大断面煤巷顶板稳定机理分析与控制技术
《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。
大断面巷道围岩变形机理及控制技术应用研究
大断面巷道围岩变形机理及控制技术应用研究
张孝忠
【期刊名称】《凿岩机械气动工具》
【年(卷),期】2024(50)1
【摘要】为解决采空区下大断面巷道围岩稳定性差的问题,同德矿以5316工作面为工程背景,通过理论分析和数值模拟相结合的方法,对地质复杂条件下大断面巷道承载结构的应力环境变化、巷道变形破坏表现、顶板锚索破断深层次原因、巷道围岩控制技术展开研究。
运用FLAC 3D对工作面开采后的破坏规律进行模拟,对支护参数进行优化,最终确定支护方案。
通过现场变形监测,巷道围岩变形量得到了有效控制,在支护效果和成本控制方面新支护方案都较为理想。
【总页数】5页(P31-35)
【作者】张孝忠
【作者单位】山西省柳林县应急管理局
【正文语种】中文
【中图分类】TD353
【相关文献】
1.煤矿大断面托顶煤巷道围岩变形破坏机理
2.大断面煤巷围岩变形机理与控制技术研究
3.断层破碎带大断面巷道围岩变形破坏机理及控制技术
4.大断面软岩硐室围岩变形机理与控制技术研究
5.大断面巷道围岩变形机理及支护技术研究
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复合顶板大跨度煤巷围岩稳定性及其控制技术研究
围岩稳 定 性 的影 响 。
表 １ 煤 层 顶 底 板 岩 层 分 布
重要 瓶 颈 Ｊ 。不 仅 如 此 ， 大 型矿 井 为 了适 应 大 型 综 合 机械 化采 掘设 备 ， 回采巷 道 的跨度 逐 渐增 大 ， 由 ３～ ４ ｍ 增 大 到 ５～６ ｍ。现 阶 段 有 关 研 究 资 料 表 明 ： 随着 复合 顶板 条 件煤 巷 的宽度 增 大 ， 煤 巷 围
稳定性 ， 重点研究巷道跨 度增 大对 围岩稳定 性 的劣化作 用。复合 顶板条 件大 断面煤 巷 的变 形失稳 以顶板 整体下沉 和强 烈底 臌为主 ； 复合顶板煤巷 的跨度对巷 道围岩稳定性劣化具 有明显促 进作用 ， 当巷道 跨度大 于５ ｍ时 ， 顶板 围岩 内拉 伸破坏深度达 到 ３ ｍ 以上 ， 拉伸破 坏面积 大于 ５ ｍ 以上 ； 提 出了高强 度 、 高预 紧 力、 高稳定性的支护技术核 心 ， 为 以后类 似条件巷道支护设计提供参 考。 关键词 ： 复合顶板 ； 大跨度 ； 煤巷； 稳定 性
４ ５
邹 虎 ： 复合顶板 大跨度 煤巷 围岩稳定 性及 其控 制技术研究
第２ ２卷 第９期
３ ． ２ 围岩 控 制技 术方 案
该 控 制 技 术 方 案 采 用 锚 网 ＋ｗ 钢 带 ＋锚 索 支 护 。其 支 护 参 数 如 下 ：锚 杆 选 用 Ｄ ２ ２ ｍ ｍ ×
２ ４ ０ ０ ｍｍ 螺 纹钢 锚 杆 ， 问排 距 ８ ０ ０ ｍ ｍ ×８ ０ ０ ｍｍ， 底
确、 经 济等 优点 。本 次数 值 模 拟 计 算 依 据 李 村 煤 矿
１ ３ ０ ２工作 面 生 产 地 质 条 件 建 立 模 型 ， 模 型 尺 寸 为
见表 １ 。１ ３ ０ ２工作 面运输巷 围岩强度普遍 降低 ， 该 矿 和相 邻矿 井类 似 条件 煤巷 均 出现 变形 破坏 。 １ ３ ０ ２工 作 面运 输巷 采用 综 掘 机 掘 进 ， 巷 道 为 矩 形 断面 ， 宽 ｘ高 ＝ ５ ２ ０ ０ ｍｍ × ４ ０ ０ ０ ｍｍ。复 合 顶 板 条件煤巷围岩整体性较差 ， 巷道跨度增大至 ５ ｍ以 上时， 巷 道顶 板 、 两帮 及底 板 均可 能 出现不 同程度 变 形 。 因此 ， 亟 需研 究 巷 道 跨 度 对 复 合 顶 板 条 件 煤 巷
