特殊条件下的巷道施工

井巷工程第十章特殊条件下的巷道施工

2023/1/311第十章特殊条件下的巷道施工第一节松软岩层巷道施工第二节揭开煤与瓦斯突出煤层的施工方法

2023/1/312第一节松软岩层巷道施工一、概述松软岩层本身具有松、散、软、弱四种不同属性。所谓“松”，系指岩石结构疏松、密度小，孔隙度大的岩层；“散”，则指岩石胶结程度很差或指未胶结的颗粒状岩层；“软”是指岩石强度很低，塑性大或粘土矿物质易膨胀的岩层；“弱”，则指受地质构造的破坏，形成许多弱面，如节理、片埋、裂隙等破坏了原有的岩体强度，易破碎，易滑移冒落的不稳定岩层，但其岩石单轴抗压强度还是较高的。在松软岩层中施工巷道，掘进较容易，维护却极其困难。

2023/1/3132023/1/314二、松软岩层巷道施工涉及的几个问题㈠松软巷道围岩变形和压力特征1．软岩巷道围岩变形特征⑴围岩变形有明显的时间效应。

⑵围岩变形具有明显的空间效应。

⑶软岩巷道不仅顶板下沉量大和容易冒落，而且底板也强烈鼓起，并常拌有两帮剧烈位移。

⑷围岩变形对应力扰动和环境变化非常敏感。

此外，软岩巷道的自稳时间短。

2023/1/3152023/1/3162．巷道围岩变形量的构成

图10-1软岩巷道围岩变形量的组成其围岩变形量主要有以下三部分组成（图10-1）：⑴掘巷引起的围岩变形量；⑵围岩流变引起的变形量；⑶巷道受各种扰动引起的变形量。U0—掘巷引起的变形；v0t0—巷道流变量；∑ui—扰动和浸水引起的变形量。2023/1/317㈡合理选择巷道位置

1．岩石性质

2．支承压力的影响

除了要避免支承移动压力的影响外，还必须避开采场上下固定支承压力的影响范围，应把巷道布置在应力降低区或原岩应力区内为最好。如图10-2所示。

㈢巷道断面形状的选择㈣破岩方式的选择2023/1/318㈤支护方式和支护结构的选择对于这种特殊的不良地层，其支护结构应有“先柔后刚”的特性，一般需要二次支护。

初始支护应按照围岩与支架共同作用的原理，选用刚度适宜、具有一定柔性或可缩性支架。它既允许围岩产生一定量的变形移动，以发挥围岩自承能力，同时又能限制围岩发生过大的变形移动。可以采用锚喷支护、U形金属可缩性支架等。

二次支护的作用在于进一步提高巷道的稳定性和安全性，应采用刚度较大的支护结构。可采用锚喷支护，砌碹。在喷射混凝土中还应增加钢筋网和金属骨架，即构成锚喷网金属骨架联合支护结构。

2023/1/319采用料石或混凝土块砌碹作为二次支护时，应选用异形料石或异形混凝土块作为砌体材料，图10-3是舒兰设计采用的异形混凝土块碹；图10-4是前屯煤矿使用的异形料石圆碹。2023/1/31102023/1/3111

采用料石和混凝上块砌碹，只要提高施工质量，调整砌块的规格，保证壁后充填密实，或在砌块之间加入可缩性木板，均能大大提高碹体的支护效果。

在苏联、比利时等国支护软岩巷道，尤其是采深较大的巷道，常采用预制混凝土块支护，并向大型钢筋混凝土块发展，用吊装机械安装。近年来我国少数煤矿，如沈阳矿务局大桥煤矿也已开始使用这种钢筋混凝土块来支护软岩巷道并取得了一定的效果。

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二次支护应在围岩地压得到释放、初始支护与围岩组成的支护系统基本稳定之后进行。为了保证二次支护的效果，最好进行围岩位移速度和位移量的量测，并绘出相应的变化曲线，如图10-5所示。2023/1/3113㈥软岩巷道的联合支护1．锚喷和U形钢联合支护2．锚喷和砌碹联合支护3．锚喷和弧板联合支护㈦巷道底板的管理

