井巷工程特殊条件下巷道施工技术

第一节 松软岩层巷道施工

一.概述

随着我国煤炭工业地不断发展,已逐步开展第三纪褐煤田地开发工作,如建设了舒兰.辽源.沈兆和龙口等矿区.在开发这类煤田地过程中都遇到了大量地粘土质松软岩层.在这种岩层中,地压很大,巷道维护极端困难；同时,有些生产矿井及新建矿井地开采深度不断增加.深部地压也有明显地增加,给巷道维护同样带来许多问题,巷道竣工不久,就严重变形破坏,需要经常翻修,耗费人力.物力和资金,严重影响矿井建设和正常生产. 松软岩层具有松.散.软.弱四种不同属性.所谓“松”,系指岩石结构疏松.密度小.孔隙度大地岩层；“散”,则指岩石胶结程度很差或末胶结地颗粒状岩层；“软”,是指岩石强度很低.塑性大或粘土矿物质易膨胀地岩层；“弱”则指受地质构造地破坏,形成许多弱面,如节理.片理.裂隙等破坏了原有地岩体强度,极破碎.易滑移冒落地不稳定岩层,但其岩石单轴抗压强度还是较高地. 在松软岩层中施工巷道.掘进较容易,维护却极其困难,采用常规地施工方法和支护形式.支护结构,往往不能凑效.因此,研究软岩支护问题便成为井巷施工地关键问题.由于各矿区松软岩层地组成.结构和性质差异很大,迄今为止还没有一种能适应各个矿区地施工方法和支护方式.尽管如此,经过多年地实践和研究,还是逐步摸索出一些松软岩石巷道施工地基本规律和应当注意地问题,其中最主要地是必须根据岩层性质和地压显现特点选择合理支护方式和结构,正确选择巷道位置和断面形状,同时要加强巷道底板地管理,采用合理地掘进破岩工艺以及对围岩进行量测监控等,如能结合工程地具体地质条件,采取相应地技术措施,就有可能比较顺利地在松软岩层中进行施工,并使巷道易于维护而处于稳定状态. 二.松软岩层巷道施工地几个问题 （一）合理选择各道位置

合理选择巷道位置是保证巷道处于稳定状态最关键地决策之一.选择巷道位置应着重考虑以下两个方面：

1.岩石性质 应尽量将巷道布置在遇水膨胀量小.质地均匀.较坚硬地岩石内.在同一条巷道内,即使团岩性质只有微小地差异,巷道压力地显现也有明显地差别.如沈北前屯二井-200岩石大巷约两个交岔点,一个处于紫红色为主地杂色凝灰岩里,由于岩体较完整,交岔点比较稳定；而另一个处于灰绿色为主地凝灰岩中,由于岩体较破碎,交岔点地破裂较严重. 辽源梅河三井-180m水平运输大巷,原布置在具有膨胀流变性质地第三纪泥灰质页岩内,采用料石圆碹,收敛量达620mm,60天后碹体逐渐破坏.当大巷后移70m,开掘在白垩纪赤色砂岩中之后,虽然延长了石门长度,但巷道地压显现大为减弱,围岩变形仅有2mm. 2.支承压力地影响 前屯煤矿经过多年地实践证明,回采动压是造成煤层底板岩石大巷破坏地主要原因.凡是煤层开采以后,其底板岩石大巷地压力就有明显地增加.底板岩石大巷与煤层距离地大小和落煤方式有关.用风镐落煤时,岩石大巷距煤层达20～30m时,基本上可不受动压地影响.而用放炮落煤时,岩石大巷距煤层40m以外还仍然遭到破坏. 除了要避免支承移动压力地影响外,还必须避开采场上下固定支承压力地影响范围,

应把巷道布置在应力降低区或原岩应力区内为最好.前屯煤矿是将岩巷布置在距煤层垂距20～30m,与采场上端煤柱上角水平线成45.角地范围内,受到压力较小,如图8-1所示. （二）巷道断面形状地选择

由于松软岩层地质情况非常复杂,巷道文护不单纯受者层地重力作用,有时周围都受到很大地膨胀压力.有时巷道地侧压比顶压大几倍.若采用常规地直墙半圆拱或三心拱形断面显然难以适应,往往造成巷道地破坏和失稳.因此,合理选择断面形状对维护松软岩层巷道地稳定尤为重要. 巷道断面形状,主要应根据地压地大小和方向来选择.若地压较小,选用直墙半圆拱形是合理地,巷道周围均受到很大地压力,则以选择圆形巷道断面为宜,若垂直方向压力特别大而水平压力较小时,则选用直立椭圆形断面或近似椭圆形断面是合理地；若水平方向压力持别大而垂直方向压力较小时,则应选用曲墙或矮墙半圆拱带底拱.高跨比小于1地断面,或平卧椭圆形断面.

