小保当煤矿强动压巷道破坏机理与围岩控制研究
两次采动影响下底板巷道围岩控制技术研究的开题报告
两次采动影响下底板巷道围岩控制技术研究的开题报告一、研究背景和意义在矿井开采过程中，底板巷道的围岩控制是一个重要的问题。
底板巷道的围岩稳定性对于保障矿井生产和安全有着至关重要的作用。
然而，底板巷道的围岩变形和破坏往往难以控制，因此需要研究控制底板巷道围岩的方法和技术，以提高矿井生产效率和安全性。
近年来，随着煤矿采煤深度加深和采动规模的扩大，底板巷道的围岩控制面临更加严峻的挑战。
采动影响是围岩变形和破坏的重要原因之一。
底板巷道的围岩受到多次采动影响后，其稳定性更加差，控制难度也更大。
因此，研究两次采动影响下底板巷道围岩控制技术，对于解决底板巷道围岩控制难题，提高矿井生产效率和安全性都有着重要的意义。
二、研究内容和方法本研究的主要内容是研究两次采动影响下底板巷道围岩控制技术。
具体研究内容包括以下几个方面：1.分析两次采动对底板巷道围岩的影响机理，研究其变形和破坏规律。
2.探究采用支护结构控制底板巷道围岩的方法，提出合适的支护结构设计方案。
同时，结合岩体力学和数值模拟方法，对支护结构的稳定性进行评估。
3.针对底板巷道围岩的变形和破坏特点，研究新型的围岩加固技术和控制方法。
本研究采用实验研究和数值模拟相结合的方法。
通过实验研究和数值模拟，分析底板巷道围岩在两次采动下的变形和破坏规律，探究支护结构的有效性和稳定性。
同时，通过对现有围岩加固技术的研究，提出新型的围岩加固技术和控制方法，以应对底板巷道围岩的变形和破坏。
三、研究预期结果和意义本研究的预期结果包括：1.深入分析两次采动影响下底板巷道围岩的变形和破坏规律，为后续的支护设计和围岩加固提供科学依据。
2.探究多种支护结构的设计方案和评估方法，为不同条件下底板巷道围岩的支护设计提供指导和参考。
3.提出新型的围岩加固技术和控制方法，为底板巷道围岩的长期稳定性提供保障。
本研究对于解决底板巷道围岩控制难题，提高矿井生产效率和安全性具有重要的意义。
同时，本研究所提出的支护设计方案和围岩加固技术，还可以为其他类似工程的设计和施工提供指导和参考。
煤矿井下巷道围岩破坏分析及控制对策
煤矿井下巷道围岩破坏分析及控制对策作者：樊俊豪来源：《科技资讯》2012年第24期摘要：本文通过对煤矿井下巷道围岩破坏因素进行科学的分析，提出了利用与提高围岩强度、利用注浆技术提高围岩承载能力的两个煤炭井下巷道围岩破坏控制技术，从而为安全、经济、有效、环保的解决煤矿井下巷道的围岩破坏控制提供科学的参考。
关键词：围岩破坏围岩强度注浆技术中图分类号：TD94 文献标识码：A 文章编号：1672-3791（2012）08（c）-0074-01随着我国浅部煤炭赋存量的逐渐枯竭，煤炭开采越来越趋于深部开采。
由于目前我国煤炭井工开采技术得到了长足的发展，所以冲击地压引起的巷道围岩的破坏已经成为制约煤炭生产的重要因素。
这是由于煤炭开采的深度增加以后，会导致围岩的自重压力以及冲击地压的不断增强，与此同时还有可能引发巷道围岩周围岩体的承载力，岩石软化、膨胀的情况等发生变化，常常会引起巷道周围岩体的剪应力破坏、巷道失稳等现象，造成严重的煤炭安全事故。
由此可见，如何加强煤炭井下巷道围岩稳定性已经成为现阶段我国煤炭开采领域的关键课题。
现阶段我国对于想到围岩破坏的研究仅适用于浅部开采的地质条件，不能解决煤矿井下深部开采的矿压规律以及顶板管理等出现的问题。
本文通过对煤矿井下巷道围岩破坏原因进行科学的分析，旨在提出切实有效的控制煤矿井下巷道围岩破坏的对策。
1 煤矿井下巷道围岩破坏因素分析煤矿井下开挖过程中，不可避免会破坏煤岩体的原岩应力，从而导致巷道周围的应力重新分布，既有可能引发巷道围岩的应力集中。
煤矿井下巷道主要会出现的围岩破坏情况为顶板下沉、底鼓、片帮、岩石冒落等，严重的会导致顶板垮塌、棚梁弯曲等现象。
虽然巷道是否穩定是由围岩的承载能力与承受载荷之间关系决定的。
然而巷道围岩的破坏因素却非常复杂。
经过笔者多年对煤矿巷道稳定性的研究，总结出以下几方面的煤矿井下巷道围岩破坏因素。
具体内容如下：（1）煤矿井下巷道的位置选择。
由于煤炭资源一般赋存在抗风化能力较弱、岩石孔隙性不发育的岩体中。
巷道围岩连锁冲击破坏机理及稳定控制方法研究
巷道围岩连锁冲击破坏机理及稳定控制方法研究
李皎;刘阳;刘心强;张崟峰;静涛;蒋帅
【期刊名称】《煤炭技术》
【年(卷),期】2024(43)1
【摘要】利用虚拟交界面将巷道围岩整体结构分成若干岩体单元和弹性单元,建立巷道围岩连锁冲击破坏理论及其力学结构模型,分析了不同静载、动载组合巷道围
岩连锁破坏形式,建立了连锁破坏的力学方程和能量方程,揭示了巷道围岩储能结构、阻力结构在冲击启动和破坏过程中的作用和影响机制。
研究表明,冲击地压是动力
扰动诱发煤岩体内部弹性能突然释放的结果,其中煤岩体储能结构是冲击破坏的内
因和动力源泉,动载诱发局部岩体破坏和能量连续释放;煤岩体冲击破坏时,其整体结构转变为向巷道自由空间运动的多滑块(岩体单元)结构,各滑块间存在相对运动、挤压以及弹性单元触发产生的冲击力,使各岩体单元的速度和加速度均处在动态变化
当中;巷道围岩防冲控制的有效思路是调整巷道围岩整体结构,合理分布储能结构和
冲击阻力结构,主动破坏能量持续解锁所需的弹性单元,使巷道周边围岩由储能结构
转变为阻力结构区域。
【总页数】6页(P24-29)
【作者】李皎;刘阳;刘心强;张崟峰;静涛;蒋帅
【作者单位】山东义能煤矿有限公司;中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点
