东荣二矿十七号煤层巷道围岩控制技术研究

合集下载

深井软岩巷道围岩变形数值模拟分析及控制研究

深井软岩巷道围岩变形数值模拟分析及控制研究

第7期2019年7月No.7Jul.2019山西焦煤科技Shanxi Coking Coal Science&Technology•试验研究•深井软岩巷道围岩变形数值模拟分析及控制研究李建永(山西晋城煤业集团勘察设计院有限公司,山西晋城048006)摘要针对山西省晋东南地区某深部矿井东二南采区轨道大巷变形大难支护问题,采用数值分析方法,分析得出了巷道应力变形规律。

结果显示:巷道变形剧烈的临界深度为800m,深部巷道剪应力在左、右肩达到8.7MPa左右,在距巷道中心0〜5.5m顶部垂直应力急剧增大,且在距巷道中心6~8m达到峰值,巷道顶板塑性区最大为2.6m,左帮和右帮塑性区最大分别为5.2m和5.4m,底板塑性区最大值为6.1m.根据该结果提出了预留围岩变形量让压局部二次喷浆补强工艺技术,工程实践证明,该支护设计有效控制了巷道的强烈变形,取得较好的支护效果。

关键词深部软岩矿井;围岩变形;承载拱;二次补强中图分类号:TD322文献标识码:B文章编号:1672-0652(2019)07-0037-04针对深井软岩巷道围岩控制问题,从软岩巷道的变形机理及支护方面,国内外进行了大量研究。

张振全⑴针对深部高应力软岩巷道难以支护的问题,系统分析总结了该类巷道变形破坏特征,并提出了锚网索注联合支护对策。

文献Hl提出了适用于深井软岩的新型复合支护技术体系,使围岩整体稳定性得到显著加强。

文献采用数值模拟方法,基于实际地质条件,模拟了软岩巷道支护方案,得出具体的支护参数,为支护方案提供设计依据。

仅从理论层面难以解决深井软岩巷道大流变、大变形难题,需要结合现场实际采用多种研究手段综合研究解决。

依据山西省晋东南地区某深部矿井的实际工程地质条件,采用数值模拟方法,研究深井软岩巷道围岩变形具体参数,并应用于现场实践。

1工程概况该深部矿井受到深部高应力环境的影响,井下高应力软岩巷道变形量大,且围岩变形速度较快,严重地制约了巷道的正常使用。

《寺河二号井切顶卸压沿空留巷围岩控制技术研究》

《寺河二号井切顶卸压沿空留巷围岩控制技术研究》

《寺河二号井切顶卸压沿空留巷围岩控制技术研究》篇一一、引言随着我国煤矿产业的不断发展,对于矿山巷道支护和围岩控制技术的研究愈发重要。

尤其是在矿井工程中,寺河二号井由于其特殊的矿体地质条件和复杂的开采环境,对切顶卸压沿空留巷围岩控制技术提出了更高的要求。

本文将重点研究寺河二号井的切顶卸压沿空留巷围岩控制技术,旨在提高矿山生产安全性和效率。

二、研究背景及意义在矿山开采过程中,围岩的稳定性和安全性是保证生产安全的关键因素。

切顶卸压沿空留巷技术是一种有效的围岩控制技术,能够通过合理的设计和施工,实现对围岩的有效控制,减少矿井事故的发生。

然而,由于寺河二号井的特殊地质条件和复杂的开采环境,传统的围岩控制技术往往难以满足实际需求。

因此,研究寺河二号井切顶卸压沿空留巷围岩控制技术具有重要的现实意义。

三、研究内容(一)围岩地质条件分析首先,对寺河二号井的围岩地质条件进行详细的分析,包括岩性、结构、构造、地应力等,为后续的围岩控制技术研究和设计提供依据。

(二)切顶卸压沿空留巷技术原理研究切顶卸压沿空留巷技术的原理和特点,分析其在寺河二号井的应用条件和适用范围。

同时,对切顶卸压过程中的应力分布、变形规律等进行研究,为后续的围岩控制提供理论支持。

(三)围岩控制技术研究根据寺河二号井的实际情况,设计合理的切顶卸压沿空留巷方案。

通过对围岩的支护参数、支护材料、支护方式等进行优化设计,实现对围岩的有效控制。

同时,结合现场实际施工情况,对设计方案进行不断的调整和优化。

(四)监测与评估在施工过程中,对围岩的变形、应力、支护状态等进行实时监测,及时发现和处理问题。

同时,对施工过程中的安全风险进行评估,确保施工过程的安全性和稳定性。

在施工完成后,对围岩控制效果进行评估,总结经验教训,为后续的工程提供参考。

四、研究方法与技术路线(一)研究方法本研究采用理论分析、数值模拟、现场试验等方法。

首先,通过理论分析研究切顶卸压沿空留巷技术的原理和特点;其次,利用数值模拟软件对围岩的应力分布、变形规律等进行模拟分析;最后,结合现场试验对设计方案进行验证和优化。

