方面：（1）必须改变传统的单纯提高支护刚度的思想，支护结构及强度应与加固围岩、提高围岩自承能力相结合，与围岩变形及强度相匹配，实践证明，单纯提高支护刚度的方法是难以奏效的；（2）必须采取卸压、加固与支护相结合的方法，统筹考虑、合理安排，对高应力区，要卸得充分，对大变形区，要让得适度，对松散破碎区，要注意整体加固，对巷道围岩整体要支护住；（3）进行围岩变形量测，准确地掌握围岩变形的活动状态，根据量测结果

　　进行反馈，以确定二次支护结构的参数，确定补强时间，再次支护时间和封底时间；（4）树立综合治理、联合支护、长期监控的支护思想体系。3松软岩巷道支护原则早期的支护理论沿用地面结构工程原理设计支护参数，围岩是支护的对象，支护只是人工构筑的承载结构而已。然而，现代岩石力学揭示，岩石破裂后具有残余强度，松动破裂围岩仍具有相当高的承载能力，围岩既是支护压力的根源，又是抵抗平衡原岩应力的承载体，而且是主要的承载结构体。支护的作用在于维护和提高松动围岩的残余强度，充分发挥围岩的承载能力。因而，在松软岩巷道支护中，要遵循以下几方面原则：（1）维护和保持围岩的残余强度原则；（2）提高围岩残余强度的原则；（3）充分发挥围岩的承载能力的原则。4软岩巷道支护结构的选择根据软岩的不同类型、位移、压力及使用条件等情况，软岩支护结构有传统支护、锚喷支护以及两者组合的混合支护、缓冲支护、让压支护等多种支护结构。由于各矿区松软岩层的地质条件及围岩条件的复杂性和随机性，目前尚无公认的理论计算方法。所以必须从软岩巷道支护工程的实际情况出发，应因地制宜选择使用，使其在技术上、经济上更加合理。4.1砌碹封闭式支护采用圆形、椭圆形、马蹄形等合理巷道断面形状与其相应的料石和混凝土块砌碹封闭支护。此种传统的刚性支护结构，适用于浅部、位移及压力不大的膨胀性软岩巷道。碹的壁后充填软矸或砂。云南省田坝煤矿二号井煤建公司矿建处施工队采用生石灰、山砂、炉灰渣配比成的壁后充填柔性材料，经实际应用其支护效果较好。4.2圆碹加砌木砖封闭式支护这种支护结构与砌碹封闭式支护的区别是在料石和混凝土砌块之间均匀地加砌一定数量的木砖，使砌碹刚性支护形成一定的可缩量，增加了适应围岩变形的可缩性能，每块木砖厚一般为20～50mm，当围岩的压力越大、变形量越大时，

　　所需木砖的块数就越多，木砖的厚度也就越大。由于木砖受压收缩，当围岩反力作用在圆碹上，碹体作用在木砖上，碹体压力超过木砖的抗压极限强度时，木砖收缩，圆碹和围岩一起内移。显然，加木砖的圆碹支护改善了砌碹刚性支护的刚度，增加了软岩的适应范围，但木砖防腐耐久性差，只适用于服务年限不长，且不重要的软岩巷道。4.3条带碹支护在松软、膨胀软岩中，采用圆碹加砌木砖仍不能满足释放较大能量的要求时，就可采用条带碹，这也是解决软岩支护问题的途径之一。条带碹就是用料石或混凝土砌筑成一定长度的支护碹体，称之为“条带”，条带与条带之间留有一定宽度的空隙，称为“卸压通道”，通道让顶、帮围岩暴露，允许围岩向巷道空间方向挤出，起到能量或应力释放的作用，为围岩变形提供机会，以减轻对碹体的压力。4.4离壁碹支护离壁碹支护就是碹体和支架离开围岩顶板及两帮有一定距离的一种支护形式。离壁尺寸取决于围岩释放能量的大小，围岩释放能量大，变形量也大，离壁的尺寸也大。离壁碹之所以能支护软岩巷道并稳定下来，就是它留出释放能量的变形空间，让围岩变形。离壁碹支护适应于围岩释放能量较大的软岩巷道。4.5可缩性U型钢支护U型钢支护有多种结构形式，根据巷道断面尺寸的不同分为4节、5节、6节等不同类型。一般常用18#～36#U型钢制做，节与节之间搭接长度300～400mm，用卡箍、螺栓或钢楔锁紧装置来获得摩擦接头阻力。当围岩变形压力超过U型钢接头摩擦阻力时，U型钢接头发生收缩，围岩释放能量，巷道断面收敛减小，形变压力降低，U型钢支架停止收缩。当围岩变形压力再次超过接头阻力时，支架将再次重复上述过程，直到围岩和支架达到稳定时为止。4.6置换支护这种支护的实质是将软岩多挖出一定深度，用高强度材料（混凝土、碎石、矿渣和砂子等）置换，然后再进行支护，使软岩的位移压力得到控制，获得较好的支护效果。置换支护有两种基本形式：当软岩只占巷道断面的一部分时，采用局部置换支护；当全断面位于软岩之中时，采用全部置换支护。5结语（1）软岩巷道支护问题是很复杂的，不能不分时间、不分地点、不分围岩、不分深浅一样看待，必须全面、系统地从多方面改善支护状况。一是，尽可能将服务年限长的巷道布置在比较稳定的围岩中，应尽量避免采动压力的影响；二是，提高施工质量，优化施工工艺，尽量缩短掘与支之间的间隔时间，避免用水和湿

　　气通风，采用减震光面爆破快速施工；三是，要全面考虑围岩构造的膨胀特性、抗压强度、泊桑系数、赋存深度、采动压力等因素，合理选择最经济的支护结构。（2）对于强膨胀的软岩巷道，特别是受构造应力与膨胀力综合影响的巷道，选用一般联合支护、U型钢可缩性支架是不能使巷道保持稳定的，因此，必须考虑二次支护。【参考文献】[1]何满潮，孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南[M].北京：科学出版社，2004.[2]董方庭，等.巷道围岩松动圈支护理论及应用技术[M].北京：煤炭工业出版社，2001.

篇九：岩巷支护技术研究现状

　　倾斜岩层弱结构围岩巷道破坏机理与支护技术研究

　　曲懋轩;侯克鹏;杨志全

　　【摘要】为了解决云南某铅锌矿500中段运输平巷倾斜岩层围岩巷道失稳的支护难题，本文通过地质调查、岩石力学实验、微观物化分析、数值模拟等手段，对倾斜岩层弱结构巷道的围岩变形破坏特点以及对称支护下围岩的破坏规律进行了分析研究。认为巷道的右帮及底板岩性为泥质粉砂岩，是巷道变形破坏的起始部位。因此，改善该弱结构部位的围岩体力学特性，使支护体与围岩形成共同有效的支护结构，是治理巷道失稳的重要途径，提出了岩性弱结构部位加强的非均匀支护技术。试验表明，该巷道围岩变形量受到了有效控制，且取得了良好的技术经济效益。%Tosolvetheproblemsofunstablewallrockroadwayintiltedstratumof500middlesectionhaulagewayofacertainPb-ZndepositinYunnan,thispaperappliedgeologicalsurvey,experimentofrockmechanics,microscopicphysicalandchemicalanalysis,numericalsimulationintheanalysisofcharacteristicsofde-formationandfailureofweaklystructuredwallrockroadwayintiltedstratumandfailureregularityofwallrockunderthesymmetricsupporting.Theauthorbelievesthattherightandfootwallofroadwayisargilla-ceoussiltstonewhichisexactlytheinitiatingpartofdeformationandfailureofroadway.Therefore,itisanimportantwayoftreatingunstableroadwaytoimprovethemechanicalpropertyoftheseweakstructureofthewallrockinordertoformeffectivecommunalsupportivestructurebetweenthesupportingbodyandthewallrock.Hencetheauthorproposedtheinhomogeneoussupportingtechnologywhichintensifiesweakstructureparts.Thetestshowsthatthedeformationof

　　roadwayisundereffectivecontrolandfavorabletech-nicalandeconomiceffectivenessisachieved.

　　【期刊名称】《矿产与地质》

　　【年(卷),期】2014(000)006

　　【总页数】6页(P784-789)

　　【关键词】层状岩体;软弱结构;数值模拟;支护设计

　　【作者】曲懋轩;侯克鹏;杨志全

　　【作者单位】昆明理工大学国土资源工程学院，云南昆明650093;昆明理工大学国土资源工程学院，云南昆明650093;昆明理工大学国土资源工程学院，云南昆明650093

　　【正文语种】中文

　　【中图分类】TD35

　　随着我国矿产资源开发进一步发展和巷道支护技术的日趋成熟,国内许多矿井进入深部开采。开采深度的增加,巷道围岩地应力作用明显,部分围岩松散破碎,具有明显的流变变形等软岩特征[1～3]。当矿山巷道穿越岩系地层时,围岩中可能存在松散夹层,尤其在穿越膨胀性软岩岩层时,这种岩层的膨胀性、流变性和易崩解性,形成巷道围岩中的最软弱面,使得巷道围岩的不对称变形量较大,并且持续变形时间长,为深部资源开采提出了新的挑战[4]。国内外许多学者对膨胀性软岩巷道支护问题进行了大量研究,提出了许多软岩支护理论和支护方法[5～7]。但此类依照经验或工程类比的支护对策对倾斜岩层弱结构围岩的巷道支护效果并不理想[8～10],并且对围岩的各项性质没有进行具体分析,依然采用传统对称支护方式,使得巷道经常返修并

　　伴有安全隐患。笔者针对云南某铅锌矿500中段28～30#线运输平巷出现顶板下沉,右帮侧鼓出、底板鼓起等非对称大变形现象,通过地质调查、实验室岩石力学实验、微观物化分析、数值模拟等手段,综合研究了倾斜岩层膨胀性软岩巷道的围岩变形破坏特点以及对称支护下围岩的破坏规律,确立了以提高弱结构岩体力学性质为基础的支护方法,对此类型巷道提出了不对称支护对策及设计方案,将研究成果应用于现场,有效解决支护难题。1.1500中段28～30#线轨道联络巷工程地质条件云南某铅锌矿的岩巷支护实践表明,巷道多为穿层巷道,由于沉积历史等情况不同,这些复合结构围岩中各部分的围岩强度等特性也是有差异的,500中段28～30#线运输平巷为主要运输巷道,该巷道东部连接30～56#线岩脉巷道,西部连通28～18#穿脉巷道,巷道设计全长为157m,最大埋深处450m,为一穿层巷道。岩层倾角为13°～62°,根据实测地质剖面图,巷道的开挖过程中两次穿越断层,从西至东分别穿越F8与F3断层,巷道掘进初期揭露的主要岩性有泥质粉砂岩、砂岩、碳质千枚岩、千枚岩及矿体,其中泥质粉砂岩、碳质千枚岩强度较低,泥质粉砂岩的吸水性较强,软化系数小,一反面是吸水后岩体强度由于崩解作用降低,另一方面岩体膨胀产生的附加应力对巷道的稳定极为不利。1.2巷道的破坏情况500中段28～30#线运输平巷整体变形较严重(照片1),主要的表现有,顶板右肩侧已经坍塌,有较明显的泥化、风化现象,巷道两帮也有内挤情况,但底脚内挤现象更为严重,支架已严重变形。2.1巷道围岩的变形特征500中段运输平巷原设计断面为直墙拱形,采用废旧钢轨制成支架,顶板采用管缝式锚杆作为超前锚杆支护,其支护方式无法控制围岩变形,巷道顶底板最大变形量达到35cm,严重影响了运输、安全、通风。这种不恰当的支护方式导致巷道靠近泥岩层

　　的上帮侧鼓出和底板下沉,右侧底脚严重内挤,呈上部空间大,下部空间小的坡状特征,巷道变形的非对称现象十分明显,在累计60天的观测期内,巷道顶底板移近量达到15cm,两帮总变形量约为23cm。巷道所处岩层见图1。2.2岩石成分与微观结构分析岩石矿物成分分析使用BrukerD8型X射线衍射仪,岩石微观结构采用OLYMPUSBH-2型扫描电子显微镜。测试结果表明,泥质粉砂岩中的物质成分以粘土矿物为主,含量为75%～83%,其余为石英等。在粘土矿物中高岭石占29%、伊利石/蒙脱石混层占53%,属于膨胀性软岩。微观结构显示,泥质粉砂岩裂隙非常发育,连通性也比较好,在巷道开挖后,围岩的原岩应力重新分布,使得泥质粉砂岩的裂隙更容易得到扩展,从而变得更加破碎。从以上泥岩性质来看,巷道围岩遇水岩体会急剧膨胀,在原岩应力场中岩体亦会变得更加破碎,从而导致巷道产生较大的变形。2.3数值模拟与分析本次取巷道某一断面处作为计算实例。巷道埋深450m,岩层倾角45°。根据现场地应力测试结果,水平地应力大致为垂向地应力的1.3倍,即侧压系数为1.3。计算模型见图2,模型尺寸为50m×50m,巷道为直墙拱形,其中直墙高为1.8m,宽为2.4m,三心拱拱高为0.8m。数值模拟参数通过现场取样,在实验室TAW-2000三轴试验机试验得到,并对参数进行Hoek-Brown强度准则折减,巷道岩石力学参数见表1。对上述巷道的开挖过程采用MIDASGTS岩土计算软件进行分析,屈服准则选用摩尔―库伦,层间选用接触单元模拟,数值模拟结果见图3。2.4巷道变形破坏机理分析通过室内实验、巷道的工程地质条件、巷道围岩结构、岩石成分、数值模拟等分析,可以得出500中段34～40#线运输平巷产生非对称大变形破坏的机理。(1)巷道围岩岩体结构非对称变形机理。在同一条巷道内,同时出现两种岩性,并且巷

　　道受到岩层产状影响,巷道两侧岩体表现为明显的非对称分布,在开挖此类型围岩巷道时,围岩应力非对称重新分布,由于岩性的不同,所以造成围岩变形上的非对称性。(2)围岩层间滑移变形机理。当巷道岩层倾角较大时,层间的剪切应力增加,导致巷道围岩产生软弱面或产生剪切破坏,发生滑移变形。巷道围岩岩性主要为结晶灰岩与泥质粉砂岩,泥质粉砂岩的力学性质与结晶灰岩岩性相差较大,对岩层的整体稳定性有一定影响,这种岩层的组合也易发生倾倒、溃曲性破坏,对巷道的开挖是非常不利的。巷道断面为直墙拱形。巷道掘进初期采用铁轨作为钢架,超前锚杆做管棚支护,钢架与围岩接触不良位置用原木或沙袋挤紧。在对原等强对称支护下,巷道围岩的应力分布区非对称变形呈椭圆形,其中应力集中区域位于巷道底板右侧,受水平应力影响,巷道受力衰减区从右侧向左侧发展,呈明显的非对称性分布。垂直集中应力集中区域位于巷道的右侧帮部、底部与右侧底角。巷道的非对称性变形,是由于支架受巷道弱侧帮急剧收敛使支架发生内弯变形,这种刚性支护受力比较大,当一端支架发生变形时,原本在钢架与围岩中的原木部分被折断,未折断部分与围岩接触面变小,起不到原支护设计目的,导致支架失去支护作用,支架上方的超前锚杆,因为顶板冒落的缘故受力不均匀,部分产生变形,根本起不到提高围岩自承能力的作用。由于巷道基本为穿层巷道,所以其沉积历史、岩性状况不同,这些复合岩层中岩石力学特性是有较大差异的,其中岩性较弱的巷道围岩为弱结构体。目前巷道支护中一般采用全断面等密度支护,使用此类支护方法来控制围岩的变形与破坏对于性质软弱、集中应力明显的部位不具有适用性,往往巷道因局部的破坏导致巷道整体失稳。所以,在巷道围岩支护结构中,弱结构的支护是控制围岩变形的重点,必须用过对弱结构体的加强控制来实现巷道围岩的整体稳定。4.1巷道变形控制途径

　　通过对上述对层状岩体巷道变形分析,500中段巷道围岩变形控制主要有以下途径:(1)控制水对巷道围岩的侵蚀作用,减少围岩风化,提高围岩强度。(2)对巷道关键部位进行支护,提高弱侧围岩的强度。(3)通过对锚杆角度的控制,充分发挥锚杆的悬吊作用和组合拱作用,提高巷道围岩强度。(4)巷道底板受层理构造影响,应对巷道底板的底鼓量进行控制,以减少和转移底鼓塑性滑移作用力。(5)巷道围岩是相互关联的整体,因此要采用具有允许围岩产生一定变形的柔性支护。4.2巷道变形控制方案巷道断面为直墙三心拱型,其净断面尺寸:宽×中高=2.4m×2.6m。采用锚杆技术方案如图4所示。(1)根据巷道围岩的岩性,可用长度为1800mm,Φ20mm等强数值螺纹钢锚杆进行一次支护,木铁复合托盘可增加锚杆和锚索适应围岩的变形量,缓解应力集中现象,减小支护体荷载,在前期安装顶板与两帮锚杆,右帮侧应多安装锚杆,前期锚杆安装完成,围岩释放变形能之后,再实施锚索和底脚锚杆安装,底脚锚杆选择Φ42mm管缝式锚杆,倾角分别为25°、30°,其中靠近右侧底部采用注浆锚杆,锚杆长度1800mm,角度为30°,采用刚度较大的底脚锚杆对破坏部位加强支护,可转移底鼓塑性滑移作用力。如此在围岩释放塑性变形能的同时,亦可最大程度发挥围岩的自承能力。(2)采用锚杆加面积1000mm×1000mm,网格尺寸50mm×50mm金属钢筋网耦合支护,提高围岩整体的稳定性,增加围岩强度。(3)针对右帮侧变形较大的特点,合理布置锚索的位置和角度。锚索采用Φ15mm钢线锚索,长度为8m,右侧顶板增加一排锚索。通过锚索对深部围岩的锚固,减小作用在帮侧的集中应力。(4)初喷30mm,强度等级为C20的混凝土,之后复喷50mm。以提高围岩的整体强

