平頂山四礦3.0 Mt-a新井設(shè)計-深井軟巖巷道的支護技術(shù)

目錄TOC\o"1-2"\h\z\u1礦區(qū)概述及井田地質(zhì)特征 )式中：Qmc——井底煤倉有效容量（t）；Amc——礦井設(shè)計日產(chǎn)量（t）；0.150.25——系數(shù)。中型礦井取大值，大型礦井取小值。經(jīng)計算可知滿足要求。工作面瞬時出煤經(jīng)過井底煤倉的緩沖，主井提升可以滿足瞬時最大出煤的運輸任務(wù)。8.2.2副井提升設(shè)備選型根據(jù)礦井掘出矸石量平均為43.6t/h，同時下井的最多人數(shù)為70人。選擇罐籠型號為GDG1/6/4K，落地式多繩摩擦提升機型號為JKM-2.25×4（Ⅱ）A，鋼絲繩等具體參數(shù)如下：表8-4罐籠技術(shù)參數(shù)表項目單位數(shù)目型號—GDG1/6/2/4K剛性罐道—GDS1/6/2/4K裝載礦車型號—NG1.1-6A車數(shù)輛4乘坐人數(shù)人76罐籠裝載量kN8.74罐籠質(zhì)量t9.28最大終端載荷kN378尾繩數(shù)根2提升首繩數(shù)量根4直徑mm39.5表8-5多繩摩擦提升機技術(shù)特征表項目單位數(shù)目型號—JKM-2.8/6（Ⅰ）主導(dǎo)輪直徑m2.8導(dǎo)向輪直徑m2.5綱絲繩最大靜張力kN529最大靜張力差kN150有導(dǎo)向輪直徑m28數(shù)量條4間距mm250最大提升速度ms14.75外形尺寸(長×寬×高)m7.9×8.5×2.7表8-6鋼絲繩技術(shù)特征表項目單位數(shù)目型號—繩6×19股（1+6+12）繩纖維芯直徑鋼絲繩mm28鋼絲1.8鋼絲繩總斷面積/mm2289.95參考重力/100m2740鋼絲繩公稱抗拉強度/N?mm-21400鋼絲破斷拉力總和（不小于）/N405500安全系數(shù)—14表8-7井上固定天輪的基本參數(shù)項目單位數(shù)目型號—TSG2500/16名義直徑mm2500繩槽半徑mm16鋼絲繩直徑mm27～29鋼絲破斷拉力總和N661500兩軸承中心距mm800軸承中心高mm200變位重力N5500總重N151209礦井通風(fēng)及安全9.1礦井概況、開拓方式及開采方法9.1.1礦井地質(zhì)概況平頂山煤田位于沙河和汝河之間的低山和丘陵地帶，四周均為平原，四礦位于煤田中段南部。井田中部高，南北低，擂鼓臺、小擂鼓臺及407.7m高地一線為近東西向分水嶺，分水嶺以南坡度較陡，以北坡度較緩，基本呈單面山地形。最高點擂鼓臺，標高505.6m；最低點褚莊附近，標高150.4m，相對高差355.2m。礦井南北走向長度最長為3.5km，最短為3.4km，平均長度約為3.45km；東西傾向最長為5.0km，最短為4.8km，平均長4.9km。礦井總面積約為17.9km2。主采煤層為戊8和戊10煤，設(shè)計可采儲量30720萬t，礦年產(chǎn)300萬t，為大型礦井，服務(wù)年限為73.3年。戊8煤層傾角為8°～10°平均傾角為9°，屬于緩傾斜煤層，除去井田內(nèi)有一大的斷層影響，煤層賦存基本穩(wěn)定。礦井瓦斯絕對涌出量為1.20～5.43m3/min，相對涌出量為0.21～0.94m3/t，瓦斯涌出量較小。戊組煤層為36.03～37.62%，屬有煤塵爆炸性危險煤層。戊89.1.2開拓方式井田開拓采用立井單水平開拓，為進行高產(chǎn)高效礦井設(shè)計開采并結(jié)合本礦井實際情況，戊8和戊10為近距離煤層，分為北一、三帶區(qū)和南二、四帶區(qū)。南二帶區(qū)為首采帶區(qū)。9.1.3開采方法帶區(qū)內(nèi)布置一個放頂煤工作面保產(chǎn)，工作面長度250m，同時布置一備用面，根據(jù)通風(fēng)需要，一個工作面布置兩條順槽，順槽采用雙巷掘進，兩巷間留10m煤柱。放頂煤工作面生產(chǎn)能力為9090t/d，每日推進度為3.6m，采煤機選用MXG-475采煤機，截深0.60m，日進6刀。工作面裝備的部分機電設(shè)備見表9-1。表9-1工作面部分機電設(shè)備一覽表編號地點機電設(shè)備名稱容量1工作面MXG-475采煤機5800kw2工作面SGZ-764/630前后刮板輸送機2×315kw3皮帶順槽SZZ-830/200轉(zhuǎn)載機200kw4皮帶順槽LPS-1500破碎機160kw5皮帶順槽SSJ-1000/3×200膠帶運輸機3×200kw6工作面ZZP-4800/17/334800kN為了保證生產(chǎn)正常接替，前期安排兩個獨立通風(fēng)的煤層平巷掘進頭和兩個巖巷掘進頭，后期安排兩個獨立通風(fēng)的煤層平巷掘進頭。9.1.4變電所、充電硐室、火藥庫井下大巷采用電機車牽引礦車輔助運輸，井底車場設(shè)變電所、火藥庫。遇巖巷掘進所需火藥由井底車場火藥庫提供，各硐室均需獨立通風(fēng)。9.1.5工作制、人數(shù)礦井生產(chǎn)采用“三八”工作制。井下同時作業(yè)的最多人數(shù)為400人，綜采面同時工作最多人數(shù)40人。9.2礦井通風(fēng)系統(tǒng)的確定9.2.1礦井通風(fēng)系統(tǒng)的基本要求選擇任何通風(fēng)系統(tǒng)，都要符合投產(chǎn)較快、出煤較多、安全可靠、技術(shù)經(jīng)濟指標合理等總原則。具體地說，要適應(yīng)以下基本要求：=1\*GB3①礦井至少要有兩個通地面的安全出口；=2\*GB3②進風(fēng)井口要有利于防洪，不受粉塵等有害氣體污染；=3\*GB3③北方礦井，冬季井口需裝供暖設(shè)備；=4\*GB3④總回風(fēng)巷不得作為主要行人道；=5\*GB3⑤工業(yè)廣場不得受扇風(fēng)機的噪音干擾；=6\*GB3⑥裝有皮帶機的井筒不得兼作回風(fēng)井；=7\*GB3⑦裝有箕斗的井筒不得作為主要進風(fēng)井；=8\*GB3⑧可以獨立通風(fēng)的礦井，采區(qū)盡可能獨立通風(fēng)；=9\*GB3⑨通風(fēng)系統(tǒng)要為防瓦斯、火、塵、水及高溫創(chuàng)造條件；=10\*GB3⑩通風(fēng)系統(tǒng)要有利于水平延深或后期通風(fēng)系統(tǒng)的發(fā)展變化。9.2.2礦井通風(fēng)方式的選擇選擇礦井通風(fēng)方式時，應(yīng)考慮以下兩種因素：=1\*GB3①自然因素：煤層賦存條件、埋藏深度、沖擊層深度、礦井瓦斯等級。=2\*GB3②經(jīng)濟因素：井巷工程量、通風(fēng)運行費、設(shè)備裝備費。一般說來，新建礦井多數(shù)是在中央并列式、中央分列式、兩翼對角式和分區(qū)對角式中選擇。下面對這幾種通風(fēng)方式的特點及優(yōu)缺點、適用條件列表比較，見表9-2。表9-2通風(fēng)方式比較通風(fēng)方式中央并列式中央分列式兩翼對角式分區(qū)對角式優(yōu)點初期投資較少，出煤較快通風(fēng)阻力較小，內(nèi)部漏風(fēng)小，增加了一個安全出口，工業(yè)廣場沒有主扇的噪音影響；從回風(fēng)系統(tǒng)鋪設(shè)防塵灑水管路系統(tǒng)比較方便。風(fēng)路較短，阻力較小，采空區(qū)的漏風(fēng)較小，比中央并列式安全性更好通風(fēng)路線短，阻力小缺點風(fēng)路較長，風(fēng)阻較大，采空區(qū)漏風(fēng)較大建井期限略長，有時初期投資稍大建井期限略長，有時初期投資稍大井筒數(shù)目多基建費用多適用條件煤層傾角大、埋藏深，但走向長度并不大，而且瓦斯、自然發(fā)火都不嚴重煤層傾角較小，埋藏較淺，走向長度不大，而且瓦斯、自然發(fā)火比較嚴重煤層走向較大（超過4km煤層距地表淺，或因地表高低起伏較大，無法開掘淺部的總回風(fēng)道通過對以上幾種通風(fēng)方式的比較和技術(shù)分析，結(jié)合礦井的地質(zhì)條件：大巷標高為-380m；煤層為緩傾斜煤層；礦井年產(chǎn)量300萬t，為大型礦井；井田面積較??；煤層無自然發(fā)火，煤塵具有爆炸性；瓦斯涌出量較?。坏V井風(fēng)量不大。本礦井采用中央并列式通風(fēng)，副立井進風(fēng)，中央風(fēng)井回風(fēng)，投資少，通風(fēng)系統(tǒng)簡潔。9.2.3礦井主要通風(fēng)機工作方式的選擇煤礦主要通風(fēng)機的工作方法基本上分為抽出式與壓入式兩種。通風(fēng)方法一般根據(jù)煤層瓦斯含量高低，煤層埋藏深度和賦存狀態(tài)，沖擊層厚度，煤層自然發(fā)火性，小窯塌陷漏風(fēng)情況、地形條件，以及開拓方式等綜合考慮確定?，F(xiàn)將兩種工作方法的優(yōu)缺點對比如下：（1）抽出式主要通風(fēng)機使井下風(fēng)流處于負壓狀態(tài)，當(dāng)主要通風(fēng)機因故停上運轉(zhuǎn)時，井下風(fēng)流的壓力提高，有可能使采空區(qū)瓦斯涌出量減少，比較安全；（2）壓入式主要通風(fēng)機使井下風(fēng)流處于正壓狀態(tài)，當(dāng)主要通風(fēng)機停轉(zhuǎn)時，風(fēng)流壓力降低，有可能使采空區(qū)瓦斯涌出量增加，比較危險。（3）采用壓入式通風(fēng)時，須在礦井總進風(fēng)路線上設(shè)置若干構(gòu)筑物，使通風(fēng)管理工作比較困難，漏風(fēng)較大。（4）在地面小窯塌陷區(qū)分布較廣，并和采區(qū)相溝通的條件下，用抽出式通風(fēng)，會把小窯積存的有害氣體抽到井下，同時使通過主要通風(fēng)機的一部分風(fēng)流短路，總進風(fēng)量和工作面有效風(fēng)量都會減少。用壓入式通風(fēng)，則能用一部分回風(fēng)流把小窯塌陷區(qū)的有害氣體帶到地面。（5）如果能夠嚴防總進風(fēng)路線上的漏風(fēng)，則壓入式主要通風(fēng)機的規(guī)格尺寸和通風(fēng)電力費用都較抽出式為小。