复杂条件下厚煤层回采巷道围岩动态变形规律研究
厚煤层采动覆岩变形特征及瓦斯运移规律分析
厚煤层采动覆岩变形特征及瓦斯运移规律分析许大伟【摘要】矿井瓦斯是在煤的变质和煤的生成过程中伴生的一种气体,是影响矿井安全开采的主要因素.采用理论分析和数值模拟相结合的方法,对厚煤层采动覆岩变形特征及瓦斯运移规律进行了研究,分析了厚煤层采动覆岩变形特征、瓦斯在裂隙带中的扩散计算方程以及不同高度时和不同走向区域时瓦斯压力和流场分布规律.研究得出:切眼裂隙区的瓦斯浓度高于压实区的瓦斯浓度,在空间上瓦斯浓度呈“回型”分布;瓦斯在边界离层裂隙带进行集聚,在竖直方向上瓦斯浓度呈“马鞍型”分布.研究为钻孔合理层位的选择提供了理论支持,确保了矿井的安全生产.【期刊名称】《中州煤炭》【年(卷),期】2019(041)004【总页数】4页(P147-150)【关键词】采动覆岩;变形特征;“三带”;切眼裂隙区;“回型”分布;“马鞍型”分布【作者】许大伟【作者单位】河南永锦能源有限公司,河南禹州461670【正文语种】中文【中图分类】TD3250 引言在煤矿开采的过程中，由于煤层顶底板受到采动的影响，致使顶底板岩层的应力状态发生变化，随着工作面的推进，上覆岩层主要发生弯曲、剪切破坏和变形，由于各个岩层的不同抗弯刚度，导致纵向破断裂隙和离层裂隙的出现，形成围岩裂隙场。
随着临近层瓦斯涌出、采空区、工作遗煤瓦斯的涌出，导致瓦斯积聚在围岩裂隙场中，影响了工作面的安全生产。
国内外学者对厚煤层采动覆岩变形特征及瓦斯运移规律进行了大量的研究，王新丰等［1］对典型地质条件下采动覆岩变形破坏规律的试验进行了研究，采用相似原理和量纲分析理论相结合的方法，使用相似模型试验，分析了在工作面采动期间，覆岩变形特征及应力、垮落形态、顶板破断过程的演化规律;梁冰等［2］研究了卸压瓦斯抽采钻孔合理层位的选择，对不同层位钻孔抽采浓度进行分析研究，研究得出，把卸压抽采钻孔终孔布置在裂隙带离层区，此时钻孔抽采效果最好。
因此，可以方便地对卸压瓦斯抽采钻孔的合理层位进行确定。
复杂条件下巷道变形规律及支护方案研究
复杂条件下巷道变形规律及支护方案研究针对某钨矿+496m水平运输巷道7线与11线之间被F2大断层切割,岩体破碎,同时竖井掘进出来的废石被直接堆放至+496m水平运输巷道地表,加剧了
+496水平运输巷道F2断层破碎带附近区域的岩层移动复杂性。
采用现场地质调研、现场监测、理论分析、数值模拟等研究方法,得出了巷道变形规律,并给出相应的支护方案。
本文的主要研究成果如下:⑴现场使用JSS30A型数显收敛计对巷道围岩进行收敛监测,根据得出的496运输巷道监测数据,并对其监测值及位移值进行分析,得出支护的最佳时机,且通过声波法对巷道围岩松动圈的测试,得出巷道围岩松动圈的范围,为锚杆及锚喷支护时选取锚杆长度提供重要依据。
⑵应用FLAC-3D数值软件进行了巷道开挖的模拟,分别模拟了巷道初始开挖、巷道附近采空区及上覆岩土动态加载对巷道围岩变形影响情况,通过观测集中应力的出现位置,得出了应力集中的位置出现在断层的破碎带处与巷道交汇处附近的顶板及侧帮上,并根据数值模拟监测点,绘制出巷道围岩位移变形图,并结合了收敛监测值得出巷道的变形规律特征,巷道的变形破坏范围主要区域在断层破碎带上盘5米范围内及下盘20米范围内,其中变形破坏量最严重的是在断层破碎带处及破碎带下盘的5米范围内。
⑶选取喷射钢筋混凝土、锚杆及锚喷支护三种不同的支护方式,并对其进行相应的理论分析,选择相应的支护参数进行数值模拟,模拟结果得出三种不同的支护方式都改变了巷道围岩的破坏形式,围岩变形得到改善,巷道趋于稳定,且都得到较好的效果,相比较喷射钢筋混凝土效果最差,锚杆次之,锚喷效果最好。
但是锚杆与锚喷支护施工技术要求高,相对成本也较高,基于综合考虑最终选取了喷射钢筋混凝土。
综采工作面回采巷道围岩变形规律研究
ｄ ｆｒ ａｉｎ ｏ ｙ ａ ｃ ｐ ｅ ｓ ｒ ａｅ ａ ｆ ｕ ｙ ｍｅ ｈ ｉｅ ｎ ｎ ｏ ｋ ｎ ａ ｅｗｅ ｅｏ ｔ ｉｅ ．Ｔ ｅ ｒ — ｅ ｏ ｔ ｆｄ ｎ ｍｉ ｒ ｓ ｕ ｅ ｇ ｔｗ ｙ ｏ Ｕ ｃ ａ ｚ ｄ ｍｉ ｉ ｇ ｗ ｒ ｉ ｇ ｆｃ ｒ ｂ ａｎ ｄ ｈ ｅ ｍ ｏ ｆ ｎ