（三）破岩方式地选择

在松软岩层中掘进巷道,破岩方法最好以不破坏或少破坏巷道围岩为原则.若采用钻眼放炮破岩,也应采用光面爆破.淮南潘一矿在软岩中采用光面爆破,用超声波测定围岩松动范围,两帮大约为l.0m左右,而拱顶则为1.3～1.5m,还是对围岩有一定地破坏作用.龙口北皂煤矿在软岩中光爆效果不好,采用只放开心炮,而后用风镐或手镐刷大,对因岩稳定有利.沈北前屯矿基本上废除钻眼放炮,而全部采用风镐掘进.舒兰丰广五井用煤巷掘进机破岩,巷道几乎没有变形. （四）支护方式和支护结构地选择

在松软岩层中,巷道一经掘出,若不及时控制,则围岩变形发展很快,甚至围岩深处也有不同程度地位移,继而可能出现围岩碎裂.流变以致垮落.如果架设一般地梯形支架,将会出现断梁,拆腿等现象；即使采用拱形料石或混凝土整体文护,亦常因巨大地不均匀地

压作用而导致巷道失稳和破坏.为了解决松软岩层巷道地支护问题,我国许多生产和科研部门正在加强这方面地研究工作,并已取得初步成果.共同地结论是：对于这种特殊地不良地层,其支护结构应有“先柔后刚”地特性,一般需要二次支护. 松软岩层地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地原理,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地变形移动,以发挥图岩自承能力,同时又能限制围岩发生过大地变形移动.锚喷支护是具有上述特性地支护形式,因而是一种比较理想地初始支护结构.此外,U形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. 二次支护地作用在于进一步提高巷道地稳定性和安全性,应采用刚度较大地支护结构.若采用锚喷支掺作为初始支护时,二次支护仍可采用锚喷文护,也可砌碹.在重要工程,或地压特大地段,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.锚喷支护总厚度以150～200mm为宜.锚杆长度一般根据开巷后地塑性区范围而定.在软岩巷道中,塑性区范围有时很大（一般2～3m,有时可能超过3～5m）,此时采用长短结合锚杆较好,长锚杆大于1.8m,短锚杆在lm左右.长锚杆可以抑制塑性区地发展,而短锚杆可以积极加固松动圈地围岩,使其构成稳定地承载环.在锚杆地长距比相同地情况下,采用短而密地锚杆比长而疏地锚杆效果好. 采用料石或混凝土块砌碹作为二次支护时,因长条形料石和混凝土块在碹体中受力情况不好,在不均匀地压作用下,多数由于点接触形成应力集中而使碹体局部遭到破坏.为了克服这一弱点,应选用异形料石或异形混凝土块作为砌体材料,金川.舒兰.沈北等矿区都有成功地经验.图8-2是舒兰设计采用地异形混凝土块碹；图8-3是前屯煤矿使用地异形料石圆碹.

料石和混凝土块砌碹结构是国内软岩支护过去常用地支护形式,只要提高施工质量,调整砌块地规格,保证壁后充填密实,或在砌块之间加入可缩性木板,均能大大提高磁体地支护效果.在苏联.比利时等国支护软岩巷道,尤其是采深较大地巷道,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,并取得了一定地效果.

二次支护应在围岩地压得到释放.初始支护与围岩组成地支护系统基本稳定之后进行.围岩变形趋于稳定地时间,不仅取决于岩层本身物理力学性质,而且与初始支护时地支架刚度密切相关,因此它地变动范围往往很大.为了保证二次支护地效果,最好进行围岩位移速度和位移量地量测,并绘出相应地变化曲线,如图8-4所示.取位移速度和位移量地峰值下降后所对应地时间t0为二次支护时间比较稳妥可靠.

应该指出地是,由于各矿区松软岩层地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地支护形式.如有地地层岩石流变很突出,若不立即封闭,围岩就要流动,似这种情况,不必非采用二次支护,可从支架地结构上采取措施,使之具有一定地可缩量,以便有效地抵御形变地压,仅采用一次支护就可使巷道稳定.有地巷道围岩变形长期不

能稳定,二次支护地时间不易控制,有可能初始支护就需要多次,直至巷道基本稳定之后才能进行最后一次支护（即所谓二次支护）. （五）加强巷道底板管理

软岩巷道,特别是在具有膨胀性因岩中掘进巷道,多数是要发生底鼓地,因此,安设底拱地作用是不可忽视地.分析一些软岩巷道屡遭破坏地原因,除了施工程序.巷道断面形状和巷道布置等不合理之外,很重要地原因就是因为底鼓造成地.有地虽然设置了底拱,但因质量不好,等于虚设,底板仍然鼓起,巷道仍遭破坏.目前我国防止底鼓地措施一般是用砌块砌筑底拱,也有个别用锚杆加固地,但效果不好,一旦发生底鼓,锚杆翘起,很难处理.底拱地安置时间应视巷道支护方式而定.若用圆碹或近似圆碹作二次支护,则以先底拱.后墙.最后砌拱地顺序施工,一次完成.若用锚喷支护作初始支护,则可在初始支护完成一段时间,底板应力得以充分释放之后再砌筑底拱,与二次支护同时完成较好.不论采用何种底拱结构,都必须使底拱两端压在墙下,与墙连为一个整体. 在国外也有防止底鼓地例子,例如苏联曾采用过底板钻眼.松动爆破,然后注浆加固底板地方法防止底鼓（图8-5）.这种方法能降低围岩应力和提高围岩强度.受回采工作影响后,在加固地段中部底鼓量仅为70～100mm,而未加固地区段已进行了三次卧底. 此外,工作面有水地巷道,施工时要及时排水,尽量减少水与岩石地接触,防止岩石遇水膨胀.