实验室;徐州大月尔科技有限公司
【正文语种】中文
【中图分类】TD324
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受动压影响巷道的围岩稳定性控制研究
２０１６年第 １期
。 始茬钭枝
５
（１）巷道围岩性质差 。巷 道围岩主要以泥岩 、 粉砂 质泥岩 、泥质砂岩 和炭质泥岩 为主 ，部分 围岩 强度 较弱 ，抗 风化能力 差 ，遇水后 易膨胀 、崩 解 ， 岩石流变显著 ，使 巷道 变形急剧 增加。
Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｓｕｐｐｏｒｔ ｅｆｅｃｔ ｏｆ ｔ ｈｅ ｐｒｉｍａｒｙ ｓｕｐｐｏｒ ｔ ａｎｄ ｔ ｈｅ ｓｕｐｐｏｒｔ ｏｆ ｔ ｈｅ ｌａｒｇｅ ｔｕｎｎｅｌ ｉｎ ｔｈｅ ｎｏｒ ｔｈ ｗｉｎｇ ｏｆａ ｍｉｎｅ，ｔｈｅ ｉｄｅａ ｏｆ”ｆｉｒｓｔ ｌｅｔ ｔｈｅ ｄｉｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｃｌａｓｓｉｆ ｉｃａｔｉｏｎ ｓｕｐｐｏｒ ｔ”ｉｓ ｐｕｔ ｆｏｒｗａｒｄ．Ａｎｄ ｃａｒｒｙ ｏｕｔ ｆ ｉｅｌｄ ｉｎｄｕｓｔｒ ｉａｌ ｔｅｓｔ，ａｎｄ ａｃｈｉｅｖｅｄ ｇｏｏｄ ｒｅｓｕｌｔｓ，ｐｒｏｖｉｄｅ ｔｈｅ ｂａｓｉｓ ｆｏｒ ｔ ｈｅ ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎ ａ ｎ ｄ ｓａｆｅ ａｎｄ ｅｆ ｉｃｉｅｎｔ ｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ ｏｆｔ ｈｅ ｍｉ ｎｅ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｐｐｏｒｔ ｓｕｐｐｏｒｔ ｅｆｅｃｔ ｆ ｉｒｓｔ ｌｅｔ ｔ ｈｅ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ａｆｔｅｒ ｓｕｐｐｏｒｔ ｄｉｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｃｌａｓｓｉｆ ｉｃａｔｉｏｎ ｓｕｐｐｏｒ ｔ
１ 工程地 质概 况
北 翼 辅 助运 输 大 巷平 段 掘进 时 穿过 麦 里 沟 向 斜 ，地 层 倾 向由北 东 东 向变 为南 西 西 向 ，地 层倾 角 ８．６－１５。；北翼 辅助运输大 巷斜段 （１８。上 山 ）掘 进 时将 穿过 ＤＦ６断层 （ ４５。，Ｈ＝０～１０ ｍ）、ＤＦ７ 断 层 （ ５０。，Ｈ＝０－４５ ｍ）和 ＤＦ８断 层 （ ３０。， Ｈ＝０～４ ｍ ）。该巷道 自下 而上穿过 ３ 煤 、延安 组上 部地层 ，预计巷道揭露 围岩主要为 ３ 煤 、各粒级砂 岩及砂 泥岩 ，属层状沉 积岩类 ；岩性变化 较大 ，岩
《多次采动影响下大巷群围岩变形机理及全断面协同控制技术研究》范文
《多次采动影响下大巷群围岩变形机理及全断面协同控制技术研究》篇一一、引言在煤炭资源开采过程中，随着矿井开采深度的不断增加，巷道群因多次采动作用的影响，其围岩的稳定性变得越来越重要。
尤其是在大巷群环境下，围岩的变形问题直接关系到矿井的安全生产和经济效益。
因此，研究多次采动影响下大巷群围岩的变形机理，以及提出有效的全断面协同控制技术，对于保障矿井安全、提高生产效率具有重要意义。
二、多次采动影响下大巷群围岩变形机理（一）问题概述随着采矿作业的持续进行，巷道周围的围岩会受到多次采动的影响，产生应力重分布和变形。
大巷群围岩的变形不仅与采矿工艺、地质条件等因素有关，还与巷道群的空间布局、支护方式等密切相关。
因此，研究围岩的变形机理，对于预测和控制围岩的变形具有重要意义。
（二）变形机理分析在多次采动影响下，大巷群围岩的变形主要表现在以下几个方面：一是由于采空区形成和上覆岩层的移动导致的垂直位移；二是由于侧向支承压力和岩体剪切导致的水平位移；三是由于岩石流变特性引起的长期变形。
这些变形现象的机理涉及了力学、地质学和岩石学等多个学科的知识。
（三）影响因素分析影响大巷群围岩变形的因素主要包括地质条件、采矿工艺、支护方式等。
其中，地质条件如岩性、地层结构、地应力等是影响围岩变形的重要因素；采矿工艺如开采顺序、回采率等也会对围岩的稳定性产生影响；支护方式如支护强度、支护时机等则直接关系到围岩变形的控制效果。
三、全断面协同控制技术研究（一）技术概述全断面协同控制技术是一种针对大巷群围岩变形的控制技术，旨在通过多种手段和方法，实现对围岩变形的有效控制和预防。
该技术涉及了力学分析、监测技术、支护技术等多个方面。
（二）技术方法1. 力学分析：通过对大巷群围岩的力学性质进行分析，了解其应力分布和变形特征，为制定有效的控制措施提供依据。
2. 监测技术：利用现代监测设备和技术手段，实时监测围岩的变形情况，为控制措施的调整提供依据。
3. 支护技术：根据围岩的变形情况和应力分布特征，选择合适的支护方式和支护参数，实现对围岩的有效支护。
深部厚煤层开采强采动煤巷围岩控制技术研究
深部厚煤层开采强采动煤巷围岩控制技术研究
董社
【期刊名称】《能源与环保》
【年(卷),期】2024(46)5
【摘要】深井厚煤层开采强采动煤巷面临着深部高应力复杂环境、围岩裂隙高度发育拓展以及采掘扰动影响范围大的地质难题。
为了探究深部厚煤层开采强采动煤巷围岩控制的合理方案,以古汉山煤矿1605采煤工作面回风巷为工程背景,采用数值模拟、理论分析和现场实践相结合的方法开展深部厚煤层开采强采动煤巷围岩破坏机理及控制技术研究。