（6）在由壓入式通風(fēng)過渡到深水平抽出式通風(fēng)時，有一定困難，過渡時期是新舊水平同時產(chǎn)生，戰(zhàn)線較長，有時還須額外增掘一些井巷工程，使過渡期限拉得過長。如果用抽出式通風(fēng)，就沒有這些缺點。綜上所述，一般地說，在地面小窯塌陷區(qū)漏風(fēng)嚴重、開采第一水平和低瓦斯礦井等條件下，采用壓入式通風(fēng)是比較合適的，否則不宜采用壓入式通風(fēng)。而礦井生產(chǎn)能力大，且周圍小煤窯較少，采用抽出式通風(fēng)比較安全，漏風(fēng)小。因此，根據(jù)礦井的條件，確定該礦井采用抽出式通風(fēng)。9.2.4帶區(qū)通風(fēng)方式的選擇1）帶區(qū)通風(fēng)總要求：=1\*GB3①礦井通風(fēng)網(wǎng)絡(luò)結(jié)構(gòu)合理；集中進、回風(fēng)線路要短，通風(fēng)總阻力要小，多階段同時作業(yè)時，主要人行運輸巷道和工作點上的污風(fēng)不串聯(lián)；=2\*GB3②內(nèi)外部漏風(fēng)?。?3\*GB3③通風(fēng)構(gòu)筑物和風(fēng)流調(diào)節(jié)設(shè)施及輔助通風(fēng)機要少；=4\*GB3④充分利用一切可用的通風(fēng)井巷，使專用通風(fēng)井巷工程量最??；=5\*GB3⑤通風(fēng)動力消耗少，通風(fēng)費用低。2）帶區(qū)通風(fēng)系統(tǒng)基本要求：=1\*GB3①每個礦井和階段水平之間都必須有兩個安全出口；=2\*GB3②進風(fēng)井巷與采掘工作面的進風(fēng)流的粉塵濃度不得大于0.5mg/m3；=3\*GB3③新設(shè)計的箕斗井和混合井禁止作進風(fēng)井，已作進風(fēng)井的箕斗井和混合井必須采取凈化措施，使進風(fēng)流的含塵量達到上述要求；=4\*GB3④主要回風(fēng)井巷不得作人行道，井口進風(fēng)不得受礦塵和有毒氣體的污染，井口排風(fēng)不得造成公害；=5\*GB3⑤礦井有效風(fēng)量率應(yīng)在60%以上；=6\*GB3⑥采場、二次破碎巷道和電耙道，應(yīng)利用貫穿風(fēng)流通風(fēng)，電耙司機應(yīng)位于風(fēng)流的上風(fēng)側(cè)，有污風(fēng)串聯(lián)時，應(yīng)禁止人員作業(yè)；=7\*GB3⑦井下破碎硐室和炸藥庫，必須設(shè)有獨立的回風(fēng)道；=8\*GB3⑧主要通風(fēng)機一般應(yīng)設(shè)反風(fēng)裝置，要求10min內(nèi)實現(xiàn)反風(fēng)，反風(fēng)量大于40%。本設(shè)計礦井采用帶區(qū)布置，為了有利于帶區(qū)運煤和通風(fēng)，每個帶區(qū)均布置帶區(qū)運煤平巷和帶區(qū)運料平巷，即運煤平巷進風(fēng)，運料平巷回風(fēng)。9.2.5工作面通風(fēng)方式的選擇工作面通風(fēng)系統(tǒng)是礦井通風(fēng)系統(tǒng)的中心，其結(jié)構(gòu)決定著礦井通風(fēng)系統(tǒng)的最重要的參數(shù)和指標（如漏風(fēng)量，穩(wěn)定性程度等），因而搞好工作面通風(fēng)是保證礦井安全生產(chǎn)的基礎(chǔ)。礦井瓦斯絕對涌出量為1.20～5.43m3/min，相對涌出量為0.21～0.94m3/t，屬于低瓦斯礦井一般長壁回采工作面進風(fēng)巷與回風(fēng)巷布置方式有U型、Y型和W型等。U型后退式具有采空區(qū)漏風(fēng)小的特點，但在工作面上隅角附近易于積存瓦斯，當(dāng)瓦斯涌出量不大時，采用導(dǎo)風(fēng)板等設(shè)施可解決。當(dāng)瓦斯涌出量大時，可采用抽放的方式解決，它的巷道布置簡單，工程量、維護費用低。Y型通風(fēng)可解決回風(fēng)流的瓦斯?jié)舛冗^高和瓦斯積存問題，但對工作面的瓦斯和氣候條件沒有改善，且工作面回風(fēng)巷要沿采空區(qū)一翼全長預(yù)先掘好，且回采期間始終維護，維護費用高。W型通風(fēng)時，供風(fēng)量要比U型和Y型增加一倍，但掘進和維護費用高，適用于瓦斯?jié)舛纫髽O為嚴格的工作面。綜合本礦井實際情況，本礦井屬低瓦斯礦井，對照以上工作面通風(fēng)系統(tǒng)形式，結(jié)合本礦井的地質(zhì)條件、巷道布置和通風(fēng)能力確定定采用“U”形后退式通風(fēng)方式。9.3礦井風(fēng)量計算9.3.1工作面所需風(fēng)量的計算每個采煤工作面實際需要風(fēng)量，應(yīng)按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面氣溫、風(fēng)速和人數(shù)等規(guī)定分別計算，然后取其中最大值。=1\*GB3①按瓦斯涌出量計算根據(jù)《礦井安全規(guī)程》規(guī)定，按采煤工作面回風(fēng)巷風(fēng)流中瓦斯和二氧化碳濃度不超過1%要求計算，礦井瓦斯絕對涌出量為，二氧化碳絕對涌出量為。以瓦斯涌出量計算工作面風(fēng)量，即：式中——第個采煤工作面需要風(fēng)量，m3/min；——采煤工作面平均瓦斯絕對涌出量，m3/min；——第個采煤工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風(fēng)量系數(shù)，一般取1.5；代入數(shù)據(jù)可得工作面需風(fēng)量。工作面日產(chǎn)量為9090t，則瓦斯絕對涌出量qgai：qgai=9090×2.5/(60×24)=15.77m3/min按二氧化碳涌出量計算工作面風(fēng)量，同以上計算方法，即：=2\*GB3②按工作面溫度選擇適宜的風(fēng)速計算采煤工作面應(yīng)有良好的氣候條件，其進風(fēng)流溫度和風(fēng)速應(yīng)該符合表9.2的要求，由煤礦《規(guī)程》規(guī)定，井下采掘工作面的氣溫不高于。則取該礦工作面氣溫，采煤工作面風(fēng)速取。表9.2采煤工作面空氣與風(fēng)速對應(yīng)表采煤工作面空氣溫度/C°采煤工作面風(fēng)速/m·s-1<150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-1.8回采工作面需風(fēng)量按下式計算：式中：——采煤工作面風(fēng)速，??；——第個采煤工作面的平均斷面積，取12.5代入數(shù)據(jù)計算可得：=3\*GB3③按工作面同時作業(yè)人數(shù)計算，式中：——采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，綜采工作面一般為55人；4——每人最少需風(fēng)量，則：綜上所述，回采工作面的需風(fēng)量取最大值為2365.5。=4\*GB3④按風(fēng)速驗算根據(jù)《礦井安全規(guī)程》規(guī)定，采煤工作面最低風(fēng)速為0.25m/s，最高風(fēng)速為4m/s的要求進行驗算。按最低風(fēng)速驗算，各個采煤工作面的最低風(fēng)量：=187.5按最高風(fēng)速驗算，各個采煤工作面的最高風(fēng)量：=3000可見回采工作面的需風(fēng)量取為2365.5滿足要求，本礦井只有一個綜采放頂煤工作面，則9.3.2備用面需風(fēng)量的計算本礦不設(shè)備用工作面。9.3.3掘進工作面需風(fēng)量掘進工作面風(fēng)量計算，應(yīng)按礦井各個掘進工作面實際需要風(fēng)量的總和計算。煤巷、半煤巖巷和巖巷掘進工作面的風(fēng)量，應(yīng)按下列因素分別計算，取其最大值。（1）按瓦斯涌出量計算式中——第個掘進工作面需要風(fēng)量，m3/min；——第個掘進工作面瓦斯絕對涌出量，1.2m3/min；——第個掘進工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風(fēng)量系數(shù)，一般取1.5；代入數(shù)據(jù)可得工作面需風(fēng)量為=180m3/min（2）工作人員數(shù)量計算：式中：4——每人每分鐘應(yīng)供給的最低風(fēng)量，m3/min?！趥€工作面同時工作的最多人數(shù)，30個。故掘進工作面需風(fēng)量＝120m3/min（3）按局部通風(fēng)機的實際吸風(fēng)量計算式中：——局部通風(fēng)機實際吸風(fēng)量，m3/min；——安設(shè)局部通風(fēng)機的巷道斷面，m2；——掘進工作面同時工作的局部通風(fēng)機臺數(shù)。局部通風(fēng)機為FD-1No7.1/30型，吸風(fēng)量600~370m3/min，取=600m3/min；安設(shè)局部通風(fēng)機的斷面15m2；同時工作的局部通風(fēng)機臺數(shù)為1臺。則：=825m3/min以上三種方法計算的掘進工作面所需風(fēng)量最大值為：Qbi=825m3/min（4）按風(fēng)速進行驗算1）按《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定煤巷掘進工作面的風(fēng)量滿足：式中S為煤巷掘進巷道斷面面積，由風(fēng)速驗算可知，=825m3/min符合煤巷風(fēng)速要求。2）按《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定巖巷掘進工作面的風(fēng)量滿足：式中S為巖巷掘進巷道斷面面積，由風(fēng)速驗算可知，Qbi=825m3/min符合巖巷掘進工作面風(fēng)速要求。同時掘進的工作面有兩個，因此，掘進面總需風(fēng)量為Qb=1650m3/min。9.3.4硐室需風(fēng)量根據(jù)硐室通風(fēng)標準的經(jīng)驗數(shù)據(jù)，各種硐室需要的風(fēng)量見表9-3。