工程软岩巷道变形机理支护修复方案设计论文

时间：2022-12-09 09:32:15 设计方案我要投稿

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　　引言

工程软岩巷道变形机理支护修复方案设计论文

　　目前对煤矿中软岩比较一致的定义为“在工程地质环境下难于支护的岩体”。支护难易程度是由岩体物理性质（内因）和工程地质环境（外因）所决定的。岩体物理性质包括可塑性、分散性、崩解性、触变性。岩体的力学性质包括岩石强度、结构面组数、密度、结合性、强度、粗糙度等。工程地质环境地下水、原岩应力、采动影响、巷道尺寸、施工方法等。因此，根据“难于支护”的原因可分为高应力软岩、膨胀性软岩、节理化软岩、弱化性软岩和复合型软岩。伊田煤矿11号煤3条大巷由东往西掘进至500mm、由西往东掘进至约400m时，3条大巷在掘进过程中，先后揭露了无炭柱、断层、褶曲、顶板裂隙水等地质异常情况，属于煤矿软岩中的工程地质软岩，这种施工环境下的软岩巷道难以支护，给掘进施工造成了较大难度。对伊田煤矿11号煤3条大巷的巷道修复方案设计进行了分析和说明，旨在为其他类似工程条件的巷道支护，提供一种切实有效的参考方案。

　　1我国软岩巷道变形特征统计

　　考虑到软岩巷道的形式的多样性，以及软岩成因和判定原则的不同，以软岩巷道变形的不同机理对多种类型的软岩巷道进行了区分。根据工程实践经验，可以根据变形机理将软岩巷道划分为3类；松动塌落型软岩巷道、挤压流动型软岩巷道和膨胀型软岩巷道。

　　1.1松动塌落型软岩巷道的变形特征

　　松动塌落型软岩巷道，其主要变形特征表现为：在开挖巷道之后，巷道的自稳时间比较短，严重时会出现边掘边冒现象。主要原因是软岩巷道的破碎结构和软岩巷道的散体结构在开挖巷道之前就处于强烈的破坏状态，其状态为“潜塑性”，此时岩体的粘结力很低，同时其摩擦系数也比较小，在原始地应力作用下，岩体之间失去了相互咬合的咬合力。当开挖巷道之后，软岩巷道的岩体处于极不稳定状态，甚至在微小的偏应力的作用下就会发生巷道破坏，此时，软岩巷道会在极短时间内出现大范围松动破坏，释放出强大的松动地压，破坏巷道的支护体，巷道出现失稳现象。对于这种类型的巷道，一般可以根据软岩巷道的冒顶程度，进行巷道压力的估算。

　　1.2挤压流动型软岩巷道的变形特征

　　挤压流动型软岩巷道表现为全断面塑性收缩的软弱型、破碎型、高应力型，可归纳以下3项特征：

　　（1）巷道围岩表面变形特点是软岩巷道在开掘之后，围岩的初始位移发展速度较快，软岩巷道的围岩发生全断面性的塑性压入破坏；及时围岩变形影响较低时，巷道围岩依旧表现出较高水平的流变性，此时巷道围岩地压形式，可以归为形变式地压。

　　（2）软岩巷道开挖之后，松动破裂带会出现在巷道周边的一定范围之内，在现有支护条件下，软岩巷道的破坏过程中，支护体主要承受围岩的松动压力作用。

　　（3）软岩巷道的围岩变形量往往都比较大，正常情况下，变形量都接近或超过200mm，正常情况下，松动破裂带的岩体会发生碎胀作用，继而产生形变，该部分的变形量能够占到巷道总位移的60%左右。当支护有效时，松动破裂带围岩逐渐由松驰状态转为压密状态，使压密区范围越来越大，围岩的碎胀变形量减小；当支护无效时，松动破裂带范围逐渐增大，压密承载逐渐减小，围岩的碎胀变形量越来越大，巷道失稳破坏。

　　1.3膨胀型软岩巷道的变形特征

　　膨胀型软岩富含粘土矿物成份，其主要变形特征表现为：当粘土质接触水之后就发生膨胀，使岩体中的颗粒间距变大，处于极限含水率状态下的膨胀性软岩，其颗粒间几乎不存在相互结合力，此时的围岩岩体会充分的膨胀，最后崩解。

　　1.4伊田煤矿11号煤巷巷道变形特征分析

　　11号煤回风大巷回7后27m至回8前28m段（总共150m），因巷道处于地质构造区域，加之顶、帮压力大，致使部分工字钢棚已弯曲变形，不能满足安全生产的需要，分析其破坏特征，可以归为软弱型、破碎型及高应力型软岩巷道的变形特征。

　　2软岩巷道变形因素分析

　　2.1岩性因素

　　（1）围岩的力学性质。软岩在一般情况下，表现出较差的力学性质和工程特性，软岩的内部节理裂隙比较发育，致使岩体强度较低。同时处于动压作用下的巷道，其围岩的破碎程度更大。一旦与水接触将产生更为显著的岩石软化作用，岩性降低最终引起巷道大变形。