通过引入偏应力第二不变量(J_(2))研究指标以克服传统单一应力指标缺陷,研究了超前工作面不同位置时的巷道围岩偏应力第二不变量及巷道围岩塑性区分布特征,揭示了工作面超前段巷道围岩变形破坏机理,针对性地提出了“巷帮全锚索固帮+顶板锚杆索联合撑顶+顶帮钢筋网敷设”的围岩综合控制技术。
现场工程实践表明,巷道两帮和顶底板最大移近量在可控范围内,实现了对深部厚煤层开采强采动煤巷围岩的有效控制。
【总页数】6页(P276-281)
【作者】董社
【作者单位】河南能源集团有限公司焦煤公司古汉山矿
【正文语种】中文
【中图分类】TD353
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强烈动压巷道围岩变形破坏机理及加固技术
强烈动压巷道围岩变形破坏机理及加固技术郭相平1,2(1．天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京100013;2．煤炭科学研究总院开采研究分院,北京100013)[摘㊀要]㊀以常顺煤矿9105进风巷为研究对象,采用理论分析的方法对受强烈动压影响巷道围岩的破坏机理进行深入研究,结合工程经验确定了9105进风巷围岩变形控制技术对策,制定了高预应力强力全锚索支护方案与支护参数㊂9105进风巷支护试验结果表明:高预应力强力锚索支护技术对强烈动压巷道服务期间围岩变形控制效果显著,提高了常顺矿煤炭资源利用率,为矿井后续强烈动压巷道的使用提供技术依据㊂[关键词]㊀强烈动压;破坏机理;全锚索支护;围岩控制[中图分类号]TD353㊀[文献标识码]A㊀[文章编号]1006-6225(2016)06-0057-04Surrounding Rock Deformation Mechanism and Reinforcement Technology ofRoadway with Strong Dynamic Pressure RoadwayGUO Xiang-ping 1,2(1．Coal Mining &Designing Department,Tiandi Science &Technology Co．,Ltd．,Beijing 100013,China;2．Mining Institute,China Coal Research Institute,Beijing 100013,China)Abstract :It taking 9105air intake roadway of Changshun coal mine as background,the broken mechanism of surrounding rock in roadway that influenced by strong dynamic pressure was analyzed deeply,surrounding rock deformation control measures of 9105air in-take roadway was determined with engineering experience,and high prestress strengthen cables supporting scheme and its parameters were formulated．The practical in 9105air intake roadway showed that surrounding rock deformation control during service period of strong dynamic pressure roadway with high prestress cables supporting technique was obviously,coal resource utilization of Changshun coal mine was improved,it references for similar situation．Key words :strong dynamic pressure;broken mechanism;fully cable supporting;surrounding rock control[收稿日期]2016-05-16[DOI]10．13532/j．cnki．cn11-3677/td．2016．06．016[基金项目]自然科技基金青年基金项目(51304119);天地科技创新基金项目(KJ -2015-TDKC -14)[作者简介]郭相平(1980-),男,安徽庐江人,副研究员,硕士,长期从事巷道支护的研究与推广工作㊂[引用格式]郭相平．强烈动压巷道围岩变形破坏机理及加固技术[J ].煤矿开采,2016,21(6):57-60,64．