表9-3硐室需風(fēng)量表硐室名需風(fēng)量（m3/min）檢修硐室120絞車房80火藥庫100變電所70其他硐室200合計570其他硐室包括：排水泵房、清理水等硐室，各硐室都在井底車場附近，計算時把它們并入井底車場計算，由于距離很小，因此風(fēng)阻時影響很小。9.3.5其它巷道所需風(fēng)量各個其它巷道的需風(fēng)量，應(yīng)根據(jù)瓦斯涌出量和風(fēng)速分別進行計算，采用其最大值，這里按礦井總需風(fēng)量的10%計算。9.3.6礦井總風(fēng)量計算礦井總風(fēng)量是井下各個工作地點的有效風(fēng)量和各條風(fēng)路上的漏風(fēng)的總和。（1）首先計算出各用風(fēng)地點的風(fēng)量，再乘以一定的系數(shù)，得出總風(fēng)量。即：式中：——采煤工作面和備用工作面所需風(fēng)量，2365.5m3/min；——掘進工作面所需風(fēng)量，1650m3/min；——硐室所需風(fēng)量之和，570m3/min；――其他用風(fēng)地點所需風(fēng)量之和按礦井總需風(fēng)量的10%計算，m3/min；――礦井通風(fēng)系數(shù)，抽出式礦井取~1.2，本設(shè)計取1.2。代入數(shù)據(jù)：（2）按井下同時工作的最多人數(shù)計算式中：——井下同時工作的最多人數(shù)，240人；——礦井通風(fēng)系數(shù)，取1.2；m3/min兩種方法取最大值，則礦井總回風(fēng)量為6052.2m3/min。9.3.7風(fēng)量分配根據(jù)實際需要由里向外的原則配風(fēng)，逆風(fēng)將各用風(fēng)地點計算值乘以系數(shù)就是各用風(fēng)地點實際風(fēng)量，采煤工作面只配計算的風(fēng)量，斜巷的風(fēng)量乘以系數(shù)。順風(fēng)流而下，遇到分風(fēng)地點則加上其它風(fēng)路的風(fēng)量，一起分配給未分風(fēng)前的那條風(fēng)路，作為該風(fēng)路的分量，直至確定進風(fēng)井的風(fēng)量，風(fēng)量分配見表9.4。表9.4風(fēng)量分配表用風(fēng)地點分配風(fēng)量（m3/min）采煤工作面及斜巷2838.6掘進工作面1980.0各硐室需風(fēng)量合計684.0其他巷道572.4經(jīng)以上分配過程，礦井風(fēng)量正好分配完畢。礦井通風(fēng)困難時期比通風(fēng)容易時期總需風(fēng)量多一個掘進工作面的需風(fēng)量，即多825m3/min，計算可得總回風(fēng)量為6877.2m3/min。井巷風(fēng)速驗算結(jié)果見表9.5、9.6。表9.5通風(fēng)容易時期井巷風(fēng)速驗算表井巷風(fēng)速限速m/s有效斷面積m2實際風(fēng)速m/s備注最低風(fēng)速最高風(fēng)速中央回風(fēng)井-1538.482.72符合副立井-817.82.96符合采煤工作面0.25412.53.40符合運輸大巷-819.725.32符合輔助運輸大巷-820.35.17符合表9.6通風(fēng)困難時期井巷風(fēng)速驗算表井巷風(fēng)速限速m/s有效斷面積m2實際風(fēng)速m/s備注最低風(fēng)速最高風(fēng)速中央回風(fēng)井-1538.482.73符合副立井-817.83.75符合采煤工作面0.25412.53.40符合運輸大巷-819.726.02符合輔助運輸大巷-820.35.17符合9.3.8通風(fēng)構(gòu)筑物為了保證礦井通風(fēng)系統(tǒng)風(fēng)流的穩(wěn)定，在巷道內(nèi)設(shè)有一系列構(gòu)筑物，用來控制風(fēng)流的流動和風(fēng)量的大小，礦井內(nèi)設(shè)置的主要構(gòu)筑物如下：（1）風(fēng)門設(shè)置在絞車房通風(fēng)道上，阻止新鮮風(fēng)流進入回風(fēng)流中的一組構(gòu)筑物；（2）風(fēng)窗：設(shè)置在帶區(qū)絞車房、變電所、爆破材料庫、檢修硐室等硐室的回風(fēng)道中，控制風(fēng)量大小的通風(fēng)構(gòu)筑物；（3）密閉：設(shè)置在已回采區(qū)域平巷以及掘進巷道的雙巷聯(lián)絡(luò)巷中，阻止風(fēng)流進入的通風(fēng)構(gòu)筑物。9.4礦井通風(fēng)阻力計算礦井通風(fēng)阻力的大小是選擇通風(fēng)設(shè)備的主要依據(jù)，所以，在選擇礦井主要通風(fēng)機之前，必須首先計算通風(fēng)總阻力。按照經(jīng)過巷道時產(chǎn)生阻力的方式不同，可分摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力一般占通風(fēng)阻力的90%左右，是礦井通風(fēng)設(shè)計選擇主要通風(fēng)機的主要參數(shù)。礦井通風(fēng)阻力計算原則如下：（1）礦井通風(fēng)的總阻力，不應(yīng)超過2940Pa；（2）礦井井巷的局部阻力，新建礦井(包括擴建礦井獨立通風(fēng)的擴建區(qū))宜按井巷摩擦阻力的10%計算，擴建礦井宜按井巷摩擦阻力的15%計算；（3）礦井通風(fēng)網(wǎng)路中有很多的并聯(lián)系統(tǒng)，計算總阻力時，應(yīng)以其中阻力最大的路線作為依據(jù)；（4）設(shè)計的礦井通風(fēng)阻力不宜過高，一般不超過350mm水柱；（5）應(yīng)計算出困難時期和容易時期的最大阻力，使所選用的主要通風(fēng)機既滿足困難時期的通風(fēng)需要，又能在通風(fēng)容易時工況合理。主要通風(fēng)機的選擇，工作風(fēng)壓要滿足最大的阻力，因此先確定容易、困難時期的最大阻力路線。9.4.1容易和困難時期礦井最大阻力路線確定（1）通風(fēng)容易時期和通風(fēng)困難時期的定義礦井通風(fēng)系統(tǒng)總阻力最小時稱通風(fēng)容易時期，通風(fēng)系統(tǒng)總阻力最大時稱通風(fēng)困難時期。1）容易時期的采煤方案南二帶區(qū)開采第一的8201工作面，在8202工作面各布置一個煤巷掘進頭。2）困難時期的采煤方案（2）通風(fēng)容易時期路線：副井→輔助運輸大巷→工作面運輸進風(fēng)斜巷→8201工作面→工作面回風(fēng)運料斜巷→回風(fēng)大巷→中央回風(fēng)井→地面通風(fēng)容易時期網(wǎng)絡(luò)圖及立體圖，分別如圖9.1、9.2所示。圖9.1通風(fēng)容易時期立體圖圖9.3通風(fēng)困難時期立體圖（3）通風(fēng)困難時期路線：副井→輔助運輸大巷→工作面運輸進風(fēng)斜巷→8208工作面→工作面回風(fēng)運料斜巷→回風(fēng)大巷→中央回風(fēng)井→地面通風(fēng)困難時期網(wǎng)絡(luò)圖及立體圖，分別如圖9-3、9-4所示。圖9.3通風(fēng)容易時期網(wǎng)絡(luò)圖圖9.4通風(fēng)困難時期網(wǎng)絡(luò)9.4.2礦井通風(fēng)阻力計算沿著上述兩個時期通風(fēng)阻力最大的風(fēng)路，分別用下式計算出各段風(fēng)路井巷的磨擦阻力：hfr=αLUQ2/S3（9.12）式中：hfr——巷道摩檫阻力；L、U、S——分別是巷的長度、周長、凈斷面積；Q——分配給井巷的風(fēng)量；α——各巷道的摩擦阻力系數(shù)。通風(fēng)容易及困難時期風(fēng)網(wǎng)圖，（如圖9.3，圖9.4）計算結(jié)果見表9.7、表9.8。礦井通風(fēng)阻力和見表9.9。表9.7通風(fēng)容易時期摩擦阻力計算表巷道名稱支護方式LUSQhfeivN·s2/m4mmm2m3/sPam/s副井混凝土34372016.9317.859.07258.673.32井底車場錨噴8530718.7020.6104.9461.475.09輔助運輸大巷錨噴8545018.6020.3104.9496.335.17工作面運輸進風(fēng)斜巷錨網(wǎng)150184016.001551.00340.323.408201工作面支撐掩護式支架30025016.4512.542.50114.103.40工作面回風(fēng)運料斜巷錨網(wǎng)150184016.001551.00340.323.40回風(fēng)大巷錨噴8520018.4019.72104.9444.195.32中央回風(fēng)井混凝土34372021.9938.48104.94100.182.73合計1355.58表9.8通風(fēng)困難時期摩擦阻力計算表巷道名稱支護方式LUSQhfeivN·s2/m4mmm2m3/sPam/s副井混凝土34372016.9317.866.81330.913.75井底車場錨噴8530718.7020.6118.6978.645.09輔助運輸大巷錨噴85214018.6020.3118.69569.755.17工作面運輸進風(fēng)斜巷錨網(wǎng)150184016.0015.0051.00340.323.408208工作面支撐掩護式支架30025016.4512.542.50114.103.40工作面回風(fēng)運料斜巷錨網(wǎng)150184016.0015.0051.00340.323.40回風(fēng)大巷錨噴85210018.4019.72104.944645.23中央回風(fēng)井混凝土34372021.9938.48118.69134.272.73合計2372.31表9.9礦井通風(fēng)總阻力容易時期困難時期總阻力(pa)1355.582372.319.4.3礦井通風(fēng)總阻力容易時期通風(fēng)總阻力：容易時期通風(fēng)總阻力：式中：1.1——為考慮風(fēng)路上有局部阻力的系數(shù)；——礦井通風(fēng)容易時期的摩擦阻力之和，Pa；——礦井通風(fēng)困難時期的摩擦阻力之和，Pa；——礦井通風(fēng)容易時期的總阻力，Pa；——礦井通風(fēng)困難時期的總阻力，Pa。