【煤矿巷道支护优化研究（论文）】

煤矿巷道支护优化研究目录TOC\o"1-3"\h\u23565摘要 VII8739前言 117070第一章我国煤矿开采中巷道支护技术发展梳理 232539第二章变倾斜煤层中过断层巷道支护需考虑的因素 3195422.1自然因素 318082.1.1巷道围岩性质及节理裂隙的影响 3127552.1.2巷道埋深的影响 366982.1.3地质构造的影响 3314742.1.4巷道掘进初期原岩应力的影响 3205152.2人为因素 4233282.2.1巷道断面形状及大小的影响 417702.2.2巷道支护方式的影响 461442.2.3巷道掘进方式的影响 4305472.2.4采动等动压因素的影响 429126第三章变倾斜煤层中过断层巷道支护优化案例分析 522003.1项目背景 58563.2断层巷道破坏原因分析 582943.3支护优化关键问题 61293.4解决方法和整体思路 6237563.5支护优化方案设计 6109453.5.1超前预注浆 6200543.5.2初次支护 7228973.5.3二次支护 7153593.5.4锚注加固 862443.6方案优化结果 82040第四章变倾斜煤层中过断层巷道支护优化保障体系 10143744.1安全确认 10172274.1.1确认标准 10177924.1.2实施步骤 10122554.1.3检查考核 11189384.2干部管理 11111234.3制度建设 111376第五章结语 134991参考文献 14摘要我国是世界上最大的能源消费国。根据国家统计局的数据，2020年石油、煤炭、天然气和水电能源消耗中我国的煤炭消费仍占我国能源消费结构的50%以上。因此，从结果上来看虽然近年来煤炭消费总量在能源消费结构中所占比例有所下降，但可以预见的是短期之内煤炭在中国能源消费中所占比例仍将居首位。而我国的煤矿开采主要是地下开采，这需要挖掘大量的巷道，因此对于变倾斜煤层中过断层巷道支护对于保障我国的煤炭供应安全具有重要的战略价值。基于此背景，本文探讨了变倾斜煤层中过断层巷道支护优化，并通过案例分析论证了实践过程中的可行性，以期此次研究对于完善相关主题的研究体系有所裨益。关键词：煤矿；巷道；支护；安全前言从近些年来我国的资源结构变化来看，我国以煤为主的资源禀赋特征决定着煤炭保障能源安全的现实条件仍将难以改变。煤炭消费在能源消费总量的占比一直以来皆位居榜首。短时间内我国煤炭的生产与消费中比重不会低于50%，煤炭在我国能源供给体系中的“稳定器”作用不可替代，其作为工业原材料对于现代物质文明持续稳定发展具有深远而重大的意义。因此，在采深增加、工程地质与水文地质趋向复杂的背景下，保障煤炭开采安全高效，面向解决大采深、变倾斜煤层中过断层巷道支护问题的现实需要具有重要的现实意义与理论意义。

第一章我国煤矿开采中巷道支护技术发展梳理目前随着我国煤矿开采深度的增加，最大采深已达到1500m，巷道围岩赋存条件及变形破坏程度日益复杂，深部巷道围岩控制问题已是我国煤矿行业面对的难题之一。在采深较大情况下，高地温、高地应力、高渗透压以及强烈的开采扰动的复杂环境导致围岩产生较为突出的非线性大变形，因此要合理控制深部巷道围岩的稳定，必须先清楚明晰深部巷道围岩的变形破坏特征，并对深部巷道围岩承载结构进行划分，结合深部巷道实际赋存条件对巷道采取相应的控制技术措施。我国的巷道支护分别经历了木支护一砌碹支护型钢支护一锚杆支护的漫长过程（图1.1）。其中锚杆支护作为－种主要维持巷道稳定的主动支护方式因其支护强度高、成本低的特点而被广泛使用，我国于1956年开始使用锚杆对巷道进行支护，相关技术发展至今我国锚杆支护经历了从低强度、高强度到高预应力、强力支护的发展过程。图1.1煤矿巷道支护技术发展历程