㊀㊀随着煤炭资源开采强度的逐年加大,越来越多的矿井存在着大量的动压复用巷道㊂这类巷道不仅要经受本工作面回采过程中超前压力的影响,还要受本工作面强烈的滞后动压影响,在经历两次动压影响后保留下来为下个工作面服务,在服务下个工作面过程中还需要经历下个工作面的超前压力影响,动压复用巷道与普通的工作面巷道相比,其巷道围岩变形控制的难度更大㊂目前,国内外对动压巷道围岩稳定控制进行了较多的研究㊂郭忠平[1]采用数值模拟的方法对动压巷道变形及超前支承压力进行了分析,认为超前支承压力的峰值位于弹性区和塑性区的交界处,顶底板移近速度的峰值滞后压力峰值一段距离;康红普[2-4]认为预应力及其扩散是高预应力强力锚杆支护系统的核心,架棚支护和低预应力锚杆支护实际上是在等待巷道变形以后支护体才能发挥作用,只有高预应力强力支护才是真正的主动支护,预应力的扩散在支护中起到很重要的作用,为了将施加在锚杆锚索上的预应力扩散到更深更远的围岩中,应该选取护表面积大的护表构件㊂由于受到顶板冒落易造成重大的伤人事故,而巷帮变形经处理就能满足使用的思想的影响,目前国内煤矿巷道支护均重顶板而轻两帮,部分学者[5-6]针对这种情况对动压巷道的巷帮进行了重点支护取得了良好的效果㊂本文针对晋能集团常顺煤矿9105胶带巷受9104工作面回采强烈采动影响并留巷的支护难题,分析了9105胶带巷破坏因素和控制机理,提出了巷道加固支护方案,并进行了工业试验㊂1㊀工程概况山西晋能集团常顺煤矿9104胶带巷是9103工作面的尾巷,在经历9104工作面的回采动压影响后留巷为9104工作面服务㊂9104胶带巷与9103回风巷之间的净煤柱宽度为15m,巷道掘进期间支75第21卷第6期(总第133期)2016年12月煤㊀矿㊀开㊀采COAL MINING TECHNOLOGYVol．21No．6(Series No．133)December㊀2016护强度偏低,在发现巷道已经发生较大变形后全巷进行强力锚索补强支护,但使用的是槽钢托板㊁U 型钢托板等护表面积较小的托板,补强效果较差,最终9104进风巷留巷失败,后又预留15m 煤柱重新掘进了一条进风巷才保证了9104工作面的正常回采㊂现在9105工作面进风巷遇到了相同的问题,前期支护比较简单,如果重蹈9104工作面的覆辙将给煤矿带来较大的经济损失,并且严重打乱了煤矿正常的衔接计划,针对此问题,开展9105工作面进风巷加固措施的研究,确保矿井正常生产㊂2㊀9105工作面进风巷动压变形破坏分析2．1㊀巷道掘进期间支护9105胶带巷的支护材料:锚杆材质为335号螺纹钢锚杆,杆体直径20mm,长度2000mm,锚索为1ˑ7股高强度低松弛预应力钢绞线,直径17．8mm,长度8250mm,W 钢带型号为W235/250/3-4300-6,锚杆托板为100mm ˑ100mm ˑ10mm的平垫片,锚索托板为14号槽钢,长度400mm,锚杆锚索同布在W 钢带上,网片为10号铁丝编织而成的经纬网,网孔规格50mm ˑ50mm,锚固剂型号为MSCK120,9105胶带巷煤柱侧帮采用螺纹钢锚杆进行支护,工作面侧采用玻璃钢锚杆进行支护㊂巷道顶板锚杆设计预紧扭矩150N㊃m,巷帮金属锚杆设计预紧扭矩120N㊃m,玻璃钢锚杆设计预紧扭矩40N ㊃m,锚索设计预紧力100kN,9105胶带巷掘进期间锚杆支护布置如图1所示㊂图1㊀9105胶带巷支护参数2．2㊀巷道围岩结构窥视煤矿井下巷道围岩是一个非常复杂的地质体㊂与其他工程材料相比,巷道围岩内部含有各种类型的不连续面,如节理㊁裂隙㊁离层㊁层理等,这些不连续面都能对岩体的强度特征和变形特征进行显著地改变,导致岩块与岩体的强度相差极大㊂为了分析动压巷道的变形机理和更精确地设计加固参数,在9105胶带巷进行了巷道围岩结构窥视㊂窥视结果显示,在经受回采动压之前,巷道浅部已经发生了变形,从图2可以看出,巷道顶板的破坏范围已经达到2．5m,巷帮的破坏范围已经达到2m,表面位移监测数据显示巷道基本未发生变形㊂图2㊀9105胶带巷围岩结构窥视照片2．3㊀原支护效果分析巷道围岩结构窥视结果表明,巷道顶板的破坏范围已经达到2．5m,巷帮的破坏范围已经达到2m,而锚杆的长度为2m,也就是说锚杆锚固范围内的围岩已经破碎,锚杆的作用只是在一定程度上加固了破碎的围岩体,无法起到悬吊作用,如果围岩破碎比较严重,锚固剂已失去其锚固作用,此时的锚杆相当于虚设,根本起不到加固作用㊂由此可见,能够保持巷道不垮的主要支护为锚索㊂2．4㊀动压巷道围岩变形破坏分析常顺煤矿留巷巷道围岩变形破坏的根本原因是强烈回采动压影响所致,客观原因是巷内初次支护强度和刚度较低,不能有效抵抗围岩的大变形,导致动压作用时发生了围岩的大变形㊂具体来说,巷道初期围岩已破坏,在动压的作用下,破碎围岩变形错动导致垮落,尽管有钢带及网辅助支护,但破碎围岩已与完整顶板脱离,形成大面积的网包,这些网包全靠锚索悬吊,锚杆的作用已微乎其微㊂巷帮锚杆起锚高度偏高,导致帮部支护系统对巷帮底部煤体的控制作用降低,所有这些导致了巷道在未经受回采动压之前帮顶浅部已经破坏到锚杆锚固位置㊂在经受回采动压影响后,由于动压剧烈,支护系统强度和刚度都偏低,裂隙迅速扩展,导致巷道报废㊂85总第133期煤㊀矿㊀开㊀采2016年第6期3㊀巷道加固措施分析针对该类巷道,在巷道未经受动压之前应采取补强措施,巷道浅部虽有裂隙和破坏发生,但裂隙开度小,破坏范围有限,根据高预应力强力支护理论并结合以往工程经验,如果采取高预应力支护系统对围岩进行补强支护则能控制该类巷道围岩的变形㊂鉴于巷道围岩裂隙已经延伸到锚杆锚固区,因此采用锚索对该类巷道进行补强支护㊂研究表明[7],随着锚索长度的缩短,锚索能及时对支护范围内节理裂隙的张开施加大变形抗力㊂鉴于此规律,本文采用数值模拟法模拟不同长度的锚索在同一预紧力下所产生的预应力场(见图3)㊂模拟的锚索直径为21．6mm,锚索长度分别为5m,6m,7m和8m,锚固长度1970mm,预紧力250kN㊂从图3模拟结果中可以看出,锚索长度为5m时,所产生的支护压应力为0．2~0．25MPa,并且由于自由段相对较短,在顶板中间形成了一个高预应力核将锚索锚固端和孔口端连成一体,说明支护效果较好;当锚索长度为6m时,所产生的支护压应力值为0．2MPa左右,应力值有所降低,并且由于自由段加长了1m,连接在锚固端和孔口端的应力核消失了,说明支护效果略有降低;当锚索长度为7m和8m时,所产生的支护压应力降到0．1 ~0．