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。
采煤工作面顶板控制与方法
授课计划授课日期：授课地点：授课人：课程：采煤工作面顶板管理教学目的与要求：掌握有关工作面顶板的基本概念，进一步增强人员顶板支护和管理水平，加强安全生产作业。
重点难点：1、初次来压和周期来压；2、采煤工作面顶板事故类型、易发生的地点及措施；课内外作业：1、初次来压的定义和特点。
2、什么是周期来压?3、采煤工作面矿山压力的基本特征。
4、冒顶预兆有哪些？授课内容：一、顶板的基本概念1、顶板及划分顶板：位于煤层上面的岩层，称为顶板。
煤层按自然层位分为：（1）伪顶：直接位于煤层之上，一般为薄层炭质页岩等软弱层组成，厚度在0.3～0.5m以下，极易冒落。
（2）直接顶：直接位于煤层或伪顶之上的一层或数层岩层，常有泥质页岩、页岩、砂质泥岩组成，厚度不等，并随回柱垮落。
（3）老顶：通常位于直接顶之上的厚而坚硬的岩层，常由砂岩、石灰岩、砂砾岩等组成，回柱后可悬露大面积而不冒落。
按直接顶岩层的稳定性及老顶来压强度的顶板分类：（1）不稳定顶板（又称破碎顶板）：指直接顶是松软易垮落的漏顶的岩层。
用数字序号ⅰ表示。
（2）中等稳定顶板：直接顶中有裂隙但比较完整，工作面推进一定距离后，悬露顶板板才会冒落。
用数字序号ⅱ表示。
（3）稳定顶板：直接顶为强度较大的岩层，分层厚，无明显节理裂隙，工作面向前推进后顶板并不冒落，回柱放顶时，需要做人工强制放顶。
用数字序号ⅲ表示。
（4）坚硬顶板：顶板完整，很少有裂隙，回柱放顶后，顶板能大面积悬露不垮落。
这种工作面的顶板必须采取深孔爆破，高压注水等特殊的放顶方法。
用数字序号ⅳ表示。
按老顶来压强度的强弱可将顶板分为四级：（1）不明显，用数字序号ⅰ表示；（2）明显，用数字序号ⅱ表示；（3）强烈，用数字序号ⅲ表示；（4）极强烈，用数字序号ⅳ表示。
二、、矿山压力与显现矿山压力：在未采动的岩体内，岩石处于原始应力状态，当在岩体内进行采掘工程后，必然会引起围岩中应力的重新分布，达到新的平衡，这种压力重新分布及其对围岩的作用过程称作矿山压力。
综采放顶煤采场厚层坚硬顶板稳定性分析及应用
综采放顶煤采场厚层坚硬顶板稳定性分析及应用一、本文概述本文旨在深入研究综采放顶煤采场厚层坚硬顶板的稳定性问题，探讨其在实际工程中的应用。
随着煤炭开采技术的不断发展，综采放顶煤技术已成为煤炭行业的一种重要开采方式。
在综采放顶煤采场，厚层坚硬顶板的稳定性问题一直是制约安全生产和技术进步的关键问题。
本文通过分析厚层坚硬顶板的稳定性因素，提出相应的控制措施，以期提高综采放顶煤采场的安全性和生产效率。
本文首先介绍了综采放顶煤采场厚层坚硬顶板的特点和稳定性问题，阐述了顶板稳定性的重要性和研究意义。
通过对国内外相关文献的综述，总结了目前关于综采放顶煤采场厚层坚硬顶板稳定性研究的现状和进展。
在此基础上，本文重点分析了影响综采放顶煤采场厚层坚硬顶板稳定性的主要因素，包括地质因素、开采因素、支护因素等。
同时，结合工程实例，对厚层坚硬顶板的稳定性进行了深入的分析和研究。
本文还提出了一些针对综采放顶煤采场厚层坚硬顶板稳定性控制的措施和建议，包括优化开采布局、改进支护技术、加强顶板监测等。
这些措施和建议可以为实际工程提供有益的参考和指导，有助于提高综采放顶煤采场的安全性和生产效率。
本文总结了研究成果和结论，指出了研究中存在的不足和需要进一步研究的问题，为今后的研究提供了方向和思路。
本文旨在深入分析综采放顶煤采场厚层坚硬顶板的稳定性问题，提出相应的控制措施，为实际工程提供有益的参考和指导，促进煤炭行业的安全生产和技术进步。