1．巷道底鼓的类型和机理⑴挤压流动性底鼓⑵挠曲褶皱性底鼓

⑶剪切错动性底鼓

⑷遇水膨胀性底鼓2023/1/31142023/1/31152．底鼓的防治

㈧重视围岩的量测监控

在松软岩层巷道采用锚喷支护，一定要配合进行量测监控，可用收敛计量测巷道的收敛变形，亦可用水准仪测量顶板下沉量和底鼓量；用各种多点式位移计量测岩层内不同深度的位移，从而可以算出位移速度。通过这些量测数据，有助于评价围岩的稳定程度，可以论证各设计参数是否合理和锚喷效果，也是修改设计和确定二次支护时间的依据，锚杆的锚固力可用中空千斤顶式的锚杆拉力计来量测。锚杆的应力状态，可用专门设计的空心“锚杆”(它的构造是聚氯乙烯塑料管内壁用101号胶粘贴电阻片)来测定，以检验锚杆不同深度处的受力状态，从而能推知围岩内应力重新分布的情况，进而可调整锚杆的设汁参数。对于大断面的重要工程还要进行接触应力和喷层内切向应力的量测，可采用电阻应变砖和钢弦压力盒等测试元件。根据测量结果，可以了解喷层的受力状态，有助于设计喷射混凝土的厚度。地应力特别大的矿区，还应量测构造应力场，这对巷道合理布置，减轻地应力对巷道支护的破坏影响具有重要意义。2023/1/3116㈨借鉴新奥法指导软岩巷道施工新奥法是隧道施工科学方法的总结，主要针对软岩隧道施工，重点在支护方面。新奥法不是单纯的支架结构改革或支护方法的改进，而是一套综合的隧道施工方法，更确切地说是一套适用在断面50～150㎡的遂道及大断面地下工程设计、掘进、衬砌、测试相结合的完整新概念。

新奥法的概念是按岩石力学围岩支架共同作用基本原理制定的，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，以达到施工隧道的最大安全度和最好经济效果。新奥法认为认为喷射混凝土最能紧贴围岩，充分利用围岩自身强度。喷层开裂并非坏事，而是表现出一定的让压性，必要时第一次支护加用锚杆或少量钢拱支架根据实测资料及理轮分析，合理地选用和设计第二次支护的材料，结构型弍及规格尺寸。2023/1/3117三、松软岩层巷道施工实例㈠北皂煤矿软岩巷道施工方法北皂煤矿位于山东龙口矿区黄县煤田的西北部，含煤地层属于下第三纪，煤系地区主要岩石有：炭质泥岩、油页岩、含油泥岩、砂质页岩及粘土岩等。岩石的强度都很低，普氏系数f=0.6～2.8。其中煤1顶板炭质泥岩、煤2顶板含油泥岩及煤3底板粘土岩，均含有粘土质矿物——蒙脱石，开巷后易风化脱水，再遇水就产生膨胀。尤其是煤2顶板含油泥岩，蒙脱石含量较多，而且层厚较大，在其中开巷后，膨胀压力也较为严重。至于煤1顶板炭质泥岩和煤2底板粘土岩虽业含有蒙脱石，但因强度略大，厚度略小，放膨胀压力显现也较小。2023/1/3118锚喷网架联合支架。2023/1/3119㈡舒兰矿区松岩层巷道施工吉林舒兰矿区为第三纪中新统含煤地层。构成含煤地层的岩石均为松软岩石，以未胶结的疏松含水砂岩为主，其次为半胶结的粉砂岩、半坚硬的砂页岩以及粘土质页岩。其中半胶结和未胶结的砂岩，质地疏松，开挖后易溃散；未胶结的粉砂岩遇水后呈片状崩解；粘土质页岩具有塑性膨胀的特点。同时随着开采深度的增加，地压有明显的增大。在遇水膨胀的围岩中，底鼓现象也很严重，一般巷道底鼓速度为60～l00mm/月。采场动压对相邻巷道的影响也很严重，动压波及范围远大于一般矿井，片盘斜井一侧的保护煤柱宽达60～70m，仍能受到采动压力的影响。2023/1/3120⑴暗斜井井筒断面选用曲墙、半圆拱加底拱，形成近似圆形断面，如图10-9所示。

2023/1/3121⑵“条带碹”代替常用的料石碹。

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㈢沈北前屯煤矿软岩巷道施工

辽宁沈北前屯煤矿煤层顶板为厚80的黑灰色泥质页岩，底板为40～100m的粘土页岩和亚粘土质页岩，含有蒙脱石和伊利石，风干脱水后再遇到水的作用时，均产生膨胀和崩解现象，当含水率增大时，其力学强度降低，塑性增大，最后变为流动状态。巷道开掘后，围岩向巷道空间大量移动，如不采用封闭支架，巷道顶板一直不停的冒落，甚至波及地表，难以形成较稳定的平衡状态。2023/1/3123采用木板砌缝的花岗岩料石碹，以柔刚结合的支架结构形式来适应较大的变形地压；采用风镐法掘进，防止围岩受到震动而失稳；及时排除巷道中的积水，减少岩石遇水膨胀的程度，合理选择巷道位置，减少支承压力的影响。2023/1/3124

