上部煤层采动底板巷道围岩破坏特征与卸压控制技术
巷道破坏原因分析与防治
巷道破坏原因分析与防治关键词：巷道静压动压破坏原因让压卸压【分类号】：TD353引言煤矿井巷维护的方式通常有锚喷、架棚和砌碹等几种类型。
人们根据不同的条件及用途，通过上述几种方式的单一或联合实施，大部分能达到预期目的。
但在实际工程设计中，由于矿压理论及监控手段尚不完善，很难精确求得地压的大小及方向，以致部分巷道在施工应用中常发生破坏，影响生产，危及安全。
因此对巷道破坏原因进行特征分析，将有助于防治措施的研究和改进。
一、巷道破坏的显现特征从整体上来说，巷道破坏的显现特征分两大类：一类是动压区，巷道上覆岩层正处于激烈运动和破坏阶段；另一类是静压区，巷道尚未受采动影响或采动影响已停息，上覆岩层处于稳定状态。
（一）静压区巷道的破坏静压区巷道大致有2种破坏形式：（1）巷道开掘后产生的周边应力大于围岩强度，掘进后来不及支护就发生冒落；（2）巷道开掘后产生的周边应力小于围岩强度，巷道完整，但随着时间推移逐渐变形破坏。
（二）动压区巷道的破坏动压区巷道分动压下正在掘进的巷道和动压下正在使用的巷道。
它们不仅受上覆岩层的静压作用，同时以受支承压力及岩层扰动。
其破坏特征为：1.巷道围岩（支护）强度小于支承应力作用，随采动呈层状剥落，但巷道移近量并不明显；2.受采动影响，巷道（支架）产生大量缩变，但不冒落；3.在采动过程中，伴随着移近量增加，巷道产生大面积冒落。
综上所述，巷道破坏的外部特征可归纳为4种形式：1.有明显的移近量、断面缩小但不冒落；2.随断面缩变发生冒落；3.无移近量而冒落；4.表层剥落。
二、破坏原因及机理分析（一）围岩应力的重新分布及作用巷道开掘后，原始的岩体应力平衡状态被破坏，造成应力重新分布。
大双向等压应力场中，孔的切向应力沿极径方向衰减，以r为半径的圆周上稳中有降点的应力相等（等应力圆）。
但煤矿巷道多不是圆形加之不均匀应力的作用，等应力圆将在巷道外接圆及以外的围岩中分布。
分布的结果反映到巷道周边，往往既不均匀也不对称，有的变大，有的变小，有的还改变了性质，如有压应力变为拉应力等。
厚煤层大断面巷道围岩变形破坏特征及支护技术研究
收稿日期:2023 01 17作者简介:王东阳(1986-),男,山西原平人,工程师,从事煤矿井下采掘技术工作㊂doi:10.3969/j.issn.1005-2798.2023.09.024厚煤层大断面巷道围岩变形破坏特征及支护技术研究王东阳(潞安化工集团潞宁煤业公司,山西宁武㊀036706)摘㊀要:针对大断面厚煤层巷道变形破坏严重㊁支护困难的问题,以庞庞塔煤矿5-1082轨道巷为工程背景,基于巷道围岩变形破坏特征,提出了 注浆+U 型棚+锚杆索+菱形金属网 联合支护技术,并通过数值模拟验证了支护方案的可靠性,现场工业性试验结果表明:与原支护方案相比,巷道顶板最大下沉量㊁两帮最大移近量较原支护方案分别减少了61%㊁78%,巷道的变形破坏得到有效控制㊂关键词:大断面;厚煤层;变形破坏;联合支护中图分类号:TD353㊀㊀㊀文献标识码:A㊀㊀㊀文章编号:1005 2798(2023)08 0086 03㊀㊀煤炭是我国能源的主要来源,厚煤层的产量约占中国每年煤炭总产量的50%[1]㊂因此,开发厚煤层资源,特别是超厚层开采,对中国煤炭工业的发展至关重要㊂由于超厚煤层的高强度开采,对主巷道的断面面积要求较大,断面面积大不仅可以增加煤炭产量﹐而且可以显著提高巷道推进速度[2-3]㊂本文以山西焦煤霍州煤电庞庞塔煤矿5-1082轨道巷的变形破坏特征为工程背景,通过理论分析和数值模拟确定了 注浆+U 型棚+锚杆索+菱形金属网 支护技术,并通过工业性试验验证了该支护技术的可行性,该研究结果可为类似工程地质条件下厚煤层大断面巷道支护技术提供借鉴㊂1㊀工程概况山西焦煤霍州煤电庞庞塔煤矿目前主要开采5号煤层,煤层总厚度为5.8m,节理发育,结构较简单,一般含一层夹矸(0.3~0.7m),厚度变化不大,属较稳定煤层㊂5-1082轨道巷为矩形断面,宽5.0m,高4.8m,最大埋深约350m.