二、综采放顶煤采场厚层坚硬顶板的特点综采放顶煤采场厚层坚硬顶板是一种特殊的采煤工作环境，具有一系列独特的特点。
这种顶板的厚度较大，往往超过常规的采煤工作面顶板，这使得在采煤过程中需要面临更大的顶板压力。
这种压力不仅来源于顶板的自重，还来源于采煤机械作业对顶板的扰动。
厚层坚硬顶板的强度高，不易变形。
这种特性使得在采煤过程中，顶板能够保持较好的稳定性，但同时也增加了采煤的难度。
因为在采煤过程中，必须采取适当的措施来防止顶板突然垮落，以免对采煤工人和设备造成危害。
大断面巷道交岔点加固控制技术研究与应用
角１ ８ 度 ，针 对 １ ３ ２ ７ 风道 与一水 平调 直巷 交岔 点断 面大 、受较 大的 水平应 力顶板破 碎 而较 难 支护的情 况 ，提 出对 交岔 点顶板 采 用锚 注支护 的方
法增 强围岩的 整体联接性 ，再加 上锚杆 、金属 网、钢 带以及锚 索补强 的加 固作 用 ，取得较 好 的支护效果 。
砼 一 复注 。 钻孑 哽序 ： 钻 孔 方 式 为 间 隔 打 孔 ，打 孔 的 间距 定 为 隔 两 排
打一 排 孔 ，注 浆后 ４ ． ５ ｍ 时 再 回头 间隔 打 剩 余 未打 的孔 ，直 至注 浆 结束 。注 浆 时 也 按 同 样 顺 序 进 行 。打 孔 、注 浆 次 序 如 图１ 所示 ， 图 中所 示 的 打孔 、注 浆 顺序 为 ：Ｉ Ｌ —Ｉ ２ 一Ｉ Ｉ Ｉ —Ｉ Ｉ ２ 一Ｉ Ｉ Ｉ １ 一Ｉ Ｉ Ｉ ２ 一Ｉ ３
关键 词 ： 大断 面交岔点 ；顶板 支护 ；锚 注 ；锚 索补 强
中 图分类 号 ：Ｔ Ｄ ３ ５ ３ 文 献标识 码 ：Ａ 文章 编号 ：１ ６ ７ １ —７ ５ ９ ７（ ２ ０ １ ３ ）０ １ １ ０ ０ ７ ８ —０ １
１巷 道交 岔点主 要力学分 析
巷 道 开 挖 前 ， 围 岩 处 于 平 衡 状 态 。巷 道 开 挖 后 ， 围 岩 中原 岩 应 力 的 平 衡 状 态 被 破 坏 ，应 力 重 新 分 布 ， 巷 道 表 层 围 岩 处 于 相 对 不 稳 定 状 态 。 当 交 岔 点 的 第 二 条 巷 道 开 挖 后 ，会 引 起 围岩 应 力 的 再 次 重 新 分 布 ，支 承 压 力 相 互 叠 加 ， 有 可 能造 成 原 巷 道
Ｖ Ａ
【 技 术 研 发 】
大断面回采巷道失稳机理及支护技术
１ 回采 巷 道 工 程 概 况
Ｎ ２ ２ ０ ２ 工作 面是 某矿 北二 采 区 的首采 面 ， 主采 ３
（ １ ） 两帮 内挤 。两帮移 近量相对较大 ， 煤帮 向 巷道 内鼓 出， 尤其 当煤体较软时 ， 两帮变形更为严 重， 部分巷 道相对移近量会大于 ５ ０ ０ ｍ ｍ， 出现片帮
及采煤机械 的高速运转也 给人员作业带来安全隐 患， 一定 程 度 上制 约 了综放 面 的快 速推 进 和综 放 设
备能力 的发挥 。针对 高 瓦斯 矿井 回采 巷道螺 纹 钢锚 杆支 护 带来 的 问题 ， 提 出采 用 玻 璃 钢锚 杆 代 替螺 纹
钢锚杆 支 护 回采巷 道 。
研究 表 明 ， 玻 璃钢 锚杆 强度 略低 于螺 纹钢 锚杆 ， 而 大 断面 巷 道 围岩 控 制更 为 不 易 ， 如 何在 保 证 安 全 生 产 的前 提 下采用 玻璃 钢锚 杆 支护 大断 面 回采 巷 道
Ｎ ２ ２ ０ ２ 工作面 回风顺槽全长 １ ４ ４ ０ ． ２ ｍ， 巷道断面呈
矩形 ， 宽４ ． ８ ｍ， 高３ ． ６ ｍ。 试 验 段 起 点 位 于 距 离 Ｎ ２ ２ ０ ２ 工作面切 眼 ５ ０ ｍ处 ， 长４ ０ ｍ， 试 验 点 位 置 如
图１ 所示
煤
９ ０
炭
科
技
２ ０ １ ３ 年第 ２ 期