（ Ｓ ａ ｄｎ ｎｖｒ ｔ ｏ ｃ ｎ ｅａ ｄＴ ｃｎ ｌ ｙ ２・ ｉｇ ｎ ｚｕ ｎ ｎ ， ａｚｏ ｏｌ ｉｅＧ ｏｐ ３・ １・ ｈ ｏ ｇＵ ｉ ｓｙ ｆ ｉ ｃ ｅ ｈｏｏ ； ｎ ｅ ｉ Ｓ ｅ ｎ ｇ Ｘ ｎｌ ｇｈ ａ ｇＭｉ Ｙ ｎｈｕ Ｃ ａ Ｍ ｎ ｒｕ ； ｏ ｅ Ｘｅ ｉ ｎ ， ｕ ｉａ ｎｎ ｒｕ ） ｉｑ ｏＭｉｅ Ｈ ａ ｎ ＭｉｉｇＧ ｐ ａ ｎ ｏ
法选择使用不 当， 不仅造成巷道返修率高、 维护费用 大 ， 且大大 影响煤 矿 的 正常 安 全 生 产 和矿 井技 术 而
综采 工作 面 回采巷 道 围岩 变形 规律 研究
刘 明 王壮 雏 张 力
（ 山东科技 大学） （ 兖矿 集团兴隆庄矿） （ 南矿业集 团谢桥矿 ） 淮
摘
要： 结合 潘谢矿 区谢桥 矿 综采 工作 面具 体条 件 ， 采用 现 场 实测 的方 法 ， 综 采工作 面 回采 对
回采巷道 一般布 置在煤层 中 ， 具有 围岩性质 软 、 服务 年限短 、 受采动影 响大 的特点 ， 如果 支护方 式方
厚 ２ ８ 煤层 顶底板 为砂质 泥岩 ， ． ｍ， 顶板 厚 ３ ４ ｍ， ． ２ 底 板厚 １ ． ２ ０ ３ ｍ。１ － １２煤层 老顶为粉 细砂岩 ， 局部 被老
维普资讯
Ｓ ｒ ｌ ．６ ｅｉ ａ Ｎｏ ４ ５
矿
复杂地质条件下工作面回采巷道的支护方案研究和思考
复杂地质条件下工作面回采巷道的支护方案研究和思考摘要：姚桥煤矿东三采区7上01采煤工作面回采巷道煤体节理发育、破碎，现有支护方案不能有效的控制围岩，两帮变形较大。
姚桥煤矿工程技术人员根据理论计算法和工程类比法结合多年煤矿生产实践经验提出的复杂地质条件下工作面回采巷道的支护方案，为类似地质条件矿井在支护方式选择和支护参数选取等方面提供了很好的借鉴。
关键词：回采巷道;支护理论;支护方案一、概况姚桥煤矿东三采区7上01采煤工作面为采区首采工作面，工作面标高-754.4～-864.1；地面标高+30.4～+33.7；平均煤厚5.26m；走向长度1416.9～1407.0；倾向长度200m；采面面积272886m²。
东三轨道下山采区掘进揭露煤层。
工作面煤层结构较复杂，工作面煤层整体呈宽缓褶曲构造，煤层产状：307°～323°∠12.0°～26.5°。
工作面溜子道共发育15条断层，溜子道东部及西部局部发育一层碳质泥岩夹矸，夹矸厚为0.5m。
煤层两极厚度2.90～7.50m，平均厚度5.26m，最薄处位于溜子道L13号点附近，最厚处位于材料道东部C25号点附近。
鉴于下山巷道揭露煤层情况来看，跟煤层段煤体节理发育、破碎，现有支护方案不能有效的控制围岩，两帮变形较大。
首采面掘进在即陈楼矿工程技术人员对下一步的支护方案提出了自己的思考和应对方案。
二、基于围岩强度、围岩应力以及承载结构的支护理论经典的锚杆支护理论以各种假说为基础，主要有悬吊理论法、冒落拱理论法、组合梁理论法、组合拱理论法等。
这些假说或以实验为基础，或以特定条件下的工程实践为依据，经简化从不同侧面反映了锚杆支护加固围岩的作用机理，较好地解决了稳定性较高的巷道锚杆支护问题，得到了广泛的承认及应用。
对于巷道支护设计原理，结合轨道下山掘进揭露煤层段巷道的工程地质条件和特点，从围岩强度、围岩应力以及承载结构等方面进行研究与分析。
回采巷道变形特征及支护技术研究
相沉 积 为 主 的 海 陆 交 互 相 含 煤 沉 积 煤 层 平 均 厚
１ ． ９ ６ ｍ。２ 煤 层 顶板 多 为粉 砂 岩 、 泥岩 ， 灰黑 色 ， 性
脆， 胶结 较好 。顶 板为 中等 冒落 ， 较易 控制 。单 向抗 压 强度 为 ３ ６ ． ７～ ５ １ ． ４ ＭＰ ａ ， 单 向抗 拉强 度为 １ ． ０ ８～
５ ０ ｍ ｍ× ５ ０ ｍｍ， 网片 规格 ２ ４ ０ ０ ｍ ｍ ×１ １ ０ ０ ｍ ｍ； 锚 杆 间 排距 均 为 １ ０ ０ ０ ｍｍ； 锚 杆 角度 垂 直 岩 面 ； 锚 杆