深部动压巷道围岩控制技术研究

深部动压巷道围岩控制技术研究

深部动压巷道围岩控制技术研究万法军【期刊名称】《《中州煤炭》》【年(卷),期】2019(041)011【总页数】4页(P146-149)【关键词】动压巷道; 围岩控制; 巷道稳定性; 预应力锚索束; 钻孔卸压联合主动支护技术【作者】万法军【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】TD3530 引言随着矿井逐渐向深部开采,巷道变形越来越剧烈,在采动影响下,巷道围岩卸压控制和围岩变形机理是目前急需解决的技术难题。

国内学者对深部动压巷道围岩控制技术进行许多研究,陈登红等[1]研究了多因素影响下深部回采巷道围岩变形规律与控制对策,采用理论分析、数值模拟、现场实测等手段,对支护体长度、采高、面长、断面形状及尺寸、埋深对深部回采巷道围岩变形破坏的影响进行了研究,提出了“分区控顶分级加强、断面优化、强帮护顶、开掘方位优化”等深部回采巷道围岩控制原则;赵建峰[2]对建新煤矿高应力动压巷道围岩控制技术进行了研究,通过理论分析和FLAC3D软件模拟等技术手段,分析了高应力动压煤层巷道锚固失效形式。

本文分析了某煤矿巷道稳定性影响因素,采用采场远距离卸压保护技术和预应力锚索束技术和钻孔卸压联合主动支护技术,研究了深部动压巷道围岩控制技术。

1 工程概况及巷道稳定性分析1.1 工程概况本文以某煤矿东部开拓大巷和北盘区2个工作面为例,巷道平面布置如图1所示。

图1 巷道平面布置Fig.1 Roadway layout研究区对煤层顶底板的岩性进行测试,顶板岩石的抗压强度:砂岩为4.9~183.3 MPa,平均为106.5 MPa;粉砂岩为27.1~182.7 MPa,平均为76.4 MPa;泥岩为3.9~120.2 MPa,平均为48.2 MPa。

底板岩石的抗压强度:砂岩为37.9~176.2 MPa,平均为100.7 MPa;粉砂岩为36.8~106.7 MPa,平均为73.3 MPa;泥岩为3.9~138.8 MPa,平均为49.1 MPa。