　　度和防止围岩过度风化。4.3围岩注浆加固方案巷道全断面布置5根注浆锚杆,采用一次注浆方式,注浆孔的间距为1.2m,排距为2.4m,注浆孔深2.5m。注浆管为Φ20mm、厚度为4mm的钢管,其一端有螺纹,另一端均匀钻Φ8mm的小孔。注管长2m,螺纹长25mm,当注浆结束后,注浆管可作锚杆使用。上述研究成果在云南某铅锌矿500m中段28～30#线的运输大巷返修及新开拓巷道支护工程中进行了应用。由现场的围岩变形―时间监测结果显示,在巷道掘进初期,受掘进扰动影响,巷道围岩变形较为剧烈,随着巷道工作面的推进,支护体与围岩逐渐达到耦合状态,巷道变形逐渐减缓,进入稳定期,巷道最终底鼓量为25mm,底板下沉量17mm,两帮移近量24mm,与设计计算分析结果基本吻合,巷道的非对称变形得到了很好的控制(照片2)。(1)此类存在弱结构的巷道在复杂的工程应力环境下,其中岩性较弱的岩层对巷道的整体稳定性起着至关重要的作用,巷道的破坏首先从弱结构及邻近底板区域开始,逐渐从巷道的肩部向底角发展,弱侧在围岩压力状态下的滑移、错动形成剪胀变形,弱结构的变形破坏会使围岩整体稳定性发生恶化,从而呈现非对称变形现象。(2)采用喷射混凝土与注浆加固支护技术,有效的阻隔水沿裂隙流动的通道,避免围岩因遇水而发生崩解,提高巷道围岩岩性的强度。(3)在存在弱结构围岩巷道中采用对称形支护,会导致围岩弱结构侧的松动圈明显大于其他部位,常用的对称支护方式只注重支护的强度,对弱结构侧关键部位耦合程度不够,不能控制巷道产生的非对称形破坏。利用支护强度不同、有改善弱结构岩体岩性功能的非对称形支护,可以有效的控制弱结构侧塑性区破坏发展,从而提高围岩的整体稳定性。(4)岩性弱结构支护体系主要由及时喷层,合理布置弱结构位置的锚杆、锚索及对岩

　　性较弱部分注浆四个内容组成。

　　(5)本文所提出的巷道支护技术,成功的应用于云南某铅锌矿现场工业性试验,在巷道

　　围岩存在岩性弱结构时,有效的控制了巷道变形,保证了矿山安全高效生产。

　　【相关文献】

　　[1]何满潮.中国煤矿软岩巷道支护理论与实践[M].中国矿业大学出版社,1996.[2]杨建平,陈卫忠,郑希红.含软弱夹层深部软岩巷道稳定性研究[J].岩土力学,2008,29(10):28642870.[3]辛亚军,勾攀峰,贠东风,等.大倾角软岩回采巷道围岩失稳特征及支护分析[J].采矿与安全工程学报,2012,(05):245-253.[4]黄伟,马芹永,袁文华,等.深部岩巷锚喷支护作用机理及其力学性能分析[J].地下空间与工程学报,2011,(01):97-104.[5]周科峰,李宇峙,柳群义.层状岩体强度结构面特征的数值分析[J].中南大学学报(自然科学版),2012,43(04):1424-1428.[6]郭牡丹,王述红,张航,等.层状岩体强度数值模拟及其讨论[J].东北大学学报(自然科学版),2010,31(10):1491-1494.[7]伍永平,张永涛,解盘石,等.急倾斜煤层巷道围岩变形破坏特征及支护技术研究[J].煤炭工程,2012,(1):74-79.[8]郝亚飞,李海波,郭学彬,等.含软弱夹层岩体边坡爆破层裂特性及稳定性研究[J].岩土力学,2012,33(4):976-987.[9]王永甫,唐晓松,郑颖人,等.岩体节理对隧道开挖稳定性影响的数值分析[J].岩土工程学报,2013,35(zk2):207-211.[10]伍永平,张永涛,解盘石,等.急倾斜煤层巷道围岩变形破坏特征及支护技术研究[J].煤炭工程,2012,(1):45-54.

篇十：岩巷支护技术研究现状

　　国内岩巷快速掘进技术发展现状及其趋势

　　李国辉;李基;吴婕萍

　　【摘要】岩巷掘进技术正在成为煤矿高效安全生产的瓶颈。本文阐述了当前国内各种岩巷掘进技术的发展现状，及其特点、适用范围。从设备配置、施工工艺、工序管理、施工组织等四个方面，分析了炮掘法快速掘进技术的发展趋势。%Therapidexcavationtechnologyofrockroadwayisbecomingabottleneckofproductionsafelyandefficiently.Statuses,features,scopesofapplicationofcurrentvariousexcavationtechnologiesweredescribedbasedoncurrentenvironmentinChinacoalmining.Finallythepaperanalyzedtrendsofthetechnologyofblastingmethodsaccordingtofouraspects,suchastheequipmentconfiguration,constructiontech-nology,processmanagementandconstructionorganization.

　　【期刊名称】《煤矿现代化》

　　【年(卷),期】2015(000)006

　　【总页数】3页(P108-110)

　　【关键词】岩巷;炮掘法;综掘法;快速掘进

　　【作者】李国辉;李基;吴婕萍

　　【作者单位】四川师范大学工学院，四川成都610101;四川师范大学工学院，四川成都610101;四川师范大学工学院，四川成都610101

　　【正文语种】中文

　　【中图分类】TD263.2

　　我国煤矿露天开采仅占资源的7%，当前主体仍为井工开采。岩巷掘进工程量大，国有重点煤矿每年掘进1250～1600km，工作面1400～1700个［1］。目前岩巷掘进施工手段主要有两种：一是炮掘法，即传统钻炮开挖，另一种为综掘法，即掘进机整体掘进，国内岩巷开拓85%以上仍以前者为主［2-3］。1.1炮掘法（1）气动风钻+耙岩机/侧卸装岩机的机械化作业线。上世纪80年代，新坟矿区协庄煤矿从国外引进多台风钻+侧卸装岩机作业线，在15.74m2断面岩巷掘进中连续3个月掘进100m以上［4］。兴隆庄煤矿采用YT-24风钻+侧卸式装载机+CDXT-5电瓶车作业线，利用高预紧力、高锚固力、大间排距锚杆支护和中深孔光爆技术，最高月进尺达171m［5］。钱营孜煤矿在西翼15.3m2胶带机巷道，采用耙岩机和新型钻爆技术，连续6个月月进尺突破100m，最高月进尺138m［6］。（2）液压钻车+侧卸装岩机的机械化作业线。开滦钱家营矿利用履带双臂钻车CTH10-2F、履带侧卸装岩机ZC-3，采用中深孔光爆技术，平均月进尺147.1m［7］。新汶矿区［8］采用CMJ17A全液压钻车，利用岩石定向断裂控制爆破和双空孔楔形-筒形复式掏槽技术，实现最高月进尺155m，平均月进尺122m。在铁路隧道，杨年华等［9］针对硬岩难破碎特点，通过匹配炸药类型、优化掏槽方案、精确钻孔技术、改善堵塞质量等措施，实现Ⅴ～Ⅵ类硬岩特长隧道月进尺300m以上。1.2综掘法云南羊场煤矿试用Φ3.2m全断面掘进机，实现最高月进尺260.17m，平均月进尺156.13m［4］。淮南矿业［10］在顾北矿采用多斯科MK3重型掘进机实现最高月进尺236m，平均月进尺200m。

　　我国仍以炮掘法为主，综掘法处在试验阶段［11］，各种方法典型作业线的发展水平见表1所示。2.1气动风钻+耙岩机/侧卸装岩机的机械化作业线优点：①结构简单，易于掌握，性能可靠，井下维修方便；②造价低，适应当前煤矿购置和技术能力；③适用各种地质和工程条件；④劳动组织灵活。局限：自动化水平低；劳动强度高，作业环境差，噪声、粉尘等问题仍难以解决。适用我国各种大小煤矿、岩性的巷道掘进，是当前和今后较长时间岩巷施工的主要形式。一些发达国家已用液压凿岩取代气钻，但我国设备配套和技术水平低，大部分煤矿仍普遍采用气动凿岩设备［12］。2.2液压钻车+侧卸装岩机的机械化作业线优点：①凿装速度快、效率高，液压凿岩比风钻速度提高3倍，侧卸装岩机比耙岩机速度提高2倍；②能实现一次掘进技术；③动力消耗少，仅为风钻1/3～1/4，能量利用率高；④作业环境改善，劳动强度低，人员少，作业安全。局限：液压凿岩机重量较大；需与液压台车配套，投资大；对作业人员有技术要求；一旦出现故障，工作面受堵而影响持续生产；使用范围有一定局限，特别对轨道运输矿井。适用于资金较为雄厚的大中型煤矿，各种岩性的巷道掘进，是很有发展前途的作业线。2.3综掘法优点：①自动化程度高、速度快；对围岩扰动小，施工质量高；②作业人员少，施工环境好等。局限：掘进机庞大笨重，拆移不便；③动力消耗大，刀具寿命短，成本高；④要求巷道曲率半径大；不同地质构造适应能力差，遇到岩石硬度大、岩性变化大，或涌水、断层等速度明显下降，甚至无法工作，其发展受限。适用条件较好、资金雄厚的大型煤矿，硬度系数f＜8、转弯半径大、17m2以上的大断面岩石平巷［1-13］。

　　我国岩巷掘进速度慢、效率低，严重影响煤矿采掘比和开采效率［14］。机械化配套程度不高，施工工艺不科学，工序组织不合理，施工管理混乱，是制约炮掘法掘进速度提高的核心因素。3.1设备配置一是提高钻眼和转载效率。不断挖掘气动风钻+耙岩机/侧卸装岩机作业线的潜能，有条件的企业已采用液压钻车+侧卸装岩机，实力雄厚的企业也在探索综掘法的应用。二是突破运输瓶颈，提升运输效率。运输是制约掘进速度突破的主要因素，梭式矿车是有潜力的运输设备之一，在交通、水利隧道建设中表现突出。梭式矿车容积有8m3、12m3、14m3等，可将几辆梭车搭成列车，具有工作可靠、运量能力强、可自动卸载等优点，它适用于卸载距离短、平直或曲率半径较大的平巷。2006年，芙蓉集团川南建工公司在鲁班山北矿运输大巷试用梭式矿车，取得最高月进尺433m、平均月进尺400m的全国先进水平。华丰煤矿、鄂庄煤矿也试用了梭式矿车，运输能力和效率大大提高［1］。3.2施工工艺（1）改进爆破设计。通过优化炮眼参数、掏槽方法、装药结构、起爆方式等爆破工艺，提升爆破效果。其趋势主要为大直径大药量掏槽眼，有利于巷道循环进尺；小直径小药量其他眼，有利于缩短钻眼时间和巷道成形；掏槽方法有双阶掏槽、不同阶微差斜眼掏槽等方法，有利于抛碴和扩槽、破碎块度、爆堆形状等。总之，发展中深孔、深孔光面爆破工艺，提升循环进尺，改善巷道成形质量是其目的。袁文华等［6］采用中深孔不同阶微差斜眼掏槽方法，掏槽眼φ42mm，深度2.2～2.5m，其余炮眼φ32mm，周边眼小直径药卷。陈秀友等［15］采用双阶掏槽，掏槽眼大直径炮眼和药卷，其它炮眼小直径炮眼和药卷。山西宏厦［16］采用中深孔光面爆破，炮眼深度由1.6m改为2.0m，掏槽眼深2.2m，循环进尺由

　　1.3m提高到1.8m，月单进由90m提高到130m。张炜等［8］提出一套新型岩石定向断裂控制爆破和双空孔楔形-筒形复式掏槽快速钻爆技术，实现平均月进尺122m。杨年华等［9］通过匹配炸药（波阻抗匹配好的高爆速K5型水炸药）、优化掏槽（四大空孔直眼掏槽），精确钻孔（电脑台车和进口三臂台车提高钻孔精度），改善堵塞质量（机械加工炮泥堵塞孔口，提高爆炸能量利用，节省10%炸药消耗）等措施，实现硬岩铁路隧道月进尺300m以上，炸药单耗3kg/m3以下。（2）改进支护技术。大同煤矿在1030北轨道大巷施工中采取改变永久支护形式、中深孔爆破等措施，实现平均月进尺113.8m［17］。李清等［18］采用液压钻车配套侧卸装岩机作业线，提出了深部岩巷掘进全断面多重锚喷支护和中深孔爆破技术，实现了大断面岩巷一次掘进，速度提高30%。（3）改进排矸方法。设备合理配套，重视排矸，改进装运设施，减少车辆调度时间，提高装运工效［16］。淮南谢桥煤矿［19］针对斜巷运输展开攻关，采用装运集成化减少中间环节，提高排矸速度20%～30%。3.3工序管理尽力缩短和确定每个工序作业时间，编制合理高效循环图表；采用平行交叉作业。山西宏厦［16］采用多台凿岩机同时作业：根据断面参数布置8台气钻，每台按列确定打眼顺序，相比2～3台气钻节约钻眼时间70%；多工序平行作业：打眼与耙矸、支护与挖砌水沟等工序同时作业，平均月进尺由90m提高到130m。3.4施工组织采取“三八”或“四六”工作制［5-7，16］；实行“三掘一喷”，分工明确；建立激励机制，严格奖惩制度；注重员工培养，发挥主观能动。综掘法适用于普氏系数f＜8，转弯半径大、断面17m2以上的大断面岩石平巷，炮掘法可广泛应用于各种地质和工程条件。国内85%以上岩巷仍以炮掘法为主，

　　当前和今后仍以气动凿岩设备为最常用作业线。

　　我国岩巷掘进水平仍然较低，与发达国家仍有差距。下一步发展方向：①基于设备

　　配置、施工工艺、工序管理、施工组织，系统地建立一种快速掘进关键经验理论和

　　施工方法；②极端环境下的机械化作业线及其配套快速掘进技术，如f＜3软岩或

　　f＞8的硬岩。

　　李国辉（1979-），男，博士，副教授，从事安全科学与工程等方面的研究。

　　【相关文献】

　　［1］马立强，张东升，周明，等.深井大断面岩巷快速掘进机械化作业线配置［J］.煤炭科学技术，2009，37（8）：73-77.［2］李全生.我国井工煤矿开采技术现状和发展展望［J］.煤矿开采，2002，7（3）：1-5.［3］袁文华，马芹永，刘汉喜，等.矸石运输系统改造在岩巷快速掘进中的应用［J］.煤炭工程，2009（12）：40-42.［4］张征，柴敬.石嘴山二矿水平巷道单巷快速掘进技术研究［D］.西安：西安科技大学，2006：2-6.［5］秦忠诚，王同旭，李正龙，等.岩巷高效快速掘进综合技术研究［J］.矿山压力与顶板管理，2004（2）：34-36.［6］袁文华，马芹永.煤矿深部岩石力学性能试验分析与硬岩巷道快速掘进方法研究［J］.岩石力学与工程学报，2010，29（增1）：2853-2857.［7］朱占虎.大断面岩巷钻车作业线快速掘进施工技术［J］.煤炭科学技术，2007，35（9）：4042.［8］张炜，张东升，邵鹏，等.深部高应力岩巷快速钻爆施工技术［J］.煤炭学报，2011，36（1）：43-48.［9］杨年华，张志毅，邓志勇，等.硬岩特长隧道快速爆破掘进技术研究与实践［J］.中国铁道科学，2001，22（3）：41-46.［10］张海清.MK3综掘机岩巷大断面快速掘进技术研究［J］.煤炭技术，2011，30（4）：8182.［11］赵宏伟.我国煤矿岩巷快速掘进技术现状及展望［J］.煤炭科学技术，2012，40（1）：5-7.［12］姜金球.岩巷掘进施工机械化配套方案［J］.建井技术，2000，（4）：30-33.［13］孙泽宏.新型岩巷快速掘进成套设备应用浅析［J］.煤炭技术，2008，27（9）：19-20.［14］赵学社.煤矿高效掘进技术现状与发展趋势［J］.煤炭科学技术，2007，35（4）：1-10.［15］陈秀友，刘汉喜，袁文华.岩巷爆破法一次成巷快速掘进技术研究［J］.煤矿安全，2010，

　　（6）：15-17.［16］刘健.岩巷快速掘进施工经验［J］.建井技术，2010，31（1）：13-15.［17］闰日武，王高.大断面岩巷快速掘进技术［J］.建井技术，2002，23（1）：6-8，39.［18］李清，杨仁树，汤增陆，等.深部大断面岩巷快速掘进技术研究［J］.煤炭科学技术，2006，34（10）：1-4.［19］张景公.优化运输系统提高工作面有效作业时间［J］.煤炭技术，2008，27（3）：46-47.