第二章变倾斜煤层中过断层巷道支护需考虑的因素2.1自然因素2.1.1巷道围岩性质及节理裂隙的影响巷道围岩的性质主要包括岩体水理性质、岩体强度特性、岩体流变特性、节理裂隙的发育和分布情况等。巷道围岩强度越低，节理裂隙越发育、分布越广，岩体透水性越高，分层厚度越小，则在不采取任何支护措施下的巷道就越不稳定，巷道围岩变形破坏就更严重。2.1.2巷道埋深的影响随着巷道埋深的不断增加，上覆岩层的重量不断增大，形成的支撑应力不断提高，巷道变形破坏更加严重。同时，随着巷道埋深的增加，由于岩体的蠕变特性，深部岩体可能会表现出软弱围岩的性质，即由脆性变形转化为塑性，巷道围岩会出现不可逆转的塑性变形。2.1.3地质构造的影响由于地质构造的运动，岩体的完整性被破坏，岩体破碎严重，会形成地质破碎带，然而在地质破碎带内或附近置设巷道很容易发生冒顶事故。特别是在巷道附近存在分布较大、较密集的断层构造，也对巷道围岩的稳定性有着严重影响，断层的产状、落差以及距巷道距离等是主要的影响因素。2.1.4巷道掘进初期原岩应力的影响原岩应力也是影响巷道安全稳定的主要因素。垂直应力过大会导致巷道两帮破坏，水平应力过大会使得巷道顶板出现失稳，导致冒顶事故的发生。其变形破坏程度随着最大主应力方向与巷道轴向之间的夹角改变而变化。当两者之间夹角为0°时，即沿着最大主应力的方向布设巷道对于控制巷道围岩的稳定有利；当两者夹角为90°时，即巷道布设方向垂直于最大主应力的方向对于巷道围岩稳定性有较大影响。2.2人为因素2.2.1巷道断面形状及大小的影响由于开挖巷道引起的围岩应力是造成围岩变形及破坏的主要原因，而围岩应力的大小及其在巷道周边围岩的分布与巷道断面的形状及大小密切相关。目前，巷道断面－般有矩形断面和半圆拱断面两种形状。在这两种不同形状的巷道中，巷道拐角处围岩更易破坏，因其会产生较大的剪应力，应力集中程度较高。所以，在布设巷道时，应根据围岩的稳定性进行选择，当围岩较稳定时，可以选择形状简单、断面面积较大的矩形断面巷道；而当围岩不稳定时，选择形状复杂，断面面积较小的曲线型断面巷道。2.2.2巷道支护方式的影响巷道开挖后，应当采取相应的支护措施维持巷道的稳定，而不同的支护方式对巷道围岩稳定性的控制有较大影响。目前，支护结构主要分为主动支护和被动支护两种支护形式，应当根据围岩变形破坏的实际情况选择相应的支护结构。2.2.3巷道掘进方式的影响巷道掘进方式的不同严重影响着巷道围岩的安全稳定，当采用爆破施工时，如果选择不合理的爆破参数易造成围岩出现过多裂隙从而发生破坏，而采用综掘机对巷道进行掘进就更容易保护巷道围岩的完整性。2.2.4采动等动压因素的影响对于布置在工作面两旁的回采巷道，由于受采动影响，巷道围岩稳定性降低，同时和相同条件下不受采动影响的巷道相比，其围岩变形量会大得多，因此采动等动压因素对巷道围岩变形破坏有重要影响。

第三章变倾斜煤层中过断层巷道支护优化案例分析3.1项目背景巷道位于河北省邯郸市峰峰矿区东南部、岳城水库以北的梧桐庄矿，地质条件较为复杂，巷道将向下倾斜进入煤层穿过一条正断层，其落差有1.0m。该巷道埋深952m，设计全长1018m，断面为直墙半圆拱形，掘高4.8m，掘宽5.4m，断面净面积37.3m2。根据现场勘探资料可知，该石门已掘进124m，未掘进894m，同时在施工过程中巷道将揭露大量断层，受断层影响，局部裂隙发育，巷道围岩以粉砂岩、泥岩为主，岩层倾角为5-13°。锚杆间排距800*800mm锚杆间排距800*800mm锚素间排距1600*1600mm图3.1原支护巷道断面图调研发现巷道在采用原支护方案支护后底鼓严重且收敛变形较大，顶板断裂下沉严重，支护结构大量失效，具体表现为锚杆、锚索拉断、剪断，托盘脱离杆体，杆体被吸入岩壁等，严重影响巷道稳定。