井巷工程10特殊条件下的巷道施工课件

主要内容

第一节松软岩层巷道施工第二节煤与瓦斯突出煤层施工第三节巷道维护与维修

第一节松软岩层巷道施工一、基本概念

松软岩层：

特殊的地质岩体，对于煤矿来说，指巷道掘在松软岩层中，由于松软岩层具有松、散、软、弱四种属性。

松：指岩石结构疏松、密度小、空隙度大。

散：岩石胶结程度很差或未胶结。

软：岩石强度低。

弱：弱面多。在松软岩中施工，掘进容易，支护困难，常规方法难以执行，只能采取特殊方法解决。钢筋混凝土支护钢筋扭弯局部脱落料石碹支护严重底臌

三、松软岩层巷道施工①巷道位置的合理选择；②巷道断面形状的选择；③破岩方式的选择；④支护；⑤加强巷道底板管理；⑥加强监控。

①巷道位置的合理选择

岩石

在不同质地的岩层受压不一样，巷道位置应选择在受压力较小，且受压均匀的情况下，巷道才能得到较好的维护。受压均匀要求岩石性质均一，即应将巷道布置在遇水膨胀量小，质地均匀，较坚硬的岩层中。

支承压力的影响

受压力小时，要求巷道布置在支承压力范围之外。

应尽量把巷道布置在强度大、遇水膨胀性小、地质构造和水文地质条件简单、岩性比较坚硬的岩层内；尽量与最大地应力方向平行，尽量绕避断层，或使巷道的轴向与其走向方向间成45°~65°夹角；尽量避免巷道在空间上重叠、密集较差；尽量避免受采动压力影响。

②巷道断面形状的选择

巷道断面形状：主要根据地压大小和方向来选择。地压较小→直墙半圆拱形；巷道周围受到较大的地压→圆形断面；垂直方向大，水平较小→直立椭圆形，近似椭圆形；水平压力大，垂直小→曲墙、直墙、半圆拱、平卧椭圆形。

③破岩方式的选择由于煤层松软，围岩遭到破坏，其支护的范围特别大。因此，要尽量不破坏围岩。a只放开心炮，再用风镐刷大；b掘进机掘进；超前小导洞施工提前释放部分应力，以减少后续作业时对人的威胁小进尺、少药量减少爆破扰动深孔爆破改浅孔爆破，减少一次装药量采用微差爆破，拉大雷管段位间隔降低岩爆频率和强度。减小爆破应力场的叠加减轻爆破对围岩的影响

④支护方式和结构的选择、支护时间

松软岩层中，巷道一经掘出，由于煤层松软，若不即及时支护，围岩变形快，就可能导致巷道跨塌，因此要及时的进行支护。但支护若过强，一是成本高，二是围岩的内部应力增大，对支护破坏性大。因此，最好分两次支护。

第一次支护，减少变形，但允许围岩产生一定的变形，释放掉一部分应力。第二次支护，就要提高巷道的稳定性和安全性，加强支护强度，这样的支护视为“先柔后刚”。

一次支护：锚喷支护，U形金属可伸缩性支架。二次支护：加强锚喷支护，钢筋网，金属骨架，砌碹。二次支护：采用料石或混凝土砌碹时，因碹体受力不均，多采用异形料石或混凝土块。

一次支护应尽快支护。

二次支护应在围岩得到稳定，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取决于岩层本身的物理力学性质，初始支护的刚度等有关。精确计算现在还没有这方面的研究，目前主要是：一是凭经验；二是借助实验：围岩位移适应和位移量的测量并绘出相应曲线，取下降后的某一时间。支护时间的确定

⑤加强巷道底板管理对于松软岩层巷道，容易出现底鼓。

底臌是软岩巷道的普遍现象，是造成巷道破坏的重要原因；在软岩巷道中若不治理底板就实施支护，其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；底臌治理要对症下药，详查底臌原因，因地制宜的确定治理方案。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底鼓防治