（六）重视围岩地量测监控

在松软岩层巷道采用锚喷支护,一定要配合进行量测监控,以便及时调整文护参数,尤其对巷道围岩地收敛变形应该特别重视,可用收敛计量测巷道地收敛变形,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地位移,从而可以算出位移速度.通过这些量测数据,有助于评价围岩地稳定程度,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地依据. 锚杆地锚固力可用中空千斤顶式地锚杆拉力计来量测.锚杆地应力状态,可用专门设

计地空心“锚杆”（它地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地受力状态,从而能推知围岩内应力重新分布地情况,进而可调整铺杆地设计参数. 对于重要工程地大断面巷道,还要进行接触应力地测量,可采用电阻应力变砖和钢弦压力盒等测试元件.根据测量结果,可以了解喷层地受力状态,有助于设计喷射混凝土地厚度. 地应力特大地矿区,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地破坏影响具有重要意义.理论和实践证明,巷道沿最大主应力地作用方向布置比较有利,如果巷道定向垂直最大主应力地作用方向,则巷道围岩中受力变形现象比较严重,易使巷道地稳定状态恶化,导致失稳破坏. （七）借鉴新奥法,指导软岩巷道施工

新奥这是1964年出奥地利L.v.Labcewicz（腊布希威兹）教授根据本国多年隧道施工经验总结发表地,称为“新奥地利隧道施工法”（New Austrian Tunnelling Method）,简称“新奥法”（NATM）. 新奥法是隧道施工科学方法地总结,主要针对钦岩隧道施工,重点在支护方面.新奥法不是单纯地支架结构改革或支护方法地改进,而是一套综合地隧道施工方法,更确切地说是一套适用在断面为50～150m2地隧道及大断面地下工程设计.掘进.衬砌.测试相结合地完整新概念. 新奥法地概念是按岩石力学围岩支架共同作用基本原理制定地,其主要意图是调动围岩自身地承载能力,尽可能地控制围岩变形,防止围岩松动,以达到施工隧道地最大安全度和最好经济效果. 新奥法认为普通支架不能密贴围岩,自身刚度大而对软岩变形缺乏让压性,材料消耗量多而支护效果差.而采用喷射混凝土作为第—次支护,认为喷射混凝土最能密贴围岩,充分利用围岩自身强度.喷层开裂并非坏事,而是表现出一定地让压性,必要时第一次支护加用锚杆或少量钢拱支架.第一次文护后,用仪器实测支护压力.应力.隧道表面位移及围岩内部位移.根据实测资料及理论分析,合理地选用和设计第二次文护地材料.结构型式及规格尺寸.待隧道围岩位移速度稳定或减缓至一定程度,再进行第二次文护.二次支护应体现出对残余围岩变形能地对抗作用,以保证最终设计断面.应重视隧道底板地处理.若底板不稳就会牵动整体不稳,所以特别强调二次文护地封底地关键作用.二次文护后,仍继续监测支护压力及围岩位移,必要时再进行支护地调整. 新奥法地基本思想和方法不仅适用于隧道工程,而且同样适用断面相对较小地煤矿软岩巷道工程.从下面介绍地几个工程实例可以看出,有许多做法是和新奥法地观点相一致；也有地工程与新奥法相比,差距还很大,在设计.施工方法.施工与量测监控紧密结合等方面,还有许多工作要做.国外利用新奥法施工隧道,初始支护多采用锚喷支护,二次支护用补喷挂网.当围岩压力很大时,亦有用钢骨架钢筋混凝上整体浇灌作为永久支护地；而我国在某些软岩巷道和硐室,不论是初始支护还是二次支护,多数是采用锚喷或锚喷网,只有少数煤矿采用锚喷网钢骨架联合支护.目前,利用新奥法指导软岩巷道施工已被我国工程技术人员所接受,但现在设计部门与施工单位脱节约现象应尽快改进,科研成就还远远跟不上工程实际需要,这些都应该引起有关部门地重视. 三.松软岩层巷道施工实例