巷道直接顶为砂质泥岩,老顶为泥岩,直接底为泥岩,老底为细粒砂岩,岩层柱状图如图1所示㊂2㊀巷道原支护方案和变形破坏特征2.1㊀巷道原支护方案1)㊀顶板支护㊂顶板采用D 22mm ˑ2700mm 高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆进行支护,锚杆间排距设计为900mm ˑ900mm,两侧锚杆打设时与垂直方向呈20ʎ,其余锚杆与顶板相互垂直,锚杆安装时采用BHW280-4.5ˑ4800mm 的钢带托板㊂顶板采用D 17.8mm ˑ10000mm 高强度低松弛预应力锚索进行加强支护,锚索的锚杆间排距设计为1500mm ˑ1800mm,顶板每排共打设2根锚索,两侧锚索距离巷道两帮之间的距离为1750mm,锚索打设时需使锚索与巷道顶板相互垂直㊂图1㊀岩层柱状图2)㊀两帮支护㊂巷道两帮采用D 22mm ˑ2700mm 高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆间排距设计为900mm ˑ900mm,锚杆打设时需使锚杆与帮部相互垂直,帮部锚杆的上部距顶板为700mm,下部距底板为700mm,巷道左㊁右帮处锚杆均打设4根㊂网片:采用金属网护表,网片为网格50mm ˑ50mm 的10号铅丝编织,规格3.3m ˑ1.2m,采用双股16号铁丝孔孔相连捆扎一道,扭结不少于3圈,联网间距200mm;巷道顶板每隔100m 安装㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀第32卷㊀第9期㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀2023年9月一片同规格的塑料网替换原金属网㊂巷道联合支护方案如图2所示㊂图2㊀巷道联合支护方案图(单位:mm) 2.2㊀变形破坏机理5-1082轨道巷在开挖过程中出现了严重的变形和破坏,并伴有顶板漏水㊁片帮㊁锚杆和锚索断裂等现象㊂巷道顶板最大下沉量可达130mm,巷道右帮最大移近量达到300mm.为探测巷道顶板分离情况,通过钻孔(井)电测井法,测得距离巷道顶板1.9m的位置出现了裂缝㊂在距离巷道顶板3.8m出现了裂隙和裂缝,在距离巷道顶板7.5m的距离,二者明显减少,在距离巷道顶板8.2m可以观察到较小的裂隙和裂缝㊂通过对巷道顶板的破坏程度进行验证,发现在0~6.0m处顶板破坏比较严重,局部范围出现顶板离层㊂但是,在6.0~10.0m处,巷道顶板破坏程度较低,顶板相对完整㊂5-1082轨道巷断面形状为矩形状,断面尺寸较大,在巷道的掘进过程中导致巷道围岩的肩角位置应力发生应力集中,在回采时结构的变化会使接近平衡状态的应力再次发生改变,巷道围岩承担了较大的应力水平,从而发生变形破坏㊂支护方式采用锚杆索支护技术,而锚杆索支护技术有很多种组合方式,在支护过程中需要采用最优的支护方案,才能达到最理想的围岩变形控制效果[4-6],5-1082轨道巷支护技术在参数上仍有较大的优化改进空间㊂3㊀巷道围岩控制技术3.1㊀优化支护方案巷道优化支护方案采用 注浆+U型棚+锚杆索+菱形金属网 的联合支护方案㊂在巷道顶板渗漏水区域㊁巷道两帮破坏区进行注浆加固,注浆材料采用水泥-水玻璃双液浆,其水灰比为0.8,水玻璃的摩尔浓度为50Be ,水玻璃和水泥浆液间的体积比为1ʒ2;巷道注浆加固完成后,进行U型棚的架设,棚距1200mm,U型棚采用矿用U36型号的U型钢,并根据巷道的断面形状制造出适合的的支护形状㊂巷道顶板锚杆采用D22mmˑ2400mm高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆的间排距为800mmˑ800mm.