《寺河二号井切顶卸压沿空留巷围岩控制技术研究》范文

《寺河二号井切顶卸压沿空留巷围岩控制技术研究》范文

《寺河二号井切顶卸压沿空留巷围岩控制技术研究》篇一一、引言在煤矿开采过程中,沿空留巷技术的应用广泛,特别是切顶卸压技术的实施。

此项技术可以有效减轻巷道顶部岩石压力,并提升工作安全性。

本论文着重于对寺河二号井切顶卸压沿空留巷围岩控制技术的研究,通过深入探讨其技术原理、实施方法及控制措施,为煤矿安全生产提供理论支持。

二、切顶卸压沿空留巷技术概述切顶卸压沿空留巷技术是一种在煤矿开采过程中常用的支护技术。

其基本原理是通过切割顶部岩石,释放部分压力,使巷道顶部岩石压力得到缓解,从而保证巷道的安全稳定。

该技术特别适用于矿压大、巷道地质条件复杂的煤矿开采。

三、寺河二号井的地质环境及面临的问题寺河二号井地质条件复杂,采矿活动影响大,顶板岩石压力高。

因此,实施切顶卸压沿空留巷技术是必要的。

然而,该井的岩石条件特殊,导致切顶过程中容易出现围岩稳定性差、控制难度大等问题。

这些问题需要针对性的解决方案和措施。

四、围岩控制技术研究(一)切顶技术的实施针对寺河二号井的特殊地质条件,需要采取合理的切顶技术。

包括确定切割深度、角度等参数,保证在减轻压力的同时不破坏围岩的稳定性。

(二)支护体系的构建采用支护材料和技术,构建合适的支护体系,以保证在巷道施工过程中,能够有效地承受顶部岩石的压力。

这需要考虑到岩石的性质、地质构造、采矿方法等因素。

(三)监测与控制实施围岩监测系统,实时监测围岩的变形和压力变化情况,及时调整支护参数和施工方案。

同时,需要制定应急预案,以应对可能出现的突发情况。

五、技术应用与效果分析在寺河二号井实施切顶卸压沿空留巷技术后,通过对围岩的控制和监测,可以有效减轻顶部岩石的压力,提高巷道的安全性。

同时,通过优化支护体系的设计和施工方案,可以降低生产成本,提高生产效率。

此外,通过实时监测和调整,可以及时发现问题并采取措施解决,从而确保生产安全。

六、结论与展望本论文对寺河二号井切顶卸压沿空留巷围岩控制技术进行了深入研究。

整合矿采空区掘进巷道围岩综合控制技术研究

整合矿采空区掘进巷道围岩综合控制技术研究

收稿日期:2012-05-26基金项目:国家自然科学基金资助(51174070);河北省自然科学基金资助(D2010001000)作者简介:侯玮(1977-),男,河北邯郸人,北京科技大学安全技术及工程专业博士,河北工程大学副教授,主要从事矿山安全、矿井灾害控制方面的研究。

整合矿采空区掘进巷道围岩综合控制技术研究侯玮1,霍海鹰1,田端信2,李智慧3(1.河北工程大学,河北邯郸056038; 2.武安市国土资源局,河北邯郸056000;3.冀中能源邯矿集团,河北邯郸056000)摘要:针对重组整合矿巷道掘进通过采空区时围岩稳定性差,掘进、支护困难的现状,通过理论分析、方案设计、现场工业性试验,建立了采空区内掘进巷道围岩综合控制技术体系。

根据掘进巷道开挖过程中遇到的三种不同情况提出了巷道掘进前高冒区充填注浆构成人工假顶及掘进时钻孔超前注浆提高围岩强度技术方法,提出了锚杆(索)网与料石墙工字钢混凝土背板棚联合支护的多层次综合支护技术方法,解决了采空区覆岩强度低、自承结构能力小的围岩控制技术难题。

实践表明,采用综合控制技术有效保证了巷道围岩稳定,对类似条件下的井巷施工具有重要的借鉴意义。

关键词:注浆加固;巷道支护;覆岩结构;采空区;矿压观测中图分类号:TD353文献标识码:A 文章编号:1671-0959(2013)01-0086-04Study on Comprehensive Control Technology of SurroundingRock along Driving Gateway in Goaf of Integrated MineHOU Wei 1,HUO Hai -ying 1,TIAN Duan -xin 2,LI Zhi -hui 3(1.Hebei University of Engineering ,Handan 056038,China ; 2.Wu'a n City Land and Resources Bureau ,Handan 056000,China ;3.Jizhong Energy Handan Mining Group ,Handan 056000,China )Abstract :According to the status of the rock poor stability of the surrounding ,difficulties of the driving and support when a gateway driving passing through a goaf ,with a theoretical analysis ,plan design and site industrial trial ,a comprehensive control technology system of the surrounding rocks along the gateway driving in a goaf was established.According to three different conditions occurred during the excavation process of the driving gateway ,an artificial roof formed with backfill grouting in the high falling zone before the gateway driving and the surrounding rock strength technology method improved with the borehole advance grouting were provided.And a multi layer comprehensive support method with bolt (anchor )/steel mesh ,stone wall and H type steel shield support with pre -concrete back board combined support was provided to solve the control technical problems of the surrounding rock with low strength overburden strata and low self support structure capacity.The practices showed that the application of the comprehensive technology could effectively ensure the surrounding rock stability of the gateway and could have important reference significances to the mine roadway construction under the similar conditions.Keywords :grouting reinforcement ;gateway support ;overburden strata structure ;goaf ;mine strata pressure observation 山西左权煤矿为兼并重组整合技改在建矿井。

深部软岩巷道围岩稳定控制技术研究及应用

深部软岩巷道围岩稳定控制技术研究及应用

208焦煤矿软岩回采巷道大变形问题,一直困扰着矿井健康发展。

劈裂灌浆技术很好的解决了已经出现大变形或临界变形巷道的加固问题,巷道变形得到了有效控制。

但是,对于巷道开挖后出现的大变形,一直没有较好的解决方法。

为解决软岩巷道开挖后的大变形问题,焦煤矿在8505运顺进行极软岩大变形控制技术的研究与试验,采用柔性锚杆+恒阻锚索+马蹄棚的联合支护技术控制、延缓围岩大变形[1]。

1 矿井地质条件大同焦煤矿位于山西怀仁市何家堡乡石井村,井田面积4.339km 2,设计生产能力150万吨/年,8505工作面主采5#煤,工作面设计可采长度1254m,面长336m,设计可采储量 361.4万t,倾斜长壁综放开采。

