深部高应力软岩巷道围岩控制技术研究3200字

1、深部高应力软岩巷道围岩控制技术研究3200字 摘要：针对某矿深部高应力软岩巷道两帮移近量大，变形破坏严重，局部地段底臌严重的现象，通过大量的现场地质调查和软岩力学性质试验，分析研究了深部高应力软岩巷道变形失稳机理；通过理论分析和相似材料、数值模拟确定了该矿软岩巷道围岩控制方法及高应力软岩巷道最正确支护方式、支护参数和最正确支护时机。为相邻矿井及相似地质条件下巷道围岩控制提供参考根据。 1 概述鹤煤九矿31采区开采深度到达700m，区域程度主应力较大，属于深井开采；-530辅助程度位于31采区下部，-530辅助程度岩巷开挖处于高地应力区，巷道围岩处于软岩状态，施工条件复杂化，巷道自开掘之后一直处

2、于流变状态，巷道两帮移近量大，变形破坏严重，有局部底臌严重，严重影响平安消费。对该矿-530辅助程度岩巷围岩失稳机理及支护技术研究是矿井采掘接替顺利衔接的保障，是矿井实现平安开采技术体系的重大课题，也为相似地质条件下软岩巷道设计与支护提供理论支撑，对该矿及整个煤业公司平安高效消费有一定指导意义。因此，针对该矿实际地质条件和目前存在的问题，研究确定该矿软岩巷道围岩控制方法及高应力软岩巷道支护技术及合理工艺参数，具有重要的理论价值和应用价值1-2。2 巷道失稳机理及加固思路分析2.1 巷道破坏特征及失稳机理分析 -420回风暗斜井，拱肩及直墙喷层局部出现裂缝、喷层脱落现象。裂缝角度呈现不规那么形态

3、，分析其原因为剪切及拉伸破坏，力源为程度力。东总回风巷开口处出现与-420风暗斜井类似的现象，但底臌现象非常严重，底板中部出现纵向的张拉裂缝，宽处能容下胶鞋，两帮无明显差异。底板新铺设轨道翘起，无法使用。分析巷道围岩失稳机理为：以程度应力为主和采动支承压力共同作用下引起巷道顶底板变形，形成巷道底臌、顶板冒落。2.2 失稳巷道加固技术分析 根据巷道围岩破坏特征及失稳机理分析，巷道加固时，必须保证支护构造要有足够的承载才能，保证静动压下的稳定，不再进展修复加固。采取有效的主动支护措施，充分发挥围岩的自承才能，大大进步支护构造的承载力和适应性，进步围岩的整体性和自承载才能。根据该矿东总回风巷围岩变形

4、机理和当前巷道支护开展现状，提出东总回风巷支护的原那么是：高抗边让、预留断面；屡次注浆，固结、强化围岩；锚杆+锚索+锚注协调支护3。3 巷道支护参数数值模拟分析3.1 数值计算模型的建立4-6 根据支护方式及工作面与东总回风巷的关系，提出如下的数值模拟方案：方案：工作面超前支承压力或侧向支承压力作用下，锚网索喷+U29型钢支护。方案：工作面超前支承压力或侧向支承压力作用下，锚网+锚索喷+全断面锚注。方案：工作面超前支承压力或侧向支承压力作用下，锚网索喷。网格模型见图1。锚杆索、注浆锚杆见图2。3.2 数值模拟结果分析 根据上述三个数值模拟方案，分别从应力、围岩深部和外表位移两个方面进展分析。在

5、巷道顶板、底板、两帮岩体内设置监控测线，每条测线上设置200个点，如图3所示：应力分析：超前侧向支承压力作用下的各支护方式的主应力曲线如图4 所示。从图中可以看出拱顶1-1测线最大主应力应力峰值范围：锚网喷+U型钢支护时20.80MPa，距巷道外表4.08m；锚网索喷时，20.45MPa，距巷道外表4.95m；锚网索喷注支护时，26.03MPa，距巷道外表3.47m。说明随着支护才能的进步，最大主应力峰值向巷道外表挪动。底板测线1-1最大主应力应力峰值范围：锚网喷+U型钢支护时30.00MPa，距巷道外表5.0m；锚网索喷时，29.93MPa，距巷道外表5.15m；锚网索喷注支护时，19.83