锚索采用D17.8mmˑ7800mm高强度低松弛预应力锚索进行加强支护,锚索的锚杆间排距设计为1500mmˑ1600mm,顶板每排共打设2根锚索;巷道两帮采用D22mmˑ2400mm高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆间排距设计为900mmˑ900mm.其他支护参数同原支护方案㊂网片采用8号菱形金属网,规格4500mmˑ1200mm,帮网与顶网压茬200mm,每隔200mm 采用16号铁丝双丝双扣连接,帮部网片压茬100mm,帮锚杆打设在网片压茬处㊂3.2㊀数值模拟根据5-1082轨道巷实际地质条件,采用FLAC3D数值软件建立尺寸长ˑ宽ˑ高=40mˑ10mˑ40m的三维模型计算模型,锚杆索采用软件内置的cable单元进行模拟,托梁及钢带采用beam单元进行模拟㊂四周设置为水平约束力边界,底面设置为固定约束边界,顶部设置为自由边界[7-8]㊂各岩层的物理力学参数如表1所示㊂计算所得巷道围岩位移分布云图如图3所示㊂表1㊀围岩物理力学参数岩体密度/(kg㊃m-3)摩擦角/(ʎ)黏聚力/MPa抗拉强度/MPa弹性模量/GPa 砂质泥岩 2.3120 1.60.1518.1泥岩 2.96330.700.4115.6煤层 1.42250.850.108.9细粒砂岩 2.1235.17.5 6.9829.3㊀㊀由图3可以看出,巷道在原支护方案下,顶板最大下沉量㊁最大底鼓量分别为70mm㊁156mm;优化支护技术方案下,顶板最大下沉量㊁最大底鼓量分别为44mm㊁70mm;与原支护方案相比顶板最大下沉量㊁最大底鼓量分别降低了37%㊁55%;巷道在原支护方案下,两帮最大移近量为263mm,优化支护技78第9期㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀王东阳:厚煤层大断面巷道围岩变形破坏特征及支护技术研究㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀术方案下,两帮最大移近量为51mm;与原支护方案相比两帮最大移近量降低了81%,巷道围岩变形控制效果显著㊂图3㊀巷道围岩位移云图4㊀工业性试验在巷道掘进过程中,采用 十字布点法 进行巷道围岩变形的监测,监测时间为90d,在监测过程中使用红色油漆在每个测站的巷道顶底部及两帮位置的锚索托盘处用醒目标记作为测点,巷道变形及变形速率曲线如图4所示㊂图4㊀巷道围岩监测变形曲线㊀㊀由图4可以看出,在巷道开挖后的前50d,巷道围岩变形幅度较大,随时间的增加围岩变形逐渐趋于缓慢,50d后,巷道围岩变形基本趋于稳定,不再发生变形,巷道顶板最大下沉量㊁两帮最大移近量分别为60mm㊁51mm,较原支护方案分别减少了61%㊁78%,表明优化支护方案对大断面厚煤层巷道围岩的控制效果较好㊂5㊀结㊀语1)㊀根据现场测量,发现在原支护方案下,5-1082轨道巷变形破坏严重﹐出现了顶板漏水和片帮现象,巷道顶板最大下沉量可达1200mm,巷道右帮最大移近量达到1300mm.2)㊀根据巷道的变形破坏机理,提出了 注浆+ U型棚+锚杆索+菱形金属网 的联合支护技术,并通过数值模拟验证了技术参数的合理性㊂3)㊀现场工业试验结果表明,与原支护方案相比,巷道顶板最大下沉量㊁最大底鼓量分别降低了37%㊁55%,两帮最大移近量降低了81%,巷道的变形破坏得到有效控制㊂参考文献:[1]㊀Bai Q,Tu S,Wang F,Zhang C.Field and numerical in-vestigations of gateroad system failure induced by hardroofs in a longwall top coal caving face[J].Int J Coal Ge-ol.2017,173:176-199.[2]㊀冯㊀磊.大断面巷道跨断层掘进支护分析及应用[J].能源科技,2020,18(7):20-23,28.[3]㊀据㊀伟.大断面巷道联合支护围岩稳定性分析[J].山西焦煤科技,2020,44(3):29-32.