预 紧扭 矩要 求 不低 于 ３ ０ ０ Ｎ・ Ｉ ｎ 。巷 帮 回采 面 侧 ， 采 用ｆ ２ ｊ ２ ０ ｍｍ ×２ ． ０ Ｉ ｌ ｌ 玻璃 钢锚杆 ， 用 ３ ０ ０ ｍ ｍ ×２ ０ ０ ｍｍ× ５ ０ ｍ ｍ 木托板 及塑 料 网护帮 ， 其余 同煤柱 侧 。
２ ０ １ ３ 年第 ６ 期
中州 煤 炭
总第 ２ １ ０期
回 采 巷 道 变 形 特 征 及 支 护 技 术 研 究
母 军
（ 潞 安新 疆 煤 化 工 （ 集 团） 有 限公 司 ， 新疆 哈密 ８ ３ ９ ０ ０ ３ ）
摘要 ： 以 常 兴煤 业长 兴矿 二采 区 ２ １ ０ ６工 作 面 回采 工 程 为背 景 ， 采用有限差分程序 Ｆ Ｌ Ａ Ｃ ”数 值 模 拟 软 件 分 析 了 回采 工 作 面 巷 道 围岩 的 受 力 情 况 及 变 形 特 征 ， 得 出： 常兴煤 业相邻工作 面对 ２ １ ０ ６工 作 面 巷 道 的 采 动 影 响
作 者 简 介 ：母 军 （ １ ９ ７ ４ 一） ， 男， 四川 渠 县 人 ， 工程 师 ， １ ９ ９ ６年 毕 业 于新疆煤校 ， 现 从 事 煤 矿 技 术 管理 工作 。
回采工作面巷道围岩变形特征与支护技术研究
2491 引言 回采巷道的控制问题一直是煤矿生产中的重要问题，特别是在深部矿井，受高地应力及采动应力的影响，巷道围岩控制难度增加。
国内外许多学者对工作面回采巷道控制进行了研究，得到了许多有益的结论。
万威[1]分析了煤矿高地应力、软岩复合顶板回采巷道变形特点，提出了全断面高预紧力锚索支护技术。
张旭清[2]分析了地应力对深部回采巷道布置方向的影响，并通过现场监测，分析了巷道受地应力影响的变形特征。
上述研究对深部回采巷道的支护控制提供了重要参考，对镇城底矿而言，除了受高地应力影响外，工作面倾角超过20˚属典型的大倾角工作面，其回采巷道围岩控制难度进一步加大，因此，需根据工作面的采矿地质条件，进行工作面回采巷道支护优化设计。
2 巷道支护优化计算模型 镇城底矿位于山西古交西北处，井田面积16.63 km 2，年设计生产能力190万t。
22213位于矿井三采区西北部，主要开采3#煤层，采区煤层的开采标高-750~-1200m。
22213工作面为该采区首采工作面，工作面走向长度1435m，倾向长度198.5m；煤层平均厚度 5.20m，平均倾角 23.5˚；煤层无伪顶发育，直接顶为砂质泥岩，平均4.70m；老顶为中砂岩，平均 11.71m；底板以泥岩为主，灰黑色，含碳量较高，平均1.50m。
根据22213工作面的采矿地质条件，建立计算模型尺寸为160×100×30 m。
计算区域的岩层破坏准则为莫尔–库仑模型，固定模型底部边界，横向约束前后左右边界；工作面标高-760~-863.61m，地表标高+30.4~+33.7m，根据工作面埋深，巷道垂直（z 轴方向）地应力施加应力分量 16.00MPa，水平面上沿南北方向（x 轴）应力分量 10.67MPa；考虑到计算模型主要考察巷道围岩变形和破坏情况，同时也为了满足 FLAC 软件对网格单元尺寸的规定要求，共划分出 89，742 个长方体单元和 87，675 个网格点。
复杂地质条件下急斜特厚煤层巷道松动圈监测分析
复杂地质条件下急斜特厚煤层巷道松动圈监测分析摘要：神新公司大红沟煤矿地下巷道围岩的工程地质条件复杂，地压活动强烈，尤其是处于矿岩接触带的巷道边帮失稳更为严重。
通过对大红沟煤矿地下巷道松动圈及钻孔窥视的联合监测，同时结合现场工程地质调查研究，综合分析了+555B1~B6巷道的失稳主要受局部地质因素和整体岩体结构因素的共同影响。
提出顶底帮支护与巷道局部破坏后的重新支护宜强不宜弱的论点与地压控制措施，为后续安全高效生产提供科学依据。
关键词：采矿工程，松动圈监测，稳定性1 引言神新公司大红沟煤矿属于急倾斜煤层（倾角一般为85~87°，平均87°，倾角变化是由西向东，有浅而深变缓，底部岩层较顶部岩层倾角徒立），采用支撑掩护支架综采放顶煤采煤方法，随着开采工作的进行，巷道稳定性成为一个急待研究的课题。