篇十一：岩巷支护技术研究现状

P>　　大埋深软岩高地应力岩巷支护技术研究

　　魏垂胜

　　【摘要】针对车集煤矿28采区三条下山巷道变形失修严重的现状,采用巷道失修共性特点查找、统计及原因分析的方法,进行了大埋深软岩高地应力岩巷支护技术的研究.为实现支护效果,采用了高强锚索+“四高”锚杆+柔性梯子梁+高应力巷道底板卸压+底板注浆锚索支护技术,同时在喷浆时喷浆料中掺入聚丙烯增强增韧纤维,施工过程中推广实施“先喷后锚”施工工艺.结果表明:该种巷道支护方式提高了支护强度及岩层自身的稳定性,聚丙烯增强增韧纤维有效地阻止喷层内部裂纹的产生和扩展,其韧性能适应软岩巷道大变形的特点,“先喷后锚”施工工艺的实施提高了巷道内在施工质量,对大埋深软岩高地应力岩巷支护具有较强的指导意义.%Inviewoftheseriousdeformationofthreedownhillroadwaysin28miningdistrictsofJujiCoalMine,theconditionofdisrepairisserious,adoptingthemethodsofsearching,statisticsandanalysisofthecommoncharacteristicsofroadwaydisrepair,theresearchonthesupporttechnologyofthelargeanddeepsoftrockhighgeostressrockroadwaywascarriedout.Inordertorealizesupportingeffect,adopthighstrengthanchor+"fourhigh"bolt+flexibleladderbeambottomshouldbehighstressroadway+supportingtechnologyofgroutinganchorcableunloadingpressure,whilecementsprayingmaterialmixedwithpolypropylenefiberreinforcementintheconstructionprocess,topromotetheimplementationofthe"firstafterthesprayanchorconstructionprocess.Theresultsshowthatthemethodimprovesthestabilityofroadwaysupportstrengthandrockitself,reinforcingandtougheningpolypropylenefibertopreventthe

　　emergenceandexpansionofspraylayerinternalcrackseffectively,itstoughnesscanadapttothecharacteristicsofsoftrockroadwaywithlargedeformation,"aftertheimplementationofthefirstsprayanchorconstructiontechnologytoimprovethequalityoftheinternalconstructionofroadway,tomaketheroadwayfaceanewlook,ithasastrongguidingsignificanceforlargeburiedsoftrock,highrockandstressrockroadwaysupport.【期刊名称】《中州煤炭》【年(卷),期】2018(040)002【总页数】6页(P179-184)【关键词】柔性梯子梁;底板注浆锚索;聚丙烯增强增韧纤维;先喷后锚;“四高”锚索【作者】魏垂胜【作者单位】河南能源化工集团有限公司永城煤电控股集团有限公司车集煤矿,河南永城476600【正文语种】中文【中图分类】TD353

　　0引言随着矿井服务年限的增加，浅部易开采采区的开采完毕，煤矿的煤炭开采逐步向深部延伸，随着采深的增加，矿压显现强烈，巷道围岩剧烈变性，失稳严重，巷道的支护问题也随之出现，主要表现在巷道支护难度加大、维护成本升高且巷道的返修

　　率增加[1]。对于车集煤矿而言，28采区位于26采区下部二2煤层底板标高在810～-1060m，为其服务的28采区轨道、胶带和回风下山属于深部软岩巷道，巷道为穿层巷道，位于二2煤层底板，围岩主要以泥岩、砂质泥岩和砂岩为主，在掘进过程中出现巷道变形大、巷道变形速度快等现象，服务年限41年的巷道在成巷1年左右出现了大范围的浆皮脱落、断面缩小等破坏现象，并且开始返修。在车集煤矿，随着开采深度的增加，这类型巷道的数量在逐步增加，因此，如何有效合理地控制深部软岩巷道的变形是亟待解决的问题。笔者从巷道破坏特征、巷道破坏原因分析、原支护方式等方面进行分析，针对现场地质条件和原支护下的巷道破坏特点，对原支护方案进行了优化，通过优化巷道支护取得了预想的效果[2]。1巷道地质条件及岩性分析车集煤矿28采区轨道下山、胶带下山和回风下山，掘进目的是为形成28采区的通风、运输生产系统，满足28采区掘进及回采时的通风和运输要求。服务年限约41年。围岩综合柱状如图1所示。图1围岩综合柱状Fig.1Compositecolumnofsurroundingrock28采区位于26采区下部，二2煤层底板标高在-810～-1000m的范围内，在11—15勘探线之间，西部浅部以F5正断层为界，深部以DF024和DF025正断层为界，东部以DF082断层煤柱为界，上部与26采区为邻，下部至井田边界。28采区3条下山处于二2煤层底板岩层内，揭露的岩性为泥岩、砂质泥岩和粉砂岩(图1)。岩石单轴抗压强度平均96MPa，抗拉强度17.33MPa，内聚力C及内摩擦角φ分别为23.57MPa和31.4°。巷道围岩岩石主要成分是高岭石，具有一定的膨胀性[3]。2巷道原支护方式原巷道支护断面如图2所示，巷道原永久支护采用锚网索喷支护，锚杆、锚索及锚固剂：锚杆采用φ20mm×2000mm高强螺纹钢锚杆，拱部锚杆孔径φ28

　　mm，每根锚杆均用2卷树脂锚固剂，锚固剂型号为MSK2350/MSZ2350，锚固长度为1000mm，帮部锚杆孔径φ30mm，每根锚杆均用2卷树脂锚固剂，锚固剂型号为MSK3240，锚固长度为800mm，锚杆间排距均为800mm，锚杆外露<50mm，每根锚杆锚固力不小于70kN，扭矩不小于150N·m；拱部布置2根φ15.24mm×8000mm锚索，间排距均为2m×2m，每根锚索使用3卷树脂锚固剂，锚固剂型号为MSK2350，锚固长度为1500mm，锚索锚固力不小于100kN，外露长度设计为150～200mm。图2原巷道支护断面Fig.2Originalsupportingsectionofroadway网采用φ6mm的冷拔点焊钢筋而成，网的规格为2000mm×1000mm，网格为长×宽=100mm×100mm，网搭接长度不少于100mm，相邻两块网之间要用14号铁丝连接，连接点要均匀布置，间距为200mm。喷射混凝土必须采用不低于P.O32.5R的水泥，砂为纯净河沙，含水率为4%～6%，米石粒径小于15mm，质量比为水泥∶黄沙∶米石=1∶2∶2，速凝剂型号为J85型，掺入量一般为水泥质量的2.0%～3.5%，喷拱部取上限，喷淋水区时可酌情加大速凝剂的掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入，混凝土强度C15[4]。3巷道失修共性特点及原因分析3.1巷道失修共性特点分析根据现场观测，巷道变形和破坏具有以下特点：①巷道变形及破坏速度快，巷道掘进1月左右就开始出现浆皮开裂、巷道变形等[5]；②巷道拱基线以上破坏严重，拱基线以下变形相对较小，两肩角浆皮开裂、变形严重，肩角位置出现连续贯通的裂缝，开裂，并沿巷道轴线方向延伸，局部通向拱顶[6]；③通过对浆皮脱落处的观察发现，脱落浆皮后巷道围岩基本破碎，锚杆索托盘与巷道表面不接触，支护失效[7]；④巷道底鼓明显，巷道平均底鼓量达到300～500mm，局部地段更为严重；⑤巷道断面收缩率大，28胶带巷二联巷附近，断面收缩尤为严重；⑥锚索、

　　锚杆托盘普遍被压弯，部分锚杆、锚索失效，部分锚索锁具被压出50～100mm；⑦从脱落浆皮处可以看出，巷道表面金属网规格为100mm×100mm，存在金属网被拉断现象，网强度不能满足要求；⑧从脱落浆体处巷道围岩可以看出，巷道表面岩体湿润，出现渗水现象，其中部分地段淋水严重；⑨通过现场测量发现，喷浆普遍过厚，浆体厚度基本在200mm以上，局部在500mm以上。3.2巷道变形破坏原因分析3.2.1巷道破坏原因(1)深部巷道围岩岩性普遍较差，大多位于泥岩、砂质泥岩和砂岩互层等地系岩层中，围岩软弱，强度相对较低，自身承载性能较差[8]。(2)巷道埋深大、地压较高，围岩承受地压较大，锚网索喷支护强度不够，对围岩的强化作用不够，在高应力的作用下，巷道表面岩体由原来的整体变为破碎的小块体，与锚杆、锚索托盘的接触面缝隙加大，导致锚杆锚索预紧力达不到要求，从而导致失效[9]。(3)现场施工质量难以保证，光面爆破效果差，放炮后存在大量欠挖和超挖现象，且在实际施工过程为提高掘进效率，巷道并不整平就开始挂网打锚杆喷浆，造成巷道围岩表面出现应力集中，引起巷道表面破坏[10]，同时施工时锚杆托盘无法贴紧岩壁，达不到锚固作用。(4)现场喷浆不均匀，因光爆成型差，为了达到要求标准，喷浆普遍过厚，较厚处喷浆厚度达到300mm以上，最厚在500mm以上，喷浆时浆料主要通过人工卸车式混合，拌料实际中并不按比例混合均匀，未经过专门的搅拌设备，使得浆液混合不充分，喷砼效果不好[10]。(5)巷道在支护设计时对地应力、区域应力的实际作用考虑不周，也没有可靠的围岩物理力学参数及实际工程环境等基础依据；巷道支护方案没随着巷道围岩性质和地质构造的变化而做出相应的调整[11]，由于巷道为穿层巷道，应根据其所在岩层

　　的围岩性质强度，设计针对性的支护方式。3.2.2浆皮开裂和脱落原因分析针对28轨道、胶带和回风巷目前巷道破坏表现出来的现象主要为浆皮开裂脱落严重，故现对浆皮破坏的原因进行分析：(1)混凝土喷射后本身具有的干缩性导致喷层处于受拉状态，巷道周围混凝土的各切线方向的拉应力大于混凝土的抗拉强度时，巷道喷层就会产生断裂[12]。(2)脱落浆皮产生使喷层围岩分层脱落，局部岩壁裸露，脱落喷层的围岩不牢和喷层干缩是引起表层断裂的主要原因，巷道开掘后围岩逐渐变形形成塑性区，同时在拱部和侧帮形成楔形块体，在侧应力作用下两侧向内凸起并产生裂缝，围岩收敛变形是引起深部断裂的主要原因，围岩变形与喷层变形不协调导致喷层断裂[13]。(3)引起脱皮的主要原因是：引起于喷层裂隙的纵横交错，导致喷层局部形成独立块，当喷层附着力较弱，黏结不牢时就产生剥落，在施工中施工队冲洗岩帮不干净或末冲洗形成皮墙，地下承压水的入侵使喷层与岩壁失去黏结力造成喷层剥落[14]。另外，在喷浆过程中两次喷射，人为地将喷浆层次分开，二次喷射时，对上次喷射层的湿润不够，且距离上次喷浆时间相隔过长，使两次喷层存在明显的层次，两次喷层的黏接度不够，这就容易造成二次喷浆层容易脱落，从而使初次喷层和岩体暴露，然后逐步脱落破坏[15]。4巷道支护优化根据对28采区三条下山在现有支护下的观测，了解了其破坏的特点，并对其破坏原因进行了分析，其中一个方面为围岩自身承载性质原因，由于巷道埋深大，围岩应力较大，围岩以泥岩和砂质泥岩为主，岩石硬度相对软弱，自身承载能力较差，而采用的锚杆、锚索支护并不能将这些软弱围岩凝聚成一个强有力的承载体以抵抗较强地应力对其的破坏[16]；另一方面，巷道破坏的主要表象为浆皮的开裂与脱落，浆皮开裂主要由巷道自身围岩和喷浆体的性质不同、变形不协调引起，其破坏程度

　　与巷道施工质量及喷混凝土质量关系较大，光面爆破和喷浆工艺流程存在一定的问题，导致巷道喷浆材料混合及喷射不均匀，混凝土黏聚力不够，混凝土层次化，从而造成巷道浆皮逐层开裂和脱落。针对上述对28采区胶带下山的破坏原因分析，分别从增强围岩承载强度和改善巷道支护施工工艺方面对巷道支护方式进行优化[17]。4.1高强锚索+“四高”锚杆全断面注浆加固普通高强锚杆不能满足大埋深软岩高地应力岩巷支护的要求，普通高强锚杆通常会出现压断、扭弯等现象，以高预紧力为核心的“四高”锚杆支护才能满足深部巷道锚杆支护的要求，“四高”具体为：高预拉力、高强度、高刚度、高锚固点[18]。目前28采区采用的锚杆由φ20mm×2000mm高强锚杆变更为φ22×2500mm，屈服强度增加至500MPa。普通的锚索也不能满足大埋深软岩高地应力岩巷支护的要求，目前锚索直径由φ15.24mm变更为φ21.6mm，破断力增加至600kN。巷道采用全断面注浆加固。在围岩软弱、巷道围岩松动范围很大的情况下，如果采用普通的锚喷或锚喷网加固，锚杆都是布置在巷道围岩极限平衡区或破碎区内，形成有效的成拱机制，锚杆必须在巷道围岩内部形成坚实的着力点，而在破碎区内是无法形成这种有效的着力点，锚杆只能与外边的金属网、喷层等一起调动围岩本身部分的承载能力，当围岩压力增大或内部岩石遇水膨胀破坏时，巷道极易发生失稳。而全断面注浆加固则不同，一方面在注浆泵的压力下，注浆液能够充入围岩裂隙以及空隙中，从而改变了巷道围岩的内部结构和围岩的物理力学性质，提高了巷道围岩的黏结力和内摩擦角，从而提高了围岩自身稳定性。同时通过注浆液封闭岩石裂隙、空隙，阻止了水及空气对岩体的侵蚀，提高了围岩抵抗外力破坏能力的效果；另一方面整个巷道围岩通过注浆，锚杆和浆液凝结体以及巷道围岩有机结合为一整体，锚杆支护能力得到充分地调动和发挥，最终通过锚注加固体系解决软岩巷道维

　　护的问题[19]。4.2柔性梯子梁组合围岩喷浆体的开裂脱落主要是由于其抗拉强度不够(混凝土的特性是抗压不抗拉)、其与巷道围岩的变形不协调引起的，当巷道表面围岩变形产生的切向应力超过浆体的抗拉强度后，喷浆体开始开裂，然后逐层脱落。因此，为了减小巷道表面围岩对喷浆体的应力作用，同时加强喷浆体和巷道围岩变形的协调性，设计在喷浆前使用锚索梯子梁对巷道进行加固支护。具体工艺如下：(1)根据巷道断面尺寸加工2种型号梯子梁，1种为弧形梯子梁，1种为直型梯子梁，每根梯子梁用采用φ12mm钢筋4根，中间用同型号钢筋焊接。具体如图3所示。图3梯子梁示意Fig.3Ladderbeamdiagram(2)锚网支护时，沿巷道断面轮廓线布置加工的梯子梁(根据巷道拱半径压制成弧形，以便安装)，锚杆托盘托起梯子梁压紧钢筋网、贴紧岩面，梯子梁长根据施工便利施工控制，相邻梯子梁搭接200mm，帮部铺设梯子梁与巷道底板齐。(3)锚索支护时，梯子梁平行巷道掘进方向布置，锚索托盘托紧梯子梁，梁长2400mm，每3根锚索使用1根梯子梁。横向、纵向梯子梁形成立体结构，提高巷道立体支护效果。4.3高地应力底板卸压为了释放地压减小巷道变形，在巷道永久支护结束后、前移耙装机之前，沿巷道中心爆破松动开挖一条深1m、宽1m的卸压槽；卸压槽采用碎矸填平，矸石之间要疏松，不得压实，填平之后铺设轨道前移耙装机，后期施工底板注浆锚索进行底板注浆加固。4.4底板注浆锚索提高巷道底板整体性为了提高巷道底板的整体性，在巷道施工后期(巷道施工后1～2个月)施工底板注

　　浆锚索，进行底板注浆加固，钻孔排距为4m，每排2个孔，沿巷道中心线偏左1450mm及偏右1050mm各布置2个钻孔，钻孔垂直巷道底板布置，深度为8m，采用ZQJJ-200/1.8型气动架柱式钻机配合φ76mm钻头施工底板钻孔，然后将1根φ25mm×2500mm注浆管与1根φ18.9mm×7200mm锚索并列下入孔中，使用扎带将锚索与注浆管捆扎牢靠后进行注浆作业，注浆结束使用梯子梁连接钻孔后张拉锚索[20]。4.5聚丙烯增强增韧纤维的应用针对目前车集煤矿巷道喷浆巷道出现大面积浆皮开裂脱落，原因之一为混凝土的抗压强度较好，抗拉性较差，通过喷浆时加入适量的聚丙烯增强增韧纤维，可以增加混凝土的韧性，提高混凝土的抗拉强度，避免出现浆皮开裂脱落的现象。4.6“先喷后锚”施工工艺通过对现场施工工艺的观察了解，巷道掘进光面爆破效果差，巷道一次成型效果不理想，存在大量欠挖和超挖现象，且在实际施工过程为提高掘进效率，巷道并不平整就开始挂网打锚杆喷浆，造成浆体分布不均匀，为了达到要求标准，喷浆普遍过厚，较厚地段喷浆厚度为300～400mm以上，造成巷道浆皮变形快、容易开裂脱落等。针对上述分析，推广实施了“先喷后锚释放应力+局部补强薄喷成巷”施工工艺。具体工艺：交接班→安全质量检查→“敲帮问顶”→打下部眼→检查甲烷→装药→连线→检查甲烷→爆破→通风、降尘→检查甲烷→安全检查→“敲帮问顶”→安装前探梁吊环→穿前探梁→人员站在永久支护或可靠的临时支护下逐排背设背木→检查巷道成型→初喷(包括对迎面墙喷浆封闭)→临时支护(铺设钢筋网及梯子梁)→检查支护效果(不实、不紧用木楔楔紧并确保前探梁吊环紧固合格)→打上部锚杆→拆除临时支护→打上部眼→打锚索→出矸(验炮)→喷混凝土→挂网上梯子梁打帮部锚杆→质量验收→清理现场→交接班。通过推广实施该工艺，巷道支护效果得到明显提升，主要表现在：①通过狠抓光面