[4]㊀朱少杰.大断面巷道联合支护效果分析[J].煤,2020,29(2):76-77,94.[5]㊀张爱卿,吴爱祥,王贻明,等.复杂破碎软岩巷道支护技术及分区分级支护体系研究[J].矿业研究与开发,2021,41(1):15-20.[6]㊀华鹏飞.大断面弱胶结软岩巷道支护技术研究[J].山东煤炭科技,2020(1):16-18.[7]㊀闫成柱.破碎顶板大断面巷道联合支护技术应用[J].山东煤炭科技,2019(12):7-8,11.[8]㊀陈㊀伟,陈㊀维.基于FLAC3D数值模拟的破碎岩体巷道支护方法研究[J].有色矿冶,2021,37(1):9-12.[本期编辑:王伟瑾]88㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀第32卷。
采动影响下厚坚硬顶板巷道围岩控制技术-中国煤炭网
深井近距离复杂顶板煤层上行开采巷道围岩变形控制
收稿日期:2007Ο02Ο09作者简介:石永奎(1966-),男,山东滨州人,教授,博士,博士生导师,从事矿山安全与矿业信息工程研究。
深井近距离复杂顶板煤层上行开采巷道围岩变形控制石永奎1,刘振欣1,莫 技2(1.矿山灾害预防控制省部共建教育部重点实验室,山东青岛 266510;2.新汶矿业集团公司孙村煤矿,山东新泰 271219)摘 要:为了解决孙村矿二层煤开采过程中遇到的巷道顶板破碎、围岩变形量大等诸多问题,采用了上行卸压开采。
文章在对上位二层煤巷道的稳定性进行了现场实测和数值分析的基础上,对二层煤巷道进行了支护设计,并在3221工作面回风巷进行了实测验证,证明上行开采对降低上位二层煤巷道的围岩应力,减少巷道变形具有十分明显的效果。
关键词:深井;上行开采;围岩变形;锚网索支护中图分类号:T D327.2 文献标识码:B 文章编号:1005Ο2798(2007)05Ο0059Ο02 新汶矿业集团孙村煤矿是目前我国开采深度最大的矿井,目前主要开采-1100m 水平的前组煤,即二、四层煤。
由于煤层埋深为1300m ,开采深度大,矿山压力高,而且二层煤的顶板条件复杂,为典型的复合顶板,在二层煤的开采过程中巷道变形十分严重,巷道维修工作量大,维修费用高,矿井采掘接替紧张,不仅给工作面安全生产造成隐患,而且影响了矿井的经济效益。
为了解决上述问题,孙村煤矿对深部前组煤(二、四层煤)决定采用上行卸压开采,即首先开采下面的四层煤,对二层煤进行卸压,待四层煤采空区覆岩运动稳定后,再掘进上面的二层煤巷道,以期解决上述遇到的问题,保证矿井的安全生产和经济效益[1Ο3]。
1 上行开采的卸压作用孙村煤矿前组煤层间距仅为22m ,采用上行卸压开采,在对上位煤层进行卸压的同时,也降低了上位煤层回采巷道的围岩强度,有可能造成上位煤层回采巷道维护更加困难。
基本的准则是:当下位煤层的开采造成的上位煤层巷道应力降低幅度大于其围岩强度降低幅度时,上行卸压开采对上位煤层的回采巷道维护是有利的,可以保证上位煤层工作面的安全生产;若下位煤层的开采造成的上位煤层巷道应力降低幅度小于其围岩强度降低幅度时,上行卸压开采对上位煤层的回采巷道维护是不利的,难以保证上位煤层工作面的安全生产。
2021《矿压》主要知识点(1)
《矿山压力与岩层控制》主要知识点第一讲绪论●基本概念：●矿山压力：由于矿山开采活动的影响，在巷硐周围岩体中形成的和作用在巷硐支护物上的力称为矿山压力。
●矿山压力显现：由于矿山压力作用使巷硐周围岩体和支护物产生的种种力学现象，称为矿山压力显现。
●矿山压力控制：所有减轻、调节、改变和利用矿山压力作用的各种方法均叫做矿山压力控制。
●采场围岩控制：●巷道围岩控制：●研究和学习矿山压力与岩层控制的意义。
第二讲采场上覆岩层结构与顶板破断规律（第三章）●基本概念：顶板●底板：●上覆岩层（覆岩）：●直接顶●基本顶（老顶）●直接底●关键层；●直接顶初次跨落、●基本顶初次破断与周期破断；●岩石碎胀系数。
●直接顶初次跨落前的离层机理及其危害。