則：<2940Pa<2940Pa9.4.4兩個時期的礦井總風(fēng)阻和總等積孔礦井通風(fēng)總風(fēng)阻計算公式：礦井通風(fēng)等積孔計算公式：式中：R——礦井風(fēng)阻，N·s2/m4；h——礦井總阻力，Pa；Q——礦井總風(fēng)量，m3/s；A——等積孔，m2。（1）容易時期礦井總風(fēng)阻為：總等積孔：（2）困難時期礦井總風(fēng)阻為：總等積孔：通風(fēng)容易時期和通風(fēng)困難時期的等積孔見表9.10：表9.10礦井等積孔項目容易時期困難時期總阻力（Pa）1491.142609.54總等積孔（m2）3.232.65表9.11礦井通風(fēng)難易程度等積孔對照表通風(fēng)阻力等級通風(fēng)難易程度等積孔A大阻力礦困難<1m中阻力礦中等1～2m小阻力礦容易>2m由以上計算和表9-11看出，本礦井通風(fēng)容易時期和通風(fēng)困難時期總等積孔均大于2m2，總風(fēng)阻均小于0.35N·S2/m9.5選擇礦井通風(fēng)設(shè)備9.5.1選擇主要通風(fēng)機根據(jù)前面計算，用扇風(fēng)機的個體特性曲線來選擇主扇，要先確定通風(fēng)容易和通風(fēng)困難兩個時期主扇運轉(zhuǎn)時的工況點。1）自然風(fēng)壓由《煤礦設(shè)計規(guī)范》可知：礦井進、出風(fēng)井井口的標高相差在150以下，井深均小于400m時可以不計算自然風(fēng)壓。本礦井進、回風(fēng)井在在井底車場中布置，標高相差較小，，并且井深都小于400m。故設(shè)計中不必計算自然風(fēng)壓，即：hn=0。2）主要通風(fēng)機工作風(fēng)壓該礦井為抽出式通風(fēng)，通風(fēng)容易時期主要通風(fēng)機靜風(fēng)壓：式中：——通風(fēng)容易時期主要通風(fēng)機靜風(fēng)壓，Pa；——表示通風(fēng)容易時期礦井通風(fēng)總阻力，Pa；——表示容易時期幫助通風(fēng)的自然風(fēng)壓，=0；——表示風(fēng)峒的通風(fēng)阻力，通常為20～50Pa，取50Pa。故：=1491.14+50=1541.14Pa通風(fēng)困難時期主要通風(fēng)機靜風(fēng)壓：式中：——通風(fēng)容易時期主要通風(fēng)機靜風(fēng)壓，Pa；——表示通風(fēng)容易時期礦井通風(fēng)總阻力，Pa；——表示容易時期幫助通風(fēng)的自然風(fēng)壓，=0；——表示風(fēng)峒的通風(fēng)阻力，通常為20～50Pa，取50Pa。故：=2609.54+50=2663.54Pa3）主要通風(fēng)機的實際通過風(fēng)量Qf因有外部漏風(fēng)（防爆門和通風(fēng)機風(fēng)硐漏風(fēng)），通過主要通風(fēng)機的風(fēng)量必大于礦井總風(fēng)量，對于抽出式用下式計算：式中：——實際風(fēng)量，m3/s；1.1——抽出式礦井通風(fēng)外部漏風(fēng)系數(shù)；——風(fēng)井總風(fēng)量，m3/s。容易時期：=1.1×6052.2/60=110.964m3/s困難時期：=1.1×6877.2/60=126.082m3/s4）選擇主要通風(fēng)機主要通風(fēng)機在兩個時期分別應(yīng)滿足的風(fēng)量、風(fēng)壓見表9.12。表9.12主要通風(fēng)機工作參數(shù)一覽表項目容易時期困難時期參數(shù)風(fēng)量/m3/s風(fēng)壓/Pa風(fēng)量/m3/s風(fēng)壓/Pa110.9641491.14126.0822609.54根據(jù)表9.12的數(shù)據(jù)，并結(jié)合當(dāng)前的技術(shù)經(jīng)濟條件，在供選擇的通風(fēng)機特性曲線圖上初選通風(fēng)機。礦井選擇FBCDZ-10-NO.28B型對旋式軸流風(fēng)機，在該風(fēng)機的特性曲線上繪制風(fēng)阻線，由作圖求出初選風(fēng)機容易和困難時期的實際工況點M1’、M2’，如圖9.5所示。從而求得FBCDZ-10-NO.28B型對旋式軸流風(fēng)機性能參數(shù)，見表9.13。表9.13FBCDZ-10-NO.28B型對旋式軸流風(fēng)機性能參數(shù)表型號時期葉片安裝角/o轉(zhuǎn)速r/min風(fēng)壓風(fēng)量m3/s效率/%輸入功率Pa/kWFBCDZ-10-NO.28B容易時期40o/32o1543.2116.1177%473困難時期55o/47o2776.3131.6273%1999.5.2電動機選型由于Nmin/Nmax=199/473=0.421<0.6，因此需要選用兩臺電動機。電動機功率用下式計算：容易時期電動機效率：困難時期電動機效率：Ne=Nmax·ke/()式中：ke——電動機容量備用系數(shù)，取1.2；——電動機效率，取0.92；——傳動效率，電動機直接與通風(fēng)機相連取1。則：Ne=473×1.2/0.92=616.96根據(jù)電動機的輸出功率和輸入功率以及主要通風(fēng)機要求的轉(zhuǎn)速，選擇型號為Y5002-10、Y5005-10電機各一部，技術(shù)特征見表9.14。表9.14電動機技術(shù)參數(shù)表時期型號功率/kW電壓/V電流/A轉(zhuǎn)速/rpm效率/%功率因數(shù)容易Y5002-1045060005659093.40.8困難Y5005-1063060007859093.80.8圖9.5FBCDZ-10-NO.28B型對旋式軸流風(fēng)機實際工況點9.6安全災(zāi)害的預(yù)防措施9.6.1預(yù)防瓦斯和煤塵爆炸的措施（1）回采和掘進工作面以及回風(fēng)巷中，必須按規(guī)定定期檢查瓦斯，如發(fā)現(xiàn)異常，必須按規(guī)定處理。（2）盲巷、盲硐、片幫及冒頂處等容易積聚瓦斯的地點，必須及時處理。（3）掘進應(yīng)采用雙風(fēng)機，雙電源和風(fēng)電閉鎖裝置。（4）掘進與回采工作面應(yīng)安設(shè)瓦斯自動報警裝置。（5）大巷及裝煤站應(yīng)安設(shè)瓦斯自動報警斷電儀。瓦斯超限后應(yīng)自動切斷供電及架線電源。（6）所有易產(chǎn)生煤塵的地點。必須采取灑水滅塵等防塵設(shè)備及除塵設(shè)施。（7）井下風(fēng)速必須嚴格控制，防止煤塵飛揚。井下所有煤倉和溜煤眼均應(yīng)保持一定存煤，不得放空，不得兼作通風(fēng)眼。（8）綜采工作面應(yīng)采取煤塵注水。按照保安規(guī)程設(shè)計懸掛巖粉棚和防水棚。（9）煤塵應(yīng)定期清掃。巷道應(yīng)定期沖刷，各個轉(zhuǎn)煤點應(yīng)進行噴霧灑水。9.6.2預(yù)防井下火災(zāi)的措施（1）井下中央水泵房和中央變電所設(shè)置密閉門、防火門。并設(shè)設(shè)區(qū)域返風(fēng)系統(tǒng)。（2）井下機電設(shè)備選用防爆型為原則。應(yīng)加強機電設(shè)備的安裝質(zhì)量。并加強維修及管理。防止漏電及短路產(chǎn)生高溫和火花。（3）對自然發(fā)火的煤層，應(yīng)加強煤炭與坑木的加收；加強密閉，及時密閉采空區(qū)；對停采線進行黃泥灌漿或噴灑阻化劑；分層開采還應(yīng)在采區(qū)隨采隨注。（4）二阻化劑防火：根據(jù)化驗與實踐，本礦自然發(fā)火期長，但為確保安全，應(yīng)預(yù)備部分黃泥用于危險時期灌漿。9.6.3防水措施（1）井巷出水點的位置及其水量，前采空區(qū)積水范圍、標高和積水量，都必須繪出采掘工程圖上。（2）主要水倉必須有主倉和副倉，當(dāng)一個水倉清理時，另一個水倉能正常使用。（3）采掘工作面遇到下列情況之一時，必須確定探水線，進行探水，確認無突水危險后，方可前進。①接近水淹或可能積水的井巷、老空或小煤礦時；②接近水文地質(zhì)復(fù)雜的區(qū)域，并有出水征兆時；③接近含水層、導(dǎo)水?dāng)鄬印⑷芏春拖萋渲鶗r；④打開隔離煤柱放水時；⑤接近有出水可能的鉆孔時；⑥接近有水或稀泥的灌泥區(qū)時；⑦底板原始導(dǎo)水裂隙有透水危險時；⑧接近其它可能出水地區(qū)時。

10設(shè)計礦井基本技術(shù)經(jīng)濟指標表10.1設(shè)計礦井基本技術(shù)經(jīng)濟指標序號技術(shù)經(jīng)濟指標項目單位數(shù)量或內(nèi)容1煤的牌號長焰煤2可采煤層數(shù)目層23可采煤層總厚度m7.04煤層傾角°8～10（平均9°）5（1）礦井工業(yè)儲量萬t40770.02（2）礦井可采儲量萬t30778.496（1）礦井年工作日數(shù)d330（2）日采煤班數(shù)班67（1）礦井年生產(chǎn)能力萬t/a300（2）礦井日生產(chǎn)能力t/d90908礦井服務(wù)年限a73.89井田走向長度km5.4井田傾斜長度m3.610瓦斯等級低瓦斯相對涌出量m3/t2.6111通風(fēng)方式中央并列式12（1）礦井正常涌水量m3/h380（2）礦井最大涌水量m3/h42013開拓方式（指井筒形式、水平數(shù)目）立井單水平14水平標高m+30015（1）生產(chǎn)的工作面數(shù)目個1（2）備用的工作面數(shù)目個116采煤工作面年推進度m118817（1）移交時井巷工程量m10500（2）達產(chǎn)時井巷工程量m1480018開拓掘進隊數(shù)個219大巷運輸方式無軌膠輪車20礦車類型電機車21電機車1類型臺數(shù)222設(shè)計煤層采煤方法綜采放頂煤23（1）工作面長度m250（2）工作面推進度m/月108（3）工作面效率t/工75.3（4）工作面成本元/t11.3