　　爆破，巷道成型质量大幅度提升，且成型质量的提升使得拱形断面承载能力得到提升；②放炮后先喷浆进行填凹找平，然后再施工锚杆、锚索，锚杆、锚索施工时几乎无不贴喷浆面的现象，且锚杆、锚索的外露长度、角度均容易控制，锚索、锚杆的合格率大幅度提高，从而使锚、网、索的作用得到了充分的发挥；③经过释放巷道应力并根据巷道变形情况进行局部锚、网、索补强支护，使得围岩与支护最大限度地共同作用、共同承载；④通过薄喷使得锚、网、索的作用得到进一步充分发挥，且起到防腐作用；⑤锚杆、锚索成排成线、外露长度、角度容易控制，整体感官效果大幅度提升。4.7巷道支护优化后巷道变形情况巷道支护优化后巷道几乎无变形，巷道仅局部出现轻微浆皮开裂现象，无明显底鼓出现，根据矿压观测数据显示，巷道施工1个月后矿压已稳定，无继续变形的趋势，相对于原支护方式支护效果较好，能够满足巷道使用要求。优化后巷道支护断面如图4所示。图4优化后巷道支护断面Fig.4Roadwaysupportingsectionafteroptimization5经济效益及社会效益分析经计算，原巷道支护施工成本约1.2万元/m，平均2年需要修一次，维修费用约0.8万元/m，28采区约服务20年，需要维修10次，整体考虑巷道成本约9.2万元/m；巷道支护优化后施工成本约1.6万元/m，可节约成本约7.6万元/m。同时巷道维修对生产系统造成较大的影响，且巷道维修安全管理难度大，容易出现人身伤害事故，巷道支护优化后巷道一次支护到位，能够满足巷道使用要求，避免了巷道再次修复，同时节约了人力及物力资源，避免了因巷道维修带来的人身伤害事故，降低了人身伤害事故对社会的影响。同时该种支护方式适用于同等条件下巷道支护，能够带来较大的社会效益。

　　6结语通过采取高强锚索+“四高”锚杆+柔性梯子梁+高应力巷道底板卸压+底板注浆锚索支护技术，同时在喷浆时喷浆料中掺入聚丙烯增强增韧纤维，施工过程中推广实施“先喷后锚”施工工艺，克服了埋深大、地应力高、岩石软、地质构造影响、巷道布置密集的特点，提高了支护强度及岩层自身的稳定性，岩巷支护状况明显改善，巷道支护效果良好，如2012—2015年使用该支护技术施工的28轨道下山二联巷向下巷道状况良好，目前仅局部轻微浆皮开裂，底鼓现象不明显，达到预期效果。参考文献(References)：[1]申胜利.古书院矿北三煤柱工作面巷道支护技术研究[J].煤，2011，20(6)：2122.ShenShengli.StudyonsupporttechnologyofroadwayinNorthThirdCoalPillarinGushuyuanCoalMine[J].Coal，2011，20(6)：21-22.[2]李世海.锚杆支护在巷道加固中的应用[J].硅谷，2011(16)：153.LiShihai.Applicationofboltsupportinroadwayreinforcement[J].SiliconValley，2011(16)：153.[3]朱伟，王进龙，宗凤龙.锚带网索支护技术在大断面切眼施工中的应用[J].煤矿现代化，2011(4)：59-60.ZhuWei，WangJinlong，ZongFenglong.Applicationofbolt，meshandwiremeshsupportinlargesectioncutholeconstruction[J].CoalMineModernization，2011(4)：59-60.[4]吉继瑜.压力集中区巷道底鼓的控制技术[J].电子科技，2010(S1)：61-62.JiJiyu.Controltechnologyofroadwaybottomdruminpressureconcentrationarea[J].ElectronicScienceandTechnology，2010(S1)：61-62.[5]成光星，李明，周慧峰.可调铰接式锚杆前探梁研究与应用-KJMTL-A型[J].科

　　技创新导报，2011(18)：71.ChenGuangxing，LiMing，ZhouHuifeng.Adjustablearticulatedanchorrodbeamresearchandapplication-KJMTL-Atype[J].ScienceandTechnologyInnovationHerald，2011(18)：71.

篇十二：岩巷支护技术研究现状

P>　　32巷道掘刷成型后尽快喷浆封闭围岩巷道围岩曝露时间越长围岩松动愈往深处发展围岩应力就越大易风化的围岩更是如此及时封闭不仅能保持围岩的原岩状态而且能防止围岩表面被水软化对易风化的岩层还能起到防止风化的作用及时锚网喷支护锚网喷结构直接接触围岩及时锚网喷可以在巷道发生破坏前限制围岩的变形与位移改变其应力状态提高岩体的强度使围岩不进入松动状态充分发挥岩体自己支护自己的能力使其较快向稳定状态转化原岩应力状态经历了从平衡到不平衡到新平衡的变化过程锚网喷积极参与了这个应力变化的全过程使围岩在新的应力平衡条件下处于稳定状态

　　煤矿软岩支护技术研究

　　摘要：软岩巷道的支护一直是困扰我国煤矿的难题。本文主要对软岩巷道支护技术进行了摊探讨。介绍了软岩分类及特性、软岩支护理论与技术、软岩巷道支护设计应注意的几个问题。随着深部矿井的开采，巷道支护难度增大，围岩稳定性变差，顶板跨落、底鼓严重，结合某矿具体地质条件，采用锚网喷支护、锚索加强支护、滞后注浆联合支护形式，为该矿区巷道支护提供了新验。针对柳海矿区煤系地层软岩强度低，变形快等特点，提出了软岩巷道破坏的主要原因规律和治理经验。

　　关键词：软岩；支护技术；底鼓；高应力；联合支护

　　0引言

　　随着我国煤炭资源的日益减少，大中型矿井的开发逐渐向深层及海域发展，而随着开采深度及广度的增加，处于成岩松软强度低易风化潮解遇水膨胀的软岩巷道，在高应力地压的作用下，稳定性变的极差，支护更加困难，给安全生产带来了前所未有的严峻考验使煤炭开采成本不断增加，严重阻碍了我国煤矿工业的生产建设和发展，因此探索一套切实可行解决软岩治理难题的新途径。

　　1软岩分类及特性

　　软岩是指在工程力作用下，能够产生显著变形的工程岩体。由于是非均质、非连续的岩体，具有复杂的变形力学机制，并具有大变大地压、难支护的特点。随着矿井开采深度的增加，原来很少有软矿井，现在逐步呈现软岩特征，某些岩层首先进入软岩状态。软岩巷道的维护问题一直困扰着我国煤矿的生产和建设。随着采深的增加，地应力增大，煤矿软岩巷道的支护更加困难。我国很多地区都是典软岩矿区，都出现了软岩巷道支护设计困难的情况。[1]

　　2软岩支护理论与技术

　　2.1新奥法

　　新奥法为新奥地利隧道施工法，国际上称为NATM。20世纪70年代传入我国。在铁路、水电、煤矿等工程领域推广应用。新奥法的概念是接岩石力学围岩支架共同作用的基本原则制定的。其主要意图是调动围岩自身的承载能力。尽可能地控制围岩变形，防止围岩松动。以达到施工最大安全度和最好的经济效果。新奥法主要内容有：围岩与支护共同发挥承载的作用；初始支护应采用柔性结构；建立二次支护的概念；调整支护参数和重视涌水处理等。[2]

　　2.2二次支护理论

　　实践表明，在高应力、膨胀性软岩巷道用一次支护，特别是使用强刚性支护

　　均不可行。包括双料石碹，600mm厚的钢筋混凝土支护等等．原因是它们都不适应软岩初期大变形的特点。由此一次支护主要是提高围岩自身承载能力。保证巷道在安全的条件下允许围岩在控制下释压变形，以适应软岩的变形力学机制。为了保证巷道的较长时间的稳定和服务期的安全，在围岩变形稳定后必须进行二次支护。给巷道围岩提供最终支护强度和刚度。

　　2.3锚喷网支护

　　锚喷网支护是目前软岩巷道有效且实用的支护形式，锚喷网支护具有以下优点与作用：喷射混凝土能及时封闭围岩和隔离水、风对围岩的破坏，减少膨胀泥化剥落的条件；锚杆能实现主动支护加固围岩，提高围岩自身承载能力和围岩一起形成一个加固圈，网不仅可以支承锚杆之间围岩，同时将单个锚杆连结成整体锚杆群，和混凝土形成有一定柔性的薄壁钢筋混凝土支护圈。锚喷网总体和围岩共同形成一个支承圈共同支承围岩，保持巷道稳定。锚喷网支护允许围岩有一定变形，所以锚喷支护的性能十分符合软岩对支护的要求。特别是一次支护性能的要求。锚喷网支护是目前软岩巷道有效、经济、实用的支护形式。

　　3软岩巷道的治理

　　3.1掘进

　　由于软岩的遇水易泥化膨胀的特性，钻眼采用干式钻眼法，以控制围岩的膨胀变形，消除膨胀压力，也可以有效的防止底鼓的发生；爆破法掘进巷道，在围岩中产生爆破震动，甚至形成炮震裂缝，周边围岩常因凹凸不平而加剧应力集中，从而加速了围岩的松动破坏，造成过大的围岩压力，尤其对地质条件较差的围岩影响更为严重因此，在爆破施工中采用浅眼光爆技术，打浅眼，少装药，放小炮，毫秒爆破，减小震动波对围岩的扰动，使巷道软岩具有一定的自稳时间，并能迅速转入支护工作对于松散破碎较严重的岩层，如不能采用全断面放炮掘进时，应采用只放掏心炮然后用风镐扩刷的掘进方法，加强巷道的成型管理和顶板管理，防止围岩因冒落片帮而失稳，从而产生应力集中现象。

　　3.2锚网喷

　　巷道掘刷成型后，尽快喷浆封闭围岩，巷道围岩曝露时间越长，围岩松动愈往深处发展，围岩应力就越大，易风化的围岩更是如此及时封闭不仅能保持围岩的原岩状态，而且能防止围岩表面被水软化，对易风化的岩层还能起到防止风化的作用及时锚网喷支护锚网喷结构直接接触围岩，及时锚网喷可以在巷道发生破坏前限制围岩的变形与位移，改变其应力状态，提高岩体的强度，使围岩不进入松动状态，充分发挥岩体自己支护自己的能力，使其较快向稳定状态转化原岩应力状态经历了从平衡到不平衡到新平衡的变化过程，锚网喷积极参与了这个应力变化的全过程，使围岩在新的应力平衡条件下处于稳定状态。

　　3.3施打锚索

　　锚索采用长度8米的钢绞线锚索，因为锚索较长，可以锚固在巷道松动圈以外较稳定的岩层中，锚固力比锚杆更大，使原来由锚杆支护形成的承载圈更大，增强了围岩的自身稳定性，起到了悬吊作用，及对锚网喷支护和围岩的补强加固作用。

　　4巷道基本地质条件

　　煤矿巷道埋深608m，顶、底板岩性为，煤层，煤层厚度变化小，平均6.0m；煤层强度中等。煤层直接顶为2.0m的砂质泥岩；老顶为厚度8~10m的中粗粒砂岩，岩性好，强度较高。煤层直接底为1.5m的砂质泥岩；直接底下部为厚度2.0m的泥岩见图1。

　　泥岩和砂质泥岩吸水后强度明显降低，泥岩干燥状态下抗压强度24~30MPa，吸水后3.9~12.8MPa，砂质泥岩干燥状态下强度13~36MPa，吸水后6~24MPa。

　　5巷道破坏特征及原因分析

　　5.1巷道破坏特征

　　在该矿地质条件下，面临深部开采引起的巷道位移量大、返修剧增、巷道维护困难等一系列问题。根据现场矿压观测，该矿巷道出现的矿压显现特征为：巷道变形量大，变形速度快，顶底板总变形量1.2～1.8m，变形速度达10～39mm/d；掘进20d后表面水平移近速度才小于10mm/d，之后移近速度比较小，但仍然保持在2.0mm/d左右。其中底鼓量占巷道总变形量的65%～75%，岩体中的应变随时间逐渐增长，并不趋近于某一稳定值，达到某一阶段应变率会急剧增加，最后导致破坏。

　　5.2巷道破坏原因分析

　　5.2.1巷道底板无支护或支护强度不够，导致巷道岩体流变难以得到控制。流变性围岩体巷道要求巷道进行全断面支护，避免底板出现围岩体的粘性流动通道。由于底板积水和耙斗机装岩的作用，底板岩体强度弱化较严重。底板流变极易发展，并导致巷道两帮整体移动，帮、顶支护强度也难以发挥有效作用。[3]

　　5.2.2锚杆没有发挥有效作用。从现场安置的2个锚杆测力计观测结果知，锚杆实际工作阻力均为2.0MPa×0.55t/MPa=1.1t，锚杆基本没有发挥作用。在其它矿区大变形巷道进行的锚杆工作阻力测试结果，同样存在锚杆工作偏低，没有起到控制围岩稳定的作用。

　　5.2.3混凝土喷层和围岩体变形不匹配，导致提前破坏；和锚杆没有起到共同支护作用，并导致锚杆工作阻力损失。围岩体力学性质相对较弱的深井巷道，巷道初期产生一定的变形是塑性区形成、围岩应力峰值向深部转移的必然过程；也是锚杆工作阻力迅速增加，锚杆发挥作用、减少巷道变形速度的过程。

　　6结语

　　软岩巷道支护是一个复杂而又细致的二作，要针对围岩情况，软岩的特性，因地制宜地对症下药，软岩支护的困难是可以解决的。同时要改变传统的硬岩支护理念，正确理解和应用软岩立护理论，把软岩巷道支护技术大胆地应用到实践中去。

　　参考文献

　　1王拥军，马岩．高地压软岩全过程支护的应用．能源技术与管理，2007，118(6)

　　2陈庆春，韩流．高应力作用下煤巷支护技术研究．能源技术与管理，2007，118(6)

　　3候朝炯，郭励生，勾攀峰，等．煤巷锚杆支护．徐州：矿业大学出版社，1999

篇十三：岩巷支护技术研究现状

P>　　浅谈煤矿巷道支护技术的研究及应用

　　摘要我国煤矿开采有了新的发展趋势，煤矿资源的利用越来越趋向于多元化和多样化的发展趋势，但是煤炭是不可再生资源，其开采量越来越少，同时，根据对实际情况的分析，明确了煤炭资源的稳定性不太高，煤矿巷道支护技术有待进一步提高。本文主要从巷道支护技术研究现状、煤矿巷道支护技术的应用两个方面进行简单分析，旨在为煤矿巷道支护技术的研究提供一定的理论依据。

　　关键词煤矿巷道；支护技术；研究；应用

　　前言

　　我国煤矿开采主要以井下开采为主，随着煤矿资源需求量的加深，煤矿开采不断深入，对煤矿巷道的需求超过传统巷道支护的技术，为了更好地确保我国煤矿巷道的稳定性及畅通性，在煤矿开采过程中，煤矿企业应该加强对先进支护技术及现代化设备的使用。通过对现阶段的煤矿开采施工分析得知，在多种支护方式中锚杆支护是主要支护方式，广泛应用于煤矿巷道中，锚杆支护与棚式支护相比，锚杆支护可以减少作业人员的劳动强度，降低巷道支护的成本，因此在巷道支护中得到应用。

　　1巷道支护技术研究现状

　　1.1巷道支护原理

　　通过相关实验及现场实践等，对国内外煤矿巷道支护技术现状进行了一定程度的了解，巷道支护技术对于煤矿巷道开采安全施工具有重要意义。巷道支护原理主要是把围岩巷道与其支护系统看作一个整体结构来研究其力学性能，充分借助围岩与其支护体系的自稳能力来使巷道达到稳定。此外，在进行巷道施工时，应充分分析围岩性质，科学合理的选择支护材料与支护方式。

　　1.2我国煤矿巷道支护的主要形式

　　（1）砌碴支护

　　砌碴支护是较早应用在煤矿巷道开采中的支护技术，主要在大型的巷道中进行应用，通过对煤矿巷道作用支护力完成对巷道的支护，使用的支护材料一般是料石或者现浇混凝土。这种支护方式需要较高的成本，并且劳动强度大，无法真正的应用在大型的围岩巷道开采中。

　　（2）棚式支护

　　棚式支护方式主要应用在围岩的外部与内部，支护材料主要分为木材、钢筋混凝土等，现阶段，木支护的方式在煤矿巷道支护技术中已经不再被使用，按照

　　断面可以将棚式支护分为梯形、拱形和圆形支护，棚式支护同样是一种被动支护技术，控制变形能力较差，遇到复杂地质无法满足支护要求，加上棚式支护支护效果差，成本高，逐渐被锚杆支护代替。

　　（3）锚喷支护

　　20世纪中期开始，锚喷支护技术开始应用在煤矿巷道支护施工中，它能够对巷道周边进行密封处理，防止风、水等外界因素对围岩强度造成影响，并能主动地支护围岩，起到加固的作用，最大限度地发挥围岩的自承能力。根据相关研究显示，锚喷支护属于性能最佳的支护形式，可在煤矿巷道中大量推广使用。

　　（4）注浆加固和复合支护

　　传统的锚杆支护与棚式支护在破碎巷道中应用，无法满足破碎巷道对支护的要求，所以，可以利用围岩注浆的方式加固围岩，不仅能够提高围岩的强度，而且有利于改善周边围岩受力机构提高自身承载力，可根据不同地质条件选择不同的支护方式；复合支护方式是通过采用两种及以上的支护方式对巷道进行联合支护，复合支护方式可以做到优势互补，更广泛地适用于不同支护方式內，然而，在实际施工过程中，这种支护方式需要较高的成本，且统一性差、速度慢，所以，煤矿开采过程中需要加强对支护技术的选择[1]。

　　2煤矿巷道支护技术的应用

　　2.1软岩巷道支护特点

　　软岩巷道主要是指易被风化、土质松软、稳定性差、土质黏结性差的岩石，软岩巷道自身的硬度不强，极易受到外界环境等因素的作用，所以在对这类煤矿进行巷道支护设计的时候应该格外注意。如果需要用数据来判断的话，通常就是松动圈厚度达到1.5以上的被称之为软岩。对现阶段我国的地形分析得知，软岩的分布并没有特定的规律，很多地区都存在软岩，这样软岩一般都有较厚的成岩土层，任何强度的岩层都被称为软岩，同时，软岩的自身性质对巷道的实际特点具有决定性作用。

　　2.2软岩巷道支护不合理问题

　　巷道支护的不合理主要表现在以下三个方面：第一，支护力度过强，力度过强使其超出了支护本身的需求，这会增加煤矿开采施工成本，但是，这种情况出现的比较少；第二，支护力度过小，力度过小会直接影响煤矿巷道的正常开采，部分煤矿为了节省经费，在对巷道支护的时候存在用料不足的情况，这将会严重影响巷道内部的构造，严重的还会导致巷道出现变形，影响巷道的正常功能，有些时候这种情况还需要花费大量的时间和经费来对其进行维护和修理，产生事半功倍的效果，这种情况在一般的煤矿巷道设计中较为常见；第三，巷道支护的施工设计参数不符合实际参数，直接影响巷道支护的合理性。通过对以上问题的分析，可以发现，围岩强度比较软的时候就会造成节理裂隙，使得含黏土的矿物质

　　进入巷道内部环境，影响巷道的正常施工。造成其内部应力减小并且集中，对巷道内部的稳定性造成很大的影响。除此之外，围岩不封闭也会导致其长时间暴露于空气当中，容易出现风化。其中影响巷道内部环境的最主要原因就是支护参数不合理，在实际的设计过程中锚杆固定不足，支护强度与参数不符等，这些因素都将会造成煤矿巷道支护存在一定的问题。

　　2.3软岩巷道支护的改进措施

　　在对软岩巷道采取常规措施后，仍没有明显的效果，相关人员就应该加强对软岩巷道的二次支护。二次支护的使用不仅能够提高对一次支护柔性的保护力度，而且能够有效提高支护体的强度。在保障巷道稳定的情况下，通过二次支护能够使围岩出现可控范围内的变形，将其承受的应力释放出去。同时，要对软岩巷道内的具体情况进行摸排，提高巷道支护作用的针对性，以加强喷层强度及其刚度，从而加固软岩巷道。针对一些围岩比较弱的开采区域，施工人员可以利用锚梁支护技术，这样能够有效地控制较弱区域的面积，防止其进一步扩大，增强整个围岩的约束力。此外，利用光面爆破降低围岩的震动，从而提高围岩的稳定性[2]。

　　3结束语

　　本文通过对巷道支护技术研究现状、煤矿巷道支护技术的应用的研究分析，明确了巷道支护技术对于煤矿巷道的开采具有重要作用，所以，相关单位应该加强对巷道支护技术的不断改进及完善。

　　参考文献

　　[1]郭文臣.煤矿巷道支护技术研究[J].山东煤炭科技，2017，（01）：70-71，74.