●直接顶跨落后的碎胀特性及其对矿压影响。
●基本顶破断规律与破断距计算。
●采动覆岩“大结构”的内涵及主要假说。
● 砌体梁假说及“砌体梁”结构的失稳形式及稳定条件。
● 基本顶破断面角度对“砌体梁”结构稳定性的影响。
关键层破断后的岩块互相挤压有可能形成三铰拱式的“砌体梁”平衡结构，此结构平衡将取决于咬合点的挤压力是否超过该咬合点接触面处的强度极限，在一定条件下可能导致岩块随着回转而形成变形失稳；另外即是咬合点处的摩擦力与剪切力的相互关系，当剪切力大于摩擦力时形成滑落失稳，在工作面的表现形式为顶板的台阶下沉。
防止“砌体梁”结构的滑落失稳条件：咬合点处的摩擦力大于剪切力，ϕtan ⋅≤T R 根据“砌体梁”结构受力分析，，即，岩块长度要大于2～2.5倍岩块厚度。
防止“砌体梁”结构的变形失稳条件：回转变形形成的咬合点的挤压力小于该咬合点接触面处的抗压强度极限。
根据“砌体梁”结构受力分析，结构回转下沉量小于一定值⎪⎪⎭⎫ ⎝⎛⋅⋅-⋅=∆K K n h 311 ● 通常通过触矸来实现。
⎝⎛⋅-⋅=∆Kn h 311●基本顶弹性基础破断的反弹与压缩特征。
●岩层控制关键层理论的主要学术思想。
第三讲采场矿山压力显现基本规律（第二章、第四章）基本概念：基本顶初次来压：基本顶（老顶）悬露达到极限跨距发生初次断裂，断裂的基本顶岩块回转下沉，从而导致工作面顶板急剧下沉和支架阻力普遍增大现象，称为基本顶（老顶）初次来压。
巷道变形破坏的因素及控制方法
0
前言
在地下采煤过程中必然要开挖许多空硐及移动
1
影响巷道变形破坏的主要因素
围岩性质及其构造特征
1 1 自然因素 1 11 ( 1) 围岩性质。围岩性质对巷道变形与破坏有 决定性影响 , 如存在软弱岩石或膨胀性岩石, 对巷道 变形和破坏的性质及其剧烈程度有重要影响; ( 2) 围岩构造特征。巷道的变形和破坏除与围 岩性质有关外 , 与围岩构造特征和岩体本身破坏状 态有密切关系, 其中影响最大和最普遍的是层理和 动力拖动排水运行。节 省了设备和器 材的购置费 用 , 减少了工程量和工程施工费用, 与原方案相比可 减少工程造价 60 余万元。在使用运 行上, 系统简 捷、 操作方便、 故障率低 , 更为安全可靠, 并且节省了 大量的运行电量和维修费用, 年可节省运行成本 10 万元以上。并且由于采用无动力运行, 使吸水过程 的系统振动大大减弱 , 沉积的废浆可以较为稳定地 沉放在清水之下, 可有效地防止废浆外溢 , 对农田环 境起到了很好的保 护作用。该套 系统自 2006 年 8 月份运行以来, 体现出了良好的运行效果 , 获得了较 好的经济效益和环境效应。
Abstract: Under the coal- mines, all types of laneways rewarded different funct ions act related effects. In ex cavating coal, the laneways will be distorted and damaged. By analyzing the causes we can find out reasonable control methods to protect the laneways. Key words: distortion and damage; funct ion; control methods
大采高小煤柱回采巷道围岩破坏特点及控制技术
大采高小煤柱回采巷道围岩破坏特点及控制技术张佳悦【摘要】针对大采高小煤柱回采巷道围岩变形量大且不均匀等特点,在对已有比较成熟锚杆支护理论进行对比分析的基础上,进一步从理论角度对大采高小煤柱回采巷道锚杆对围岩的作用力进行了分析,并总结了此类回采巷道的围岩控制机理.大采高小煤柱回采巷道保持围岩稳定的关键是提高帮部煤岩体的承载能力.【期刊名称】《山西焦煤科技》【年(卷),期】2019(043)002【总页数】5页(P50-53,56)【关键词】大采高工艺;小煤柱;回采巷道;围岩控制【作者】张佳悦【作者单位】西山煤电集团有限公司西铭矿,山西太原 030053【正文语种】中文【中图分类】TD353对于厚煤层开采工艺，我国目前采用的方法有分层、放顶煤和大采高综采。