特别是在+555水平的几个巷道，局部变形及冒顶、底鼓等现象明显，有局部垮塌现象，威胁工人生命安全，影响了矿山的正常生产。
为了解巷道围岩的变形特点，研究巷道变形模式，为巷道支护和预报巷道围岩的破坏行为提供可靠依据，为+555及其以下水平的巷道围岩维护提供理论依据。
2 测试地段地质与开采与支护情况2.1 地质情况采区属于天山褶皱带前缘与准噶尔盆地之前缘凹陷，古生届至新生界地层因不断槽受地壳运动的影响和断裂破坏，构造线均为东北西南方向。
乌鲁木齐矿区位于淮南煤田东南部，未二级构造带中的次级褶皱断裂带，多有短轴向斜，北协及逆冲断层组成，如：八道湾向斜，七道湾背斜，碗m沟逆冲断层等。
大洪沟井田位于乌鲁木齐矿区东部，八道湾向斜南翼，为一单斜构造。
井田煤层可采与局部可采共30层，以稳定和较稳定煤层为主。
按夹矸一层以上即为复杂结构的标准，几乎全属复杂结构。
夹矸厚度一般随煤层的增厚而增大。
如厚达56.25m的B3+6煤层，夹矸厚度达6.31m，厚1.25m的B32煤层夹矸只有0.5m。
主采煤层B1+2煤层位于J2X的底部，煤层最大厚度39.45m，最小厚度31.83m，平均厚度34.84m，含夹矸11层，夹矸单层厚0.1~0.4m。
煤矿深部开采巷道围岩变形破坏特征试验研究及其控制技术
一、深部巷道围岩力学特征
1、高应力环境：在深部巷道中，由于埋深较大，围岩承受的地应力远大于 浅部巷道。高应力环境下，围岩的变形、破裂等可能性增加，对支护结构的要求 也更高。
2、复杂的岩体结构：深部巷道穿越的地质环境复杂多变，会遇到各种不同 特性的岩体。包括硬岩、软岩、断层、节理等，这使得围岩的力学行为更加复杂。
然而，本次演示的研究仅为初步探讨，仍存在不足之处，例如未能全面考虑 复杂的矿山地质条件、未能涵盖所有可能的控制方法等。在今后的研究中，将进 一步完善相关内容，为煤矿安全生产提供更有针对性的指导。
参考内容
引言
随着煤炭资源的不断开采，矿井向深部延伸已成为必然趋势。然而，深部开 采过程中面临着复杂的应力环境和高风险的地质条件，给巷道围岩控制带来巨大 挑战。因此，深入了解深部煤矿应力分布特征和巷道围岩控制技术对于提高矿井 安全性和开采效率具有重要意义。
3、影响因素分析表明，围岩稳定性受多种因素影响，如地层厚度、地层岩 性、采煤机工作参数、巷道断面形状及支护方式等。在采煤工作面及巷道掘进过 程中，应综合考虑各种因素，以制定有效的稳定性控制措施。
4、稳定性控制方法主要包括加强支护设计、优化巷道断面形状、采用高强 度材料等。通过这些措施的实施，可以有效地提高深部巷道围岩的稳定性，降低 围岩变形破坏的风险，提高矿山安全生产水平。
本研究采用数值模拟和物理模拟相结合的方法，对深部巷道围岩变形破坏机 理和稳定性控制原理进行深入研究。首先，利用数值模拟软件对采煤工作面及巷 道围岩的应力分布特征进行模拟分析，并利用物理模拟实验对数值模拟结果的准 确性进行验证。其次，结合现场监测数据，对围岩变形破坏规律进行研究，并分 析影响因素。最后，提出稳定性控制方法，并对控制效果进行验证。
综采工作面回采巷道围岩变形规律研究
Se rial N o .465January .2008矿 业 快 报EXPRESS I N FORM AT I ONO F M I N I NG INDU STRY总第465期2008年1月第1期刘 明(1981-),男,安徽宿州人,硕士研究生,266510山东省青岛市。
综采工作面回采巷道围岩变形规律研究刘 明(山东科技大学)王壮雏(兖矿集团兴隆庄矿)张 力(淮南矿业集团谢桥矿)摘 要:结合潘谢矿区谢桥矿综采工作面具体条件,采用现场实测的方法,对综采工作面回采巷道围岩变形规律进行了研究,得出了综采工作面动压巷道围岩变形规律。
研究表明,受采动影响的范围为工作面煤壁前方40~55m 处,此范围内的回采巷道围岩顶底板移近量和两帮移近量比较明显,两帮变形较大。