專題部分深井軟巖巷道的支護技術(shù)摘要：我國國有大中型煤礦開采深度每年約以8~12m的速度向深部增加，一些老礦區(qū)和缺煤礦區(qū)相繼進入深部開采階段。由于開采深度的加大，巖體應(yīng)力急劇增加，巷道維護難度大幅增加，嚴重影響了礦井的正常生產(chǎn)。本文基于深井巷道圍巖應(yīng)力松弛特征，建立錨桿支護條件下的黏彈性應(yīng)力松弛力學(xué)模型深井巷道圍巖應(yīng)力松弛特征，建立錨桿支護條件下的黏彈性應(yīng)力松弛力學(xué)模型，并根據(jù)工程實踐，提出了以內(nèi)注漿錨桿為核心的錨注支護體系，來解決深部高應(yīng)力極軟巖巷道支護難題。0引言軟巖巷道的圍巖控制和巷道維護是世界礦業(yè)和巖石力學(xué)的難題之一，也是目前國外急需解決的問題之一。隨著礦山開采條件的復(fù)雜化，軟巖支護問題所涉及到的工程領(lǐng)域越來越多，問題也越來越復(fù)雜。我國煤層賦存條件復(fù)雜，軟巖在近半數(shù)礦井都有賦存。隨著采深的增加，原巖應(yīng)力水平不斷提高，當(dāng)采深超過圍巖軟化臨界深度后，圍巖產(chǎn)生明顯的塑性大變形、難支護現(xiàn)象，圍巖原有的弱面進一步擴展，產(chǎn)生新的節(jié)理、裂隙，甚至松動、破碎，圍巖進一步惡化，給巷道維護帶來極大困難，這就給地下工程圍巖穩(wěn)定性研究提出了新的課題——軟巖工程問題。為解決或降低這一問題對煤礦生產(chǎn)和其他巖土工程所造成的不利影響，國內(nèi)外與巖土工程相關(guān)的各個領(lǐng)域，都投入了大量的人力和物力進行軟巖支護等方面的研究工作。通過大量的工程實踐人們認識到改善圍巖的結(jié)構(gòu)性能充分發(fā)揮圍巖的自承能力，是一條維護圍巖穩(wěn)定的有效途徑，特別是對松軟破碎難以支護的巷道。近30年來，隨著“新奧法”隧洞施工理念、錨噴加固技術(shù)、注漿加固技術(shù)等在世界范圍內(nèi)的廣泛推廣，人們對軟巖及軟巖巷道的圍巖變形規(guī)律和壓力特征的認識都上升到了一個新的階段，與軟巖特性及軟巖巷道圍巖變形規(guī)律和壓力特征相適應(yīng)的許多支護和加固措施也應(yīng)運而生，尤其是基于“新奧法”的“三錨”支護（錨噴、錨索、錨注）是較為成功和典型的技術(shù)。一般我們所運用的支護工業(yè)過程是：開挖→初噴→錨桿→錨索→復(fù)噴→錨注。但是這個過程是否是最佳的支護工藝過程還缺乏一定的理論依據(jù)。因此如何解決支護工藝過程、支護參數(shù)的變化對軟巖巷道圍巖應(yīng)力場和位移場的影響，便引起了人們的極大關(guān)注。1國內(nèi)外研究研究動態(tài)、水平1.1圍巖穩(wěn)定性研究我國進入深部開采的礦井大多建立了適合本礦條件的深井巷道圍巖穩(wěn)定性評價方案。如中國礦業(yè)大學(xué)與開灤礦務(wù)局合作，以“松動圈”為指標，對趙各莊礦深部巷道進行了分類；淮南九龍崗礦以巷道掘出后10d時兩幫相對移近的平均速度作為判斷巷道穩(wěn)定性的指標。中國礦業(yè)大學(xué)陸士良教授等，將巷道巖體深處任意一點的徑向位移與周邊位移的比值稱為深表比，并認為它是反映錨桿支護巷道的周邊位移與巖體深處位移規(guī)律的主要指標。經(jīng)過對我國一些礦區(qū)各類煤礦巷道的巖體位移及其深表比的測試研究，得出：1）在原巖應(yīng)力條件下，深表比的變化規(guī)律與掘巷引起的圍巖應(yīng)力分布基本一致，即在巷道周邊最大，在圍巖深處按負指數(shù)曲線衰減。圍巖周邊位移量的大小、衰減速度、深表比的變化及最終的影響深度，主要取決于巷道圍巖性質(zhì)，同時還與巷道埋深深度、斷面大小以及支護阻力等有關(guān)；2）巷道受采動影響后，尤其是在相鄰采空區(qū)與本工作面回采引起的支承壓力疊加作用下，不僅巷道周邊，而且?guī)r體深部都處于強烈支承壓力下，產(chǎn)生大范圍的塑性變形而嚴重破壞，因此，不僅喊道周邊位移量很大，而且圍巖變形的變化規(guī)律與單一巷道不同，深表比衰減十分緩慢。受采動影響的巷道，由于圍巖性質(zhì)、開采深度采動狀況不同，巷道周邊位移量一般為200～1000mm，巖體深部顯著位移的范圍一般為5～16m。原西德認為巷道的穩(wěn)定性主要決定于地板巖石的力學(xué)性質(zhì)，從而用底板巖性指數(shù)評價其穩(wěn)定性。對于不受采動影響的巷道，原西德給出了巷道試問極限深度經(jīng)驗公式：(1.1)式中：——巷道失穩(wěn)的極限深度，m；——底板巖石的單軸抗壓強度，Mpa；原蘇聯(lián)的研究結(jié)果表明，工作面前方支承壓力影響帶內(nèi)巷道的頂、底板移近量與巷道圍巖強度及采深存在表1.1所示的關(guān)系。由此可見，巖性不同，采深對巷道的穩(wěn)定性影響不同。在軟弱巖層中，開采深度對圍巖變形的影響比對硬巖層的影響顯著的多。在這里，起內(nèi)作用的是圍巖應(yīng)力與圍巖強度的對比關(guān)系。因此，原蘇聯(lián)采用作為指標評價深部巷道的穩(wěn)定性。表1.1巷道移近量與圍巖強度及采深的關(guān)系巖石強度/Mpa巷道埋深/m移近量/mm采深每增加100m，移近量增量/mm304007502126001200800160050400250115600470800710904008035600140800220英國提出了巷道失穩(wěn)的極限深度為：(1.2)式中：——巖石容重，kN/m3；——長時載荷影響系數(shù)；——裂隙影響系數(shù)；1.2圍巖控制技術(shù)研究支護仍然是深井軟巖巷道礦壓控制的基本措施。尋求適合于深部軟巖巷道壓力大、變形量大的支護方式，以及回答現(xiàn)有支護是否適用于深井軟巖巷道礦壓控制等問題，都需要研究解決。原西德、前蘇聯(lián)的研究認為，頂?shù)装逡平啃∮谙锏栏叨?5%時，現(xiàn)有的支護技術(shù)依然能管理好深井巷道。對開采深度為1600m的巷道頂?shù)装逡平康念A(yù)計表明：在1600m深度處，剛性支架已完全不能使用；在穩(wěn)定的砂巖中，采用拱形可縮支架和碎石壁后充填可滿足要求；在穩(wěn)定的巖層中，必須用專門材料進行壁后充填；原西德的壁后充填技術(shù)水平較高，因此，在我國壁厚充填基本沒有應(yīng)用的情況下，上述支架適用范圍明顯偏大。 圖1.1采深1600m時巖巷支架的適用范圍1——拱形剛性支架；2——拱形可縮支架，碎石壁后充填；3——拱形可縮支架，專用材料壁后充填；4——巷道上方有回采邊界；5——巷道上方無回采邊界針對深井軟巖巷道壓力大、變形量大的特點，國外發(fā)展了深井軟巖巷道支護技術(shù)，概況起來，主要有：采用結(jié)構(gòu)復(fù)雜的全封閉支護系統(tǒng)；采用錨噴網(wǎng)聯(lián)合支護系統(tǒng)；采用特種鋼和加大型鋼質(zhì)量（大44kg/m，甚至更大）；采用硬石膏、水泥砂漿、聚氨酯或其他建筑材料壁后充填；此外，國外深井軟巖巷道之后都有一個共同點，即具有可縮裝置或“讓壓結(jié)構(gòu)”，允許支架或支護系統(tǒng)可縮，以適應(yīng)深井軟巖巷道壓力大、變形量大的特點。同時，巷道支護設(shè)計時預(yù)留大的變形量。還有通過加固改善巷道圍巖的力學(xué)性質(zhì)，通過卸壓改變巷道圍巖的應(yīng)力分布，從而達到改變深井軟巖巷道圍巖狀態(tài)、提高深井軟巖巷道穩(wěn)定性的目的。國內(nèi)外對巷道圍巖卸壓技術(shù)進行了大量理論與試驗研究，已提出了多種卸壓方法，在實踐中取得了較好的效果。然而，有的卸壓方法還處于試驗研究階段，有的卸壓方法用于生產(chǎn)實踐中還有一定難度，這些都有待于進一步研究解決。1.3支護理論研究近年來，國內(nèi)外一些學(xué)者根據(jù)深井軟巖巷道圍巖礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進行理論研究，其主要研究內(nèi)容：彈塑性支護理論認為塑性區(qū)的形成和移動是產(chǎn)生地壓的原因，用支架阻止塑性區(qū)的發(fā)展是控制地壓的措施，而且它又把成熟的彈塑性理論用于地壓研究，為地壓問題聯(lián)立數(shù)學(xué)、力學(xué)模型并求解，因而影響較廣。陳宗基教授、孫均教授、朱維申研究員等眾多學(xué)者采用物理模擬和數(shù)值模擬方法從巖石彈塑粘性角度來分析解釋巷道圍巖破壞失穩(wěn)的原因，認為巷道圍巖應(yīng)力是流變變形地壓；孫廣忠教授等則研究巖體節(jié)理、裂隙的結(jié)構(gòu)變形效應(yīng)；王仁教授等把圍巖作為粘性流體進行研究并建立了等價本構(gòu)關(guān)系；謝和平院士等則從巖石損傷角度解釋、分析了巷道大變形的機理。石根華提出了在赤平投影圖上判斷可動塊體的方法，此后他又用矢量代數(shù)做了研究，1984年他提交的“不連續(xù)變形分析”論文中進一步分析了巖體的應(yīng)力應(yīng)變。非連續(xù)變形分析方法是近年發(fā)展的能力分析裂隙巖體的一種較好的計算方法，它用一種不同于有限元的塊體元來模擬被裂隙切割成具體形狀的塊體系統(tǒng)，在這個系統(tǒng)中塊體是通過裂隙結(jié)構(gòu)面的接觸連成整體的，這種方法的計算網(wǎng)絡(luò)與巖體的物理網(wǎng)絡(luò)相一致，每一個計算網(wǎng)絡(luò)覆蓋一塊被裂隙切割的塊體，各塊體相互獨立，計算上是不連續(xù)的，但塊體之間在力學(xué)上的連續(xù)體則取決于裂隙的變形條件：當(dāng)裂隙滑動（剪切破壞）或開裂（拉力破壞）時為不連續(xù)；當(dāng)裂隙不錯位及閉合時為連續(xù)。因此，用這種方法來模擬巖體可以反映巖體的連續(xù)或不連續(xù)的具體部位。何滿潮教授等在對軟巖工程地質(zhì)規(guī)律和變形力學(xué)機制研究和總結(jié)上述理論的基礎(chǔ)上，提出了軟巖巷道支護的4條基本原則。1）對癥下藥。由于軟巖的地質(zhì)特點的差異，構(gòu)成軟巖巷道的復(fù)合型變形力學(xué)機制多種多樣，支護必須滿足其變形力學(xué)機制的要求。