与分层或放顶煤方法相比较，大采高综采的优势有生产能力比较大、回采巷道布置比较简单、煤炭回采率比较高以及经济技术效益比较突出等。
因此，该采煤法已经成为当前国内外厚煤层开采的首选。
目前，虽然对大采高小煤柱回采巷道围岩的稳定及控制技术进行了大量研究，但不同矿井的工程地质条件相差甚大，一些研究结论并不适合所有矿井。
因此，本文对大采高小煤柱回采巷道的围岩破坏特点及其控制技术进行了分析。
1 大采高小煤柱回采巷道围岩破坏特点由于与一般条件回采巷道有着很大的区别，大采高小煤柱回采巷道围岩的塑性区、破碎区都比较大，受采动影响时这两个范围将更大。
总体来说，大采高小煤柱回采巷道的围岩比较松散破碎[1]，已有研究表明，此类巷道围岩的破坏特点体现在以下几方面[2]：1) 由于经历相邻区段及本工作面回采等多次扰动，巷道围岩的变形量较大，其中顶底板移近量与两帮移近量相比，后者显著大于前者，所以仅采用一般U型钢、工字钢等刚性支护措施难以控制围岩的变形与破坏。
2) 小煤柱回采巷道掘进前，临近工作面已回采结束，受上方岩层垮落影响，采空区侧的巷帮变形量大于实体煤侧；而在本工作面回采过程中，实体煤侧的巷帮变形量大于采空区侧。
综放大断面巷道围岩失稳因素分析与控制技术
综放大断面巷道围岩失稳因素分析与控制技术摘要:东滩煤矿1306轨道顺槽为综放大断面厚顶煤巷道,回采过程中顶板离层量大,部分地段发生过大面积锚杆、锚索破断现象,巷道两帮出现明显的剪切滑移大变形,帮顶基角处破坏严重。
本文基于综放大断面厚顶煤巷道围岩破坏特征,分析其主要影响因素:上覆围岩裂隙发育存在明显不稳定的软弱夹层、区内应力异常、前期支护不合理等;提出高预紧力锚杆索协同强化控制原理及技术,关键在于顶板高性能锚杆预应力支护技术、高帮部桁架支护技术、帮顶基角“斜拉”锚索梁支护技术等,较好解决了综放大断面煤巷支护技术难题,回采期间断面收缩率控制在30%以内,为工作面安全高效回采提供了必备条件。
关键词:厚顶煤综采大断面协同支护高预紧力随着我国经济的快速发展,煤炭开采规模也迅速扩大,为满足矿井运输、通风等安全高效生产的需要,巷道断面不断加大。
加之近年我国煤矿开采条件日趋复杂,深井大断面厚顶煤巷道由于其跨度比较大,两帮、顶板为煤层,巷道围岩强度较低,尤其还要受采动的影响,围岩变形量和破裂范围都很大,严重影响矿井的安全高效生产[1～3]。
此类巷道采用锚杆支护技术时表现为围岩变形量大、顶板安全状况差两大特点,特别是高煤帮在高应力作用下极易出现剪切滑移失稳,支护体系时常发生破断、撕裂等现象,甚至出现大面积支护失效[4～6],成为制约综采(放)工作面产量的最主要因素。
本文以东滩煤矿深井高应力、大跨度、复杂厚顶煤煤巷为工程背景,系统分析大断面巷道围岩失稳的关键因素及变形规律,提出科学合理的控制对策,有效地解决了该类巷道支护难题。
1 综放大断面巷道围岩特征及支护难点1.1 巷道围岩特征1306综放工作面煤层厚度8.61～9.40 m,平均9.01 m,煤层稳定,3煤底板之上2.98～3.80 m,含一层泥岩夹矸,厚0.30～0.80 m,f=3～4;煤层具体情况见图1综合柱状图。
1.2 支护难点分析(1)区内应力异常。
根据现场情况,试验巷道1306轨道顺槽曾发生大面积锚杆、锚索破断现象。