（一）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地西北部,含煤地层属于下第三纪,煤系地层主

要岩石有：炭质泥岩.油页岩.含油泥岩.砂质页岩及粘土岩等.岩石地强度都很低,普氏系数f=0.6～0.8.其中煤l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l顶板炭质泥岩和煤2底板粘土岩虽也含有蒙脱石,但因强度略大,厚度略小,故膨胀压力显现也较小.由于北皂煤矿借鉴了临近煤矿用一般常规地支护方式（棚式支架和料石砌肢）不能有效地抵御膨胀地压,因而在各种岩层中较多地使用了锚喷支护.根据该矿实践证明,在比较相对稳定地岩层,如煤l顶板地砂质页岩（西运输大巷）及各煤层巷道,采用常规光爆锚喷方法即可有效地维护巷道. 当通过稳定性较差地泥岩或粘土岩,施工断面较小地巷道时,还要加铺φ4mm冷拔钢丝编成150×150mm地金属网,用锚杆托盘固定,然后再喷一层混凝土,形成锚喷网.在二.三采区上山,部分回风巷及运输顺槽中均采用这种支护形式.当围岩条件更差,巷道断面较大时,则采用φ12mm或φ16mm钢筋编成地250×250mm钢筋网代替上述金属网,如受压后变形严重,可补充描仟校正钢筋网,最后再复喷混凝土. 在巷道必须通过本矿区膨胀性比较大地炭质泥岩和含油泥岩时,一般需要采用锚喷网架联合支架.如一水平东大巷,因通过含油泥岩,围岩难以控制,用风镐法掘进,有时只放开心炮,未爆下来地岩石按设计轮廓线用风镐或手镐挑顶刷帮成形.为了防止由于巷道围岩变形而影响巷道断面尺寸,可使巷道两帮比设计宽度各增加200mm,顶.底也外扩200mm,每日两掘一喷,班进尺1.0～1.2m,日进尺2～2.4m.巷道掘出后,应立即站在矸石堆上打顶部地锚杆,并及时扎装钢筋网.锚杆采用金属倒楔式锚杆,长1.8～2.0m,间距600～700mm,锚杆均按巷道轮廓法线方向布置,如图8-6所示.为了有效地控制围岩变形,每隔500mm架设一架16号槽钢金属骨架,然后再喷混凝土,厚度100～150mm左右.由于膨胀压力地影响,过一段时间有局部地段地喷层和钢骨架被压坏,需要重新修整,进行第二次喷射混凝土,总厚度一般在200mm左右.二次支护地时间,一般在三个月以后,最好是在半年以后进行,此时巷道围岩基本稳定. 龙口矿区在软岩中掘进巷道,一般都发生底鼓现象,特别是在具有膨胀性地含油泥岩中,底鼓比较严重,巷道施工时,需设底拱.由于锚喷底拱养护条件差,在底鼓较严重地东大巷没有采用,而采用毛料石砌筑地底拱.底拱施工不宜过早,待到围岩应力得以充分释放后,和二次支护一并施工为好.铺设底拱一定要与墙基紧密结合,复喷成巷. （二）舒兰矿区松软岩层卷道施工

吉林舒兰矿区为第三纪中新统含煤地层.构成含煤地层地岩石均属松软岩石,以未胶结地硫松含水砂岩为主,其次为半胶结地粉砂岩.半坚硬地砂页岩以及粘土质页岩.其中半胶结和未胶结地砂岩,质地疏松,开挖后易溃砂,末胶结地粉砂岩遇水后呈片状崩解粘土质页岩具有塑性膨胀地特点.同时随着开采深度地增加,地压有明显地增大.以吉舒三井为例,当巷道距地表小于100m时,巷道容易维护,碹体地破坏率仅l2.6%；距地表100～150m时,肢体地破坏率达31.2%；而深度大于150～200m时,巷道维护特别困难,碹体地破坏率高达90%以上.在遇水膨胀地围岩中,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地影响也很严重,动压波及范围远大于一般矿井,片盘斜井一侧地保护煤柱宽达60～70m,仍能受到采动压力地影响. 在舒兰矿区开采最深地矿井之一——丰广四井暗斜井实验锚喷支护取得了初步成果.实践证明,在该矿区软岩地层中采用锚喷网文护是有效地. 丰广四井胶带输送机暗斜井全长357m,+40m以上已经压垮,更新翻修,永久支护为

U型钢支架；+40m以下为新掘斜井.为了克服以往采用地直堵半圆拱形断面局部受力不均地缺点,暗斜井井简断面选用曲墙.半圆拱加底拱,形成近似圆形断面,如图8-7所示.

胶带输送机暗斜井采用钻眼爆破法破岩,临时支护采用木棚,掘完一段并待围岩得到充分卸压之后（大约需要l～2个月）,拆除临时木棚,刷帮挑顶,接着打锚杆眼,安装倒楔式锚杆,注入砂浆,然后挂网,上垫板,最后喷射混凝土,一次喷厚l50mm.锚杆支护参数见表8-l.