关键词:综采工作面;回采巷道;变形规律中图分类号:TD322 文献标识码:A 文章编号:1009 5683(2008)01 0046 04R esearch on Rules of Surroundi n g R ock Defor m ation of D raw ing R oad ofFullyM echanizedM i n ingW orking faceL i u M i n g 1W ang Zhangchu 2Du Guanghua3(1 Shandong Un i v ersity of Science and Techno l o gy ;2 X i n g long zhuang M i n e ,Yanzhou CoalM ine G roup ;3 X ieqiao M i n e ,H ua i n an M i n i n g Group)Abst ract :Co m bined w ith the practica l conditi o ns o f fully m echan ized m i n i n g w orking face ofX ieq iaoM i n e in Panx ie m ining area ,rules of surrounding rock defor m ation of dra w i n g road of fully m echanized m ining w or k i n g face w ere researched by m eans o f in-situ m easure m en,t and rules of surrounding rock defor m ation o f dyna m ic pressure gate way of f u ll y m echan ized m ini n g work i n g face w ere obta i n ed .The re search show ed that scope i n fl u enced by the m i n i n g w as 40~55m before the coa lw al.l There w ere obvious fl o or defor m ation o f the surrounding r ock of t h e dra w ing road and sides 'defor m ation i n this scope ,and there w as larger defor m ation in t h e sides .K eyw ords :Fully m echan ized m ining w or k i n g face ;Dra w ing road ;Ru le of defo r m ation回采巷道一般布置在煤层中,具有围岩性质软、服务年限短、受采动影响大的特点,如果支护方式方法选择使用不当,不仅造成巷道返修率高、维护费用大,而且大大影响煤矿的正常安全生产和矿井技术经济指标。
《巷道围岩峰后大变形过程的稳定性特征及锚固控制机理研究》范文
《巷道围岩峰后大变形过程的稳定性特征及锚固控制机理研究》篇一一、引言随着矿山、隧道、地下空间等工程项目的不断发展，对于巷道围岩的稳定性控制成为了重要的研究课题。
特别是峰后大变形过程的稳定性特征，对于保障工程安全具有重要的意义。
本文将就巷道围岩峰后大变形过程的稳定性特征进行探讨，并研究其锚固控制机理。
二、巷道围岩峰后大变形过程的稳定性特征巷道围岩在受到外力作用时，会经历一系列的变形过程。
其中，峰后大变形是指围岩在经过一次或多次峰前变形后，发生的较大幅度且较为复杂的变形过程。
该过程具有以下稳定性特征：1. 突变性：围岩的峰后大变形往往是在短时间内发生的，变形速度快，突变性强，需要迅速作出应对措施。
2. 不可逆性：峰后大变形一旦发生，围岩的稳定性往往会受到严重影响，且难以恢复到原来的状态。