2）過程原則。要對軟巖巷道穩(wěn)定性進行有效控制，必須有一個從復(fù)合型變形力學(xué)機制向單一型變形力學(xué)機制的轉(zhuǎn)化過程。3）塑性圈原則。軟巖巷道必須允許出現(xiàn)塑性圈，是在控制的條件產(chǎn)生一個合理厚度的塑性圈，最大限度地釋放變形能。4）優(yōu)化原則。一個合理的軟巖巷道支護方案要同時滿足三個條件：（1）能充分釋放圍巖變形能；（2）能充分地保護圍巖的力學(xué)強度；（3）支護造價小而巷道穩(wěn)定性好。加強現(xiàn)場測試，根據(jù)實測現(xiàn)場巷道位移量隨時間變化規(guī)律，反算巖石的力學(xué)參數(shù)和初始應(yīng)力，同時利用統(tǒng)計數(shù)學(xué)方法，例如采用灰色系統(tǒng)模型，時間序列模型，人工神經(jīng)網(wǎng)絡(luò)模型等對地下工程進行位移預(yù)測研究，取得了許多成果。由于這個方法抓住了位移這一巖體在各因素作用下的總的表現(xiàn)效應(yīng)，并同工程經(jīng)驗分析，方法較簡潔快速，能及時給予工程施工指導(dǎo)，因而在地下工程中得到了許多應(yīng)用，但其應(yīng)用范圍一般限于位移反分析范疇。2錨桿支護理論2.1懸吊理論對于回采巷道經(jīng)常遇到的層狀巖體，當(dāng)巷道開挖后，直接頂因彎曲、變形與老頂分離，如果錨桿及時將直接頂擠壓并懸吊在老頂上，就能減少和限制直接頂?shù)南鲁梁碗x層，以達到支護的目的。如圖2.1所示。巷道淺部圍巖松軟破碎，或者開挖巷道后應(yīng)力重新分布，頂板出現(xiàn)破裂區(qū)，這時錨桿的懸吊作用就將這部分易冒落巖體懸吊在深部未松動巖層上。這是懸吊理論的進一步發(fā)展，如圖2.2所示。圖2.1錨桿的懸吊作用圖2.2頂板錨桿懸吊松動破裂巖層2.2組合梁理論組合梁理論認為：在層狀巖體中開挖巷道，當(dāng)頂板在一定范圍內(nèi)不存在堅硬穩(wěn)定的巖層時，錨桿的懸吊作用居次要地位。組合梁理論，是對錨桿將頂板巖層鎖緊成較厚巖層的解釋。在分析中，將錨桿作用與圍巖的自穩(wěn)作用分開，與實際圍巖的條件的變化，在頂板較破碎、連續(xù)性受到破壞，組合梁就不存在了。組合梁理論只適合與層狀頂板錨桿支護設(shè)計，對于巷道的幫、底不適用。2.3組合拱理論組合拱理論認為：在拱形巷道圍巖的破裂區(qū)中安裝預(yù)應(yīng)力錨桿時，在桿體兩端將形成圓錐形分布的壓應(yīng)力，如果沿巷道周邊布置錨桿群，只要錨桿間距足夠小，各錨桿形成的壓應(yīng)力圓錐體將相互交錯，就能在巖體中形成一個均勻的壓縮帶，即承壓拱，這個承壓拱可以承受其上部破碎巖石施加的徑向載荷。在承壓拱內(nèi)的巖石徑向及切向均受壓，處于三向應(yīng)力狀態(tài)，其圍巖強度得到提高，支撐能力頁相應(yīng)加大，如圖2.3所示。因此，錨桿支護的關(guān)鍵在于獲取較大的承壓拱厚度和較高的強度。其厚度越大，越有利于圍巖的穩(wěn)定和支承能力的提高。組合拱理論在一定程度上揭示了錨桿支護的作用原理，但在分析過程中沒有深入考慮圍巖—支護之間的相互作用，只是將各支護結(jié)構(gòu)的最大支護力進行簡單相加，從而得到復(fù)合支護結(jié)構(gòu)總的最大支護力，缺乏對被加固巖體本身力學(xué)行為的進一步分析探討，計算也與實際情況存在一定差距，一般不能作為準確的定量設(shè)計，但可作為錨桿加固設(shè)計和施工的重要參考。圖2.3錨桿的組合拱原理2.4最大水平應(yīng)力理論自從20世紀80年代以來，水平應(yīng)力對巷道穩(wěn)定性的影響已經(jīng)引起了人們的普遍關(guān)注。澳大利亞W.Gale博士（1987）通過數(shù)值模擬分析及現(xiàn)場觀測，得到了水平應(yīng)力對巷道穩(wěn)定性的最基本的認識：礦井巖層的水平應(yīng)力通常大于垂直應(yīng)力，水平應(yīng)力具有明顯的方向性，最大水平應(yīng)力一般為最小水平應(yīng)力的1.5～2.5倍。巷道頂?shù)装宓姆€(wěn)定性主要受水平應(yīng)力的影響：巷道軸向與最大主應(yīng)力方向平行時，巷道受水平應(yīng)力的影響最?。欢叽怪睍r，巷道受水平應(yīng)力的影響最大；二者呈一定夾角時，巷道其中一側(cè)會出現(xiàn)水平應(yīng)力集中而另一側(cè)應(yīng)力較低，因而頂?shù)装宓淖冃螘蛳锏赖哪骋粋?cè)。如圖3-4所示。并提出在最大水平地應(yīng)力的作用下，頂?shù)装鍘r層易于發(fā)生剪切破壞，出現(xiàn)錯動與松動而造成圍巖變形，錨桿的作用即是約束其沿軸向巖層膨脹和垂直于軸向的巖層剪切錯動，因此要求錨桿必須具有強度大、剛度大、抗剪切阻力大的特點才能起到約束圍巖變形的作用。所以，澳大利亞錨桿支護特別強調(diào)錨桿高強及全長膠結(jié)。2.5圍巖松動圈支護理論圍巖松動圈理論認為：1）地應(yīng)力與圍巖相互作用會產(chǎn)生圍巖松動圈；2）松動圈形成過程中產(chǎn)生的碎脹力及其所造成的有害變形是巷道支護的主要對象，松動圈尺寸越大，巷道收斂變形也越大，支護越困難。3）依據(jù)松動圈的大小采用不同的原理設(shè)計錨桿支護。小松動圈（0～40cm）采用噴射混凝土支護即可；中松動圈（40～150cm）采用懸吊理論設(shè)計錨桿支護；大松動圈（>150cm）采用組合拱原理設(shè)計錨桿支護參數(shù)。由于圍巖松動圈是隨著時間、巷道支護形式及支護強度的變化而變化，并且在同一斷面上由于巖性的差異，圍巖松動圈的大小也是不一樣的。所以，在復(fù)雜條件下圍巖松動圈理論（如煤巷、軟巖巷道）并沒有得到應(yīng)用。松動圈支護理論對于錨桿支護的指導(dǎo)作用主要在于確定普通錨桿（如普通圓鋼錨桿、水泥藥卷錨桿等等）的適用條件和范圍。圖2.4應(yīng)力場效應(yīng)2.6減跨理論在懸吊理論和組合梁理論的基礎(chǔ)上，提出了減跨理論。該理論認為：錨桿末端固定在穩(wěn)定巖層內(nèi)，穿過薄層狀頂板，每根錨桿相當(dāng)于一個鉸支點，將巷道頂板劃分成小跨，從而使頂板撓度降低。如圖2.5減跨作用原理。在巷道頂板上安裝錨桿以后，將巷道頂板劃分成多個小跨，成為多跨連續(xù)梁結(jié)構(gòu)，其冒落拱高度及頂板下沉量均有大幅度的降低，從而使巷道圍巖更加穩(wěn)定。圖2.5減跨作用原理2.7圍巖強度強化理論巷道圍巖強度強化理論揭示了錨桿的作用原理和加固巷道圍巖的實質(zhì)，并為合理確定錨桿支護參數(shù)提供了理論依據(jù)。該理論要點：1）巷道錨桿支護實質(zhì)使錨桿和錨固區(qū)域的巖體相互作用而組成錨固體，形成統(tǒng)一的承載結(jié)構(gòu)；2）巷道錨桿支護可以提高錨固提力學(xué)參數(shù)，包括錨固體破壞前和破壞后的力學(xué)參數(shù)（E、C、），改善被錨固巖體的力學(xué)性能；

3）巷道圍巖存在破碎區(qū)、塑性區(qū)、彈性區(qū)，錨桿錨固區(qū)巖體的峰值強度、殘余強度均能得到強化；

4）巷道錨桿支護可以改變威嚴的應(yīng)力狀態(tài)、增加圍壓，從而提高圍巖的承載能力、改善巷道的支護狀態(tài)；5）巷道圍巖錨固體強度提高后，可減少巷道周圍破碎區(qū)、塑性區(qū)的范圍和巷道的表面位移，控制圍巖破碎區(qū)、塑性區(qū)的發(fā)展，從而有利于保持巷道圍巖的穩(wěn)定。3深井巷道圍巖的應(yīng)力松弛效應(yīng)深井巷道圍巖變形一般是非線性變形過程，巷道圍巖變形可分為3個變形階段：劇烈變形階段、相對穩(wěn)定階段和持續(xù)緩慢變形階段。由于圍巖自身具有應(yīng)力松弛特性，若支護體對圍巖應(yīng)力松弛的限制作用不足，在圍巖變形相對穩(wěn)定階段，圍巖力學(xué)性能將不斷劣化以平衡高地應(yīng)力的作用，同時圍巖應(yīng)力場也隨之調(diào)整，導(dǎo)致圍巖塑性區(qū)及破碎區(qū)范圍繼續(xù)擴大、圍巖持續(xù)變形，巷道不能穩(wěn)定；如果支護體可以有效限制圍巖應(yīng)力松弛，降低其力學(xué)性能的持續(xù)劣化程度，促進圍巖應(yīng)力場的平衡，就可使圍巖停止持續(xù)變形，保證深井巷道長期穩(wěn)定。為此，通過建立錨桿支護條件下的黏彈性力學(xué)模型，分析圍巖應(yīng)力場在應(yīng)力松弛過程中的演化規(guī)律，以求進一步揭示出深井巷道圍巖穩(wěn)定的平衡條件。由于試驗巷道圍巖破碎去范圍較大，力學(xué)模型按照錨桿錨固在破碎去內(nèi)進行分析。3.1黏彈性應(yīng)力松弛力學(xué)模型力學(xué)模型基本假設(shè)：1）巷道斷面簡化為圓形，原巖應(yīng)力為各向等壓狀態(tài)，巷道簡化為平面應(yīng)變處理。2）掘巷初期的劇烈變形可以不考慮圍巖的黏性特征，掘巷初期按彈塑性計算得到的餓塑性區(qū)轉(zhuǎn)化為黏塑性區(qū)，彈性區(qū)則轉(zhuǎn)化為黏彈性區(qū)。黏塑性區(qū)、黏塑性破碎區(qū)和錨固區(qū)分別滿足內(nèi)黏聚力、、和內(nèi)摩擦角、、為時間t變量的摩爾-庫倫強度準則。3）圍巖變形相對穩(wěn)定階段由于圍巖位移相對較小，圍巖應(yīng)力場的演化規(guī)律可視為恒定變形條件下的應(yīng)力松弛問題，選用H-K體三元件黏彈性模型進行力學(xué)分析，恒定變形條件下，應(yīng)變偏張量，該模型的應(yīng)力松弛本構(gòu)關(guān)系為（3.1）式中，應(yīng)力偏張量為時間t的變量，應(yīng)力偏張量降低到；、為初期和長期彈性模量；、、為彈性元件1、2的剪切模量和黏性元件的黏滯系數(shù)。4）錨桿支護主要考慮其強度強化作用，力學(xué)分析中通過改善錨固區(qū)內(nèi)圍巖的長期強度包括內(nèi)聚力和內(nèi)摩擦角來體現(xiàn)錨桿支護的作用。