15MPa,支护效果进一步降低㊂因此,在合理的锚索长度范围内,短锚索支护的效果比长锚索好㊂根据模拟结果㊁顶板岩性及原支护方式最终选择加固锚索的长度为5300mm㊂4㊀支护方案及支护参数的确定依据动压巷道强力锚索支护的特点,结合具体的9105胶带巷工程地质条件,运用FLAC3D模拟软件,分别对常顺煤矿9105胶带巷的锚索间距㊁排距㊁锚索直径和锚索长度等支护参数进行模拟分析,最终确定高预应力强力锚索支护方案㊂4．1㊀顶板支护参数顶板锚索直径为21．6mm,长度5300mm,是1ˑ7股低松弛高预应力钢绞线,采用3支不同速度的锚药进行锚固,1支快速锚药规格为MSK2335, 2支中速锚药的规格为MSZ2360㊂锚索呈矩形布置,锚索间距1100mm,锚索排距800mm,锚索配套的托板为高强度拱形托板,规格为300mmˑ300mmˑ16mm,锁具的力学性能要与锚索配套,锚索破断力大于500kN,顶板锚索初张力大于250kN㊂图3㊀不同锚索长度产生的支护应力场95郭相平:强烈动压巷道围岩变形破坏机理及加固技术2016年第6期钢筋网片采用直径为6．5mm的钢筋焊接而成,网孔规格为100mmˑ100mm,网片规格为2300mmˑ1000mm,每排2片,钢筋网采用勾接的方式连接,勾接长度100mm,并用双股16号绑丝孔孔相连㊂具体9105胶带巷顶板补强支护布置如图4所示㊂图4㊀9105胶带巷顶板补强支护4．2㊀两帮支护参数巷帮锚索直径为21．6mm,长度4300mm,1ˑ7股低松弛高预应力钢绞线,采用3支不同速度的锚药进行锚固,1支快速锚药的规格为MSK2335,2支中速锚药的规格为MSZ2360㊂锚索呈矩形布置,间距1000mm,排距800mm,锚索配套的托板为高强度拱形托板,规格为300mmˑ300mmˑ16mm,锁具的力学性能要与锚索配套,锚索破断力大于500kN,顶板锚索初张力大于250kN㊂钢筋网片采用直径为6．5mm的钢筋焊接而成,网孔规格为100mmˑ100mm,网片规格为2800mmˑ1000mm,每排2片,钢筋网采用勾接的方式连接,勾接长度100mm,并用双股16号绑丝孔孔相连㊂具体9105胶带巷两帮补强支护布置如图5所示㊂5㊀工业应用效果分析为了监测常顺煤矿9105胶带巷围岩活动规律及支护效果,巷道补强期间在9105胶带巷切眼附近向外间隔25~100m安装了5组巷道表面位移观测测站,这5组测站位于距巷口975m,950m, 925m,900m和800m左右处,对不同位置的巷道围岩变形进行了动态监测㊂这些典型测站观测结果表明:9105胶带巷两帮最大移近量330mm,顶底板最大移近量600mm,图5㊀9105胶带巷两帮补强支护其中底鼓量500mm以上,正常情况下巷道底鼓量在250mm左右,底鼓量达到500mm区域是工作面初采影响区域,在初采阶段由于采面顶板高顶引起初采缓慢,压在煤柱上的压力没有及时释放,最终引起巷道底鼓较大,尽管巷道在回采期间局部范围巷道底鼓量㊁两帮移近量比一般巷道大,但基本能够满足正常生产及安全的要求,说明高预应力强力锚索支护系统控制围岩变形能力强,在对动压巷道未受动压前进行补强支护,能有效地控制围岩强烈变形㊂6㊀结㊀论(1)常顺煤矿动压巷道围岩变形的根本原因是受回采的强烈动压影响,客观原因是由于初期支护强度偏低造成的㊂(2)数值模拟的结论是短锚索比长锚索在相同的预紧力条件下,支护效果更好,现场工业试验证明,高预应力强力短锚索支护系统控制巷道围岩变形的能力更强㊂(3)根据常顺煤矿具体的动压复用巷道的特点,提出了9105胶带巷巷道加固支护设计㊂同时通过对9105胶带巷的数值模拟分析,制定了高预应力强力锚索补强支护系统,并确定了相应锚索间距和排距㊂井下工业试验结果说明9105胶带巷在服务期间巷道两帮和顶板变形控制效果明显,为常顺煤矿后续动压复用巷道的加固提供了技术依据㊂(下转64页)06内,坝体在采动过程中始终具有足够的强度㊂库区综采放顶煤开采后导水裂缝带上方尚存在100多米的完整岩层,说明综放条件下存在弯曲下沉带㊂由于坝体坐落于弯曲下沉带上方,由完整岩层承托,故坝体下开采不会发生突然下沉情况,其移动和变形是连续和平缓的,从而为大坝的维修加固提供了有利条件㊂根据预计结果坝体最大下沉值为7．878m,而坝高7．00m㊂因此,为了正常发挥水库的功能,开采过程中应根据沉陷预测结果和井下开采进度对水库坝体进行加高加固处理[8]㊂4㊀结㊀论(1)根据大平煤矿综采放顶煤条件下覆岩破坏规律研究成果,大平煤矿水库下开采导水裂缝带不会波及到水库水体,地表水不会通过地表裂缝与导水裂缝带沟通而溃入井下,水库下采煤是安全的㊂(2)根据开采沉陷预测结果和弹性力学理论计算,坝体在局部可能产生裂缝,但坝体在采动过程中是稳定的,坝体下开采是安全的㊂(3)坝高7．00m,根据预测坝体最大下沉值为7878mm,为了正常发挥水库的功能,开采过程中应根据沉陷预测结果和井下开采进度对水库坝体进行加高加固处理㊂(4)大平煤矿水库下自东向西依次布置5个综放工作面,分别为S2S9,S2S8,S2S7,S2S6及S2S5工作面,其中S2S9综放工作面于2012年12月回采完毕㊂沉陷段坝体根据开采沉陷预测结果采用先期一次性加高培厚处理的方法,坝体为粉质黏土均质坝,考虑坝体在沉陷过程中有裂缝产生,沉陷期在坝体上游坝坡设复合土工膜防渗,膜体在铺设过程中沿坝体纵向每隔5m 设一伸缩节,沉陷期护坡采用沙袋防护,稳沉后采用砌石护坡㊂生产实践表明在采取坝体加高加固处理等措施的条件下实现水库坝体下综放安全开采是可行的㊂[参考文献][1]康永华．我国煤矿水体下安全采煤技术的发展及展望[J].华北科技学院学报,2009,6(4):19-26．[2]戴华阳,廖孟光,孟宪营,等．