减小压力：卸压、减小应力集中加强支护：采用高强度支护锚喷支护作初次支护，底拱则可二次支护同时进行。圆碹作一次支护，则先底拱后墙，最后砌拱。底板注浆，增加起其强度。钻孔卸压减少局部不平整带来的应力集中在岩壁切槽或钻孔释放应力切缝卸压光面爆破卸压巷峒

二卸压法1.切缝卸压2.钻孔卸压

3.松动爆破卸压a底板中部爆破b底板全面爆破

4.卸压槽1.硐室2.开凿的小断面巷道3.松动爆破区

底板加固法1.底板锚杆1.底板锚杆2.铺底沙浆层3.倾斜锚杆

2.底板注浆1.注浆管2.混凝土3.全长锚固式锚杆4.松动岩石掘进1～2m，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

4.混凝土反拱3.封闭式金属支架

⑥加强监控

监测和测试是软岩巷道施工过程中的重要组成部分；

施工监测目的：巷道支护设计提供依据；监测巷道围岩状态，控制围岩变形；监测支护效果，确定二次支护时间。

施工监测的内容：围岩表面及深部位移、应力变化、围岩与衬砌之间的接触力、衬砌内部的应力、顶板离层、锚杆受力等。

施工监测设备：收敛计监测巷道变形；水准仪测量顶板下沉量和底臌量；多点位移计监测深部位移。

以位移监测为主：位移监测容易测量、直观，容易实现反馈。第二节煤与瓦斯突出煤层的施工

危害：工作面遭到破坏，近距离的支护受到摧毁，矿井堵塞，通风系统不能畅通。

煤与瓦斯突出指的是煤矿井下采掘过程中发生的一种煤和瓦斯的突然运动，它是一种极其复杂的动力现象，即在极短的时间内，煤体向巷道中突然喷出大量的煤和沼气。

原因：突出主要是由地质构造应力及矿山压力、沼气含量及压力、煤层的物理机械性质三个方面的因素共同作用的结果。

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。

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。二、石门揭开突出煤层的施工方法

《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。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。

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。

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1m以下时，必须全部随岩柱一次崩开；当煤层水平厚度在1m以上时，应至少有有1m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，

（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。

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10-12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。其它专门支架上，然后一次揭开煤层。

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。

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

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。

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。

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。

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。

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，超前距离5m。如图10-20所示。由于煤的物理力学性质不同，其排放半径也有差异，一般为0.5～1.0m。大直径超前钻孔适用于煤层较厚、煤质较软、透气性较大的突出煤层，而瓦斯排放半径小于0.5m的煤层，不宜使用。

㈣水力冲孔在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，其布孔方式如图10-21所示。

《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的安全煤住。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，都保持有不小于5m的超前距离。第三节巷道维护与维修一、巷道破坏原因分析

1开拓布局的原因（1）巷道位置的选择不合理。（2）煤岩柱留设尺寸大小和巷道的密度不合理。

2受到采动影响造成巷道破坏；

3深部地压造成破坏；

4地质构造应力的作用造成破坏。锚网钢架料石碹复合支护变形底臌

二、巷道维护原理：最初的设计观念是将地应力或冒落拱内岩体重量作为外荷载，以初等力学计算为依据选择支架参数。没有发挥岩体自身承载能力。巷道维护的原理是支护体系、支护结构、支护参数和施工工艺与围岩变形相适应，最大限度地发挥围岩自承能力。巷道的维护要注意以下几点：（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。应用新奥法的理念施工。三、巷道维护与维修常用的维护技术有：

㈠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。㈡被动支护，如木棚支护、工字钢棚支护、U形钢棚支护、碹体支护等，适用于服务时间短、围岩裂隙发育的巷道。

一、巷道的维护㈠采前预加固锚网喷㈡开采后综合加固维护如注浆+锚网喷