3.2圍巖應(yīng)力場演化規(guī)律1）黏彈性區(qū)徑向應(yīng)力黏彈性區(qū)是由掘巷初期的彈性區(qū)演化而來，彈性區(qū)內(nèi)按照彈塑性理論求得的應(yīng)變值就轉(zhuǎn)化為黏彈性區(qū)t=0時的附加應(yīng)變，即（3.2）式中，和為巷道開挖后按照彈塑性理論求得的徑向和切向的附加應(yīng)變；、、、分別為黏彈性區(qū)內(nèi)圍巖的泊松比、彈性模量、內(nèi)摩擦角和內(nèi)聚力；為掘巷初期的塑性區(qū)半徑。采用平面應(yīng)變模型巷道開挖前的應(yīng)變?yōu)?（3.3）由式3.2和3.3可求得黏彈性區(qū)t=0時的應(yīng)變張量，再根據(jù)張量與偏張量、球張量之間的關(guān)系，可求出t=0時的應(yīng)變偏張量，同時該值也為式3.1中的恒量。求出黏彈性區(qū)應(yīng)力偏張量，應(yīng)力松弛過程中應(yīng)力球張量保持不變，其值可由彈塑性理論求得。（3.4）利用應(yīng)力偏張量的解析解，并根據(jù)張量、球張量以及偏張量的相應(yīng)關(guān)系，即可求出黏彈性區(qū)應(yīng)力張量隨時間變化的解析解，其中徑向應(yīng)力解析解為（3.5）式中，為黏彈性區(qū)內(nèi)隨時間變化的徑向應(yīng)力。2）黏塑性區(qū)徑向應(yīng)力黏塑性區(qū)滿足摩爾-庫倫強度準則：（3.6）式中，黏結(jié)力與內(nèi)摩擦角為時間t的函數(shù)；與為黏塑性區(qū)內(nèi)隨時間變化的切向和徑向應(yīng)力；為隨時間變化的軟化模量；為圍巖擴容系數(shù)，為掘巷初期的彈塑性力學(xué)參數(shù)。將式3.6與靜力平衡方程聯(lián)立，并利用黏彈、黏塑性區(qū)交界面上徑向應(yīng)力的連續(xù)條件，可求得隨時間變化的解析解為（3.7）式中，為掘巷初期的破碎區(qū)半徑。4）錨固區(qū)徑向應(yīng)力通過錨固區(qū)內(nèi)強度準則與靜力平衡方程的聯(lián)立，并利用巷道內(nèi)邊界（r=R0）的應(yīng)力條件，求出錨固區(qū)內(nèi)徑向應(yīng)力隨時間變化的解析解為（3.8）式中，為巷道半徑；與為錨固區(qū)內(nèi)隨時間變化的黏結(jié)力和內(nèi)摩擦角[1]。3.3深井巷道穩(wěn)定性分析應(yīng)力松弛過程中圍巖黏聚力C和內(nèi)摩擦角為時間t的函數(shù)，隨著支護時間的延長，C和會出現(xiàn)不同程度的衰減，加劇圍巖的變形破壞程度，導(dǎo)致巷道持續(xù)變形不能穩(wěn)定由于錨桿支護的強化作用，錨固區(qū)內(nèi)圍巖力學(xué)參數(shù)的衰減會得到一定改善，錨固區(qū)內(nèi)應(yīng)力場的調(diào)整時間降低，并先于非錨固區(qū)穩(wěn)定，穩(wěn)定后的錨固區(qū)就會限制非錨固區(qū)內(nèi)圍巖的徑向位移，進而促使非錨固區(qū)圍巖向穩(wěn)定狀態(tài)轉(zhuǎn)變，這就是錨桿支護保證深井巷道長期穩(wěn)定的作用實質(zhì)。錨桿支護通過其徑向限制作用即約束非錨固區(qū)的徑向位移實現(xiàn)對巷道長期穩(wěn)定的控制，因此，通過對比錨固區(qū)提供的徑向約束應(yīng)力與非錨固區(qū)穩(wěn)定所需徑向應(yīng)力的關(guān)系可判斷巷道是否滿足穩(wěn)定條件，徑向約束應(yīng)力由錨固區(qū)內(nèi)徑向應(yīng)力（在r=Rm（Rm為錨固區(qū)半徑）的值來描述，而非錨固區(qū)穩(wěn)定所需徑向應(yīng)力則為黏塑性破碎區(qū)內(nèi)徑向應(yīng)力在r=Rm的值。上節(jié)分析結(jié)果可知，錨固區(qū)提供的徑向約束應(yīng)力在應(yīng)力松弛過程中不斷降低，降低至（t=，r=Rm）后保持不變，因此，錨固區(qū)提供的有效徑向約束應(yīng)力應(yīng)按其衰減至最小值時考慮，即同理，非錨固區(qū)穩(wěn)定所需徑向應(yīng)力也隨時間逐漸降低，時為非錨固區(qū)穩(wěn)定所需的最小徑向應(yīng)力。若，巷道能夠保持穩(wěn)定；反之，巷道不能穩(wěn)定，該判定條件的描述如圖3.1所示。圖3.1圍巖穩(wěn)定的判斷條件（）根據(jù)上述分析、并參考協(xié)莊煤礦地應(yīng)力和圍巖力學(xué)性能測試結(jié)果，－850m二采區(qū)軌道下山采用原支護方案后圍巖體有關(guān)力學(xué)參數(shù)：=40MPa，C=2.3MPa，=33°，E=2000MPa，=0.5，=2.3，=2.4m；應(yīng)力松弛前，t=0時相應(yīng)的力學(xué)參數(shù)：=0.5MPa，=30°，=0.73MPa，=32.1°，=300MPa；時相關(guān)力學(xué)參數(shù)衰減：=0.35MPa，=29°，=0.6MPa，=31°，=200MPa。通過計算得到原支護方案錨固區(qū)提供的徑向約束應(yīng)力為4.022MPa，而非錨固區(qū)穩(wěn)定所需徑向應(yīng)力為4.233MPa，不能滿足巷道穩(wěn)定條件，現(xiàn)場礦壓觀測結(jié)果也表明，原支護方案不能保證巷道的長期穩(wěn)定[2]。3.4應(yīng)力松弛控制技術(shù)與工程應(yīng)用通過上述計算可知，試驗巷道僅采用一次錨桿支護不能保證長期穩(wěn)定，原因在于深井巷道初期變形比較劇烈，選用的錨桿需要具有較大的延伸率以釋放圍巖變形能，不能有效控制巷道劇烈變形后錨固區(qū)內(nèi)圍巖的應(yīng)力松弛，導(dǎo)致一次錨桿支護提供的徑向約束應(yīng)力很難滿足非錨固區(qū)穩(wěn)定所需的徑向應(yīng)力，巷道不滿足長期穩(wěn)定條件因此，為有效控制錨固區(qū)圍巖的應(yīng)力松弛降低支護費用，實現(xiàn)巷道長期穩(wěn)定，多次耦合錨桿支護技術(shù)是較好的選擇，多次耦合錨桿支護作用機理：1）一次錨桿支護主要控制掘巷初期圍巖塑性區(qū)的發(fā)展，最大限度保持圍巖的完整性，控制圍巖強度的早期衰減。一次支護在最大限度發(fā)揮圍巖自承能力的同時，應(yīng)能充分釋放高地應(yīng)力引起的塑性變形能，這就要求一次錨桿支護體要具有較大的變形量適應(yīng)深井巷道初期的劇烈變形，保證一次錨桿支護結(jié)構(gòu)不被破壞，實現(xiàn)一次錨桿支護作用的連續(xù)性。2）二次錨桿支護主要控制巷道劇烈變形后錨固區(qū)圍巖的應(yīng)力松弛、提高錨固體的長期強度，發(fā)揮其徑向約束作用，促進錨固區(qū)與非錨固區(qū)之間徑向應(yīng)力的耦合，這就要求二次支護需要一定的高支護強度才能使其提供的徑向約束應(yīng)力滿足巷道長期穩(wěn)定的條件。因此，二次支護除了選用高強錨桿外，還應(yīng)結(jié)合注漿加固技術(shù)，通過改善圍巖力學(xué)性能，提高錨桿支護效果，充分發(fā)揮錨桿支護控制圍巖應(yīng)力松弛的能力。根據(jù)上述分析，在一次錨桿支護的基礎(chǔ)上，應(yīng)采用二次錨桿加強支護，為使錨桿支護提供的徑向約束應(yīng)力滿足巷道長期穩(wěn)定的條件，確定的錨桿支護參數(shù)：一次支護錨桿間排距為800mm×700mm，選用延伸率較大的22mm、L=2400mm的20MnSi全螺紋鋼等強錨桿，13根/排；二次支護錨桿布置與一次錨桿呈五花型布置，間排距為800mm×700mm，錨桿22mm、L=2400mm的KMG500熱軋礦用鋼筋高強度錨桿；二次錨桿支護后噴混凝土60～70mm，再進行圍巖注漿加固，采用雙液泵用高水速凝材料進行雙液注漿，漿液水灰比1.5∶1，注漿壓力為2.0～2.5MPa，注入的漿液應(yīng)盡量保證裂隙充填滿，注漿孔排距為2.0m，每排6個孔，孔深為2.5m；為控制底鼓，一次支護增設(shè)2根底角錨桿，二次支護增設(shè)4根底角錨桿，巷道支護參數(shù)如圖3.2所示，注漿孔布置如圖3.3所示。圖3.2錨桿支護布置圖3.3注漿孔布置二次錨桿支護后錨固區(qū)圍巖的力學(xué)參數(shù)為=0.705MPa，=31.8°，對應(yīng)的徑向約束應(yīng)力為5.05MPa，大于非錨固區(qū)穩(wěn)定所需的徑向應(yīng)力4.233MPa，巷道能夠滿足穩(wěn)定條件；通過高水速凝材料注漿加固，進一步提高了巷道圍巖力學(xué)性能，更有利于巷道穩(wěn)定。巷道圍巖變形監(jiān)測結(jié)果也表明，采用新的支護技術(shù)后巷道變形量明顯減小，巷道掘出3個月后基本穩(wěn)定，變形速度維持在0.02mm/d左右，3年多來巷道維護狀況良好。4軟巖錨注支護技術(shù)4.1錨注支護體系與砌碹、金屬支架等被動支護相比，錨桿支護最大的優(yōu)越性在于能及時主動地支護圍巖，但錨桿支護的錨固力很大程度上取決于所錨巖體的力學(xué)性能。在深部高應(yīng)力極軟巖巷道，圍巖的可錨性較差是造成錨桿錨固力低和失效的重要原因。錨注新型支護技術(shù)巧妙地將錨桿和注漿結(jié)合起來，利用錨桿兼作注漿管，實現(xiàn)“錨注一體化”?？筛鶕?jù)具體的圍巖條件，選擇如下相應(yīng)的錨注支護體系：1）錨、網(wǎng)、噴、注聯(lián)合支護：用于圍巖極為破碎的情況下，巷道掘進或翻修時，采用這種支護體系。2）錨、網(wǎng)（帶或繩）、梁、噴、注聯(lián)合支護：這種支護體系是頂板采用錨、梁、噴支護，兩墻采用錨、網(wǎng)（帶或繩）、噴、注聯(lián)合支護。主要是針對巷道頂板含有強膨脹性蒙脫石或頂板易冒落而采取的措施。3）錨、帶（繩）、噴、注聯(lián)合支護：用錨桿固定鋼筋帶或鋼絲繩、鋼筋帶或鋼絲繩將單體錨桿聯(lián)接起來，發(fā)揮群體錨桿作用，亦稱“組合錨桿體系”，然后噴混凝土、注漿，進一步提高支護能力。4）專門設(shè)計的支護體系：對于一些機電硐室、與井筒相連的馬頭門等，不能全面翻修，只能一次性加固時，采用較大直徑較長錨桿、較粗鋼筋帶與注漿錨桿注漿相結(jié)合的支護體系。