井巷工程PPT课件-特殊条件下的巷道施工.ppt

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1、10.特殊条件下的巷道施工,10.特殊条件下的巷道施工,10.1 松软岩层巷道施工10.2 揭开煤与瓦斯突出煤层的施工方法10.3 巷道维护与维修,2,10.1 松软岩层巷道施工,一、概述四种属性：松、散、软（胀）、弱。“松”，指岩石结构疏松、密度小，孔隙度大；“散”，则指岩石胶结程度很差或指未胶结的颗粒状；“软”，指岩石强度很低，塑性大或粘土矿物质易膨胀；“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。,3,二、松软岩层巷道施工涉及的几个问题,（一）软岩巷道围岩变形和压力特征1.软岩巷道围岩变形和压力特征围岩变形有明显的时间效

2、应。“蠕变三阶段”围岩变形具有明显的空间效应。“一倍宽度”和深度影响显著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。“四面变形破坏”围岩变形对应力扰动和环境变化非常敏感。此外，自稳时间短,4,巷道变形实拍,5,2.道围岩变形量的构成,掘巷引起的围岩变形量；围岩流变引起的变形量；巷道受各种扰动引起的变形量。,6,图9-1 软岩巷道围岩变形量的组成,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。,3.影响软岩巷道围岩的自稳能力的因素,巷道的形状和尺寸；地应力；岩体的残余强度；施工工艺；水的影响,7,（二）合理选择巷道位置,1.岩石性质 2.支

3、承压力的影响避开移动支承压力的影响；避开采场上下固定支承压力的影响；布置在应力降低区或原岩应力区内。3.巷道走向与最大地应力方向的关系；与断层破碎带的关系。4.避免巷道空间上的重叠、密集交叉。,8,（三）巷道断面形状的选择,主要应根据地压的大小和方向确定地压较小：直墙半圆拱,9,垂直应力特别大，水平应力较小时：直立椭圆,水平应力特别大，垂直应力较小时：平卧椭圆形断面,（四）破岩方式的选择,在松软岩层中掘进巷道，破岩方法的选择应以保持围岩的整体性、不破坏或少破坏巷道围岩为原则；全断面机械破岩方式最好；风镐破岩对围岩破坏较少；若采用爆破破岩，则尽量采用光面爆破技术。,10,（五）支护方式和支护结构

4、选择,一般的梯形支架会出现断梁、折腿等现象。即使采用拱形料石或混凝土整体支护，也会因巨大的不均匀地压作用而导致巷道失稳和破坏。对于特殊的不良地层，其支护结构有“先柔后刚”的特性，一般需要二次支护。松软岩层的地压显现属于变形地压，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、具有一定柔性的可缩性支架。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的变形移动。锚喷支护是具有上述特性的支护形式，因而是一种比较理想的初始支护结构。此外，U型金属可缩性支架也基本上符合上述要求，也可用作初始支护。,11,支护方式和支护结构选择,二次支护的作用在于进一步提高巷道的稳定性

5、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结构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。围岩变形趋于稳定的时间，不仅取决于岩层本身物理力学性质，而且与初始支护时的支架刚度密切相关。,12,支护方式和支护结构选择,由于各矿区松软岩层的工程地质条件千差万别，必须从实际出发，选用适合本矿区岩层特点的支护形式。可从支架的结构上采取措施，使之具有一定的可塑量有的巷道围岩变形长期不稳定，二次支护的时间不易控制，有可能初始支护就需要多次,13,（六）软岩巷道联合支护,非常松软破碎条件，单一形式不

6、能奏效工艺复杂，成本高，速度慢，但能确保长期稳定，减少翻修和保证生产。重要工程段：马头门，井底车场硐室，主要运输和通风大巷等三种形式举例：锚喷和U形钢联合支护锚喷和砌碹联合支护锚喷和弧板联合支护,14,弧板支架,15,（七）巷道底板治理,底板不支护，有2/33/4的顶底移近由底臌形成软岩巷道中若不治理底板就实施支护，结果往往是底板先行鼓起，然后两帮失稳，最后顶板冒落，直至巷道全部破坏底臌影响因素：岩性状态、岩石强度底、围岩应力状态、矿井水侵蚀、采动压力影响、地质构造、巷道围岩暴露时间等,16,1.巷道底鼓的类型和机理,四种：图外包括遇水膨胀型,17,2.底鼓的防治,保持底板干燥无水，防止膨胀性

7、底鼓；安设底拱（浇筑或砌筑）；底板注浆加固；锚杆加固；底板钻孔卸压或卸压槽卸压；底板松动爆破卸压；底板先松动爆破，后注浆加固等。,18,（八）重视围岩的量测监控,表面收敛，多点位移，测力锚杆，锚杆索测力计地应力量测电阻应变砖和钢弦压力机,19,（九）新奥法施工软岩巷道,主要意图是调动围岩自身的承载能力，尽可能的控制围岩变形，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，更确切地说是一套使用断面为50150m2的隧道及大断面的地下工程设计、掘进、衬砌、测试相结合的完整新概念。基本原理为支架与围岩共同作用原理。新奥