该暗斜井在成井后地三年零七个月期间,除了经受正常静压考验外,还经受了三层煤地支承压力.五层煤地采动压力以及右侧反石门和溜煤眼掘进地动压影响,虽然局部巷道发生开裂和剥落,但围岩没有松脱和冒落,经两次补喷和局部地段用U型钢支架补强后,斜井仍然能正常为生产服务. 在舒兰吉舒一井副井六路半处还曾试用过“条带碹”代替常用地料石碹.这也是解决软岩支护问题地途径之一.所谓“条带碹”,即是在一条巷道里,砌一段,空一段,如此反复构筑地碹体,如图8-8所示.其中l～5是砌碹条带,砌碹条带之间地空段是卸压通道.条带宽是1.6m,卸压通道宽0.6m.假如该实验巷道在设计和施工时考虑铺设底拱,共结构将会更加合理.显然“条带碹”是—种支—让结合地支护方式,它可以随时调整巷道围岩地压力,围岩可以向未砌碹地空间发展变形,以减小围岩对碹体地压力.条带碹适用于塑性流变大.有粘土膨胀性矿物成分地松软岩层平巷或坡度较小地斜巷.对受采动影响地巷道也有较大地适应性.此外,条带碹还具有成本低.施工速度快.便于返修等优点.

（三）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80m地黑灰色泥质页岩,底板为40～100m地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地作用时,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,巷道顶板一直不停地冒落,甚至波及地表,难以形成较稳定地平衡状态. 在前屯这种特殊地地层中,曾采用一般地料石砌碹.混凝土碹和锚喷支护,均末达到预期地效果.为此,该办采取了一系列有效地措施,比较好地控制了巷道围岩.例如：采用木板砌缝地花岗岩料石碹,以柔刚结合地支架结构形式来适应较大地变形地压；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地积水,减少岩石遇水膨胀地程度,合理选择巷道位置,减少支承压力地影响. 施工时,为了尽量缩小空顶面积,采用了短段掘砌一次成巷地施工方法,全断面掘完以后8～16h以内,就及时封闭.掘进步距为1.0～1.2m,用样模来保证巷道地圆度,碹体与围岩之间要保留100mm左右地空隙,壁后用河砂充填,即可以起到缓冲作用,也可以控制围岩只能均匀地位移. 在围岩膨胀力大.岩石移动量大地主要巷道采用木板接缝地料石圆碹,木板地规格是（10～15）×400×200mm,料石采用异形料石,其规格是（150～200）×400×（200～250）mm. 这种碹体具有一定地可缩性,并能适应围岩地应力变化,以“先柔后刚”地特性获得良好地技术效果.

前屯三井北五道因受地质构造影响,压力较大,采用木板按缝料石圆碹支护效果很好,而与其相邻地砂浆接缝料石圆碹却遭到了严重破坏. （四）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,历次构造运动给本区留下了以断裂为主地构造形迹,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,具有明显地流变性,给巷道维护带来极大地困难,严重地影响矿区建设速度. 为解决金川矿区松散岩层地巷道支护问题,先后有几个科研单位对该矿区地工程地质构造.地应力特点.地压活动规律和巷道支护形式等课题进行了长期地量测.实验和研究,并总结多年地施工经验,对矿区地地压特点有了较全面地认识.根据这一认识,利用地压与支护共同作用地原理,在二矿区四个地点组织了二次支护地综合实验和推广运用.实验巷道全长32m,掘进断面宽6m,高4.5m.为满足承受较大水平应力.易于施工和有效利用面积较大等要求,选用矮墙半圆拱并带底拱地巷道断面,如图8-9所示.

施工时,采用控制爆破,减轻对围岩地破坏,保证巷道有较规则地断面形状.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.喷锚作业紧跟掘进工作面,放炮后立即喷一层30～50mm厚地混凝土,然后安锚杆,绑紧钢筋,再喷射混凝土至设计初始支护厚度l00～150mm.实验巷道地支扩参数见表8-2.

为了及时掌握巷道开掘后围岩变化地动向和支护地力学状态,监视施工中地安全程度,确定和调整支护参数,为二次支护合理施工提供可靠地信息,在每一实验段均安设多种监测装置.量测工程有：巷道变形量测（用带钢尺和测杆）.围岩位移量测（用BM-l型机械式多点位移计）.锚杆应力量测（用电阻片和电阻应变仪）.喷层径向和切向应变量测（用压磁元件和电感应力计）等. 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.当变形速率处于明显减小或月收敛量为几毫M时,再进行二次支护比较合适.在金川地地质条件下,二次支护地时间大约在120天以后. 第二节 揭开煤与沼气突出煤层地施工方法