6、MPa，距巷道外表1.11m。说明采用底拱和注浆支护后，最大主应力峰值向巷道外表挪动了4m多，有效控制了底板变形。测线3-3左帮的最大主应力应力峰值范围：锚网喷+U型钢支护时30.33MPa，距巷道外表3.36m；锚网索喷时，28.50MPa，距巷道外表3.57m；锚网索喷注支护时，35.609MPa，距巷道外表2.21m。说明采用底拱和注浆支护后，最大主应力峰值向巷道外表挪动了1.15m，有效地控制了两帮变形。由于受采动影响，巷道两侧变形表现出不均匀性，其中右帮的塑性区和采空区下方的塑性区贯穿，使右帮应力的峰值内移，且数值也比左帮小。测线3-3右帮的最大主应力应力峰值范围：锚网喷+U型钢支护

7、时19.35MPa，距巷道外表5.20m；锚网索喷时，18.40Mpa，距巷道外表5.35m；锚网索喷注支护时，19.15Mpa，距巷道外表4.11m。说明采用底拱和注浆支护后，最大主应力峰值向巷道外表挪动了1.24m，有效控制了两帮变形。位移分析：从测线上的程度位移和铅直位移可以看出，在超前支承压力作用下，巷道整体向煤层和采空区方向挪动。假设巷道所受程度应力一样，那么1-1测线上的程度位移几乎为零，而顶板岩层整体向右挪动200mm左右，底板挪动整体向右挪动130mm左右；假设在均压状态下，3-3测线上的铅直位移应几乎为零，而左帮向上整体挪动10mm左右，右帮整体挪动80mm左右。见图5通过分

8、析可知：采用锚网+锚索+锚注支护，可以对顶帮围岩进展有效控制。对两帮和顶板来说，应力峰值向巷道壁转移，巷道围岩受力情况得到了改善。巷道周边塑性区尤其是底板有一定程度的幅度减小。来自采空区方向的塑性区范围很大，而煤柱侧的塑性范围相对较小。底板采用注浆锚杆后，塑性范围得到一定程度的减小。4 工业试验效果锚杆锚索锚注强力协调支护方式在东总回风巷使用后，围岩的变形量降低幅度明显，顶板离层得到了有效的控制7。变形速度降到0.1mm/d以下，变形量降低35%左右。围岩的完好性相比大大进步，顶板、两帮完好、稳定。两帮鼓出、顶板破碎等原支护破坏的现象比拟少见。锚杆锚索锚注可以同时发挥作用，大大减少掘巷期间冒顶

9、、片帮的可能性，进步了掘进速度。5 结论锚杆锚索锚注强力协调支护技术获得了良好的支护效果，可以成功地解决九矿深井开拓巷道的支护难题，使矿井的支护状况和平安程度发生了本质的变化。锚杆锚索锚注强力协调支护技术支护本钱比普通的锚固技术有所进步，但根本解决了深部开拓巷道屡次翻修的问题，使巷道掘进和维修综合本钱显著降低，获得了显著的经济效益。锚杆锚索锚注强力协调支护实现了高强度、高刚度的协调支护设计理念，克制了以往支护系统不能互相协调的弊端。降低了巷道的翻修率，进步了巷道的掘进速度。参考文献：1钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制M.中国矿业大学出版社，2022年.2刘少伟，马念杰等.锚杆支护煤巷冒顶危险区预测及工程应用M.煤炭工业出版社，2022年.3李学华，杨宏敏，刘汉喜，等.动压软岩巷道锚注加固机理与应用研究J.采矿与平安工程报，2022，232：159-164.4王永秀，毛德兵，齐庆新.数值模拟中煤岩层物理力学参数确定的研究J