Ｎｏ ． ２ ２ ０１ ３
ＣＯＡＬ Ｓ ＣＩ ＥＮＣＥ ＆ ＴＥＣＨＮＯＬ ＯＧＹபைடு நூலகம் Ｍ ＡＧＡＺＩ ＮＥ
文章 编 号 ： １ ０ ｏ ８ — ３ ７ ３ １ （ ２ ０ １ ３ ） ０ ２ — ０ ０ ９ ０ — ０ ３
断 面 回 乘 巷 遒 稳 机 理
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大断面煤巷顶板稳定机理分析与控制技术张永杰1,郝云新2,柏建彪1,王襄禹1,周 贤3,张科学1(1.中国矿业大学矿业工程学院煤炭资源与安全开采国家重点实验室,江苏徐州221008;2.内蒙古煤炭科学研究院有限责任公司,内蒙古呼和浩特010010;3.彬县煤炭有限责任公司,陕西咸阳713500)摘 要:随着煤层巷道宽度、高度的增大,顶板及两帮的拉应力及拉应力区增大、两肩角处易受剪切破坏、巷道顶板易离层,因此大断面煤巷维护更加困难。
针对某矿生产地质条件和大断面巷道的维护特征,应用理论分析、数值计算和工程实践的方法,提出了大断面煤巷稳定机理与控制技术。
关键词:大断面煤巷;围岩稳定;控制技术中图分类号:TD353+.6 文献标志码:B 文章编号:1003-496X(2011)01-0050-04基金项目:国家自然科学基金项目(50774077);煤炭资源与安全开采国家重点实验室自主研究课题资助项目(SKLCRS M 08X04);全国博士学位论文作者专项资金资助项目(200760);教育部新世纪优秀人才支持计划资助项目(NCET -06-0475)1 工程概况某矿23盘区南轨道下山布置在9#煤层中,埋深410m,9#煤层平均厚度为4.6m,倾角2 ~4 ,局部有宽缓伏,岩石普氏系数f =1.5,煤层节理发育。
直接顶为泥岩及砂质泥岩,厚度为5.7m;老顶为细砂岩,厚度为3m;直接底为泥岩或细中砂岩,厚度为40m 。
南轨道下山沿9#煤层顶板掘进,断面20m 2,采用锚杆支护,顶板采用 22mm 2500mm 左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆,加长锚固,螺母安装扭矩100N !m;两帮采用 16mm 1600mm 圆钢锚杆,树脂药卷锚固,安装螺母扭矩60N !m 。
锚杆间排距800mm 800mm,钢筋梯子梁采用 14mm 圆钢焊接。
采用 17.8mm 8000mm 锚索,加长锚固,锚索预拉力70k N,每排2根,排距1600mm 。
在该支护系统下,大断面煤巷围岩收敛剧烈,两帮破碎,顶板下沉和离层量大,甚至发生了一次冒顶事故,巷道安全隐患多,维护困难。
2 大断面煤巷顶板稳定机理分析对于实体煤巷道,由于其长度远大于宽度,可将巷道顶板视为两端由煤壁支撑的固定端支座模型,此时,上覆岩层的重量将通过岩层∀梁#传递至两端固定端支座上,即煤体上∃1%。
假设∀梁#上受均布载荷q ,巷道宽L,根据弹性梁理论可知道,巷道顶板所受剪力最大值处于两肩角处,且与L 成正比,大小为q L2;巷道中央挠度最大,与巷道跨度L 的4次方成正比,其值为v m ax =q L4384E I ,大断面煤巷由于跨度L 大,顶板在两肩角处所受剪力和中部所受拉力较普通巷道更大,更易在这些区域分别受剪破坏和拉破坏。
根据弹性梁理论分析结果,采用有限元数值计算软件FLAC 进一步分析大断面煤巷顶板破坏过程与机理。
2.1 FLAC 数值计算模型依据地质柱状图,建立有限元数值分析模型,如图1。
模型尺寸100m 50m,模拟条件:巷道断面5m 4m ,埋深为410m,煤层厚度为4.6m,直接顶为5.7m 厚泥岩,老顶为3.0m 厚细砂岩,直接底为4.0m 厚泥岩,老底为6.0m 厚砂质泥岩。