3. 空间效应：围岩的峰后大变形往往伴随着空间效应的改变，如岩体的塌落、滑移等，对工程安全造成较大威胁。
三、锚固控制机理研究针对巷道围岩峰后大变形的稳定性问题，锚固控制是一种有效的手段。
锚固控制是通过在围岩内部设置锚杆、锚索等支护结构，对围岩进行加固和稳定的一种技术手段。
其控制机理主要包括以下几个方面：1. 提高围岩的承载能力：通过锚杆、锚索等支护结构的设置，可以有效地提高围岩的承载能力，使其能够承受更大的外力作用。
2. 改变围岩的应力状态：锚固控制可以通过调整支护结构的预应力，改变围岩的应力状态，使其处于更加稳定的状态。
3. 限制围岩的变形：锚固控制可以通过对围岩施加一定的约束力，限制其变形范围，从而保证工程的稳定性。
四、锚固控制的实施方法及注意事项针对巷道围岩峰后大变形的实际情况，锚固控制的实施方法包括以下几个方面：1. 选择合适的支护结构：根据围岩的实际情况，选择合适的支护结构，如锚杆、锚索等。
2. 设置合理的预应力：根据围岩的应力状态和变形情况，设置合理的预应力，以保证支护结构的有效性。
3. 加强监测与维护：在锚固控制过程中，需要加强监测和维护工作，及时发现并处理问题，保证工程的安全稳定。
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第30卷 第5期2010年9月西安科技大学学报J OURNAL OF XI AN UN I V ERSI T Y OF SC I E NCE AND TEC HNOLOGYV o.l30 N o 5Sept 2010文章编号:1672-9315(2010)05-0613-06复杂条件下厚煤层回采巷道围岩动态变形规律研究*王 蓬1,马志鹏2(1.陕西彬长矿业集团有限公司,陕西咸阳712000;2.靖远煤业集团有限责任公司,甘肃白银730913)摘 要:以某矿107工作面顺槽为依托,完成了锚杆(索)支护参数设计和FLAC数值仿真分析,分析了受工作面动压影响回采巷道围岩的变形规律,设计了现场监测方案,开展了围岩动态变形规律现场研究。
FLAC模拟和现场监测结果表明:受动压影响的厚煤层中回采巷道围岩变形距工作面不同距离可分为小变形、中变形和大变形三个不同区段,对于不用的变形区段应采取针对性的支护措施,以保证围岩的整体稳定性。
关键词:回采巷道;围岩变形规律;支护方案;FLAC模拟;现场监测中图分类号:TD32 文献标志码:A复杂条件下煤矿回采巷道围岩变形规律及其支护决策问题研究是影响煤矿安全生产的关键问题之一[1-3]。
厚煤层工作面回采巷道围岩软弱,同时受动压影响,自身服务周期短,需要寻求简单合理经济的支护能保证巷道稳定性,同时满足安全生产要求[4-6]。
开展厚煤层大采高复杂条件下的巷道动态变形规律研究,对于受动压影响的全煤巷道的稳定性评价与支护技术具有重要工程应用价值[7-10]。
1 工程概况某矿107工作面煤层厚7.2~22.54m,平均厚度15m,综放开采厚度9m,属特厚煤层开采。
107回风顺槽埋深395~428m之间。
巷道为矩形断面宽4.2m,高3.0m.直接顶为泥岩、砂质泥岩夹粉砂岩条带,厚度0.11~5.40m,易冒落,属不稳定顶板;老顶为中细粒砂岩,钙质胶结、坚硬,单向抗压强度79.1~ 111.8MPa,属坚硬稳定顶板。
直接底为质泥岩,遇水膨胀,巷道底鼓现象明显,层厚度1.13~7.89m,单轴抗压强度17.8~67.2M Pa,属不稳定不坚固底板。
为防止巷道遇水底鼓,107顺槽巷道底板预留1m厚煤层,整个巷道呈现三软特征。
巷道支护采用锚网索+托梁+喷层的联合支护方式,主要支护参数见表1.表1 锚杆(索)支护参数表T ab.1 Supporting para m e ters of anchor(cable)mm序号1顶锚杆长度间排距直径帮锚杆长度间排距直径锚 索长度间距型号22100800201600800206500160015.242 全煤动压回采巷道变形机理分析煤层采掘过程中,随着工作面的不断向前推进,采区一定范围的原有应力平衡状态被不同程度地打破,造成采场围岩内部的应力重新分布和围岩变形。