8、法三要素：喷射混凝土、锚杆支护、监测,20,三、松软岩层巷道施工实例,北皂煤矿软岩巷道施工岩石强度都很低，普氏系数f=0.62.8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。含油泥岩，蒙脱石含量多，而且层厚大，开巷后，膨胀压力大。炭质泥岩和粘土岩虽含有蒙脱石，但因强度略大，厚度略小，故膨胀压力显现也较小。,21,2.施工方法,棚式支架和料石砌碹锚喷支护+光爆（较稳定岩层）。泥岩和粘土岩小断面：锚喷网（4mm）；大断面：锚喷+钢筋网（12mm钢筋）。炭质泥岩和含油泥岩锚喷网架联合支护；开心炮+风镐掘进。锚杆2.0m+钢筋网+初喷

9、；槽钢钢架，间距0.5m复喷。二次支护，修复破损支护，喷射混凝土。底鼓料石砌筑底拱，和二次支护一起施工。,22,锚喷网架联合支架,23,（二）舒兰矿区松岩层巷道施工,第三纪中新统含煤地层。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。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60l00mm/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6070m

10、，仍能受到采动压力的影响。,24,直墙-曲墙,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9-9所示。,25,“条带碹”代替常用的料石碹,砌碹条带之间的空段是卸压通道，支让结合。,26,（三）沈北前屯煤矿软岩巷道施工,顶板为厚80m的黑灰色泥质页岩，底板为40100m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。,27,木板砌缝的花岗岩料石碹,采用木板砌

11、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。,28,（四）金川二矿区松散围岩巷道施工,震旦系古老结晶变质岩系，历次构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，应考虑用锚杆补强，调整初始支护参数。当变形速度

12、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,29,金川二矿区松散围岩巷道施工,30,10.2揭开煤与瓦斯突出煤层的施工方法,一、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。煤和瓦斯突出的原因：地压构造应力和矿山压力，瓦斯含量及瓦斯压力，岩石及煤的物理力学性质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

13、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。,31,突出预防措施,危害：高压瓦斯流，能摧毁巷道，造成风流逆转、破坏矿井通风系统；井巷充满瓦斯，造成人员窒息，引起瓦斯燃烧或爆炸；喷出的煤岩，造成煤流埋人；猛烈的动力效应可能导致冒顶和火灾事故的发生。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，瓦斯排放（抽采）、改变煤体结构、转移应力,32,二、石门揭开突出煤层的施工方法,MG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

14、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。（一）震动放炮或远距离爆破揭煤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,33,震动放炮或远距离爆破揭煤,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9-12所示。,34,震动放炮的炮眼布置方法,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

15、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23m。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，避免修整石门周边时发生突出。7.岩眼眼底应距煤层100200mm，不应透煤，如已透煤，则应停止钻进，并在眼底填塞100200mm长的炮泥。,35,急倾斜岩层中一次穿透岩柱及煤层的炮眼布置,36,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。

16、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。,37,采用震动放炮应注意的几个问题,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.MG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45m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。

17、,38,（二）金属骨架,用于石门揭穿煤层的一种超前支架 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70l00mm、彼此相距200300mm的钻孔。钻孔钻透煤层并穿入顶板岩层300500，孔内插入直径为5070mm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。一般配合震动放炮，一次揭开煤层。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,39,（三）钻孔排放,石门工作面掘到距煤层适当距离停止掘进，向煤层

18、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。排放钻孔数目可按式计算：式中：N石门全断面排放瓦斯钻孔的总数；K系数，一般取1.2；S1应排放瓦斯的面积m（石门周围1.5m范围内）；S2一个钻孔可排放瓦斯面积，m2。,40,图9-15 天府煤矿排放瓦斯钻孔布置图,41,0号孔-测压孔；125号孔-排放瓦斯孔,（四）水力冲孔,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

19、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9-16所示。,42,水力冲孔工艺流程,43,三、沿突出煤层掘进平巷的技术措施,（一）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2.53.0m，炮眼装药量控制在每米炮眼不超过0.5kg，为提高爆破效果，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9-17所示。,44,松动爆破,在震动放炮的基础上，在煤体深部的应力集中带内

20、，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9-18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。,45,松动爆破,MG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。,46,（二）超前支架,在工作面前方巷道顶部事先打上一排超前支架，在掘进道程中使支架的最小超前距离保持1.01.5m，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。,47,（三）大直径超前钻孔,工作面前方始终保持一定数量和一足深度的大