模型先加载后开挖。
各岩层力学参数见表1。
图1 FLA C 数值计算模型表1 岩层力学参数煤泥岩砂质泥岩细粒砂岩C /M Pa 0.8 1.01.223E /M Pa 6506120912020000 /( )17.5283442 0.280.290.260.21!/kg !m-315002100230027002.2 大断面煤巷顶板失稳过程巷道开挖后,围岩应力重新分布,巷道围岩初期变形破坏状态如图2。
大断面煤巷两帮煤体较顶板强度小,在两帮中部出现拉破坏区域,两帮塑性区范围达到3m,明显大于顶板1.5m 塑性区范围,巷道顶板两肩角处仍处于弹性区。
计算至巷道稳定后围岩破坏状态如图3所示,两帮塑性区范围达到11m,两帮中部拉破坏区域达到1m 范围,随着两帮煤体塑性区范围的扩展,其整体承载能力降低,相当于巷道跨度进一步增大,直接顶弯曲下沉,在顶板中部出现拉破坏区。
顶板塑性区范围向两帮方向扩展,巷道两肩角应力集中处也遭到破坏,巷道顶板塑性区扩展到老顶处,在直接顶与老顶交界处出现离层。
-塑性区;o-拉破坏区图2掘巷初期围岩塑性区分布-塑性区;o-拉破坏区图3 掘巷稳定后围岩塑性区分布可见大断面煤巷随着开挖后,两帮首先破坏,塑性区范围大,减小了对顶板的支撑作用,两肩角处围岩破碎失稳,顶板弯曲下沉,锚固区外出现离层,顶板中部受拉破坏,直至顶板失稳。
3 大断面煤巷顶板稳定控制技术3.1 增大顶板锚杆预紧力随着顶板锚杆预紧力的提高,顶板中部拉应力区减小甚至消除,同时两个肩角的剪切应力集中程度减弱。
当锚杆预紧力达到一定值后,顶板岩层在不同的层位会出现一定的正应变和负应变,其累计值还不足以造成明显的顶板下沉,即当顶板处于预应力状态时,可以做到不出现横向弯曲变形,只有纵向的微小的膨胀和压缩变形∃2%。
高预紧力实现锚杆快速增阻,尽早发挥锚杆对顶板支护作用,有效减小了顶板初期松动和下沉量,保持顶板围岩的整体完整性。
同时,锚杆提供的高预紧力将顶板松动岩体与更上部挤压在一起,改善锚固区岩层受力状态,使其具有一定的承载能力,对锚固区外岩层起到支撑作用,从而保证大断面煤巷顶板稳定。
3.2 增大两帮支护强度煤巷两帮煤体强度一般小于顶底板岩层强度是巷道围岩承载结构中的薄弱部位,最易破坏而丧失支撑能力∃3%。
大断面煤巷两帮变形对顶板稳定有较大影响,两帮强烈相对移动、破坏后,大范围的破坏区、塑性区煤体降低甚至失去对顶板的支撑,进一步加大了巷道的跨度,引起两帮煤体破坏区顶板破坏,顶板岩层承载能力降低,导致顶板失稳。
因此,控制两帮煤体变形、破坏是保证大断面煤巷顶板稳定的必要手段。
通过使用高强度锚杆和增大预紧力,增加了煤岩体的峰值强度和残余强度∃4%,增加巷道表面围岩的围压,改善两帮应力状态,阻止围岩塑性区的进一步发展,提高其承载能力,并使破坏区围岩再次形成承载结构,有效地对顶板起到支撑作用,避免大断面煤巷跨度进一步变大,从而控制顶板失稳、冒落。
3.3 优化肩角锚杆布置对于矩形巷道,巷道肩角处易出现应力集中现象,易出现破坏失稳导致冒顶事故。
顶板角锚杆角度过大,角锚杆形成的有效压应力区与中部锚杆形成的有效压应力区分离,叠加区域较小或者没有,导致角锚杆与中部锚杆成为独立的支护单元,锚杆支护整体作用受到严重影响∃5%。
同时过小的锚杆支护角度会使顶板支护系统和两帮支护系统分离,肩角易受剪切力作用而失稳。
因此合理布置巷道肩角锚杆角度,能有效改善肩角围岩受力状态,将肩角围岩建立强化承载结构,形成向上的反力矩,同时抵消水平应力对顶板岩层的破坏作用。
3.4 改善预应力锚索布置由于大断面煤巷破碎区、塑性区发展范围大,相当数量大断面煤巷冒顶均是由巷道顶板锚固区外出现离层发展而来。
因此控制锚固区外离层相当关键。