峰峰矿区九龙矿水库下采煤安全性分析[J].煤炭学报,2014,39(S2):295-300．[3]国家煤炭工业局．建筑物㊁水体㊁铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程[M].北京:煤炭工业出版社,2000．[4]陈俊杰,郭文兵,邹友峰．大型水体下顶水安全开采的可行性研究[J].中国安全科学学报,2011,21(2):57-62．[5]郭文兵,邵㊀强,石显怡．水库坝体下厚煤层放顶煤协调开采技术[J].煤炭科学技术,2013,41(9):133-137．[6]李㊀强．大平矿水库下特厚煤层综放安全开采理论与测控技术研究[D].阜新:辽宁工程技术大学,2013．[7]许国胜．赵城水库下煤炭开采安全性研究[J].煤矿安全,2013,44(4):43-45,48．[8]武㊀雄,汪小刚,段庆伟,等．重大水利工程下矿产开采对其安全影响评价及加固措施研究[J]．岩石力学与工程学报,2007,62(2):338-346．[责任编辑:徐乃忠]ʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏ(上接41页)[7]杨振茂,马念杰,孔㊀恒,等．以地应力为基础的锚杆支护设计方法[J].岩石力学与工程学报,2003,22(2):270-275．[8]黄㊀旭,马念杰,白晓生,等．煤巷锚杆支护设计中的围岩地质力学评估方法[J].煤炭科学技术,2005,33(8):51-55．[9]杨振茂,马念杰,孔㊀恒,等．玻璃钢锚杆的试验研究[J].煤炭科学技术,2002,30(2):42-45．[10]李英明,石建军,马念杰,等．新型玻璃钢锚杆及其在煤帮支护中的应用研究[J].中国煤炭,2009,35(7):41-43,70．[11]何㊀杰,吴建星．高强玻璃钢锚杆承载特性及应用研究[J].煤炭技术,2015,34(12):42-44．[12]马进功．高效短壁开采极不规则边角煤技术研究[J].煤炭科学技术,2015,43(11):63-64,66．[13]郝万东．短壁机械化开采技术在小窑残留煤柱回采中的应用[J].煤矿安全,2014,45(12):153-155．[14]刘金凯,赵健健,张春雷,等．厚煤层小窑复采区放顶煤开采矿压显现规律研究[J].煤炭工程,2013,45(11):79-82．[责任编辑:邹正立]ʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏʏ(上接60页)[参考文献][1]郭忠平．动压巷道变形及超前支承压力数值模拟分析[J].煤炭科学技术,2002,30(7):52-53．[2]康红普,姜铁明,高富强．预应力在锚杆支护中的作用[J].煤炭学报,2007,32(7):673-678．[3]康红普,林㊀健,吴拥政．全断面高预应力强力锚索支护技术及其在动压巷道中的应用[J].煤炭学报,2009,34(9):1153-1159．[4]康红普,王金华．煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社,2007．[5]单仁亮,孔祥松,蔚振廷,等．煤巷强帮支护理论与应用[J].岩石力学与工程学报,2013,32(7):1304-1314．[6]何㊀杰．强烈动压巷道受力不对称特性及帮强控制研究[J].煤矿开采,2014,19(6):60-63．[7]王子越．树脂锚杆锚固质量和杆体变形特征研究[D].北京:煤炭科学研究总院,2014．[责任编辑:王兴库]46。
浅析深埋强扰动小煤柱沿空掘巷及围岩控制技术王丁酉
浅析深埋强扰动小煤柱沿空掘巷及围岩控制技术王丁酉发布时间：2021-08-11T06:20:51.895Z 来源：《中国科技人才》2021年第12期作者：王丁酉[导读] 小煤柱沿空掘巷是提高煤炭资源采出率、改善回采巷道受力环境、避免形成孤岛开采、预防冲击地压灾害的重要方法和途径。
本文以蒲白建新煤化4212工作面为工程研究背景，采用理论分析、数值计算和现场试验的方法，分析小煤柱沿空掘巷上覆岩层结构特征、应力分布变化规律和围岩破坏特征，提出小煤柱沿空掘巷围岩控制支护技术，确保巷道围岩变形在合理范围内，现场试验效果良好，为类似地质条件下小煤柱沿空掘巷围岩控制技术提供经验借鉴。
王丁酉陕西陕煤蒲白矿业有限公司陕西省摘要：小煤柱沿空掘巷是提高煤炭资源采出率、改善回采巷道受力环境、避免形成孤岛开采、预防冲击地压灾害的重要方法和途径。
本文以蒲白建新煤化4212工作面为工程研究背景，采用理论分析、数值计算和现场试验的方法，分析小煤柱沿空掘巷上覆岩层结构特征、应力分布变化规律和围岩破坏特征，提出小煤柱沿空掘巷围岩控制支护技术，确保巷道围岩变形在合理范围内，现场试验效果良好，为类似地质条件下小煤柱沿空掘巷围岩控制技术提供经验借鉴。
关键词：沿空掘巷；变形规律；围岩控制；加强支护1 工作面基本情况4212工作面位于矿井42盘区东翼，西界为4210工作面已闭采，东界是4214工作面未开采，北界为4-2煤层可采边界，南界是42盘区保护煤柱；工作面煤层埋深564-711m，煤层平均厚度7.83m，倾角2°～4°，自然倾向性为易自然，强矿压，瓦斯原始含量3.68-4.35m3/t。
煤层顶底板综合柱状详见图1。
式中：—破碎煤体重度，； —煤层的厚度，；—煤岩块的内摩擦角，；有支护状况下的采空区侧煤柱边缘塑性区宽度的计算公式为：煤层厚度M=7.83时，在p≠0时采空区侧煤柱体边缘塑性区宽度XS=2.58m。