21、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。,48,（四）水力冲孔,突出煤层中掘进煤巷应用水力冲孔效果很好，它的作用原理与石门揭煤水力冲孔完全相同，其布孔方式如下图。煤矿安全规程规定，水力冲孔开始时，工作面的前方应保持不小于5m的安全煤柱。每循环煤巷掘进进尺，要以本层冲孔的最可靠范围而定，在任何情况下，都保持不小于5m的超前距离。,49,10.3 巷道维护与维修,一、巷道破坏分析和维护原理（一）巷道破坏分析引起巷道变形破坏的重要因素：1.开拓布局（1）巷道位置选择，应布置在坚硬

22、岩层中。（2）煤岩柱留设尺寸和巷道密度2.采动影响是巷道变形最重要的因素。3.深部地压4.地质构造此外巷道的支护形式和参数,50,（二）巷道维护原理,支护体系、支护结构和参数以及工艺过程应适应围岩变形后的力学状态，确保支护特性和围岩变形力学特征相适应，最大限度的发挥围岩的自承能力和支护体系支撑能力，控制围岩变形。1.加固浅层围岩。2.充分利用和发挥深部围岩的承载能力。3.综合治理，联合支护，长期监控。,51,二、巷道维护与维修,常用维护技术有：主动支护，如锚网喷支护，锚注加固、锚梁网加锚索联合支护等，适用于围岩裂隙不发育，松动圈小且锚杆孔成孔率高的巷道。被动支护，如木棚支护、工字钢棚支护、U形

23、钢棚支护、碹体支护等，适用于服务时间短、围岩裂隙发育的巷道。,52,1.岩巷的维护,基本方法对围岩进行加固支护分为采前预加固和采后加固锚网喷、注浆等手段,53,二、岩巷修复改造技术,（1）扩巷修复 1）扩巷爆破垂直巷道壁浅孔小炮剥帮；平行巷道壁深孔小炮剥帮2）临时支护，喷浆、临时棚架、临时点柱、临时锚杆支护3）永久支护：锚、架、碹、混凝土浇筑,54,（2）岩巷冒顶片帮处理,1）巷道发生局部冒顶事故的处理第一加固好冒落区前后完好的支架或巷道。第二及时封顶控制顶板的帽落范围的扩大。第三采用锚喷、砌碹支护处理冒顶区。,55,2）冒顶范围较大时的 处理,小断面快速修复法,56,一次成巷修复法,57,木

24、垛法,58,绕道法,59,三、煤巷维护与修复,煤巷锚网梁支护巷道的维护与修复当原有巷道支护未发生严重破坏时，可采取卸载放顶帮煤的方法；当原有巷道支护已经失效，简单维护难以达到预期效果时，应进行必要修复，卸载掉部分煤炭，巷道恢复变形，设棚架支护；发生冒顶时，需根据围岩的稳定程度和帽落高度确定具体方法。,60,煤巷棚式支架的维护与修复,（1）架棚巷道片帮的处理木垛法,61,撞楔法,62,（2）冒顶的处理,直接顶帽落，巷道选出净煤矸后，恢复架棚支护的方法进行。范围较大时，采用：超前钻预先控顶；撞楔法,63,搭凉棚法,64,（三）淋水巷道的修复,首先解决施工安全问题。施工前弄清水的来源，掌握水量变化，

25、分别处理。岩石巷可预注浆堵水、水槽或水棚截水，砂浆止水。淋水段可进行初喷临时支护，架棚支护加大支护密度提高稳定性。,65,（四）破碎带巷道修复,撞楔法注浆法：水泥注浆，新进发展的化学注浆：带发泡功能,66,（五）锚索支护修复技术,1.锚索支护设计2.参数确定材料：规格；锚固剂；托盘；槽钢支护方式选择：锚网后锚索；点锚索；锚索+钢带支护参数的确定原则：最小锚固长度树脂锚长度大于1.5m；长度5-10m；间排距小于长度一半3.施工工艺：地面准备；钻孔；锚固；涨拉,67,四、巷道底臌的防治,一、加固法1.底板锚杆,68,1.底板锚杆2.铺底沙浆层3.倾斜锚杆,2.底板注浆,掘进12m，卧底挖槽向两端打垂直锚杆。向下打2m炮眼，松动爆破插注浆管，砌混凝土注浆，封底板,69,1.注浆管；2.混凝土；3.全长锚固式锚杆；4.松动岩石,3.封闭式金属支架,70,4.混凝土反拱,71,（二）卸压法,1.切缝卸压2.钻孔卸压,72,3.松动爆破卸压,a.底板中部爆破b.底板全面爆破,73,4.卸压槽,1.硐室：开掘专门用于卸压的巷道或硐室。转移附近煤层开采的采动影响，促使采动引起的应力分布再次重新分布，最终使被保护巷道处于开掘卸压巷硐而形成的应力降低区内2.开凿的小断面巷道3.松动爆破区,74,