5）底臌處理：除遇水泥化或無法在巷道底板打注漿孔時，一般都采用注漿錨桿，或注漿錨桿與組合錨桿聯(lián)合支護，能有效地提高底板強度，防止底臌或減小底臌量。另采用加長底角錨桿及底角注漿錨桿，也能有效地控制巷道底臌。4.2內(nèi)注漿錨桿結(jié)構(gòu)與錨注工藝1）內(nèi)注漿錨桿結(jié)構(gòu)錨桿體選用外徑D=22mm，壁厚=3.0mm冷撥無縫鋼管或用1/2′′（1′′=33.33mm）焊接管制作而成，為便于注漿，在錨桿上鉆有交叉布置的6mm注漿孔；錨桿端部切有M22細牙螺紋，螺紋長100mm，內(nèi)注漿錨桿結(jié)構(gòu)如圖4.1所示[3]。圖4.1內(nèi)注漿錨桿結(jié)構(gòu)（M22錨桿）2）注漿材料常用的注漿材料主要有單一的水泥漿液、水泥三乙醇氨漿液、水泥水玻璃單液漿、水泥水玻璃雙液漿、高水速凝材料漿液及化學(xué)漿液等。地下工程千差萬別，在不同條件下應(yīng)選用不同漿液。單一的水泥漿液因初凝、終凝時間長，泌水大，干后收縮等不足，一般不用。而水泥三乙醇氨除成本偏高外，井下配制也較困難故不宜使用。一般情況下采用水泥水玻璃單液漿，水灰比一般取1∶1～1∶0.7。水玻璃摻量為水泥重量的3%～5%，水泥可用32.5R或42.5R礦碴水泥或普通硅酸鹽水泥，水玻璃波美度一般取40°～45°Be，一般初凝時間為2～3h，可通過水玻璃摻量和濃度來調(diào)整初凝終凝時間。對于有淋水的工作面可采用水泥水玻璃雙液漿，其體積比為1∶1。對于含有遇水膨脹粘土礦物如鈉蒙脫石等的松軟巖體，注漿則應(yīng)選用非水溶性化學(xué)漿液，如PM這類非水溶性聚氨酯漿液。這種漿液遇水凝固且微膨脹，如大范圍大面積注漿可采用價格低廉的高水速凝材料。3）錨注工藝（1）內(nèi)注漿錨桿施工工藝內(nèi)注漿錨桿施工工藝主要包括以下幾點：①鉆孔：采用風(fēng)鉆鉆孔（在煤層中采用煤電鉆鉆孔）。②安裝錨桿：將內(nèi)注漿錨桿送至孔底。③封孔止?jié){：采用軟木止?jié){塞封孔，對于破碎圍巖、鉆孔孔口不規(guī)整的封孔，為防孔口漏漿，可在軟木止?jié){塞外圍纏繞2～3層黃麻，也可用再生橡膠塞或快硬水泥藥卷等止?jié){。④注漿：將注漿管路與內(nèi)注式錨桿連接好，進行注漿作業(yè)，每孔注漿時間為3～5min，可多孔同時注漿。⑤安設(shè)錨桿托盤：拆下孔口閥，安設(shè)托盤上緊螺母。（2）注漿施工工藝注漿施工工藝主要包括以下3方面：①運料與拌漿：即將水泥與水按規(guī)定水灰比拌制水泥漿，注漿實施前加入定量水玻璃，保證在注漿過程中不發(fā)生吸漿籠頭堵塞等現(xiàn)象，并根據(jù)需要調(diào)整漿液參數(shù)。②注漿泵的控制：根據(jù)巷道注漿變化情況，即時開、停注漿泵，并時刻注意觀察注漿泵的注漿壓力，以免發(fā)生堵塞崩管現(xiàn)象。③孔口管路連接：應(yīng)注意前方注漿情況，及時發(fā)現(xiàn)漏漿、堵管等事故。掌握好注漿量及注漿壓力并及時拆除和清洗注漿閥門。注漿施工工藝如圖4.2所示圖4.2注漿施工工藝流程（3）注漿作業(yè)所需材料和設(shè)備注漿施工中所需材料主要有內(nèi)注漿錨桿、水泥、水玻璃、快硬水泥藥卷等。注漿錨桿按規(guī)定尺寸加工，水泥采用32.5R或42.5R普通硅酸鹽水泥，水玻璃采用45°Be液體水玻璃。注漿施工中所需設(shè)備為泥漿泵或注漿泵，祁南煤礦軟巖巷道注漿采用了TBW–50/15型泥漿泵和KBY–50/70型注漿泵，注漿管路采用25mm高壓膠管及多層膠管，其他配件按設(shè)計加工，應(yīng)保證管路連接安全、快速、可靠。4.3錨注支護試驗與應(yīng)用1）試驗巷道工程概況祁南煤礦位于宿南向斜西南端，為一走向SN轉(zhuǎn)至EW，傾向東轉(zhuǎn)北的單斜構(gòu)造，總體輪廓為一彎鉤狀，而-550m中央運輸石門正處于彎鉤轉(zhuǎn)折端，故構(gòu)造應(yīng)力尤為強烈，褶曲、斷層頻頻出現(xiàn)。該巷道所處巖層大部分為泥巖或砂質(zhì)泥巖，巷道圍巖節(jié)理、裂隙發(fā)育，松軟破碎，巷道開掘后來壓快，初期變形大。巷道設(shè)計凈寬4500mm，凈高4050mm，凈斷面積18.18m2。原設(shè)計支護形式為錨網(wǎng)支護，錨桿為42mm×1800mm管縫式錨桿，間排距800mm×800mm，噴層厚度為100mm，金屬網(wǎng)由6.5mm鋼筋焊接而成，網(wǎng)孔規(guī)格100mm×100mm，該巷道錨網(wǎng)段破壞后，采用全封閉U29型鋼可縮性支架修復(fù)加固，棚距600mm，修復(fù)加固后巷道仍破壞嚴重。如果仍沿用原支護形式，必然造成巷道邊施工，邊修復(fù)的被動局面，不但影響巷道進尺，危及工人安全，而且還會造成嚴重的經(jīng)濟損失。因此必須改變原支護形式，采用適合深部高應(yīng)力下極軟巖巷道特點的錨注支護體系。2）支護結(jié)構(gòu)及參數(shù)選擇（1）支護結(jié)構(gòu)-550m中央運輸石門新掘巷道錨注支護結(jié)構(gòu)是根據(jù)深部高應(yīng)力極軟巖巷道的工程地質(zhì)條件。而設(shè)計的。決定采用錨、繩、噴、注聯(lián)合支護體系，其支護結(jié)構(gòu)如圖4.3所示。對于頂板巖層非常破碎隨掘隨冒地段，采用超前錨桿控制頂板。圖4.3-550m中央運輸石門錨注支護結(jié)構(gòu)（2）參數(shù)選擇采用數(shù)值模擬及工程類比方法確定錨注支護參數(shù)為：普通錨桿規(guī)格為一個樹脂錨固劑端錨，錨固力為70kN，間排距800mm×800mm；頂幫注漿錨桿規(guī)格22mm×1800mm，封孔采用快硬水泥藥卷，間排距1600mm×1600mm；底角注漿錨桿規(guī)格同頂幫錨桿，排距1600mm，下扎角度30°～45°；鋼絲繩采用廢舊鋼絲繩（6mm×2m）；噴射混凝土強度等級為C20，初噴層厚80mm，復(fù)噴層厚70mm，配合比1∶2∶2；采用水泥水玻璃單液漿，水泥采用42.5R普通硅酸鹽水泥，水玻璃濃度45°Be，用量為水泥重量的3%～5%，水灰比1∶（0.7～1.0）。注漿壓力1.5～2.5MPa。4.4技術(shù)、經(jīng)濟效果分析1）技術(shù)效果分析（1）施工進度采用錨注支護技術(shù)，-550m中央運輸石門最高月進尺達140m，最低月進尺為60m，扣除處理斯突出等因素的影響，平均月進尺94.4m。而架棚支護最高月進60m，最低月進30m除去停頭臥底修護，平均月進24.6m。采用錨注支護技術(shù)平均月進比架棚支護提高了3倍以上。錨注支護技術(shù)的采用，大大提高了巷道掘進速度，適應(yīng)了加快礦井建設(shè)速度的需要。（2）施工安全通過縱橫掛設(shè)鋼絲繩，將普通錨桿連接成一體而形成組合錨桿，預(yù)防了局部掉頂，保證了施工場所的安全。（3）巷道的穩(wěn)定性在-550m中央運輸石門共布置了3個表面位移測試斷面，測試結(jié)果如圖4.4～4.6。所示。圖4.41#測試斷面圍巖表面位移圖4.52#測試斷面圍巖表面位移圖4.63#測試斷面圍巖表面位移由圖4.4～4.6。可知，圍巖的兩幫位移量相對較小，兩幫位移量平均為90.7mm，最大為100mm；巷道的底臌量相對較大，平均107mm，最大130mm；而頂板的下沉量則最小，平均為32mm，最大只有39mm。巷道錨注后兩幫平均變形速率僅為0.387mm/d，頂?shù)灼骄冃嗡俾蕛H為0.649mm/d?？梢婂^柱支護有效有提高了支護結(jié)構(gòu)的整體性和承載能力，有效地控制了深部高應(yīng)力極軟巖巷道的大變形，保證了巷道穩(wěn)定和礦井的正常生產(chǎn)。2）經(jīng)濟效果分析與U29型鋼可縮性支架相比，每米巷道可節(jié)約成本4769.2元。僅-550m中央運輸石門2000m巷道，就節(jié)約支護成本達953.84萬元。由于錨注支護技術(shù)具有可平行作業(yè)、施工速度快、支護成本低、支護效果好的特點，目前已在淮北、淮南、棗莊、新汶等礦區(qū)推廣應(yīng)用，平均每年增收節(jié)支逾億元。錨注支護不僅在技術(shù)上可行，安全上可靠，經(jīng)濟上合理，更重要的是其實施可為我國深部高應(yīng)力極軟巖巷道治理，確保礦井安全生產(chǎn)提供了一條行之有效經(jīng)濟合理的技術(shù)途徑。5結(jié)論通過上述理論以及在工程實踐中的應(yīng)用，我們可以發(fā)現(xiàn)：1）在深井巷道中，由于圍巖應(yīng)力增大、圍巖巖性軟化，淺部的支護方法和支護理論已經(jīng)不再適用于深井軟巖巷道支護。通過建立錨桿支護條件下的黏彈性應(yīng)力松弛力學(xué)模型，分析了圍巖應(yīng)力場在應(yīng)力松弛過程中的演化規(guī)律，揭示出錨桿支護保證深井巷道長期穩(wěn)定的作用實質(zhì)：錨桿支護通過降低錨固區(qū)圍巖力學(xué)性能的劣化程度，減小錨固區(qū)應(yīng)力場的平衡時間并使其先于非錨固區(qū)穩(wěn)定，再通過穩(wěn)定后的錨固區(qū)對非錨固區(qū)的徑向限制作用，促使非錨固區(qū)圍巖向穩(wěn)定狀態(tài)轉(zhuǎn)變，保證巷道的長期穩(wěn)定。2）根據(jù)深井巷道圍巖變形與應(yīng)力松弛特征，采用以內(nèi)注漿錨桿為核心的錨注支護體系，來解決深井軟巖的支護難題。錨注支護是從深部軟巖應(yīng)力變化規(guī)律出發(fā)，通過錨注劑增強圍巖的強度，使錨桿的錨固力增大，從而提供了良好的支護效果。

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翻譯部分

英文原文Finiteelementanalysisofthree-wayroadwayjunctionsinlongwallminingR.N.Singh,I.Porter,J.HematianFacultyofEngineering,Uniíersity