㈣金川二矿区松散围岩巷道施工甘肃金川矿区为震旦系古老结晶变质岩系，历次造造运动给本区留下了以断裂为主的构造形迹，大小断层裂隙纵横交错，整体性差，地应力大，开掘后呈现严重松散和内向挤压，围岩变形量大，具有明显的流变性，给巷道维护带来极大的困难，严重地影响矿区建设速度。

巷道支护由初始支护和二次支护组成。初始支护采用钢筋网喷射混凝土和锚杆，

初始支护后，巷道变形仍处于等速发展时，应考虑用锚杆补补墙，调整初始支护参数。当变形速度处于明显减小或月收敛量为几毫米时，再进行二次支护比较合适。在金川的地质条件下，二次支护的时间大约在120天以后。2023/1/31252023/1/3126第二节揭开煤与瓦斯突出煤层的施工方法

一、煤和瓦斯突出概述

煤和瓦斯突出是在煤矿井下采掘过程中发生的一种煤和瓦斯的突然运动，它是一种极复杂的动力现象，即在极短的时间内，由煤体向巷道中突然喷出大量的煤和瓦斯。

分析大量的实验资料可以得出，煤和瓦斯突出的原因主要是由地压构造应力和矿山压力，瓦斯含量及瓦斯压力、岩石及煤的物理机械性质这三方面因素作用的结果。

我国煤和瓦斯突出煤层具有下列特征：煤和瓦斯突出往往发生在地质变化比较剧烈、地应力较大的地区，例如褶曲向、背斜的轴部和断层破碎带；煤质松软，干燥且瓦斯含量多、压力高就容易突出：开采深度愈大，煤层愈厚，倾角愈大，突出的次数就愈多，强度愈大，煤体受到外力震动，冲击时，也容易发生突出。2023/1/3127二、石门揭开突出煤层的施工方法预防煤和瓦斯突出的措施可分两大类，即区域性预防措施和局部性预防措施。区域性预防措施主要是开采解放层。

《煤矿安全规程》规定：石门的位置应尽量避免选择在地质变化区，掘进工作面距煤层10m以外时，至少打两个穿透煤层全厚的钻孔以便确切掌握煤层赋存条件和瓦斯情况，掘进工作面距煤层5m以外，应测定煤层的瓦斯压力；掘进工作面距煤层之间必须保持一定的岩柱，急倾斜煤层为2m，缓倾斜及倾斜煤层为1.5m。这一规定，不论我们采用哪种方法，都应该切实遵守。2023/1/3128

㈠震动放炮震动放炮的实质就是在掘进工作面上多打眼、多装药，全断面一次爆破，揭开煤层，并且利用放炮所产生的强裂震动，在人员撤离到安全地点的条件下，来诱导煤和瓦斯突出，以保证作业的安全。

为了给炸开岩柱揭开煤层创造条件，在石门接近安全岩柱以后，尽量把工作面刷成和煤层倾角相近的斜面或台阶，如图10-12所示。

2023/1/3129石门揭煤震动放炮的炮眼布置方法一般是；

1．炮眼个数较一般爆破的炮眼数约多2倍。

2．煤眼和岩眼要交错相间排列，顺序爆破。

3．总炮跟中煤眼和岩眼的比例大致为l：2。

4．炮眼的密度，巷道顶部小于底部，周边眼大于中部。

5．透煤炮眼深度应超过岩柱，如煤层相当厚,可进入煤层2～3m。

6．石门周边眼应适当密一些，以保证爆破后石门周边轮廓整齐，避免在修整石门周边时发生突出。

7．岩眼眼底应距煤层100～200mm，不应透煤，如已透煤，则应停止钻进，并在眼底填塞100～200mm长的炮泥。

2023/1/3130图10-13为急倾斜岩层中一次穿透岩柱及煤层的炮眼布置图示例。

震动放炮的炮眼数目，可根据经验确定，也可按北票矿务局总结的经验公式进行估算：

0.2m0.2m0.2m0.2m2023/1/3131采用震动放炮应注意的几个问题：

1．震动放炮必须所有炮眼一次起爆，炸开石门的全断面岩柱和煤层的全厚。

2．当发现工作面的岩层特别破碎，有突出预兆，应立即停止作业，人员撤离至安全地区。

3．当煤层的厚度在lm以下时，必须全部随岩柱一次崩开；当煤层水平厚度在lm以上时，应至少有有lm的煤层随岩柱揭出。4．在缓斜，倾斜煤层中沿底板或顶板揭煤时，可能岩柱一次没有全部揭开，留有“门坎”或“门帘”，时，要特别小心，2023/1/3132