计算双侧塑性因素煤柱宽度,区段煤柱的完整性受塑性区宽度的干扰较大，塑性区宽度越长，煤柱体易破坏，因此在设计宽度时需要将塑性区的最大情况计算进去，判定煤柱体的合理范围宽度E计算式为：式中：k——煤体采动影响因子，与顶板岩层完整性有关； XP——巷道侧煤柱边缘塑性区宽度，m； Xs——采空区侧煤柱边缘塑性区宽度，m； Xh——区段煤柱核心承载宽度，由于煤层厚度较大需要增加煤柱宽度的安全量，通常按照（XP+Xs）值的30-50%进行运算，取Xh=0.4(XP+Xs）。
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小保当煤矿强动压巷道破坏机理与围岩控制研究摘要：强动压条件影响下沿空巷道围岩稳定性控制问题一直是制约煤矿高产高效的难题，本文结合小保当煤矿现场工程地质条件，运用理论分析、数值计算以及现场矿压数据观测相结合的方法，对强动压巷道围岩破坏机理及控制技术展开研究。
结果表明：（1）通过分析巷道强动压显现以及变形破坏特征，认为煤柱帮出现大变形主要由于经历了两次采动压力影响，顶板破断结构产生破坏叠加效应，顶板来压剧烈，从而导致帮部煤体性质差，以及支护结构锚固生根点未处于稳定煤体；（2）数值模拟结果表明：两次采动过程中巷道受非对称性压力作用，两次动压影响条件下工作面在走向方向上基本顶的破断引起超前段矿压显现剧烈，由于回风巷与工作面相邻，形成较为明显的偏向于煤柱一侧的应力分布特征；（3）提出了强动压条件下煤柱帮大位移限制补强控制技术以及竖向桁架锚索强化技术，通过煤帮深部稳定围岩的小变形控制巷道外部的大变形，解决强动压条件下大变形沿空巷道帮部变形；（4）提出了巷道补强支护方案，将方案应用于现场实践后，煤柱帮侧变形破坏得到有效控制，未再出现整体倾斜性变形，巷道断面满足工作面推进要求，工程实践取得了成功。
关键词：强动压显现；破坏机理；采动应力；支护结构；围岩控制中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：Research on failure mechanism and surrounding rock control of strong dynamic pressure roadway in Xiaobaodang coal mineCHEN Zhen1, LI Pan1, SI Jianfeng1(1.Shaanxi Xiaobaodang Mining Co., Ltd., Yulin 719000, China)Abstract:The surrounding rock stability control of gob side entry under the influence of strong dynamic pressure has always been a problem restricting the high yield and high efficiency of coal mine. Combined with the engineering geological conditions of xiaobaodang coal mine, this paper studies thesurrounding rock failure mechanism and control technology of strong dynamic pressure roadway by using the methods of theoretical analysis, numerical simulation and field measurement. The results show that: (1) through theanalysis of strong dynamic pressure behavior and deformation and failure characteristics of roadway, it is considered that the large deformation of coal pillar is mainly due to the influence of twice mining pressure, the damage superposition effect of roof fracture structure, and the severe roof pressure, which leads to the poor quality of coal body in the wall, and the anchor rooting point of support structure is not in the stable coal body; (2) The numerical simulation results show that: in the process of two mining, the roadway is under the action of asymmetric pressure, and the strike of the working face isbasically broken during two mining, which controls the mine pressure behavior in the super front section, and the roadway is close to the working face, showing obvious stress distribution characteristics of the side of the