同时在回风石门内距井底车场爆炸材料库350m位置处分别选取5个巷道断面（每个断面相距30m）进行观测，观测结果结果表明：巷道两帮位移量大，变形速率大，最高变形速率可达42mm/d，同时底鼓明显，底鼓量最大为870mm，需采取合理支护措施保证巷道安全。3.2断层巷道破坏原因分析通过对断层带巷道支护形式分析其主要原因：①受断层的影响，围岩特性的劣化、顶板岩层稳定性差，是巷道变形破坏的主要因素。②埋深大。该回风石门埋深为952m，属于深井巷道，地应力较大。在地应力较大情况下围岩变得松散破碎且局部岩层裂隙发育，在上覆压力作用下巷道围岩整体变形严重。③巷道围岩强度低。巷道围岩以泥岩、粉砂岩为主。同时对巷道围岩进行物理力学参数实验测定结果显示泥岩及粉砂岩抗压强度分别为29.6MPa、34.1MPa，围岩强度低，稳定性差。④巷道掘进方式。采用钻眼爆破的掘进方式，围岩由于受到掘进方式的影响出现松动和破碎，最终导致浅部围岩附近出现松动破碎圈。⑤不合理的巷道支护方式。原支护方案采取锚网索对巷道进行加固，支护强度和围岩刚度呈现不充分耦合，原支护方案不能有效改善围岩力学性质，巷道深部围岩自承能力难以调动，不能保持巷道的长期稳定。3.3支护优化关键问题针对断层破碎带巷道考虑支护方案时，需要解决如下关键问题：（1）卸压问题即是要解决水平方向上的高应力释放问题。由于高应力能够达到十几MPa，而支护提供的支护力只有0.2—0.3MPa，无法抗衡高应力。层厚度分别为3.46m、2.41m、1.23m，塑性承载区范围为6.96—10.60m，而承载区是承载的主体，不仅能维持自身稳定，还能承受一定的载荷，但一旦发生了变形，抗扰动能力将减弱，所以应当根据塑性承载区的范围来确定相关支护参数，并结合前述关于全长锚固锚杆应力分布规律及应力场分布研究所得结论，对该支护参数（如锚杆选型、长度、间排距等）进行进一步优化。（2）底板弱支护问题即是要解决巷道底板变形破坏问题。对于二次支护时机的确定，在一次支护后围岩内部的塑性变形范围接近最大值所用时间为最佳支护时间，即塑性承载区范围达到最大值是对巷道进行动态补强的最佳时机。对一次支护后巷道围岩表面位移进行现场观测发现，巷道表面位移速率趋于平缓，把巷道表面位移速率趋于平缓的时间点作为最佳支护时间。所以，对于信湖煤矿回风石门二次补强支护时间段确定为一次支护后60天左右，否则最终可能进－步引起帮部到拱顶支护结构的失稳。3.4解决方法和整体思路关于控制巷道围岩的变形，必须要对工程地质条件的复杂性进行研究分析，多，二次补强支护选用高预应力注浆锚杆改善围岩性质，增大其承载强度。同时，布置得注浆锚索及长锚索与锚固区围岩相互作用形成一个范围更大、承载强度强的“层状承载体”。其中，注浆锚索及长锚索不仅与塑性承载区形成层状结构支撑围岩，还将一次支护形成的“拱形承载层”上部分应力传递到“层状承载体”再至围岩深处，减轻“拱形承载层”负担，从而与深部维持协调稳定。3.5支护优化方案设计3.5.1超前预注浆巷道拱顶部采用超前注浆通过断层破碎带，对掘进工作面前方4—5m、巷道轮廓线外2m范围内岩体实施注浆加固，提高巷道顶板区域围岩的整体稳定性及施工通过能力。注浆锚杆埋入钻孔中，共同作为超前支护。粘结强度200kN/m，粘结刚度0.2GN/m，预紧力150kN；注浆锚索力学参数：弹性模量200GPa，拉断力265kN，水泥浆刚度17Mpa，粘结强度300kN/m，预紧力150kN。在初始应力平衡后对巷道进行开挖，并在巷道内按支护参数要求对巷道进行相关支护。注浆前先对迎头喷混凝土进行封闭，当断层岩体达到一定的自承能力后，才能为后续掘进，注浆孔布置如图3.2所示。预注浆抛锚杆预注浆孔位置预注浆抛锚杆预注浆孔位置图3.2超前预注浆示意图3.5.2初次支护采用可伸缩性36#∪型金属棚和高强预应力锚杆作为初次支护。