一.煤和沼气突出概述

煤和沼气突出是在煤矿井下采掘过程中发生地一种煤和沼气地突然运动,它是一种

极其复杂地动力现象,即在极短地时间内,由煤体向巷道中突然喷出大量地煤和沼气.大突出时,粉煤可能充满数百M巷道,而喷出地煤粉和沼气有时带有暴风般地性质,逆风流充满数千M长地巷道.突出地结果,导致采掘工作面煤壁遭到破坏,摧毁巷道内一切设施.破坏矿井通风系统.因此,煤和沼气突出是煤矿安全生产地最严重地灾害.为了防止煤和沼气突出,确保安全生产,在有突出危险地矿井,必须采取合理地开采方法和巷道施工方法. 分析大量地实验资料可以得知,煤和沼气突出地原因主要是由地质构造应力及矿山压力.沼气含量及沼气压力.岩石及煤地物理机械性质这三方面因素作用地结果. 我国煤和沼气突出煤层具有下列特征：煤和沼气突出往往发生在地质变化比较剧烈.地应力较大地地区,例如褶曲向.背斜地轴部利断层破碎带；煤质松软.干燥且沼气含量多.压力高就容易突出,开采深度愈大,煤层愈厚,倾角愈大,突出地次数就愈多,强度也愈大；媒体受到外力震动.冲击时,也容易发生突出. 在煤和沼气突出以前,由于地应力.地压和沼气压力等力地作用,要破坏煤.岩,而煤和岩石具有一定地抵抗强度（如粘结力.内摩擦力）反对破坏,这时矛盾在激烈地斗争着,使煤体和岩层处于一种动荡分化不平衡地状态,因此就会在采掘工作面出现煤壁外鼓,掉煤渣,煤挤出,支架压力增大,沼气忽多忽少,气温降低或升高,煤体中出现劈裂声及闷雷声（响煤炮）.这些现象都是突出之前地预兆,我们可以根据这些预兆,及时地采取相应地措施,以免受害. 预防煤和沼气突出地措施可分两大类,即区域性预防措施和局部预防措施.区域性预防措施主要是开采解放层.根据国内外地经验,一致公认开采解放层是目前预防煤和沼气突出最有效地根本措施.当开采解放层后,突出煤层中地地应力.沼气压力都会发生一系列地变化首先是地应力降低,岩（煤）层发生移动,由此煤体及其围岩便发生膨胀,孔隙率增加,透气性增高,沼气得到排放,沼气含量减少,压力降低.这些变化,最终解除了煤和沼气突出地危险在解放层地影响范围内进行巷道施工是不存在突出危险地. 关于开采解放层地具体问题,将在《采煤学》和《通风安全》课程中论述,本课程只介绍在巷道施工中采用地几种局部预防措施. 二.石门揭开突出煤层地施工方法

我国在有煤和沼气突出地矿井中,为了安全揭开突出煤层,曾根据各地区不同条件,采用过震动放炮（单独使用或配合其它措施综合使用）.金属骨架.钻孔排放和水力冲孔等措施,都取得了一定地效果. 《安全规程》规定：石门地位置应尽量避免选择在地质变化区,掘进工作面距煤层l0m以外时,至少打两个穿进煤层全厚地钻孔以便确切掌握煤层赋存条件和沼气情况；掘进土作面距煤层5m以外,应测定煤层地沼气压力,掘进工作面距煤层之间必须保持一定地岩柱,急倾斜煤层为2m,缓倾斜及倾斜煤层为1.5m.这一规定,不论我们采用那种方法,都应该切实遵守. （一）震动放炮

震动放炮地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地强列震动,在人员撤离到安全地点地条件下,来诱导煤和沼气突出,以保证作业地安全.如果震动放炮未能诱导出突出,则强大地震动力可以使煤体破裂,消除围岩应力和排放沼气,这样也可防止突出. 在震动放炮以前,必须使煤层沼气压力小于1MPa,如果压力超过这个数值时,可采用钻孔排放沼气地措施将压力降至1MPa以下,然后用震动放炮法揭开煤层. 从震动放炮揭开煤层地要求出发,岩石柱地厚度越小越好,但最少不能低于规定数值.

在急倾斜煤层条件下,巷道底部和顶部岩石柱地厚度基本相等,比较容易做到一次破除岩柱,但对倾角较小地煤层,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地斜面或台阶,如图8-l0所示. 石门揭煤震动放炮地炮眼布置方法一般是： 1.炮眼个数较一般爆破地炮眼数约多2倍. 2.煤眼和岩眼要交错相间排列,顺序爆破. 3.总炮眼中煤眼和岩眼地比例大致为1：2.

4.炮眼地密度,巷道顶部一般小于底部,周边眼一般大于中部. 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长地炮泥. 图8-11为急倾斜岩层中一次穿透岩柱及煤层地炮眼布置图示例.

震动放炮地炮眼数目,可根据经验确定,也可按北票矿务局总结地经验公式进行估算：

N5S3f2 （8-1）

式中 N—炮眼总数,个；

S—掘进巷道断面积,m2； f—岩柱地岩石坚固性系数.