篇十四：岩巷支护技术研究现状

P>　　因此在深入研究高地压巷道支护理论的基础上开发研制支护材料与配套设备为深部煤炭资源开采提供技术支持具有非常重要的意巷道围岩稳定性分析深部巷道破坏首先发生在围岩的表面破裂范围内即不连续非线性变形部分连续介质力学方法认为支护结构与围岩的相互作用组成一个共同承载体系其中围岩是主要的承载结构支护结构是镶嵌在无限或半无限介质孔洞上的加劲环

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　　深井软岩巷道支护技术研究

　　作者：刘壮壮来源：《中国科技博览》2018年第13期

　　[摘要]煤矿深部巷道围岩压力大，超过其围岩的抗压强度。本文主要对深井软岩巷道支护特征、施工影响的因素及对策进行了探讨。

　　[关键词]巷道支护；深井；稳定性

　　中图分类号：TD353文献标识码：A文章编号：1009-914X（2018）13-0357-01

　　随着开采范围及开采强度的增加，浅部资源日益减少，开采深部资源已成为人类的必然选择，围岩软化现象明显，巷道变形严重，严重影响正常生产，显现典型的深部开采特征。对深部巷道围岩稳定控制的理论研究，首先需研究深部巷道的围岩分类方法与标准。可以说，深部开采首要的、关键的技术是巷道支护。而目前一般的巷道支护技术、支护材料与设备无法满足高地压巷道支护的要求。因此，在深入研究高地压巷道支护理论的基础上，开发研制支护材料与配套设备，为深部煤炭资源开采提供技术支持具有非常重要的意义。

　　1巷道围岩稳定性分析

　　深部巷道破坏首先发生在围岩的表面破裂范围内，即不连续非线性变形部分，连续介质力学方法认为支护结构与围岩的相互作用，组成一个共同承载体系，其中围岩是主要的承载结构，支护结构是镶嵌在无限或半无限介质孔洞上的加劲环。它的特点能反映出地下工程开挖后围岩的应力状态。对于围岩的连续介质力学模型，目前较为成熟的求解方法有解析计算法，所解析计算法指的是采用数学力学的计算得到闭合解的方法，通过对解析方法及其结果的分析可以得到一些规律性的认识。

　　2深井软岩巷道支护特征

　　2.1围岩的自稳时间短、来压快

　　所谓的自稳时间，就是在没有支护的情况下，围岩从暴露起到开始失稳而冒落的时间。软岩巷道的自稳时间仅为几十分钟到几个小时，巷道来压快，要立即支护或超前支护，方能保证巷道围岩不致冒落。巷道围岩的自稳时间长短主要取决于围岩强度和地压大小，同时也和巷道的断面形状、掘进方法、巷道所处的位置等有关。

　　2.2围岩变形量大、速度快、持续时间长

　　软岩巷道的突出特点就是围岩变形速度快、变形量大、持续时间长。一般软岩巷道掘进后的第1-2d，变形速度小的为5-10mm/d，大的达50-100mm/d；变形持续时间一般为25-60d，有

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　　的长达半年以上仍不能确定。软岩巷道的围岩变形量，在支护良好的状态下，其均匀变形量一般达到60-100mm以上，大的甚至达300-500mm；如果支护不当，围岩变形量很大，3001000mm以上的变形量是司空见惯的。

　　2.3围岩的四周来压、底臌明显

　　在较坚硬的岩层中，围岩对支架的压力主要来自顶板，中硬岩层对支架的压力来自顶板和两帮，但在松软岩层巷道中则四周来压、底臌明显。松软岩层，由于结构疏松、强度低，很难支撑上覆岩层的重量，围岩在自重地压的作用下，以垂直变形为主，垂直变形中又以底臌为主。软岩巷道四周来压，如果底板不支护，支护结构将出现一个薄弱带，巷道破坏首先就是从不设防的底板开始，又因底臌导致两帮移近和底脚失稳，直到片帮冒顶，巷道全部破坏。

　　2.4围岩遇水膨胀、变形加剧

　　软岩一般都含有亲水性很强的蒙脱石、伊利石等粘土矿物的岩石，这些岩石遇水后软化，体积急剧膨胀，因而变形也更剧烈，产生很大的膨胀压力。

　　2.5普通的刚性支护普遍破坏

　　软岩巷道变形量大、持续时间长，普通刚性支护所承受的变形压力很大，施工后很快就发生破坏，必须再次或多次翻修后巷道才能使用。这是刚性支护不适应软岩巷道变形规律的必然结果。

　　3软岩巷道施工影响因素

　　软岩强度低且层理、节理发育。在构造应力条件下，巷道软岩不但破裂范围大，而且软岩的碎胀性表现得更为显著，造成巷道掘出后初期变形严重，主要表现在顶板下沉、帮内移、底鼓、砼开裂等，影响巷道无法正常使用。软岩的长期流变性。原支护形式不合理，采用传统的浅部线性设计理论，支护强度弱，巷道在软岩自身的流变性能下，支护形式若采用单一的锚喷支护，上部覆深部岩层破裂大，造成大面积顶板离层，下沉量偏大，导致巷道持续变形不能稳定，诱发巷道垮冒失稳现象的发生。水理作用。由于巷道软岩属强膨胀性软岩，遇水膨胀，导致巷道转岩膨胀严重，使巷道顶板围岩条件进一步恶化。软岩赋存深度大，巷道软岩处于长期蠕变状态。由于巷道地应力大，集中程度高，容易造成整个顶板破碎带垮落，形成高冒顶现象。

　　为使巷道正常使用，必须采取有效的措施，控制底板变形，保证巷道稳定。应对软岩及时采用砼封闭，防止风化和被水侵使强度降低，有效地抑制深部岩层的高应力、低强度、强流变性的这一特点，使巷道长期处于稳定状态，减小返修的次数，保持巷道长期稳定。

　　4深井巷道支护

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　　根据上述支护原则对深井软岩巷道支护主要采用以下方式：

　　4.1锚喷网支护

　　锚喷网支护系列是目前软岩巷道有效、实用的支护形式。锚喷混凝土能及时封闭围岩和隔离水。网不仅可以支撑锚杆之间围岩，并将单个锚杆连接成锚杆群和混凝土形成有一定柔性的薄壁钢筋混凝土支护圈。而且锚网支护允许围岩有一定的变形，支护性能符合对软岩一次支护的要求。根据围岩条件也可不喷射混凝土，仅选用锚网、桁架锚网、钢带锚网支护，也可二次喷射混凝土支护。

　　4.2可缩性金属支架

　　在深部巷道中由于顶板压力过大要求支架具有一定的伸缩性能，U型钢可缩性金属支架具有可缩量和承载能力在结构上的可调节性，通过构件间可缩和弹性变形调节围岩应力。在支架变形和收缩过程中，保持对围岩的支护阻力，促进围岩应力趋于平衡状态。

　　4.3锚注支护

　　利用锚杆兼做注浆管，实现锚注一体化，是深井软岩支护的一个新途径。对于节理裂隙发育的岩体，注浆可改变围岩的松散结构，提高粘结力和内摩擦角，封闭裂隙，显著提高岩体强度。采用锚杆与注浆相结合的方法，使锚杆和注浆的作用在各自使用的范围内得到充分发挥，可提高对深井软岩的支护效果

　　5深井软岩支护的措施

　　软岩巷道围岩压力具有来压迅猛，围岩变形量大，巷道四周同时来压和持续流变，以及对各类扰动极为敏感等特点。因此，必须针对这些特点采取正确的支护原则和措施。

　　松软岩层存在着三种不同的围岩压力类型，即松动压力、变形压力和膨胀压力。对松动压力可以采用刚性支护来支撑围岩，防止破碎岩块的垮落。同时必须采取各种措施加固围岩提高岩体的自身强度。变形压力是软岩巷道的主要压力显现形式。对于变形压力必须根据流变特征合理地设计支护钢度、控制支护时间和支护施工的顺序，即允许围岩有适当的变形，以利于能量释放，又能将变形控制在一定的范围之内，使之不发展为松动压力。膨胀压力也可以看作是变形压力的一种。除采用与控制变形压力相同的措施外，还要特别注意预防围岩的物理化学效应，防止围岩脱水风干。因为某些软岩经脱水风干后再遇水，会出现更严重的膨胀和崩解。

　　巷道上覆岩体重量引起的自重应力主要是由巷道围岩承受的，支架只承受很小的一部分。因此，应重视改善围岩的力学性质，提高围岩的自稳能力。改善围岩力学性质的主要措施是提高岩体的力学指标，包括提高岩体抗拉、抗压强度和弹性模量，提高岩体的粘结力和内摩擦角等。

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　　在松软岩层中采用一次成巷立即封闭围岩和构筑永久支护的施工工艺，往往收不到应有的效果。除非采用可缩量足够大的支护，否则不宜巷道掘出后就架设永久支架，应采用先“柔”后“刚”的二次支护。所谓合适的支护时间，主要是对永久支护或二次支护而言的。支护滞后的时间必须在岩体能保持自稳的条件下选择。

　　6结语

　　深井巷道围岩应力大，围岩破坏严重，加大了支护的困难，采用大直径、高强度、树脂锚杆能有效的增加锚杆的锚固力，改善围岩的力学性能，从而维护好巷道。深部巷道围岩破坏的主要方式是支护体失效，是由围岩表面破裂范围扩大而破坏。所以，支护设计应以护顶（帮）、降低围岩破裂范围为主。加大锚杆长度与关键部位的支护强度，可有效控制围岩破裂范围。

　　作者简介

　　刘壮壮（1991.03-），男，汉族，江苏徐州人，毕业于中国矿业大学银川学院，现就职于徐矿集团三河尖煤矿采媒三区。

篇十五：岩巷支护技术研究现状

P>　　煤矿井下软岩巷道支护措施研究

　　【摘要】从煤矿开采的实际情况来看，软岩产生的影响是非常大的，开采的安全性、可靠性均难以得到保证，因此说，煤矿企业必须要做好软岩处理的相关工作，尤其是要将软岩巷道支护落实到位。本文主要针对煤矿井下软岩巷道支护展开深入探析，重点对软岩巷道支护技术进行阐述，以期使得煤矿井下开采工作能够有序展开。

　　【关键词】软岩；软岩巷道；支护；措施

　　引言：在国内经济发展的进程中，煤炭资源是不可或缺的。从煤炭开采的现状来看，因为煤炭储量大幅减少，煤矿层深度逐渐变大，这就使得井下作业环境变差，安全难以得到保证，所以说，必须要依据开采的现状选择最为合适的巷道支护技术。

　　1软岩的分类

　　在每个国家中，针对软岩概念的界定标准是不同的，这对软岩处理产生的影响是较大的。直到上世纪90年代，这种情况才得到了改变，ISMR针对软岩予以了清晰的界定，也就是将软岩划分为两类，一是地质软岩，二是工程软岩。前者指向的是风蚀、水蚀等作用下形成的软岩；后者指向的是外部工程力产生的软岩。众所周知，工程扰动、残余应力等因素会引起岩体的塑性变形，若想使得软岩巷道得到有效解决，必须要针对工程软岩力学因素

　　展开深入的分析，在此基础上寻找到切实可行的支护措施。

　　2软岩的特性

　　（1）对软岩进行分析可知，临界荷载是其固有特性。从软岩工程力学实验所得结果来看，如果软岩所承受的外部压力并未超过临界载荷的话，那么其内部结构并不会有明显变化，此时岩体能够保持稳定状态，而且力学曲线也呈现出平

　　直状态。当外部工程压力持续增加时，最终会达到临界荷载，内部预应力也会变得较大，一旦工程压力大于软岩临界荷载的话，那么岩体必然会出现变形。

　　（2）从临界载荷角度来说，与其相对应的是临界深度这个概念。软岩特性不同，采用的支护方式有一定区别，通过临界深度能够将软岩塑性变形清晰呈现出来。如果巷道位置相对较浅的话，那么软化临界深度并不高，此时，软岩并没有显著变形，对软岩巷道展开支护施工时，整个施工并不复杂。如果巷道位置达到临界深度的话，围岩必然会出现塑性变形，此时支护的难度会变得更大。这样要求技术人员必须要提前做好支护施工，这样可以使得施工难度变得较低，而且质量能够达到标准要求。

　　3软岩巷道施工支护过程中存在的问题

　　3.1对于相关围岩变形特征研究还不够透彻在展开软岩巷道支护施工时，若想使得支护作用能够充分展现出来，一定要保证支护、围岩变形能够真正保持一致，而要做到这点，技术人员必须要对围岩变形的机制、规律有切实的了解，并以此为基础来对支护类型予以确定，同时选择最为科学的支护参数。然而在我们国家，针对围岩变形特征的相关研究并不是十分深入，研究的方向、内容均较为片面，如此就使得围岩变形的具体特征无法清晰呈现出来，支护施工自然就会受到影响。

　　3.2施工现场管理质量不能够被保证从软岩巷道支护施工的现状来看，想要实现全断面一次成巷有很大的难度。所以说，在展开支护时，一定要将拱基线作为区隔，先对拱基线以上巷道予以支护，然而以下部分就会直接暴露

　　于空气，此时，风化就会变得较为严重，巷道发生碎胀的几率就会变得较大。另外来说，在进行爆破工作时，如果炮眼、装药并不合理的话，对支护施工产生的负面影响也是非常大的。导致上述问题出现的具体原因是相关部门未能履行好现场管理工作。当管理工作没有真正做到位的话，那么软岩巷道的支护想要有序展开是较为困难的，所以说，相关部门一定要对此予以重点关注。

　　3.3支护参数设置不合理在对支护参数进行设置时，如果不合理的话，软岩巷道支护必然会受到较大影响。现阶段，设置巷道支护参数时一般选用的是工程

　　类比方法，如果地质条件并不复杂的话，此种方法的适用性是较强的。地质条件变得较为复杂时，此种方法的应用也是存在弊端的。软岩巷道所处的地质条件大都较为复杂，在这种条件下仍然采用工程类比法对支护参数进行计算显然是不合理的，支护参数不能够和施工条件完全相符将会直接导致在软岩巷道支护施工过程中相关问题的出现，这对于支护作用的发挥是极其不利的。

　　4煤矿井下软岩巷道支护措施

　　4.1合理优化煤矿井下软岩巷道方位

　　全面掌握煤系地层的岩石性质，并提出相关的支护方案口合理进行巷道方位探索，找出最合理的方位进行开采，尽可能避开弱岩层口在进行地形勘探时，应准确把握岩石的物理力学性质，及其在稳定、湿度影响下的化学反应等一系列特性口在选择巷道方位时，尽可能进行择优排查，进行岩层与岩位的筛选，有效避开高应力区。

　　4.2加强对巷道相关参数的把握

　　目前，煤矿井下软岩巷道施工进行支护处理时最常使用的支护技术就是锚杆支护技术，在对软岩巷道进行支护时，相关技术人员要明确软岩巷道的岩石性质，并根据需要施工的软岩巷道改善所使用的支护技术，从而最大程度的为支护过程的实现奠定基础。此外，掘进量的提升也是保证煤矿巷道安全性能的重要措施之一，相关技术人员需要实时的把握以及调整巷道相关参数，尽可能地让巷道参数处于可控制的范围。在对软岩巷道支护参数进行设置过程中要以巷道参数为依据，尽可能地让两个数据能够基本保持一致。此外，在对支护措施进行推进过程中，要把支护承载能力的提升作为整个施工的最重要的目的之一。通过相关矿压观测措施的采取，能够让相关技术人员获得相关围岩以及施工处的地质状况，从而为支护方式选择科学性的提升创造条件。

　　4.3加强现场管理质量的保证

　　现场管理工作能否顺利推进，直接对煤矿井下软岩巷道支护技术作用的发挥造成影响，因此，相关人员必须重视对支护现场的管理，在对巷道进行分段支护

　　的过程中，要及时采取措施养护未支护的巷道段，尽可能避免风化现象地产生。此外，在爆破过程中要尽可能采用光面爆破方法，保证炮眼设置的合理性以及炸药装入的合理性，在爆破过程中要严格按照相关设计要求对整个巷道进行规整处理，最大程度的降低在爆破过程中巷道顶部出现应力过于集中的现象。

　　4.4对支护材料进行优化

　　为了最大程度的保证支护施工的作用能够顺利发挥，相关部门必须保证施工材料质量，尽可能选择强度较高的支护材料，降低支护材料出现问题的可能性。相关支护施工部门可以把U29型棚作为支护的主体结构，此外，也可以根据软岩巷道的具体状况改善锚杆托盘的形状以及尺寸，让托盘的支撑面积可以得到扩展。

　　结语:综上所述，在煤矿开采过程中，随着开采深度和开采规模的增加，软岩巷道会出现不同程度的变形．导致矿区作业危险性增加。合理应用软岩巷道联合支护技术对于保证煤矿生产安全、提高煤炭企业经济效益至关重要。软岩巷道支护形式有很多种，常见有锚梁网联合支护、锚梁网和锚索联合支护等等，在实际施工中，需要结合煤矿井下实际情况合理选用支护施工技术。这样才能有效保障煤矿井下作业的安全性。

　　参考文献：

　　[1]张德学，岗战伟煤矿井下软岩巷道施工支护技术研究应用[J]内蒙古煤炭经济，2016（07）：16+52.