U型棚采用36U型钢加工，棚距500mm。采用钢筋笆片腰帮过顶，钢笆采用竖筋10mm的圆钢，横筋φ12的圆钢点焊成长x宽=700x800mm，网格尺寸100x100mm；初喷混凝土，喷层厚30mm，强度：C20。3.5.3二次支护由于封闭式支架的被动支护，封闭支护对围岩的承载力不能充分发挥。在初始阶段，围岩变形会得到控制，但如果岩层软化，一旦变形大于支架的收缩能力，支架就变得无用。因此，为了充分发挥围岩承载力，需要进行锚杆支护和锚索加固，螺栓采用20x2400mm高强度螺栓。地表位移观测点设置在距爆破库400m处的大井底，每隔25m设置一次观察。每次观测结束时，观测员及时对观测数据进行整理和分析，掌握巷道围岩和支护情况的实时变化规律。3.5.4锚注加固断裂带内的岩石以泥岩为主，具有破碎扩张的特征。与水接触后，具有明显的软化和泥化特征，降低了支护结构的承载力。软弱的下支撑会导致巷道的整体变形。底板处理通常是巷道支护系统中的薄弱环节。由于挤压油膜和远场应力的作用，底板软弱破碎岩体会被挤压到巷道中。当它达到一定阶段时，会引起支撑部分的变形和破坏，其发展过程会由缓变急。对于破碎松动围岩或高压巷道，硐室采用后壁泥浆和底板加固的方法，用泥浆填满围岩裂缝，在巷道外形成一层泥浆，围岩与喷射混凝土共同支护起压力作用。底板注浆锚杆顶帮注浆锚杆混凝土铺底厚底板注浆锚杆顶帮注浆锚杆混凝土铺底厚100图3.3锚注孔布置图3.6方案优化结果监测巷道表面位移的观测采用的方法是断面中腰线十字布点法，如图3.4所示。图3.4十字布点法示意图北翼水平轨道测点布置如下：在北翼水平轨道上有3个测点，BG21处1个，BG21+45m处2个，BG22+39m处3个。在巷道观测期间，围岩变形可分为三个阶段：1-25天的变形运动发展阶段，26-55天的变形运动剧烈阶段，56-70天的变形运动稳定阶段。随着时间推移注浆量的增加，巷道两侧顶板位置和位移增大，最终达到平衡稳定。观察结果表明，巷道的整体变形不大，屋顶变形很小，屋面板层在稳定获得更好的安全，即顶板变形限制，最大支持效果理想。

第四章变倾斜煤层中过断层巷道支护优化保障体系加强安全体系是落实管理责任制的重要方式和途径。优化过程中应当每天检查当天的情况，发现问题及时纠正和处理，跨断层施工具有较高的安全风险。对项目实施更加细致、准确地管理，确保上述技术和管理到位。在此基础上，对煤矿跨断层建设项目的安全管理进行了研究和总结。该系统主要包括前、中、后三个时段，以及“三人联岗”安全确认和干部值班管理的新型安全管理模式，确保管理过程中煤矿的综合管理质量。4.1安全确认4.1.1确认标准班前确认员工身体和精神状态。安排值班安全生产任务，尤其重要的是要识别零星项目和分散的任务、措施、现场安全人员和确认，并在换班人员之前做具体确认，记录在工作日志中。当一组人员进入副井时，必须由值班人员带领进入副井。上端口指定的安全确认区域，按“手指指示”逐项识别生产线所需的项目，并相互检查生产所需的各种项目和物料是否齐全。确认后填写《入井登记表》，排队等候虹膜考勤，等待入井。由井口安全主管负责现场监督。在钩头进行安全检查后，进入井内的人员有序进入罐内。值班工作时，工作面在开始工作之前，由“三人联岗”安全确认，对于一些临时工作，负责的人必须负责相关资料开始前彻底检查，和有关施工人员发出安全提示和提醒。不符合安全施工条件的不得开工。施工过程中，各岗位人员应按规定工作，随时确认工作环境安全及操作行为，做好自我保护和相互保护。如发现不安全因素，采取相应措施（停止作业、现场处置、向上汇报等），必须立即采取行动。爆破、切割作业、装填、临时支护等关键工序转换前。向相关施工人员提供安全提醒和通知；“三人联岗”安全确认将在开挖面交接后进行。