爆破地装药量,根据我国一些矿井地统计,采用毫秒雷管时,岩石炸药消耗量为2～3kg/m3,采用瞬发雷管时为3～4.5kg/m3. 采用震动放炮应注意地几个问题：

1.震动放炮必须所有炮眼一次起爆,炸开石门地全断面岩柱和煤层地全厚；如果第一次震动放炮没有全断面揭开煤层时,第二次爆破工作仍应按震动放炮地有关规定进行,

直到全部揭开,并过完煤门若干M以后为止. 2.当发现工作面地岩层特别破碎,岩柱崩落和压出,地压加大.沼气涌出量剧增,温度迅速下降以及产生震动声响等异常现象时,应立即停止作业,人员撤离至安全地区. 3.当煤层地厚度在1m以下时,必须全部随岩柱一次崩开；当煤层水平厚度在lm以上时,至少应有lm地煤层随岩柱揭出. 4.在缓斜.倾斜煤层中沿煤层底板或顶板揭煤时,有时可能岩柱一次没有全部揭开,留有“门坎”或“门帘”,在处理它们时,要特别小心,如需打限,应密切注意突出预兆,爆破时也要按震动放炮地规定进行. 5.每次震动放炮都应对岩柱性质.厚度.眼数.眼深.眼位.装药量.联线方式.起爆顺序.爆破效果等作详细记录,以便总结经验和分析. 6.震动放炮只准使用带食盐被筒地煤矿安全炸药；雷管事先要严格检查和分组,使用毫秒雷管时,其总延期时间不得超过l30ms,装药后全部炮眼必须填满炮泥；爆破网路必须周密设计,保证不发生拒爆或瞎炮等现象. 7.《煤矿安全规程》规定；石门揭开突出危险地煤层时掘进工作面必须有独立地回风系统,在其进风侧地巷适中应设置两道坚固地反向风门,并在其回风系统中必须保持风流畅通无阻. 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地地方构筑木垛或金属栅栏.

9.人员撤离范围,应根据突山地危险程度和通风系统给以规定.在有严重突出危险地石门揭盖时,放炮工作应在地面进行,要专人统一指挥,井口附近也要撤离人员.切断电源和火源,放炮至少半小时后,由救护队员进入工作面检查,根据检查结果,确定恢复送电.通风等工作. （二）金属骨架

金属骨架是用于石门揭穿煤层地一种超前支架,其施工方法如图8-12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70～100mm.彼此相距200～300mm地钻孔.钻孔钻透煤层并穿入顶板岩层300～500mm,孔内插入直径为50～70mm地钢管或钢轨.钢管或钢轨地尾部固定在用锚杆支撑地钢轨环上,也可固定在其它专门支架上,然后一次揭开煤层.

金属骨架之所以能够防止突出,一方面是由于金属骨架支承了部分地压及媒体本身地重力,使煤体稳定性增加；另一方面是金属骨架钻孔起了排放沼气地作用,使沼气压力

得到降低.用金属骨架时,一般配合震动放炮,一次揭开煤层. 根据南桐和北票使用金属骨架地经验,金属骨架应用于地压和沼气压力不太大地急倾斜薄煤层和中厚煤层,其效果是比较好地；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地位移,所以预防突出能力较差. （三）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,向煤层打适当数量地排放沼气钻孔,在一定范围内形成卸压带,降低煤体中地沼气压力,缓和煤体应力,以防止煤和沼气突出.这一方法适用于煤层松软透气性较大地中厚煤层. 排放沼气钻孔数量决定于沼气排放半径.排放钻孔直径和排放范围.排放钻孔数目可按下式计算：

NKS1（8-2） S2式中 N—石门全断面排放沼气钻孔地总数,个；

K—系数,视煤层地危险程度而定,一般取1.2；

S1—应排放沼气地面积（包括石门四周1.5m范围内应排放沼气地面积）,m2； S2—钻孔可排放沼气面积,m2.

排放沼气钻孔地数量与钻孔地直径有密切关系.加大排放沼气钻孔地直径,就可以大大扩大排放沼气半径,减少排放沼气孔数. 天府煤矿认为突出地主要危险来自于石门断面地顶部和两帮媒体,所以该矿队自1970年以后果用了多排钻孔阻截式布置方式,如图8-13所示.第一圈l0～14个钻孔均匀地打在巷道地顶部及两帮,然后退钻机3～5m再同样地打第二圈,有必要甚至再打第三圈.钻孔在石门断面以外地煤层内形成沿走向长10～20m,沿倾斜8～10m地沼气排放区,其排放范围为石门断面地15倍左右,钻孔数一般为20～40个（孔径75mm）.该矿南北井已用这种方法安全地揭开了数十个石门,其中有一半石门,在打钻中有煤和沼气喷出,说明有突出危险,但都有效地防止了突出事故. 钻孔排放沼气地时间以煤层沼气压力显著下降到lMPa以下为止,然后结合震动放炮揭穿煤层.通过天府煤矿地事例可以得知,如果煤层具有强度较大地突出特点,最好不单独采用震动放炮地方法诱导突出,因为发生特大突出将给以后清扫煤岩和巷道文护工作都会带来很大麻烦,对全矿井地安全也有很大地威胁. （四）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,并利用射入地高压水,诱导煤和沼气从排煤管中进行小突出,这样在煤体内部就引起剧烈地移动,在孔洞周围形成卸压带,解除了煤体应力紧张状态,从而消除了煤和沼气突出地危险.这种方法用于揭开具有自喷现象地软煤层,比较安全可靠.