　　[2]韩青松煤矿井下软岩巷道支护技术探析[J].山东工业技术，2016（07）：53.

　　[3]岳庆雷煤矿井下软岩巷道施工支护技术研究应用[J].山东煤炭科技，2015（06）：30-31.

　　[4]李和明煤矿井下巷道顶板遇软岩支护方式经济性分析[J].科技创新与应用，2012（17）：106.

　　[5]刘辉，范志伟，冯文生.安山煤矿井下巷道顶板遇软岩支护方式经济性分析[J]中国石油和化工标准与质量,2011，31（12）：263.

篇十六：岩巷支护技术研究现状

P>　　高应力软岩巷道支护技术研究与实践

　　作者：陈丁彰来源：《山西能源学院学报》2021年第05期

　　【摘要】针对深部软岩巷道围岩发生显著变形以及软岩巷道围岩支护困难的情况，本文基于围岩强度理论和数值模拟结果分析了深部软岩巷道围岩变形机制，并结合工程现场提出了“锚网索+注浆+U型钢支架”的联合支护方案，监测结果表明：采用该联合支护方案后，巷道围岩变形量得到了有效控制。

　　【关键词】深部软岩巷道;变形机制;联合支护;围岩控制

　　【中图分类号】TD32【文献标识码】A【文章编号】2096-4102（2021）05-0004-02

　　目前煤矿开采逐渐向深部发展，由此带来的地应力大、地温高、地质环境较差等问题，导致深部软岩巷道围岩发生显著变形以及软岩巷道围岩支护困难的情况，严重制约着深部矿产资源的开发与利用。因此许多专家学者在高应力软岩巷道支护方面进行了大量研究，孟庆彬等对深部高应力破碎软岩巷道围岩的变形机理进行了研究，并提出了“锚网索喷+U型钢支架+注浆+底板锚注”的支护方式。宋沛鑫采用锚网索+注浆+锚注+喷浆的支护方式控制动压影响下的软弱泥岩巷道围岩的变形，并验证了其可行性。许文静分析了巷道动压对巷道围岩支护影响。本文依据以上专家学者的研究成果，针对某矿高应力软岩巷道的工程地质特点，提出了“锚网索+注浆+U型钢支架”的联合支护方案，现场监测结果验证了该联合支护方案的可行性，此研究结果可为类似工程地质条件下的高应力软岩巷道支护技术提供借鉴与参考。

　　1工程概况

　　某矿主要运输巷道埋深900m，巷道围岩主要为泥岩及粉砂岩，主要呈灰黑色、薄层状结构，岩石强度较低，且地应力较高，同时运输巷道的断面相对较大，属于典型的高应力软岩巷道。钻孔柱状图及煤岩体力學参数如图1和表1所示。

　　巷道原支护主要采用“锚杆+锚索+钢带”支护方案，支护参数如下：巷道拱部、帮部采用φ22×2500mm螺纹锚杆，锚杆间排距为800mm×800mm，锚索采用φ22×6500mm树脂锚索，间排距为1200×1200mm;巷道两帮锚杆规格为φ22×2500mm，锚杆间排距为600×600mm，每根帮锚杆配套使用CKφ23×500mm，1卷/眼，托盘采用150×150×10mm正方形碗状钢托盘;钢筋网采用φ8mm钢筋网，间距为200×200mm。

　　2高应力软岩巷道变形机理

　　2.1围岩强度特性

　　由于高应力软岩巷道围岩的岩体强度较低以及赋存的高地应力，导致巷道支护难度较大，其主要控制因素为围岩体的岩性特征，软岩巷道围岩的岩体与水易发生反应，出现泥化、崩裂等现象。如果未采用有效的支护方式进行控制，巷道围岩将在短时间内发生变形最终导致失稳

　　破坏。同时岩体中的膨胀性黏土矿物成分也会发生吸水或失水现象，导致巷道围岩发生膨胀收缩，加剧了巷道围岩的破坏程度。

　　2.2围岩流变特性

　　由于高应力软岩巷道围岩的流变特性使得巷道围岩易发生破坏或者失稳。为探究不同高应力下软岩巷道围岩的流变特性所造成的围岩变形破坏程度，根据某矿主要运输巷道具体赋存条件及煤岩体力学参数特征，选用FLAC3D软件进行数值模拟分析。所建模型尺寸为60m×50m，模型共划分为65451个单元，78154个节点。所建模型的边界条件为：模型左右边界以及模型上端面设置为应力边界条件，根据巷道不同埋深，在模型的顶面施加载荷，模型前后面以及底面为位移边界;模型计算时采用Burgers本构模型。同时对巷道围岩的岩层简化为水平，不考虑岩体的自重;假定围岩三向的应力值相同，侧压力系数取值为1.2，模型内等间距布置锚杆索。

　　不同埋深下巷道围岩流变特性曲线如图2、图3、图4所示。

　　由图2、图3、图4可知：随着巷道埋深的加大，巷道顶板及巷道帮部的变形量也随之增大，并在开挖后的60天后变形量达到最大值并逐渐趋于稳定;随着巷道埋深的加大，巷道围岩的流变特性也随之增大，且顶板变形量的增加率最大，帮部变形量的增加率次之，底板变形量的增加率最小，控制巷道底板变形过大是整个巷道围岩稳定性的关键。巷道底板的变形量如果过大，将直接影响到巷道顶板和巷道帮部的稳定，所以应加强巷道底板的支护强度。

　　3优化支护方案

　　基于该矿的工程地质条件以及深部软岩巷道变形机理，并结合运输巷道的现场实际情况，对原支护方案进行了优化设计，提出了“锚网索+注浆+U型钢支架”的联合支护方案，同时还对巷道底板进行了锚网索+注浆的加固。

　　巷道拱部、帮部采用φ22×2500mm左旋无纵筋螺纹锚杆，锚杆间排距为800mm×800mm，锚索采用φ22×6500mm锚索，使用钢绞线制作，间排距为1200×1200mm;巷道两帮锚杆规格为φ22×2500mm，锚杆间排距为800×800mm，每根帮锚杆配套使用CKφ23×500mm，1卷/眼，托盘采用150×150×10mm正方形碗状钢托盘;钢筋网采用φ8mm钢筋网，间距为200×200mm;钢支架采用U36的工字钢;采用“高压深孔渗透注浆+低压浅孔充填注浆”技术进行分次注浆，注浆范围为5.0m左右。

　　在运输巷道内采用优化支护方案进行支护并布置JSS30A数显收敛计监测巷道围岩拱部围岩的的变形，根据所得监测数据的平均值绘制原支护方案与优化支护方案的围岩变形量曲线图，如图5所示。

　　由图5可以看出，采用优化支护方案后巷道稳定后巷道底部最大变形量约为17.1mm，相比于原支护方案巷道底部最大变形量减小了约65.1%，表明巷道围岩变形得到了有效的控制。

　　4结论

　　文章对高应力软岩巷道的变形机理进行了数值模拟分析。模拟结果显示：随巷道埋深的加大，巷道围岩的流变特性也随之增大，控制巷道底板变形过大是整个巷道围岩稳定性的关键。

　　方案优化了巷道原支护参数，提出了“锚网索+注浆+U型钢支架”联合支护方式。现场实践结果表明采用联合支护方式后可有效控制高应力下软岩巷道的围岩变形，保证巷道的稳定性。

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篇十七：岩巷支护技术研究现状

P>　　柔层析架支护技术主要是指柔性层及刚性层并用于支护体中工字形的钢支架作为刚性层使用连接杆将支架连接成整体锚网支护为柔性层层与层之间要预留间隙有利于岩层充分变形释放能量而且刚度充分可以有效的限制其发生有害变形最后喷混凝土以实现永久性的支护

　　井巷支护技术的现状及发展研究

　　[摘要]随着宏观经济的发展，人们对煤炭能源的需求加大，国家”十一五”中确立的”煤为基础”的战略方针促使我国采矿行业不断发展，煤炭能源的生产数量不断攀升，采矿安全也成为重中之重。保证矿井巷道安全，是实现安全煤矿生产的基础，而合理恰当的支护技术对建设井巷工程具有重要意义。本文主要分析井巷支护技术的现状，提出几点新方法，以期能够对进一步深化研究井巷支护技术有所裨益。[关键词]井巷支护技术发展现状锚杆支护煤矿是人们在开掘地质层时挖掘出来的合理空间，包括巷道、采掘面和井峒等。随着采煤量的不断增多，重大煤矿安全事故时有发生。这些事故暴露出诸多的安全问题，煤矿企业的支护方式落后、支护强度低、井巷支护过程中安全技术措施不到位等问题直接导致事故多发，对人们生命安全造成巨大损失。因此，深入研究井巷支护技术，不断提高其科技含量，是保证安全生产的关键措施。1井巷支护技术发展现状按照地质条件的不同，支护技术主要分为以下两种：一种是正常的地质环境下，料石砌暄或整体浇注混凝土支护，钢拱架式结构，高刚性的掩护筒式结构及迅速发展起来的锚喷支护等。特殊的地质环境下支护技术主要有锚喷支护、锚喷网与钢拱架相结合的联合支护或支架壁后充填等。目前常用的井巷支护技术主要有以下4类。1.1传统支护传统的支护技术中混凝土及木材是其主要材料，主要分为两类：衬砌和支撑。衬砌是永久性的保护围岩，而支撑是指临时性加固。在坍落拱和古典压力等思想理论的指导下，人们认为围岩局部出现坍塌是由巷道开发所致，围岩坍塌使硐室的形状发生改变，而自行获得巷道稳定。传统的支护技术中，围岩为荷载，支护为承载，支护只单纯起到抵抗承受的作用。传统支护所消耗的木材量大，且深受岩性的影响，因此适用的范围较小，主要在浅部岩层中使用。1.2金属支架支护金属支架支护中刚性支架的工作阻力与变形量成反比关系，变形量大，则工作阻力小，变形量小，工作阻力增大，直至刚性支架遭到破坏使得工作阻力消失。可缩性支架与工作阻力成正比关系，压缩量大，工作阻力也随之增大，或者出现恒阻。金属支架支护中之支护为支架，荷载体为围岩，支架承受不均匀的荷载或侧压力会导致支架不稳定，或不能竖向承载。高地应力松软破碎围岩条件下应用金属支架支护，具有地面预制的优点，保证质量的同时便于在井下实行机械化的安装或批量生产，其不足之处为底板沉降或扭曲折断时直接失去支护能力[1]。

　　1.3锚杆支护锚杆支护技术在采矿中已经被广泛应用，是指将各种锚杆安装于矿井巷道中的岩石中，加固巷道岩体，从而保证巷道安全。这种技术的主要核心在于根据巷道实际条件和不同锚杆的特点来具体设计支护，从而形成稳固结构应用于巷道之中，提供一定的支护抗力，避免巷道周围围岩产生位移或者变形。1.4复合支护煤炭开采越来越深入，危险性也随之增大，各种工程事故不断爆发。传统的支护技术已经不能满足安全的需要，因此，复合支护技术得到大力推广应用。复合技术主要是指联合两种及以上的技术共同支护巷道，锚喷支护就是通过将喷混凝土与喷浆、锚杆支护相互联合的支护技术，广泛应用于顶拱及巷道边墙中。这种联合使用的方式可以使巷道抗裂的能力大大增强，抗拉强度也有一定的提高，进而使整体的支护能力大幅提升。新兴的锚索支护也是一种联合技术，主要利用金属网及锚索来发挥支护作用，在围岩较差的开切眼、交岔点、大峒室、巷道等地方都可以使用锚索支护，费用低、工期短、方法简单、可靠安全。2井巷支护技术的发展趋势2.1支护理论必须要找出可信的先进理论为支护技术的设计指导，如软岩工程支护的岩石力学原理，对软岩变形机制进行分析，从而提出了新型的软岩巷道支护技术理论。联合支护的主要观点为不只是单纯强调支护强度，而是主张先抗后让，在适度的柔让中实现稳定支护。2.2支护技术根据地质条件的不同，综合考虑各种因素，选择联合方式，依据巷道实际条件，重点发展柔层析架支护技术及主要应用于软岩巷道中的分步动态加固技术。柔层析架支护技术主要是指柔性层及刚性层并用于支护体中，工字形的钢支架作为刚性层，使用连接杆将支架连接成整体，锚网支护为柔性层，层与层之间要预留间隙，有利于岩层充分变形，释放能量，而且刚度充分可以有效的限制其发生有害变形，最后喷混凝土以实现永久性的支护。柔层析架支护技术适用于复杂性的围岩状况，如深入的大断面巷道。围岩变形分为多个阶段，不同原因破坏岩层，其形态也会存在差异，因此采用分步、动态的加固技术更为安全有效。第一阶段的支护技术护、让为主要目的，第二阶段中围岩变形会相对稳定，为预防其长时流变，应及时喷层和加固，注浆的时间要滞后。分步加固支护技术对时间间隔有严格要求，因此施工具有一定难度，但支护强度会得到很大提高，施工速度快，适用于破碎岩层的深部巷道[2]。2.3巷道工程

　　在设计巷道工程时，以下几个问题应特别注意：一是选择岩层层位。尽量选择坚固稳定的岩层，可以适当的多做巷道。二是设计硐室时，尽量避免开口，交叉交错的情况也尽可能的不要出现，确保设计集约化，这一方面可以借鉴何满潮教授所设计的泵房吸水井。三是根据构造条件的不同，针对性的选择支护方式。四是确保支护可以同步受力，具有一定的匹配性，设计深部巷道时对变形量要给予一定预留。3结束语巷道支护技术的发展关系着煤矿产业的安全生产，因此实际应用中应遵循巷道支护的安全要求，针对性的选择合理技术，采用联合支护方式，最大限度的保证支护质量，施工时对可能产生的各种问题认真解决，制定科学的井巷支护方案，严格按照标准执行，实现安全生产。参考文献[1]张军.浅谈煤矿井巷工程支护技术的应用[J].科技向导，2011（08）.[2]曾仲节.井巷支护问题研究现状及展望[J].矿山机械，2010（03）.