施工完成后，班组要为下班人员创造良好的施工条件，对不应存在、难以纠正的隐患和问题，要如实记录和报告，并向下班主管报告和说明情况。4.1.2实施步骤煤矿、隧道、机电、运输、单向三防（含钻探）、地面（机械厂、选煤厂、煤炭运输销售办事处）等等专业小组组织各专业岗位的安全确认工作。卡片和样式由安全监察部统一制作，内容以风险预控和隐患检测为主。操作简单方便。安全部副部长牵头组织对“三人联合岗”安全确认委员会的内容和作风进行修改和改进。有关单位负责安全确认工作的学习和培训。每个岗位都要尽快熟悉岗位安全确认卡的内容，并现场实施，使安全确认成为一种习惯。4.1.3检查考核主要检查内容：换班前及井安全确认、施工前、关键工艺转换、班组“三人联岗”安全确认、各位置安全确认卡内容是否及现场安全确认。值班经理每月进行一次动态检查。安全监察局负责安排动态检查方案（仅限矿长及其所属单位和检查内容）。值班人员应记录检查情况，并在检查当天报保安室。公共检察官办公室。每月集中检查一次，由安全监察部牵头，技术部、调度室等相关技术部门参加。人员相对固定，实施安全确认的单位全覆盖、全流程检查。4.2干部管理矿相关领导每月编制井下检查计划（结合井下检查路线计划），由调度站负责具体安排和实施。井下工作路线应覆盖所有地下工作面和主要生产系统。当换班、换班、出行路线发生变化时，应协调各自的换班安排，并及时通知调度员。换班时，总值班人员在换班前要对重要地面车间、生产现场及一线、二线单位进行检查。一、二级单位的管理者制定月度检验计划，在单位负责人的监督下实施，并根据生产变化进行动态调整。检查沿途出现的问题和隐患，以及施工现场环境、设备操作、工具使用、安全设施等情况，检查工种和现场帮扶以及规范各类存在安全隐患的行为。检查安全生产标准化情况。检查现场程序和措施的执行情况。干部巡视要按照管辖范围、职责分工和规划安排，做到地下和地上全覆盖，对值班路线和巡视场所的安全负责，不得弄虚作假。检查人员必须携带工具箱。根据他们的职业，他们必须配备工具（笔记本、笔、尺子、水平仪、设备测试工具等）。在检查过程中，如果现场发生紧急情况，干部要组织协调应急工作。根据安全威胁程度，采取疏散、停止运行（或设备使用）、就地处置等措施并向矿井报告。干部的运动路线等信息应当记录保存。矿山领导、职能部门经理的行走检查记录簿由安监处信息站管理，一、二线单位经理的行走检查记录簿由本单位管理。4.3制度建设安全措施力求准确，将三个时段（前班、倒班、倒班）、“三人联岗”的安全确认与干部流程管理有机结合，重点发现设施、人员操作相关任务安排、劳动组织、工艺设备问题、安全确认等。形成分析报告并增加对安全责任的处罚。运用结构工资杠杆和“安全连带责任”机制，加强安全绩效和安全工资考核，严格追究事故发生单位和个人责任，按比例扣除区域团队和安全连带责任保险单位全体员工；建立电子防“三违”制度。交通非法逮捕和在矿井的主要区域安装智能摄像头，在绞车运行期间，当工人进入危险区域，将自动捕获和人员定位系统可以准确识别人员，实现对危险区“三违章”自动捕获，配备防爆移动执法记录仪，对典型问题和隐患进行拍照，在矿井中进行通报，并在网络系统上曝光。以示范为标准，注重设计优化，提高设计水平，严格执行一项工程、一份文件、工程质量终身责任制、安全查询制度，牢牢守护工程质量源头，定期举行安全质量主题会议。在防风险层面，部门每天、每班班组建立“五级”隐患排查制度和职能部门动态监督机制并落实到现场。在人身防护层面，从规范员工安全行为入手，本着简单、准确、易懂、易记的原则，对工作中的安全风险和安全确认标准进行系统梳理，并组织矿井各工位的安全确认卡，记录关键作业，安全举措力求做到精准。第五章结语煤炭资源是我国能源供给体系的“压舱石”，保障煤炭有效供给的前提是实现煤炭资源安全高效回采。为此，