　　（2）岩体弱面。软弱结构面使巷道围岩发生切割作用，产生了围岩不同方向上的差异性和不连续特性，巷道围岩会发生生松动式破坏，支撑强度明显减小，岩体的自稳能力较多的丧失掉，同时处于破裂带内的岩石，沿着结构面破裂方向移动之后，位于破裂带外的岩体会发生弹性或塑性的变形，破裂的岩块会向着巷道内部挤压，从而产生更大程度的岩体变形和围岩位移。

　　2.2工程应力

　　巷道围岩的变形，根据其外部影响因素，可以归纳为：上覆岩层产生的压力、构造作用产生的应力、支承作用产生的压力、鼓胀作用产生的压力，以及变形作用产生的压力，掘进巷道根据围岩的不同性质，巷道的采动程度，以及地质条件不同，在作用力之下，巷道的变形形式和巷道破坏的程度也不尽相同。

　　3修复方案设计

　　3.111号煤回风大巷修复设计

　　3.1.1工程概况11号煤回风大巷从（主井段）和（伊田段）两个方向掘进，在主井方向掘进到428、480、547.5和608m时先后遇到了无炭柱X2、X4、X7、X10，伊田方向掘进至587、650和745m时，先后揭露无炭柱X3、X5、X12，巷道在过无炭柱期间，全断面为黄泥、碎石，且粘结性强，无顶板，同时伴随不同程度的顶板淋水，水量平均为18m3/h，最大时为30m3/h，过X2～X7无炭柱期间巷道采用工刹网支护，支护棚距为400mm，巷道压力大，此段巷道支护工字钢棚梁腿弯曲变形较大、棚梁腿扭结蹬出。

　　3.1.2支护设计过无炭柱X10、X12期间巷道采用U29型钢支护，支护棚距为500mm，相对工刹网支护强度大、变形较小，并在过无炭柱X4时，由于巷道出现高顶4m，支护困难，采用山西安民宏远公司的FCC材料充填12m和FSS材料对巷道加固6m，确保巷道安全通过了破碎高顶区。

　　3.1.3支护方案对比原支护方案：11号煤回风大巷从主井方向431～488m区域、从伊田方向559～720m区域均采用工刹网支护，支护棚距为400mm，巷道变形严重，棚梁弯曲扭结，棚梁中心下沉约为350mm，棚腿向巷道弯曲约250mm，出现扭结、棚腿蹬出等情况，需要及时进行修复，以满足矿井安全生产需要。修复方案：在巷道贯通后统一对异常区域的变形工刹网棚进行更换，采用U29型钢半圆拱进行支护顶板，支护棚距为500mm。

　　3.211号煤带式输送机大巷修复设计

　　3.2.1工程概况11号煤带式输送机大巷从（主井段）和（伊田段）两个方向掘进，主井方向掘进至497、534m时，揭露无炭柱X8、X11，伊田方向掘进至532、680m时遇到无炭柱X6、X13，巷道过无炭柱期间全断面为黄泥和碎石，且粘结性强，无顶板，同时伴随顶板裂隙水，水量为8m3/h，过无炭柱X6～X8巷道采用工刹网支护，支护棚距为400mm，支护棚距为400mm，巷道压力大，此段巷道支护工字钢棚梁腿弯曲变形较大、棚梁腿扭结蹬出

　　3.2.2支护设计过无炭柱X11～X13期间巷道采用U29型钢支护，支护棚距为400mm，相对工刹网支护强度大、变形较小，并在过无炭柱X8期间，巷道在掘进过程中出现高顶，冒落高度为4.5m，支护困难，高顶区采用山西安民宏远公司的FCC材料对巷道充填了10m和FSS材料对巷道加固了5m，确保巷道安全通过了破碎高顶区。

　　3.2.3支护方案对比原支护方案：11号煤带式输送机大巷从伊田方向掘进基本无变形区域、主井方向从467～517m采用工刹网支护30m、U型钢支护20m，支护棚距为400mm，巷道变形严重，棚梁弯曲、棚梁中心下沉约为350mm，棚腿向巷道弯曲约300mm，出现扭结、棚腿蹬出等情况，需要及时进行修复，以满足矿井安全生产需要。修复方案：在巷道贯通后统一对异常区域的变形工刹网棚、U型钢棚进行更换，采用U29型钢半圆拱进行支护顶板，支护棚距为500mm。

　　4结论

　　（1）伊田煤矿11号煤巷道在生产过程中，在特殊施工段内呈现出工程软岩地质的施工特征，针对巷道支护过程中出现的工刹网支护和棚支护不能满足生产中巷道支护的情况，以及对巷道围岩特殊段的极端破碎区，进行必要的充填修补措施，这些巷道修复方案在实践中表现出良好的支护特性，表明巷道修复设计能对类似工程的巷道施工提供一定的参考价值，有助于煤矿企业的安全生产和发展。

　　（2）煤矿巷道的支护形式日渐多样化，支护方案的设计也在不断的丰富。由设计方案的总体分析可以得出，支护方案的设计应该根据实际工程特征，在正确的分析巷道破坏机理的基础上，才可以保证设计方案满足煤矿支护使用要求，文章中的局部充填措施和支护形式的设计科学合理，具备良好的应用前景。

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