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摘 要 ：针对 祁 东煤矿 开 采 ６ 煤层 同时要 确 保 下部 底 板 岩 石 大巷 正 常使 用 的技 术难 点 ，采 用理论 分 析和 数值 模拟 方 法研 究 了上 部 煤层 对底 板巷 道 的动压 影 响 ．得 出：该底板 巷 道 围岩 失稳 的 实质 是 其 受上部 采动 应 力在 底板 传 递 的影 响 ，应 力 集 中 系数 达 １．５～１．８倍 的 原 岩应 力 ：其 围 岩 稳 定性控 制 应综 合考 虑 围岩应 力 集 中的诱发 因素和 卸压 护巷 原理 。继 而基 于卸 压护巷 理 论 ．提 出钻孔 松 动爆破 卸 压护巷 技 术 方案 ，确 定钻孔 爆破 卸压 的技 术参 数 及 卸压 时机 。 工程 实践 表 明 ： 采取 巷 帮 、底 角钻 孔松 动爆 破 卸 压护 巷 方 法 ，使 得 相邻 钻 孔 间 “塑性 弱 化 带 ” 贯通 ． 实现应 力 向 围岩 深部 转移 ，能有 效控 制采 动影 响 下的底 板岩 巷 围岩 变形破 坏
２．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｓ， Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｏｆ Ｄｅｅｐ Ｃｏａｌ Ｒｅｓｏｕｒｃｅ Ｍｉｎｉｎｇ， Ｍｉｎｉｓｔｒｙ ｏｆ Ｅｄｕｃａｔｉｏｎ ｏｆ Ｃｈｉｎａ； Ｃｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，Ｘｕｚｈｏｕ ２２１１１６， Ｃｈｉｎａ；
３．Ｑｉｄｏｎｇ Ｃｏａｌ Ｍｉｎｅ，Ｗａｎｂｅｉ Ｃｏａｌ ａｎｄ Ｅｌｅｃｔｒｉｃ Ｐｏｗｅｒ Ｇｒｏｕｐ Ｃｏｒｐｏｒａｔｉｏｎ，Ｓｕｚｈｏｕ ２３４０００，Ｃｈｉｎａ）
Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ａｉｍｉｎｇ ａｔ ｔｈｅ ｔｅｃｈｎｉｃａｌ ｄｉｆｉｃｕｌｔｉｅｓ ｏｆ Ｎｏ．６１ ｃｏａ ｌ ｓｅａｎｌ ｍｉｎｉｎｇ ｉｎ Ｑｉｄｏｎｇ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ，ｗｈｉｃｈ ｒｅｑｕｉｒｅｓ ｎｏｒｍａｌ ｕｓｅ
关 键词 ：底 板巷 道 ；采 动应 力集 中 ；卸压 护巷 ；应 力 转移 中图分 类号 ：ＴＤ３５３ 文献 标识 码 ：Ａ 文 章编 号 ：１６７１—０９５９（２０１６）０８．００７７—０４
Ｄｅｆｏｒｍ ａｔｉｏｎ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ａｎｄ ｐｒｅｓｓｕｒｅ——ｒｅｌｉｅｆ ｃｏｎｔｒｏｌ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｏｆ ｆｌｏｏｒ
第 ４８卷 第８期
煤 炭 工 程
ＣＯＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ
Ｖｏ１．４８， ｅ２０１６０８０２４
上 部 煤层 采 动 底 板 巷 道 围岩 破 坏 特 征 与 卸 压 控 制 技 术
赵 启峰 ，王 波 ，郑思达 ，石建 军 ，刘媛媛
（１．华北科技学 院 安全工 程学院 ，河北 三河 ０６５２０１； ２．中国矿业大学 深部煤 炭资源开采教育部重点实验 室 矿业 工程 学院 ，江苏 徐州 ２２１ １ １６；
ｏｆ ｕｎｄｅｒｌｙｉｎｇ ｍａｉｎ ｆｌｏｏｒ ｒｏｃｋ ｅｎｔｒｙ， ｏｖｅｒｌｙｉｎｇ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ｍｉｎｉｎｇ ｉｎｆ ｌｕｅｎｃｅ ｔｏ ｔｈｅ ｅｎｔｒｙ ｉｓ ｓｔｕｄｉｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａ ｌ ａｎａ ｌｙｓｉｓ ａｎｄ ｎｕｍｅｒｉｃａ ｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ．Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ， ｅｓｓｅｎｔｉａｌ ｒｅａｓｏｎ ｆｏｒ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｆａｉｌｕｒｅ ｉｓ ｔｈｅ ｔｒａｎｓｆｅｒｅｎｃｅ ｏｆ ｕｐｐｅｒ ｓｅａｍ ｍｉｎｉｎｇ—ｉｎｄｕｃｅｄ ｓｔｒｅｓｓ． ｔｈｅ ｓｔｒｅｓｓ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｃｏｅｆ ｉ ｃｉｅｎｔ ｉｓ １．５—１．８ ｔｉｍｅｓ ｏｆ ｉｎ—ｓｉｔｕ ｓｔｒｅｓｓ．Ｉｎｄｕｃｉｎｇ ｆａｃｔｏｒｓ ｏｆ ｒｏｃｋ ｓｔｒｅｓｓ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ａｎｄ ｐｒｉｎｃｉｐｌｅ ｏｆ ｐｒｅｓｓｕｒｅ—ｒｅｌｉｅｆ ｒｏａｄｗａｙ ｐｒｏｔｅｃｔｉｏｎ ｓｈｏｕｌｄ ｂｅ ｃｏｎｓｉｄｅｒｅｄ ｉｎ ｓｕｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｓｔａｂｉｌｉｔｙ ｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ．Ｂａｓｅｄ ｏｎ ｐｒｅｓｓｕｒｅ—ｒｅｌｉｅｆ ｔｈｅｏｒｙ ， ｔｈｅ ｄｒ ｉｌｌｉｎｇ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｐｒｅｓｓｕｒｅ—ｒｅｌｉｅｆ ｓｃｈｅｍｅ ｉｓ ｐｒｏｐｏｓｅｄ， ｔｈｅ ｔｅｃｈｎｉｃａｌ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ａｎｄ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｒｅｌｉｅｆ ｔｉｍｉｎｇ ｉｓ ｄｅｔｅｒ ｍ ｉｎｅｄ．Ｅｎｇｉｎｅｅｒ ｉｎｇ ｐｒａｃｔｉｃｅ ｉｎｄｉｃａｔｅｓ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｐｌａｓｔｉｃ ｗｅａｋｅｎｉｎｇ ｒｅｇｉｏｎｓ ａｒｅ ｉｎｔｅｒｃｏｎｎｅｃｔｅｄ ｔｈｒｏｕｇｈ ｔｈｅ ｄｒ ｉｌｌｉｎｇ ｂｌａｓｔｉｎｇ， ｔｈｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｄ ｓｔｒｅｓｓ ｉｓ ｔｒａｎｓｆｅｒｒｅｄ ｔｏ ｔｈｅ ｄｅｅｐｅｒ ｐａｒｔ ｏｆ ｒｏｃｋ．Ｔｈｅ ｍｉｎｉｎｇ—ｉｎｄｕｃｅｄ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｆａｉｌｕｒｅ ｉｎ ｆｌｏｏｒ ｒｏｃｋ ｅｎｔｒ ｙ ｉｓ ｃｏｎｔｒｏｌｌｅｄ． Ｋｅｙｗｏｒｄｓ： ｆ ｌｏｏｒ ｒｏａｄｗａｙ； ｍｉｎｉｎｇ—ｉｎｄｕｃｅｄ ｓｔｒｅｓｓ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ；ｔｈｅ ｐｒｅｓｓｕｒｅ—ｒｅｌｉｅｆ ｍｍｎｔｅｎａｎｃｅ； ｓｔｒｅｓｓ ｔｒａｎｓｆｅｒ
ｒｏａｄｗａｙ ｕｎｄｅｒ ｏｖｅｒｌｙｉｎｇ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ｍ ｉｎｉｎｇ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ＺＨＡ０ Ｑｉ—ｆｅｎｇ ，ＷＡＮＧ Ｂｏ。，ＺＨＥＮＧ Ｓｉ—ｄａ ，ＳＨＩ Ｊｉａｎ—ｊｕｎ。，ＬＩＵ Ｙｕａｎ—ｙｕａｎ
（１．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，Ｎｏａｈ Ｃｈｉｎａ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，Ｓａｎｈｅ ０６５２０１，Ｃｈｉｎａ；