coal pillar; (3) The large displacement limit Reinforcement Control Technology of coal pillarside under strong dynamic pressure and the vertical truss anchor cable reinforcement technology are proposed. The large deformation outside the roadway is controlled by the small deformation of the deep stable surrounding rock ofthe coal side, and the deformation of the gob side roadway with largedeformation under strong dynamic pressure is solved; (4) The roadwayreinforcement support scheme is put forward. After the scheme is applied to the field practice, the roadway deformation is obviously controlled, and the overall inclined deformation does not appear again. The roadway section meets the requirements of working face advancement, and the engineering practice is successful.Key words:Strong dynamic pressure behavior;Failure mechanism；Mining stress; Supporting structure；Surrounding rock control1 引言我国煤矿每年井工开采需要大量的巷道为工作面服务，其中百分之七十以上是动压巷道[1]。
动压巷道受采动应力作用，巷道围岩应力环境复杂且处在应力升高区，容易发生大变形难以支护，往往需要经过多次的修复再加固过程，但仍然难以满足正常的生产需求，所以动压巷道围岩稳定性控制变得异常艰难[2-5]。
一般回采巷道的围岩稳定主要取决于其应力环境、自身强度以及支护结构强度[6]。
锚杆索作为国内煤矿应用非常广泛的支护结构，其与围岩相互作用能够形成稳定的预应力场，从而提高围岩锚固范围内的整体强度，减少围岩变形量[7-8]。
但强动压回采巷道围岩塑性区范围较大，锚杆索这种传统支护结构锚固能力有所减弱，显然无法满足强动压巷道围岩支护要求[9]。
为此，国内学者针对强动压巷道围岩控制难题进行大量的潜心研究，提出了一系列巷道围岩控制理论与技术，其中包括高预应力强力锚杆支护理论，“高阻－让压”支护理论，锚杆耦合支护理论、锚索梁支护理论、锚杆注浆联合支护理论、主被动结合支护理论以及强化弱帮提高整体支护强度理论等[10-16]，同时也逐步发展形成了以“U型钢托棚”、“钢管混凝土支架”等支护技术为代表的围岩控制方案[17-18]。
上述研究成果对于强动压回采巷道围岩稳定性控制具有重要的指导意义，但由于我国煤矿工程地质条件的复杂性以及差异性，强动压巷道围岩控制仍是悬在采矿技术人员心中的一大难题，依然需要对其进行深入的研究。
本文结合小保当煤矿现场工程地质条件，分析强动压巷道围岩变形破坏影响因素及矿压显现特征，研究巷道围岩破坏机理，提出巷帮大位移限制补强控制技术及针对性治理方案，现场矿压监测数据结果表明，该巷帮支护技术对强动压影响下巷道煤帮控制效果较好。
2 工程地质特征小保当煤矿位于陕北侏罗纪煤田榆神矿区，2-2煤层是矿井主要可采煤层，为近水平较厚煤层，其赋存于延安组第四段顶部，埋深为259.53~387.44m。
112202综采工作面位于2-2煤11盘区，直接顶为厚度3.4m的粉砂岩，老顶为厚度14.2m的中粒砂岩，直接底为厚度2.3m的粉砂岩，老底为厚度12.23m的砂岩。
煤层倾角平均1°，煤厚5.7~6.61m，平均煤厚6.1m，以厚煤层为主，煤层由北向南逐渐变厚，容重1.33×103kg/m3，根据井下实际情况设计采高为6.1m。
2-2煤层巷道顶板10m范围内与锚杆支护直接相关的煤岩体岩性主要为顶煤、粉砂岩和粗粒砂岩。
巷道顶煤强度主要集中在20~25MPa，顶板粉砂岩岩层强度主要集中23~30MPa，粗粒砂岩岩层强度主要集中在30MPa左右。
2-2煤体完整性相对较好，巷帮煤体强度浅部普遍存在松散破碎现象，经计算所测区域2-2煤体强度平均值为21.92MPa，煤体中硬。
煤层底板0-10m主要岩性为粉砂岩，岩层呈深灰色，强度平均值为43.00MPa，底板岩层强度较高。
图1 112202回风顺槽位置关系Fig.1 Position relationship of 112202 return air roadway3 巷道变形破坏影响因素及机理分析3.1巷道强动压显现特征112202工作面开采过程中，回风顺槽受临近112201工作面侧向支承压力与112202工作面超前支承压力叠加影响，造成本区段巷道维护困难、矿压显现强烈。
如图2所示，在超前段发生煤柱帮及回采帮出现大面积片帮，导致锚杆漏锚，玻璃钢锚杆断裂、托盘破碎，同时，顶板出现严重漏冒，漏冒空间可达高1.5m、长2m、宽3m，巷道中部漏煤堆积，锚杆断裂，严重威胁巷道使用安全，不利于后期的巷道服务。