篇十八：岩巷支护技术研究现状

P>　　采空侧软岩巷道变形特征及支护技术研究

　　李剑;李猛;王志平;翟朝铎

　　【摘要】为解决采空侧巷道的支护问题，以阳煤二矿81003工作面回风巷为研究对象，分析其在原有支护方案下的巷道变形特征，提出通过加强支护来解决巷道严重失稳的问题。采用数值模拟软件FLAC3D，对回风巷道在原有支护和加强支护情况下围岩变形情况分别进行了数值模拟，计算结果表明加强支护能有效控制巷道围岩变形，并根据计算结果得出了巷道围岩变形规律；通过工业性试验，对加强支护后的100m试验巷道围岩变形进行了监测。监测结果表明，加强支护显著提高了围岩的强度和承载能力，有效地控制了采空侧巷道围岩变形。%Aimingattheproblemofsupportofgoaf-sidesoftrockroadwayinYangmeiCoalmines,thispaperproposedthestudyonthedeformationmechanismandrelevantsupporttechnologyofreturnairflowroadwayatthe81003workingfacein2#coalmine.Basedonsummarizingandanalyzingthedataofdeformationmonitoringandnumericalsimulation,paperpresentedthattheoriginalsupportmethodisnotabletoprovidethesurroundingrockwithsufficientcompressiveresistancetoformstablecombinedarch.Additionally,effectivesupportingrangeiswithintheloosecircleofsurroundingrock,whichresultedinseriousdeformationevenfailureofroadway.Accordingtotheaboveconclusions,themethodofreinforcedsupportwasproposedandverifiedbyusingnumericalsimulationandindustrialtests.Asthemethodwasappliedtotheroadway,monitoringwascarriedoutagainandshowedthatreinforcedsupportobservablyenhancedthestrengthandbearingcapacityof

　　surroundingrock.Theroof-to-floorandrib-to-ribconvergencedecreasedby52.2%and55%respectively.Therefore,reinforcedsupportensuredthesafetyandefficiencyofminingfaceoperations.【期刊名称】《中国矿业》【年(卷),期】2013(000)008【总页数】4页(P81-84)【关键词】加强支护;数值模拟;巷道变形;采空侧巷【作者】李剑;李猛;王志平;翟朝铎【作者单位】中国矿业大学矿业工程学院，江苏徐州221116;深部煤炭资源开采教育部重点实验室，江苏徐州221008;中国矿业大学矿业工程学院，江苏徐州221116;深部煤炭资源开采教育部重点实验室，江苏徐州221008;中国矿业大学矿业工程学院，江苏徐州221116;深部煤炭资源开采教育部重点实验室，江苏徐州221008;中国矿业大学矿业工程学院，江苏徐州221116;深部煤炭资源开采教育部重点实验室，江苏徐州221008【正文语种】中文【中图分类】TD353

　　随着浅部煤炭资源日益减少，矿井开采深度逐渐增加，在煤炭开采过程受到复杂地质条件、高地应力和二次采动的影响，采空侧巷道围岩及支护结构的失稳问题突出[1]。目前，国内外许多学者针对巷道支护问题进行了大量的研究[2-9]，但现有的研究多针对软岩及高应力巷道的支护问题，对于采空侧巷道经二次采动影响的研究

　　较少。为此，进一步研究其失稳机理及对应支护方案具有重要意义。本文以阳煤二矿十采区81003工作面回风巷为研究对象。如图1所示，该巷道在原有支护方式下受二次采动影响明显，顶底板移近量达1000mm以上，断面收缩率达80％以上，通风和行人困难，严重制约矿井的生产安全和经济效益。因此，需要研究针对解决采空侧巷道变形问题的支护形式。1采矿地质条件阳泉煤业二矿81003工作面主采煤层为15#煤，埋深平均为450m，可采长度为810m；煤厚为6.6～7.54m，平均6.9m，为大采高工作面；煤层倾角为3°～10°，平均为6°。老顶为细粒砂岩，平均厚度为6m；直接顶为泥岩、砂质泥岩，平均厚度为5m；老底为砂质泥岩，平均厚度为4m；直接底为泥岩，平均厚度为2.8m；岩层综合柱状图如图2所示。图1回风巷断面收缩实拍图2岩层综合柱状图2巷道变形特征及控制对策81003工作面回风巷断面为矩形，宽4.7m，高3m，采用锚杆、锚索、钢带及金属网联合支护，其右侧为81002工作面采空区。巷道原有支护方案为：顶板采用2根规格为φ22mm×2400mm的端头锚固螺纹锚杆，排距为800mm，树脂药卷加长锚固，锚固长度为1400mm，铺设金属网与钢带；顶板每排布置4根规格为φ21.6mm×7300mm的锚索，排距为800mm，树脂药卷加长锚固，锚固长度为2200mm；两帮一侧采用1根规格为φ20mm×2400mm的端头锚固圆钢锚杆和1根φ21.6mm×5200mm的帮锚索，另一侧采用2根φ20mm×2400mm的端头锚固圆钢锚杆，排距均为800mm。在原有支护条件下，对巷道变形进行监测，结果为：随着工作面的推进，两帮最大移近量为1211mm，平均变形速率为15.6mm/d；顶底板最大移近量为701mm，

　　平均变形速率为8.4mm/d，如图3所示。巷道矿压显现非常强烈，围岩变形量超过40％，局部高达80％。针对巷道围岩失稳严重的问题，提出通过加强支护进一步控制采矿侧巷道围岩变形的方案。以长度为100m的巷道为试验巷道，在其原有支护方式的基础上，采用φ28.6mm×10700mm的钢绞线锚索和11#工字钢(工字钢中轴线上钻三个32mm的孔，孔间距1000mm，孔中心与工字钢边缘500mm)进行加强，布置在巷道顶板中心线位置。两帮各增加1根φ20mm×2400mm的端头锚固圆钢锚杆。加强支护后支护方案如图4所示。图3巷道位移变化图4加强支护方案3加强支护控制巷道围岩变形数值分析在加强支护方案实际应用前，以通用有限差分分析软件FLAC3D程序进行数值模拟分析并验证方案可行性[10]。FLAC3D采用快速拉格朗日方法，基于显示差分法来求解运动方程和动力方程，适用于模拟岩土工程的力学行为。3.1模型的建立按照阳煤二矿实际地质条件，选取81003工作面回风巷长度100m区域为研究对象。模型大小为100m×100m×25m，回风巷断面为4.7m×3m，与相邻采空区用煤柱隔开；对巷道附近周边网络进行细化，其他各岩层按与巷道远近适当划分；模型上边界施加载荷10MPa以模拟上覆岩层自重，其他3个边界均为位移约束，其力学模型如图5所示；模型计算过程中采用Mohr-Coulomb本构模型，岩层物理力学参数见表1。表1岩层物理力学参数岩层名称弹性模量/GPa密度/(kg·m-3)泊松比抗拉强度/MPa内聚力/MPa内摩擦角/°细粒砂岩1526000．38434砂岩泥岩互层6．523000．23522815#煤116000．321．5120泥岩521000．221．526砂

　　质泥岩824000．252．52．530图5数值模拟的力学模型3.2模拟方案模拟方案具体为模拟原有支护和加强支护两种条件下，巷道的两帮及顶底板变形情况。3.3数值模拟结果分析表2为巷道模拟变形量统计表。图6为原有支护巷道和加强支护条件下的水平位移云图，图7为原有支护和加强支护条件下的垂直位移云图。表2巷道变形情况巷道最大变形量/mm顶板底板顶底板左帮右帮两帮原有支护384．8303．1687．9560．3556．11116．4加强支护180．6133．9314．5266．6263．2529．8图6水平位移云图图7垂直位移云图从模拟结果分析可知，加强支护巷道相比原有支护巷道的变形量明显减小，顶板最大下沉量、底鼓量、顶底板移近量及两帮最大移近量降低幅度分别为53.1％，55.8％，54.3％及52.5％。因此，巷道经过加强支护后，围岩应力状态得到明显改善，围岩的承载能力显著增强，能够有效控制巷道的变形和破坏，维护巷道围岩稳定。4工业性试验为检验回风巷加强支护的有效性，对100m长度巷道进行工业性试验，并布置了4个位移测站，监测巷道两帮移近量和顶底板移近量。监测结果如图8所示。由图8可知，加强支护后巷道顶底板移近量平均为332mm，两帮移近量平均为540mm。与原有支护方案相比，巷道顶底板移近量减少了52.2％，两帮移近量减少了55％；两帮平均变形速率降为4.7mm/d，顶底板平均变形速率降为

　　4.5mm/d。巷道采用加强支护后，有效地控制了巷道变形，降低了巷道维护工作量，保证了矿区的安全生产。图8巷道变形监测结果5结论1)利用FLAC3D软件建立模型，计算巷道在原有支护和加强支护条件下的围岩变形，模拟结果表明，加强支护巷道相比原有支护巷道围岩变形量明显减小，顶板最大下沉量、底臌量、顶底板移近量及两帮最大移近量下降幅度分别为53.1％、55.8％、54.3％及52.5％。2)以阳煤二矿81003工作面回风巷为工程实例，进行了加强支护试验，现场监测结果表明：加强支护与原有支护相比，巷道顶底板移近量减少了52.2％，两帮移近量减少了55％，与数值模拟结果基本吻合，验证了加强支护在控制采空侧巷道围岩变形方面的可行性。3)理论及实践研究表明，加强支护能够有效提高巷道的稳定性及控制巷道围岩的变形，保证了矿井的正常生产，从而为阳煤二矿乃至其他类似条件巷道支护提供了经验。参考文献

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篇十九：岩巷支护技术研究现状

P>　　支护实例1我矿南翼轨道大巷受断层影响巷道裂隙发育围岩具有变形快易风化遇水易碎涨等特点过去一直采用架喷注锚复合支护支护成本达4万元米且掘进效率低2012年采用综掘施工后为提高掘进效率我矿对支护方式进行了大胆的改革决定采用锚锚注支护

　　大断面软岩巷道锚锚注复合支护方式的技术研究及应用

　　摘要大断面软岩巷道支护是困扰我国煤矿支护的难题，本文主要以如何提高围岩的自身承载能力入手，提出锚锚注复合支护方式的技术研究及应用。关键词软岩巷道；锚锚注复合支护；围岩残余强度中图分类号TD353文献标识码A文章编号1673-9671-(2012)072-0128-021当前软岩支护现状随着矿井开采深度的增加，各类开拓大巷在高地压松软围岩条件下非常难以支护，单一的支护形式已不能有效控制巷道的变形，多选择“先锚后架”或”先架后锚”等复合支护。而松软围岩条件下，采用“先锚后架”或“架锚”复合支护，存在以下问题。1）采用“先锚后架”或“架锚”复合支护时U型棚壁后充填不实，造成架棚支护和锚杆支护不能同步承载，使支架因不均匀承载而破坏，从而影响巷道的支护质量。2）巷道支护成本过高。3）高地应力，膨胀性、破碎性软岩一次支护为刚性支护时不能有效控制软岩巷道初期的大变形。2锚锚注复合支护方式的主要特点1）锚锚支护能够充分发挥、提高围岩自身承载能力，一次锚杆支护能够维护和保持围岩强度，在保证安全的条件下允许围岩在控制下释放变形，保证巷道较长时间的稳定和服务期的安全；2）在围岩变形后必须及时进行二次锚杆支护，提高围岩残余强度，保证巷道的安全性能，二次支护起到先柔后刚、以柔克刚、刚柔相济的作用，能较好地适应软岩巷道的变形特点，控制巷道的进一步变形。3）采用锚锚注联合支护，劳动强度低、巷道维护费用低、综合经济效益好。4）克服了传统的单纯提高支护强度的支护理念，采取卸压、加固与支护相结合的方法进行围岩治理，我矿南北开拓大巷的实践证明，锚锚支护安全可靠、经济效益显著。3支护实例1）我矿南翼轨道大巷受断层影响，巷道裂隙发育，围岩具有变形快，易风化，遇水易碎涨等特点，过去一直采用“架喷注锚”复合支护，支护成本达4万元/米，且掘进效率低，2012年采用综掘施工后，为提高掘进效率，我矿对支护方式进行了大胆的改革，决定采用“锚锚注”支护。2）南翼轨道大巷“锚锚注”支护参数如下：支护材料：一次支护锚杆选用GM20/2400-490锚杆，锚杆托盘型号为200×200×10；二次支护锚杆选用GM22/3000-490锚杆，锚杆托盘型号为200×200×10；锚索型号为YMS17.8/6.3-1860；钢筋网规格为￠6-2500mm×900mm，网格100×100mm；水泥选用普通硅酸盐水泥，标号P.042.5级，黄砂选用大于0.35mm中粗砂，碎石选用粒径为5mm～10mm瓜子片，速凝剂采用J85型，喷射砼标号C20。支护参数：巷道掘进断面为5540mm×4270mm，净断面为5100mm×4050mm，一次支护锚杆间排距700mm×700mm，共17根，锚索间排距2000mm×2800

　　mm，共5根；二次支护锚杆间排距700mm×700mm，共19根，锚索间排距2000mm×2800mm，共5根。围岩注浆锚杆长2600mm，全段面布置7根，中顶一根向两边按间距1500mm分布，排距2100mm，终孔压力2Mpa。底板注浆采用中空螺纹钢制成，长度2600mm，断面布置3根，巷中布置一根，对称巷中1800mm各布置一根，排距1800mm，即株排距=1800mm×1800mm。注浆完毕后上好盖板，盖板为方形球面盖板，规格为200mm×200mm，并保证有不小于200N·m的扭矩，注浆压力：2.0Mpa-3.0Mpa，每孔应尽量多注，相邻钻孔跑浆时应停止注浆，间隔5分钟进行复注，终孔压力初步定于2Mpa。施工工序：1）一次支护：交接班→安全确认→综掘机截割→敲帮问顶→临时支护→挂网打设上部锚杆（起拱线以上）及锚索→初喷上部→出矸→打设下部锚杆→初喷下部→洒水养护。2）滞后迎头70m～100m进行二次支护：交接班→安全确认→敲帮问顶→打设脚手架→挂网打设二次支护上部锚杆（起拱线以上）及二次支护锚索及注浆锚杆（并保护注浆锚杆孔口）→复喷上部→打设二次支护下部锚杆→复喷下部→洒水养护。3）滞后二次支护进行深孔注浆和底板注浆。4注意事项1）施工时如遇断层、软岩等不适于湿式打眼时可采用打干眼，为保证锚杆的安装质量，应坚持干式打眼，孔口除尘及个人防护用具要落实到位，喷雾装置要正常打开使用。2）帮部锚索施工时禁止使用顶锚钻机进行打眼，尽可能用帮锚杆钻机或采用风锤进行打眼施工，防止锚索穿皮现象的发生。3）一次支护后顶板变形严重时及时进行二次支护，二次支护时加补钢带后施工锚杆，进一步提高围岩的整体抗变形能力。4）喷砼前要进行洒水冲刷，喷后7天内三班洒水养护。5）严格按矿压监测规定进行巷道围岩变形及矿压监测工作。设计人员、施工人员和监测人员互通情况，针对变形量的快慢及时对二次支护进行调整，才能取得最好的支护效果。参考文献[1]钱鸣高.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.[2]李明远.软岩巷道锚注支护理论与实践[M].北京：煤炭工业出版社.[3]陆士良.锚杆锚固力与锚固技术[M].北京:煤炭工业出版社,1998.

篇二十：岩巷支护技术研究现状

P>　　煤矿软岩巷道工程支护的研究现状与展望

　　孟庆彬;孔令辉;魏烈昌;申海龙;杨以明【摘要】煤矿软岩巷道工程支护,尤其是深部高应力软岩巷道支护,一直是矿业工程难点问题之一.随着矿井开采规模的增大和开采深度的不断加大,软岩巷道的支护与维护问题显得越来越突出,软岩问题愈趋严重,直接影响煤矿安全高效生产.软岩巷道支护问题的研究得到了国内外有关学者的高度关注,经过国内外专家大量的理论研究、现场试验与测试、实验室实验等手段,在软岩巷道工程支护理论和支护技术方面取得了大量的研究成果.在分析和总结煤矿软岩巷道支护常用支护技术的基础上,提出高强度锚杆、锚注支护及联合支护将成为软岩巷道支护新的发展形式.【期刊名称】《煤》【年(卷),期】2011(020)001【总页数】6页(P1-6)【关键词】软岩巷道;支护;研究现状;展望【作者】孟庆彬;孔令辉;魏烈昌;申海龙;杨以明【作者单位】山东科技大学,土木建筑学院,山东,青岛,266510;山东科技大学,土木建筑学院,山东,青岛,266510;山东科技大学,土木建筑学院,山东,青岛,266510;兖矿集团,济宁三号煤矿,山东,济宁,272169;兖矿集团,济宁三号煤矿,山东,济宁,272169【正文语种】中文【中图分类】TD353

　　煤矿软岩巷道工程是软岩工程的一个主要组成部分。软岩工程[1]是指与塑性大变形工程岩体有关的岩体工程，如软岩边坡工程、软岩隧道工程及软岩巷道工程等。由于软岩巷道工程所处的复杂工程地质条件，其支护问题一直是困扰煤炭生产的一个主要问题。随着开采深度的增加，软岩矿井的数量也在不断增多，由于软岩巷道支护不当而造成的巨大的返修量不仅造成巨大浪费,而且使整个矿井陷于困境,甚至关闭。因此，软岩工程问题引起岩石力学工程界、矿业开采界的重视和关注。经过国内外专家大量的理论研究、现场试验与测试、实验室实验等手段，在软岩巷道工程支护理论和支护技术方面取得了大量的研究成果[2,3]。随着现代科学技术的迅速发展，软岩巷道工程支护技术正经受着经济、社会和环境的严峻挑战，也面临着新的发展机遇。回顾世界软岩巷道工程支护技术的研究现状，展望软岩巷道工程支护技术的发展走向，承上启下，继往开来，对于开辟21世纪软岩巷道工程支护技术新局面，具有十分重要的现实和深远的意义。20世纪初发展起来的以海姆(A.Haim)、朗金(W.J.M.Rankine)和金尼克(А.Н.Иник)理论[4]为代表的古压力理论认为：作用在支护结构上的压力是其上覆盖岩层的质量γH。其不同之处在于：海姆认为侧压力系数为1，朗金根据松散体理论认为是tan2(45°-φ/2)，而金尼克根据弹性理论认为是:μ/(1-μ)，其中μ、φ、γ分别表示岩体的泊松比、内摩擦角和体积质量。随着开挖深度的增加，人们发现古压力理论在许多方面都有不符合实际之处，于是坍落拱理论应运而生，其代表有太沙基(L.Terzaghi)和普氏(М.М.Протодьяконов)理论[5]，坍落拱理论认为：坍落拱的高度与地下工程跨度和围岩性质有关。太沙基认为坍落拱形状为矩形，而普氏则认为坍落拱形状呈抛物线形。坍落拱理论的最大贡献是提出巷道围岩具有自承能力。新奥法是20世纪60年代奥地利工程师L.V.Rabcewicz在总结前人经验的基础上