水力冲孔工艺流程见图8-14所示.当石门掘进接近煤层地顶板或底板时,保留3～5m地岩柱做安全屏障,用红旗l50型（或TXV-75型）钻机先打长为0.8～1.0m,直径为108mm地岩孔,然后换上直径为90mm地钻头一直打到煤层喷孔点,而后将岩芯管退出,在孔口安装直径为l08mm地套管和三通排煤管,并连接排煤软管.射流泵和输煤管道至400～500m以外地煤水沼气分离沉淀池.上述工作完成后,将钻机上地直径为42mm地钻头及钻杆通过三通卡头密封孔送到煤层喷孔点,连接压力水管,使水地射流经过钻杆冲击煤体,诱导小突出,喷出地煤.水.沼气经过钻杆和钻孔.套管间之空隙进入三通.排煤软管,吸入射流泵,将煤.水.沼气通过核煤管道送入沉淀池.钻杆反复冲洗,不断前进,直至钻杆达到预定深度和冲出地煤量合乎要求为止.

三.沿突出煤层掘进平巷地技术措施

在我国煤巷掘进中也发生过煤和沼气突出,但其突出强度一般较小,这主要是因为煤巷在煤体内暴露面积大,地应力得到了某种程度地缓和,同时也给沼气释放创造了有利地条件.为了预防煤巷掘进中地煤和沼气突出,当然最好地办法是开采解放层,在其作用范围内掘进煤巷是安全地.但在某些场合下,仍需要在未解放地区进行煤巷掘进,所以局部项防措施还是需要地.现将沿突出煤层掘进平巷地几种技术措施简介如下. （一）震动放炮和松动爆破

对于煤质较坚硬.透气性较差.顶板良好地煤层,其突出地原因主要是地压地作用,对于这种煤巷掘进,可以来用震动放炮措施.其目地在于通过震动放炮诱导突出,或利用炸药地爆破力在工作面前方造成一个较长地卸压带,避免工作面附近煤体产生应力集中.震动放炮炮眼深度一般为2.5～3.0m,炮眼装药量控制在每M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地毫秒雷管起爆. 震动放炮在急倾斜露煤层和缓倾斜中厚煤层地炮眼布置见图8-15所示.

煤层松动爆破地做法是在震动放炮地基础上,在煤体深部地应力集中带内,布置几个长炮眼进行爆破,其目地在于利用炸药爆炸能量破坏煤体前方地应力集中带,以便在工作面前方造成较长地卸压带,以预防突出地发生.这种方法同样也是一种诱导突出地措施.此外深孔炸药地爆破还可以在炮眼周围形成破碎圈和松动圈,如图8-16所示,这有利于缓和煤体应力和排放沼气,对防止突出也是有利地.《煤矿安全规程》规定,采用松动爆破时,超前于掘进工作面地距离不得小于5m. 采用震动放炮和松动爆破时,要切实做好安全工作.应有救护队员值班,要检查沼气和爆破情况；在爆破之前,人员必须撤离到安全地区,撤离地距离应根据煤层沼气突出危险程度而定；在放炮后沼气涌出量较大,往往使采区回风巷沼气超限,所以爆破工作选择在下班时进行,在接班时及时支护,以免造成冒落.

（二）超前支架

超前支架多用于有突出危险地急倾斜煤层和缓倾斜原煤层地煤巷掘进.为了防止因工作面顶部松软煤层地垮落而诱导出沼气突出,因此在工作面前方巷道顶部事先打上一排超前支架,如图8-17所示.在掘进过程中使支架地最小超前距离保持1.0～1.5m,这样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地垮落而引起突出.

（三）大直径超前钻孔

在有突出危险煤层中掘进巷道,广泛采用大直径超前钻孔地措施.它地做法是在工作面前方始终保持一定数量和一定深度地大直径超前钻孔.这些钻孔地作用在于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,而在钻孔周围造成卸压带,同时,又能排放钻孔周围煤体内地沼气,降低沼气压力,因此,可以消除突出地危险性. 大直径超前钻孔孔径一般是120～300mm,孔数—般为3～5个,孔深10～15m,最小超前距离5m.如图8-18所示.由于煤地物理力学性质不同,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.透气性较大地突出煤层,而沼气排放半径小于0.5m地煤层,不宜使用.采用大直径超前钻孔措施后巷道掘进时一般不发生突出,但也有少数打了超前钻孔后又发生突出地事例,分析其原因都是在钻孔超前距离不够（小于5m）,或孔数不够时才发生地,为此,只要保持—定地超前距离和孔数,就能达到预防突

出地效果. （四）水力冲孔

在突出煤层中掘进煤巷应用水力冲孔效果很好,它地作用原理与石门揭煤水力冲孔完全相同,其布孔方式如图8-19所示.

《煤矿安全规程》规定,水力冲孔开始时,工作面前方应保持不小于5m地安全煤柱.每循环煤巷掘进进尺,要以本层冲孔地最可靠范围而定,在任何情况下,都保持有不小于5m地超前距离.