对于特厚煤层,采用综放开采这一影响明显,表现为支承压力动态传播的动压响应,直观反映为距工作面一定范围内的巷道变形。
采场顶板垮落形成的支承压力分布与巷道自身三软特征,使得受动压影响的厚煤层中回采巷道变形*收稿日期:2010-05-10通讯作者:王 蓬(1965-),男,陕西渭南人,高级工程师,主要从事采矿工程及相关领域研究工作.呈现出明显的域规律动态向前传播。
随着工作面向前推进,直接顶与老顶周期垮落,从而支承压力动态向前传播,变形域动态向前传播。
围岩变形最主要的影响因素是支承压力的动态传播,支承压力呈不规则分布,受多重因素影响。
按工作面前方的极限平衡区内支承压力的计算公式,塑性区内支承压力 p y为 p y=N0e2fx M1-s in1+s in .(1)式中 f为煤层和围岩接触面的摩擦系数;f=tan 0, 0为煤层和围岩接触面的内摩擦角;M为煤层开采高度; 为煤体内摩擦角;x为塑性区内任一点到煤壁的距离;N0为煤壁支撑压力。
N0=0cot 1+si n1-si n.(2)式中 0cot 为煤体自撑力。
综上,工作面前方塑性区内支承压力 p y为p y=0cot 1+si n1-si n e2fx M1-s in1+s in .(3)p y=K!H.(4)式中 K为应力集中系数;!为围岩容重;H为煤层埋深。
支承压力峰值点距离煤壁的距离为x0,则x0=M2f1+sin1-sinlnK!H0co t1+si n1-si n.(5)式(5)综合反映了支承压力峰值点分布规律同埋深、围岩压力、围岩性质、采高、开采设备支承力等多个参数对支持压力分布的影响。
选用实际参数计算,压力峰值点超前107工作面煤壁14.5m处。
3 围岩变形规律FLAC模拟3.1 模型的建立107工作面属厚煤层综放开采,同时留底煤防止巷道底鼓,使巷道顶、底、帮全部为煤岩,而呈现三软特性,采动影响使得巷道所处条件更加复杂。
建立数值模型进行分析,得出受采动影响的全煤顺槽在支护后随工作面推进的一般变形规律,为现场监测方案的设计提供参考。
模拟主要考虑直接顶与老顶垮落的实效性对巷道围岩的受力状况和变形的影响,据该矿其他工作面顶板垮落步距,模拟工作面老顶周期来压步距取为24m,综放开采高度为9.0m.计算模型见图1,模型的长、宽、高分别为50,40,40m.煤岩破坏计算选用摩尔-库仑屈服准则,计算参数见表2.表2 煤岩体计算参数T ab.2 M echan ica l para m e ters of rock m ass层号岩层岩性计算厚度/m体积模量/GPa剪切模量/GPa粘聚力/M Pa抗拉强度/M Pa内摩擦角/()密度/kg!m-3 1粗砂岩106.5 3.92.81.8382600 2泥岩54 2.41.91352200 38号煤1010.610.8281500 4泥岩154 2.51.913622003.2 计算结果综合考虑数值模型和实际情况,数值模拟选取5个回风顺槽变形计算观测断面,每个断面布置8个测点。
具体如图2所示。
从FLAC计算观测断面累计位移变化和测点位移变化速率两个方面来分析107回风顺槽随着工作面推进的围岩位移动态变化规律。
围岩位移变化速率仅选择变化明显的计算测点A作为代表进行分析。
从图3,4可分析以下结果。
1)随着工作面向前推进使得超前工作面不同距离的回风顺槽断面位移累计值与变化速率不同,超前工作面距离大于25m的断面,回风顺槽表面位移变化较小,各测点累计位移变化在10~39mm,位移速率为1.6~6.3mm;当超前工作面距离在10~25m时,回风顺槽断面表面变形明显,累计位移变化值都大于614 西安科技大学学报 2010年第5期王 蓬等:复杂条件下厚煤层回采巷道围岩动态变形规律研究图1 FLAC 模型F i g 1 T he FLAC m ode l(a)计算模型(整体) (b)开挖支护后模型(局部)图2 巷道变形计算观测断面及测点布置图F ig 2 L ayout o f ro ad w ay de for m ati on m onito ri ng sec ti ons and po ints图3 计算观测断面测点累计位移F i g 3 A ccu mu l a ti ve displace m ent of m easure points图4 A 测点位移速率变化曲线F i g 4 D i sp l acement rates of m easure point A25mm,位移速率为3~14.5mm;当超前工作面距离小于10m时,断面累计位移变化值在20~86.6mm,位移速率为11.7~22.9mm.