　　提出来的一套隧道设计、施工新技术，即奥地利隧道新施工方法[6](newaustriantunnelingmethod,NATM)。随后，逐渐运用到煤矿软岩支护中去。目前，已成为软岩支护主要的理论之一。新奥法的理论是建立在岩石的刚性压缩特性的岩石三轴压缩应力应变特性以及莫尔(Mohr)学说基础上的，并考虑到隧道掘进的空间和时间效应所提出的新理论。这一新理论集中体现在支护结构种类贯穿在不断变更的设计施工过程中。1980年，奥地利土木工程学会地下空间利用分会把新奥法定义为:“在岩质为砂质介质中开挖隧道，以使围岩形成一个中空筒状支承环结构为目的的隧道设计施工方法”。施工时遵循下列原则：①应当考虑岩体的力学特性；②应当在适宜的时机构筑支护结构，避免围岩中出现不利的应力应变状态；③为使围岩形成力学上十分稳定的中空筒状支承环结构，必须构筑一个闭合的支护结构；④由现场量测监控围岩动态，根据允许变形量求得最适宜的支护结构。上述定义揭示了新奥法最核心的问题——利用围岩自承能力，使围岩本身形成支承环。其存在的问题是:新奥法的理论基础是当时的岩石力学理论基础——弹塑性理论，而软岩流变性等问题已超出了弹塑性问题所能解决的范围，所以需进一步完善。日本山地宏和樱井春辅提出了围岩支护的应变控制理论[7]。该理论认为：隧道围岩的应变随支护结构的增加而减小，而允许应变则随支护结构的增加而增大。因此，通过增加支护结构，能较容易地将围岩应变控制在允许应变范围内。支护结构的设计则是由工程测试结果确定了对应于应变的支护工程的感应系数后确定的。20世纪70年代，萨拉蒙(M.D.Salamon)等又提出了能量支护理论[8]。该理论认为：支护结构与围岩共同作用、变形，在变形过程中，围岩释放一部分能量，支护结构吸收一部分能量，但总的能量没有变化。因而，主张利用支护结构的特点，使支架自动调整围岩释放的能量和支护体吸收的能量，支护结构具有自动释放多余能量的功能。

　　目前，数值计算方法的发展日趋成熟[9]，如有限单元法、边界元法、离散元法等，以此为理论基础的计算软件大量涌现，如ANINA、NOLM、FINAL、UDEC、SAP、FLAC等程序都为广大用户熟知，这些软件与一些支护理论相结合，在地下工程中得到广泛的应用。中国著名岩土工程专家陈宗基院士在20世纪60年代从大量工程实践中总结出岩性转化理论[10,11]。该理论认为：同样矿物成分、同样结构形态，在不同工程环境条件下，会产生不同应力应变，以形成不同的本构关系。坚硬的花岗岩，在高温高压的工程条件下，产生了流变、扩容，并指出，岩块的各种测试结果与掩体的工程设计应有明显的区别。强调岩体是非均质、非连续的介质，岩体在工程条件下形成的本构关系绝非简单的弹塑、弹黏塑变形理论特征。轴变论理论[12]和开挖系统控制理论[13,14]都是于学馥等人提出的。轴变论理论认为：巷道坍塌可以自行稳定，可以用弹性理论进行分析。巷道围岩破坏是由于应力超过岩体强度极限所致，坍塌是改变巷道轴比，导致应力重新分布，高应力下降，低应力上升，直至自稳平衡，应力均匀分布的轴比是巷道最稳定的轴比，其形状为椭圆形。开挖系统控制理论认为：开挖扰动了岩体的平衡，这个不平衡系统具有自组织功能，可以自行稳定。由冯豫、郑雨天、陆家梁、朱效嘉等人在总结新奥法支护的基础上，又提出了“联合支护技术”。该理论[15-17]认为：对于软岩巷道支护，一味强调支护刚度是不行的，要“先柔后刚、先挖后让、柔让适度、稳定支护”，并由此发展起来了锚喷网技术、锚喷网架支护技术、锚带网架锚带喷架等联合支护技术。以郑雨天教授、孙钧教授和朱效嘉教授为代表的学者在联合支护的基础上提出了锚喷—弧板支护理论[18]。该理论认为：对软岩总是强调放压是不行的，放压到一定程度，要坚决顶住，即采用高标号、高强度混凝土弧板作为联合支护理论的先柔后刚的刚性支护形式即“钢筋混凝土弧板”，要坚决限制和顶住围岩向中空的位移。

　　围岩松动圈理论[19-21]是由中国矿业大学董方庭教授提出的。其主要观点为：凡是坚硬围岩的开挖巷道，其围岩松动圈都接近于零，此时巷道围岩的弹塑性变形虽然存在，但并不需要支护。松动圈越大，收敛变形越大，支护越困难。因此，支护的目的在于防止围岩松动圈发展过程中的有害变形，支护对象是松动圈形成和发展过程中的碎胀力。主次承载区支护理论[22]是方祖烈教授提出的。该理论认为：巷道开挖后，在围岩中形成拉压区域；压缩域在围岩深部，体现了围岩的自撑能力，是维护巷道稳定的主承载区。抗拉域形成于巷道周围，通过支护加固，也形成一定的承载力，但其与主承载区相比，只起辅助作用，故称为次承载区。主、次承载区的协调作用决定巷道的最终稳定。支护对象为张拉域，支护结构与支护参数要根据主、次承载区相互作用过程中呈现的动态特征来确定。支护强度原则上要求一次到位。应力控制理论[23]，也称为围岩弱化法、卸压法等。该方法起源于前苏联，其基本原理是通过一定的技术手段改变某些部分围岩的物理力学性质，改善围岩内的应力及能量分布，人为降低支撑压力区围岩的承载能力，使支撑压力向围岩深部转移，以此来提高围岩稳定的一种方法。软岩工程力学支护理论[24-28]是由何满潮教授运用工程地质学和现代大变形力学相结合的方法，通过分析软岩变形力学机制，提出了以转化复合型变形力学机制为核心的一种新的软岩变形力学机理的确定。它涵盖了从软岩的定义、软岩的基本属性、软岩的连续性概化，到软岩变形力学机制的确定和软岩非线性大变形力学设计方法等内容。由何满潮教授提出的关键部位耦合组合支护理论[29-32]。该理论认为：巷道支护破坏大多是由于支护体与围岩体在强度、刚度、结构等方面存在不耦合造成的。要采取适当的支护转化技术，使其相互耦合，复杂巷道支护要分为两次支护，第一次是柔性的面支护，第二次是关键部位的点支护。

　　20世纪60年代和70年代，软岩工程设计基本上沿用工程类比设计；到80年代，出现了位移反馈设计、松动圈支护荷载设计、弹塑性力学数值法设计；到90年代，又出现了锚网耦合设计；90年代末期，中国软岩工程设计与施工初步形成了一套比较成熟的将类比定性、定量计算和施工位移反馈相结合的动态综合设计程序[1]。工程类比的根据是系统的、可靠的基础资料，主要包括：围岩的地质、水文、工程地质资料，岩石的物理、化学、力学性质以及工程环境资料，类比地质条件相邻矿井的支护及围岩变形的有关资料。在对这些资料、工程条件分析的基础上进行类比方案设计。理论验算是根据软岩工程岩体和工程环境的有关资料确定软岩类别、岩体结构、地压显现类型，建立正确的力学模型和计算方法。通过验算巷道周围位移预计、支架的最大反力及支护结构力学参数等。从整体上验算类比方法所选的支架类型和支架设计参数是否符合巷道围岩变形规律。随着电子计算机和各种计算软件的迅速发展，使理论验算校核类比参数变得更加高效、快捷。根据软岩工程的现场试验观测数据，进行有关工程参数的高速反馈十分重要。因此，巷道开工后立即加以试验、监测等是十分必要的，监测的主要内容：①岩石的物理力学性质确定；②软岩巷道收敛变形规律；③巷道围岩加于支护上的实际荷载；④典型地段的巷道围岩深部位移。近几年，随着非线性力学理论的发展和对软岩的深入研究，软岩工程正面临从小变形岩土工程向大变形岩土工程的飞跃。例如，深埋隧道工程的大变形岩土工程的大量涌出，若仍然沿用常规设计，就可能发生失稳、塌方等事故。深刻的理论原因是深埋隧道区别浅埋隧道的显著力学标志为大变形、大地压、难支护。近年来，屡屡发生的岩土工程恶性事故也在呼唤着软岩工程设计的新阶段——非线性大变形力学设计方法。该设计方法是何满潮教授根据软岩工程力学支护理论的研究成果首先提出来的。该

　　设计方法认为：地下工程的破坏许多是由于支护体与围岩在强度、刚度和结构上存在不耦合造成的，巷道的支护应该从其变形力学机制入手，对症下药，采用适当的支护转化技术，使复合型转化为单一型，复杂巷道支护应分为两次：一次支护为柔性面支护；二次支护为关键部位的点支护。20世纪60年代以后，软岩工程技术在理论、支护技术和设计等方面都取得了长足进展，取得了一系列科技成果，为煤炭、水利、交通、冶金、城市地下工程和工民建等工程都做出了卓越的贡献。但是由于各方面的原因，软岩巷道工程技术在理论上、设计上、支护技术及配套设备上仍存在一些问题[33]，主要表现在以下几个方面：目前，真正系统地掌握先进的软岩工程技术的还是少数矿区和工程单位。而大部分基层生产单位还是处在经验支护的状态中。因此，遇到软岩问题，先用一般支护技术来对付，然后，反复维修，无限制的增加支护刚度。造成这一局面的原因是科研院所的科技成果和生产、基建单位的工程技术人员严重脱节，因而造成每年数以亿计的严重经济损失。目前提交的地质勘探报告和工程勘察报告，所提供的软岩地质资料不能满足设计对软岩巷道支护设计的要求，特别是膨胀性软岩的工程地质资料不足。目前，软岩一般变形力学机制的研究基本清楚，对初期变形破坏研究较多，但对大深度高应力、强膨胀复合型岩体，以及受采动影响后的流变时间效应，支护和围岩相互作用机理的研究仍需深化。目前对构造应力方向往往是借助于对矿区附近构造和构造体系的分析及其对软岩工程变形破坏的现象加以综合判定；而对构造残余应力的测定往往在较硬岩石钻孔测试，但在精度上仍需加强研究，测试方法有待创新。对软岩巷道工程常用的支护形式进行总结和分析，得出各种支护形式的优缺点，为软岩巷道支护形式的改进和完善提供依据。软岩巷道常用支护形式及其分析如下

　　[34]：主要包括全封闭钢支架支护、整体预制模板支护、现浇封闭钢筋混凝土支护等。事实上,随支护刚度增大,围岩压力随之增加；虽然支护承载力增加，但支护载荷并未降低,支护的变形和破坏状况没有得到改善。因此，整体刚性支护不能很好解决巷道围岩与支护间的矛盾,在刚度和强度上不能与大变形、大地压的软岩巷道围岩相协调；带来的是巷道断面加大、掘进速度降低和支护成本增加等问题。主要有圆料砌碹加可缩层和条带碹等形式。该方式为井巷围岩提供一定支护强度，并有一定可缩性。但由于砌体本身刚度较大，允许变形小，对软岩巷道围岩的大变形不适应；同时,该方式施工速度慢,工人劳动强度高。是根据软岩膨胀性的特点而设计。该法主要用于膨胀性岩层及断层破碎带支护。这种支架不仅有可缩性,而且有较高的初承力和支撑能力；作用在支架上的压力与围岩的移近量成反比关系，也就是说在一定条件下支架可缩后,支架上的荷载减小而且还会有调整和得到改善。但是,在使用过程中,U型钢可缩性支架的支撑能力经常得不到充分发挥。其主要原因在于：巷道掘进和支护工艺都不可避免地在支架背后形成不同尺寸的空穴,使支架的周边与巷道围岩出现不规则的点、线接触。围岩变形时,支架受到集中荷载和偏心荷载的作用而产生失稳变形,支架受力状况恶化,使支架出现压弯、扭曲等变形而失效；而且随支架支护阻力要求的提高,钢支架的质量越来越大，钢材用量大，支护成本高。对于软岩巷道的支护，锚杆及其联合支护被认为是一种合理有效的方式。人们习惯将锚杆支护称为主动支护,其实并不是所有的锚杆支护都属于主动支护。主动支护与被动支护的区别并不在于支护类型,而在于支护体能否主动给围岩以预紧力。安装锚杆时,给锚杆施加足够的预应力,不仅可消除锚杆构件的初始滑移量,而且可为围岩提供一定预紧力,以降低围岩受拉截面的拉应力。

　　在分析和总结煤矿软岩巷道支护常用支护技术的基础上，提出软岩巷道支护新的发展形式，主要在以下几个方面发展和创新[35]：超高强度螺纹钢锚杆具有更高的屈服强度和破断强度,为巷道围岩提供强大支护阻力(一般来说，比普通圆钢锚杆高3倍以上),大大增加了巷道围岩离层、变形和层理裂隙等弱面进一步发展的约束力。另外,高强度或超高强度螺纹钢锚杆可实现全长锚固,有效控制巷道围岩大变形,提高系统可靠性。软岩巷道围岩的松动范围较大，岩体强度低,单用锚杆支护难以使破碎岩块完全处于受压状态而形成组合拱。软岩巷道中，为发挥锚杆支护的优势，提高围岩的强度和变形模量，改变围岩的变形规律，利用锚杆兼作注浆管，外锚内注，实现“锚注一体化”,是解决松散破碎型软岩巷道支护的有效途径，锚注机理包括以下几个方面的内容[36]。1)对节理发育的软岩巷道,注浆后可以改变围岩的松散结构,提高岩体的胶结力和内摩擦角,进而提高围岩的自身强度,充分调动围岩的自承能力。2)采用注浆锚杆注浆，可以利用浆液封堵围岩裂隙、隔绝空气、防止围岩风化，避免围岩因被水浸湿而降低自身强度,提高围岩的稳定性。3)注浆形成的加固圈可为锚杆提供可靠着力基础,发挥使锚杆对松碎围岩的锚固作用。注浆加固能使普通端锚锚杆实现全长锚固,从而提高其锚固力和可靠性,进一步增强支护结构的整体性。4)提高巷道围岩松动圈内破碎岩体的强度和变形模量。大松动圈内较破碎的围岩,其强度和变形主要由破裂岩体弱面控制,从而造成破碎岩体的宏观强度及弹性模量值较低,导致高应力巷道围岩变形量大、维护困难；而浆液固结体具有较大的粘结力,可显著提高碎胀岩体的内聚力、内摩擦角及弹性模量。因此,注浆后不连续面强度和变形模量等力学性能得到改善,从而提高围岩的自身承载能力,改善围岩的稳定状况。

　　5)锚注使得破碎围岩之间的空隙充填密实,保证荷载均匀地作用在巷道周边,避免出现局部受力造成局部破坏,从而导致整体破坏的现象。6)利用锚注充填围岩裂隙,在围岩中可以形成一个浆液扩散加固拱,配合喷(层)网(锚梁网)组合拱、锚杆压缩组合拱,可以形成多层组合拱结构,从而扩大有效承载范围,提高支护结构的整体性和承载能力。7)锚注可以改变加固范围内岩体峰后承载和变形特性。破碎岩体注浆加锚物理和数值试验研究结果表明，加锚注浆岩体可呈现理想弹塑性特点，峰后不出现应力软化，在产生较大轴向和侧向应变的情况下，轴向应力能维持在较高的应力状态，呈现应力强化特性。因此，由锚注形成的加固拱结构既具有较好的结构性和承载能力，又具有极好的让压性，可较好地适应深部高应力巷道的让压要求，使支护结构具有柔性特点。8)注浆充填围岩裂隙，配合锚喷支护，可以形成一个多层组合拱，即喷网组合拱、锚杆压缩带组合拱及浆液扩散加固拱，从而扩大了支护结构的有效承载范围，提高了支护结构的整体性和承载能力。9)注浆后使得作用在拱顶上的压力能有效传递到两墙，通过对墙的加固，又能把荷载传递到底板。由于组合拱厚度的加大，这样又能减小作用在底板上的荷载集中度，从而减小底板岩石中的应力，减弱底板的塑性变形，减轻底鼓。底板的稳定，有助于两墙的稳定，在底板、两墙稳定的情况下又能保持拱顶的稳定；顶板的稳定不仅仅取决于顶板荷载，在非破碎带中关键取决于底板和两墙的稳定，因此注浆支护的一个重点就是保证两帮与底板的稳定，从而保证整个支护结构的稳定。10)注浆使得支护结构断面尺寸加大，围岩作用在支护结构上的荷载所产生的弯矩减小，从而降低了支护结构中产生的拉应力和压应力，因此能承受更大的荷载，提高了支护结构的承载能力，扩大了支护结构的适应性。对于节理裂隙发育、结构破碎松散的软岩巷道,锚注支护无疑是一种有效方式。然

　　而,对于含大量蒙脱石、伊利石、高岭石及伊蒙混层等膨胀性矿物的软岩巷道却不适用。联合支护有多种类型：锚喷+注浆加固、锚喷+U型钢可缩性支架、锚喷+弧板支架、U型钢可缩性支架+注浆加固、锚喷+注浆型钢可缩性支架、“三锚联合支护”等支护形式。选择联合支护时,应根据巷道围岩地质条件和生产条件,确定出合理的支护形式和参数。锚喷支护是一种性能优越、适合软岩巷道围岩的一次支护,是首选的支护方式。1)软岩是一类难支护的工程岩体。针对软岩巷道支护,应满足：能从外部提供支护抗力以改善围岩的受力状态,从而控制围岩变形,迫使围岩趋于稳定；要从内部增强岩体强度,提高围岩承载能力。2)U型钢可缩性支架用于软岩支护有较好适应性,但钢材用量大,支护成本高。另外,架后充填和施工质量对支护效果影响非常大。3)锚喷支护是我国软岩巷道支护技术的发展方向,超高强度、可伸缩、全长锚固锚杆是发展趋势。对不稳定、极不稳定围岩的软岩巷道,应尽量采用高强度、高预紧力锚杆。4)锚注支护使锚杆支护和注浆加固的适用范围得到扩展，是我国软岩巷道及动压巷道支护有效的支护方式；联合支护可充分发挥各种支护方式的优点，做到优势互补,具有更广泛的适用范围。

　　【相关文献】

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