5．每次震动放炮都应对作详细记录，以便总结经验和分析。

6．震动放炮只准使用带食盐被筒的煤矿安全炸药，雷管事先要严格检查和分组。

7．《煤矿安全规程》规定：石门揭开突出危险的煤层时，掘进工作面必须有独立的回风系统，8．为了限制突出规模，人为地降低突出强度，可在距工作面4～5m的地方构筑木垛或金属栅栏。9．人员撤离范围，应根据突出的危险程度和通风系统给以规定。

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㈡金属骨架金属骨架是用于石门揭穿煤层的一种超前支架，其施工方法如图10-14所示。当石门掘进距离煤层2m时，停止掘进，在其顶部和两帮上打一排或两排直径为70～l00mm、彼此相距200～300mm的钻孔。钻孔钻透煤层并穿入顶板岩层300～500㎜，孔内插入直径为50～70mm的钢管或钢轨。钢管或钢轨的尾部固定在用锚杆支撑的钢轨环上，也可固定在其它专门支架上，然后一次揭开煤层。

用金属骨架时，一般配合震动放炮，一次揭开煤层。金属骨架应用于地压和瓦斯压力不太大的急倾斜薄煤厚和中厚煤层，其效果是比较好的；在倾斜厚煤层中，因骨架长度过大，易于挠曲，不能有效地阻止煤体的位移，所以预防突出能力较差。2023/1/31342023/1/3135

㈢钻孔排放钻孔排放就是石门工作面掘到距煤层适当距离停止掘进，向煤层打适当数量的排放瓦斯钻孔，在一定范围内形成卸压带，降低煤体中的瓦斯压力，缓和煤体应力，以防止煤和瓦斯突出。这一方法适用于煤层松软透气性较大的中厚煤层。

排放钻孔数目可按下式计算：

式中N——石门全断面排放瓦斯钻孔的总数，个；

K——系数，一般取1.2；

S1——应排放瓦斯的面积m２（石门周围1.5m范围内）；

S2——一个钻孔可排放瓦斯面积，m2。2023/1/3136图10-15天府煤矿排放瓦斯钻孔布置图0号孔——测压孔；1～２５号孔——排放瓦斯孔2023/1/3137

㈣水力冲孔水力冲孔是在石门岩柱未揭开之前，利用岩柱作安全屏障，向突出煤层打钻，并利用射入的高压水，诱导煤和瓦斯从排煤管中进行小突出，这样在煤体内部就引起强烈地移动，在孔洞周围形成卸压带，解除了煤体压力紧张状态，从而消除了煤和瓦斯突出的危险。这种方法用于揭开具有自喷现象的软煤层，比较安全可靠。水力冲孔工艺流程见图10-16所示。

2023/1/31382023/1/3139三、沿突出煤层掘进平巷的技术措施㈠震动放炮和松动爆破对于煤质较坚硬、透气性较差、顶板良好的煤层，其突出的原因主要是地压的作用，掘进时，可以采用震动放炮措施。震动放炮炮眼深度一般为2.5～3.0m，炮眼装药量控制在每米炮眼不超过0.5kg，为了提高爆破效果，应采用延期总时间不超过130ms的毫秒雷管起爆。震动放炮在急倾斜薄煤层和缓倾斜中厚煤层的炮眼布置见图10-17所示。2023/1/31402023/1/3141

煤层松动爆破的做法是在震动放炮的基础上，在煤体深部的应力集中带内，布置几个长炮眼进行爆破，其目的在于利用炸药爆炸能量破坏煤体前方的应力集中带，以便在工作面前方造成较长的卸压带，以预防突出的发生。此外深孔炸药的爆破还可以在炮眼周围形成破碎圈和松动圈，如图10-18所示，这有利于缓和煤体应力和排放瓦斯，对防止突出也是有利的。煤矿安全规程》规定，采用松动爆破时，超前于掘进工作面的距离不得小于5m。2023/1/3142

㈡超前支架超前支架多用于有突出危险的急倾斜煤层和缓倾斜厚煤层的煤巷掘进。在工作面前方巷道顶部事先打上一排超前支架，如图10-19所示。在掘进道程中使支架的最小超前距离保持1.0～1.5m，掘进工作始终在超前支架保护下进行，从而避免了因巷道顶部煤体的垮落而引起突出。2023/1/3143

㈢大直径超前钻孔在工作面前方始终保持一定数量和一足深度的大直径超前钻孔，能够引起煤体应力重新分布，使巷道应力集中带移至煤体深部，在钻孔周围造成卸压带，同时，又能排放钻孔周围煤体内的瓦斯，降低瓦斯压力，可以消除突出的危险。大直径超前钻孔孔径一般是120～300mm，孔数一般为3～5个，孔深10～15m，