前3次开挖,5个断面的位移速率均在增加;后两次开挖,除5-5断面外,其他监测断面的位移速率均不再增加。
当超前工作面距离小于10m 时,回风顺槽由于采区上部岩层垮落移动而导致回风顺槽表面位移增大。
2)分析表明,受采动影响的顺槽变形超前工作面不同距离可分为小变形、中变形和大变形3个不同区段。
对于107工作615面回风顺槽来说,超前工作面0~10m 左右为大变形区段,超前工作面10~25m 左右为中变形区段,超前工作面大于25m 左右为小变形区段。
3)顺槽的稳定性受采动影响很大,建议现场施工时,在大变形区段采用∀一梁三柱#加强回风顺槽超前支护强度,以控制回风顺槽围岩的快速变形。
在中变形区段也采用∀一梁两柱#进行超前支护,但单体液压支柱的间距可比大变形区段小;在小变形区段应该加强监测,进行适当维护,保证顺槽围岩的整体稳定性。
4 围岩变形规律现场监测4.1 监测方案考虑支承压力是回采巷道围岩变形规律的主要影响因素,通过对矿压同时监测相互印证分析。
综合该矿相似工作面回风顺槽变形特征、支承压力传播的一般规律及回风顺槽变形规律研究等多方面要求,在107回风顺槽每隔20m 布置一组∃十字型%收敛监测断面,共布置4组;同时每隔10m 布置一个矿压观测站,共布置3个测站(图5)。
图5 107工作面回风顺槽监测站布置F ig 5 M on it o ring station layout o f gate w ay road w ay of 107m i ning face4.2 监测结果由图6分析可知,顶底移近与两帮收敛变化率呈现一定的规律性和阶段性,即在超前工作面60m 处开始收敛,60~30m 变化率小于5mm;10~30m 及小于10m 的2个区段顶底板移近速度较快,变化率范围分别在4~18mm 和6~135mm .在顶煤垮落、直接顶垮落和初次来压时,移近量有明显突变。
由初次来压数据看,顺槽的顶底板变化移近量最大达到了135mm ;回风顺槽顶底与两帮表面变形随着工作面的推进,支承压力向前传播而位移变化速率不同。
图6 各监测断面收敛变化率曲线F i g 6 Conve rgence rates of every mon i to ri ng secti on(a)B1监测断面 (b)B2监测断面 (c)B 3监测断面 (d)B4监测断面107综放面煤层回采以后,采空区上方岩层重量将向采空区周围新的支承点转移,从而在采空区四周形成支承压力带。
支承压力随工作面推进而不断向前转移,由图7可知,107综放面超前支承压力峰值在超前工作面10~15m 之间,该处顶底板移近速率值较大,同样可以为峰值支承压力点作印证,理论分析计算峰值点也相吻合。
在距煤壁0~10m 由于老顶的作用而使得压力较小,这同支承压力分布的一般规律相同。
支承压力影响范围受采深、采高、开采方式、围岩性质等多重因素影响而不同,一般超前工作面20~60m.边缘煤体遭到破坏后已基本上失去承载能力,上覆岩重即向煤体深部转移,从而形成沿倾斜方向的支承压力影响带。
该带由煤体边缘算起的总影响范围对107顺槽为15~30m;其中支承压力峰值距616 西安科技大学学报 2010年第5期王 蓬等:复杂条件下厚煤层回采巷道围岩动态变形规律研究图7 支承压力分布规律监测曲线F i g 7 D istri buti on law o f abut ment pressure 煤体边缘的距离(相当于塑性区宽度)为10~15m.受到支承压力严重影响的区域不是一个点,而是一个影响范围。