当锚索预紧力较小时,有效压应力区小,近零应力区面积大,锚索对围岩支护作用较小。
而当锚索预紧力达到200kN,锚索尾部附近压应力值较大(0.5MPa),在锚索中部也达到0.04M Pa∃6%。
通过优化锚索布置,使锚索之间有效压应力区重叠,对锚索之间围岩主动支护作用明显,能有效改善锚杆锚固区外弱面离层,从而保证大断面煤巷顶板稳定。
3.5 大断面煤巷顶板控制设计依据大断面煤巷顶板稳定控制措施,在原支护方案基础上提出了新的锚杆支护方案。
新方案较原方案提高了帮锚杆支护强度,将 16mm1600 mm圆钢锚杆改为 22mm2500mm左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆;将锚杆预紧力从100N!m和60N!m提高到250N!m;锚索预拉力由70k N提高至150kN;锚索布置方式由每排2根改变为五花眼布置;适当增大肩角和底角锚杆角度。
新支护方案锚杆支护断面图如图4所示。
4 矿压监测及支护效果分析4.1 矿压监测新支护方案段与原方案段矿压监测数据见表2,巷道围岩收敛如图5所示。
采用新支护方案后南轨道下山顶底板移近量110mm,两帮移近量256 mm,分别为原支护段的21.2%、29.8%。
另外,通过对顶板离层观测数据比较,新支护方案段离层量最大为12mm,最小2mm,平均4mm,仅为原支护段的5.3%。
表2 两方案巷道监测比较支护方案原方案新方案减少率/%顶板离层量/mm76494.7顶底板移近量/mm52011078.8两帮移近量/mm85925670.2图4 南轨道下山锚杆支护断面图图5 巷道表面位移观测曲线4.2 支护效果分析(1)提高顶板支护强度、刚度,显著减小巷道围岩离层、变形,有效地保证了顶板的完整性与稳定性,使顶板垂直应力向两侧更深部位转移,减小了两帮煤体受力和破坏,对维护两帮十分有利。
(2)提高煤巷两帮支护强度,提高煤体残余强度,改善围岩应力状态,提高其承载能力,有效减小了两帮变形破坏程度,加大了对顶板的支撑,改善了顶板受力状态,维护了大断面顶板稳定。
(3)改善顶板帮角锚杆布置方式,增大顶板中部预应力锚索预紧力,有效改善了大断面煤巷顶板重点易破坏区域应力状态,保持顶板稳定。
浅谈我国煤矿主要突水类型及防治技术徐良才,郭英海,黄鑫磊,刘 丽(中国矿业大学资源与地球科学学院,江苏徐州221116)摘 要:我国煤矿开采中常见的突水类型主要有顶板突水、底板突水、断层突水、陷落柱突水、老空突水、钻孔突水,通过对煤矿中常见突水类型的简单分析,从管理层方面和技术层方面研究总结了防治措施。
关键词:煤矿;突水类型;防治技术中图分类号:TD74 文献标志码:B 文章编号:1003-496X(2011)01-0053-04在当前我国的能源结构中,煤炭仍然占据这最主要的部分。
随着浅部煤层的枯竭,向深部煤层开采的过程中,水文地质条件更加复杂,生产安全问题更加突出。
我国煤炭开采主要以井工开采为主,煤矿生产过程中,存在着水害、瓦斯、冒顶、煤尘、火灾等安全问题。
矿井突水,往往造成严重的淹井事故,不仅容易造成人员伤亡,而且后期的恢复生产花费巨大;是∀煤矿五害#防治的一个重要方面。
自2000-2009年我国煤矿重大特大水害事故次数超过500次,近3000人在煤矿水害事故中丧生,矿井突水给我国煤矿的安全生产带来严峻挑战,带来巨大阴影,给井下工作人员的人身安全造成严重威胁,给煤矿效益造成巨大损失,是社会的不和谐的因素之一。
因此,研究我国煤矿突水类型,并给出相关的防治措施对指导煤矿安全生产具有重要的意义。
1 我国煤矿突水类型凡因井巷、工作面与含水层、被淹巷道、地表水体或含水的裂隙带、溶洞、洞穴、陷落柱、顶板冒落带、构造破碎带等接近或沟通而突然产生的出水事故,称为矿井突水。