回顺长1310m,运顺长1364m。

支护试验段位于8505 运顺490~590m。

依据三维地震资料及生产实见,该区域范围内,运顺掘进至 563m 进入DF5断层上盘,DF5断层产状:258°∠55~65°H=1.7m。

该断层下盘伴有煤层变薄缺失带。

受断层、煤层变薄缺失带地质构造影响,施工中给顶板维护带来一定困难。

断层及煤层变薄缺失带在试验段内影响范围27m。

试验段煤层倾角3°,进入DF5断层上盘后增大至5~8°。

煤层总体赋存较稳定,结构变化不大。

2 大变形问题分析软岩回采巷道掘进期间的大变形主要与围岩岩性有关。

焦煤矿回采巷道围岩属于强膨胀性、节理化复合型软岩。

巷道围岩中含有大量黏土性矿物,其中:煤样的黏土性矿物含量 39.3%,煤层中的泥岩夹石黏土性矿物含量 40.9%,油页岩中黏土性矿物含量39.5%。

黏土性矿物自身强度低,具有强膨胀、显著流变的特性。

巷道开挖后,现有支护中的锚杆、锚索预紧力低,不能维持围岩径向应力平衡,围岩中黏土性矿物产生显著的碎胀、流变,像挤牙膏一样连绵不断的作用在圆棚或拱棚上。

而圆棚、拱棚为刚性被动支护,其强度不足以抵抗围岩的强流变、碎胀,产生局部应力集中,最终导致巷道变形破坏。

回采巷道超薄复层特殊复合顶板控制技术


岩层的变形将继续发展 。表现为层 面滑移 区增大 , 分层 内垂直层 面裂 隙 的发生 和发 展, 向变形 ( 纵 下
沉) 增大。 由于下位岩层下沉速度大于上位岩层的下沉速 度, 变形发展到一定程度 , 即形成巷道顶板岩层 的层
身则保持完整的稳定状态 。此时的顶板岩层是 由层
状 岩体组 成 的复合 顶板 。
1 7 煤层顶板 由炭质泥岩 、 粉砂岩 、 等组成 , 煤 属于典型的复合顶板 , 其合理有效 的加 固方式是锚 杆支护 。1 7 煤层回采巷道局部采用锚喷支护地段 的顶板呈现 良好的稳定状态 , 即是一个有力的佐证 。 同时, 实验室测定结果表明,7 1 煤层顶板各岩层分 层具有较高的强度 。 从岩石试件垂直层 面的侧面上, 清晰可见明暗 相间的沉积痕迹 ( 层理) 表 明 1 煤层顶板各岩层 , 7 分层是经过多次沉积形成 的, 故在其 内部隐含 有大 量薄层子分层。其顶板垮落后顶板岩层各分层各 自 沿内部层理错动 , 形成若干更小尺寸 的子分层 , 其中
学特 征 。
l 概 述
双鸭山矿业集团公司东荣二矿位于黑龙江省集 贤煤 田东南端, 田内具 有经济价值 的可采煤层均 井 集 中在上侏罗系鸡西群城子河组 。城子河组所含的 煤层 , 按其在纵 向剖面的分布规律及其组合特征 , 可
分 为上 、 、 三个 煤层 群 。其 中 1 煤层 是 井 田内 中 下 7
回采 巷道 超 薄 复层 特 殊 复合 顶 板 控 制 技术
刘汉 臣
( 鸭 山 矿 业 集 团 生产 技 术部 黑 龙 江 双 鸭 山 1 5 0 ) 双 5 1 0
[ 摘要] 本文通过对 东荣二矿 回采巷道煤层超薄复层特殊复合顶板的研 究, 出了采用锚杆加 固 得

东保卫煤矿大倾角煤层回采巷道围岩控制技术研究

t n ls ro nd n o k a naie h y tc noo is o i ng b l s p  ̄ , ih e s r d t aey mi n ft e hih ic i d u ne u r u i g r c nd a lz d t e ke e h lge fm ni ot up o wh c n u e hes f t nig o h g n lne
i g c n i o s t r u h su y a o ti ci e o ls a d fr t n r l n rs u e b h vo , u r vd h o ei a b ssf rc nr l n o d t n ,h o g t d b u n l d c a e m eo mai u e a d p e s r e a ir t s p o i et e r t l a i o o t i n o h c o
间距 为 6 。老顶 为 6 8i 厚 的 黄 白色 粗 砂 岩 , 0i n . n 层
理不 发育 ; 接 顶 为 0 7~1 6 i 厚 的 灰 黑 色 细 砂 直 . . n 岩 , 理较 发 育 ; 顶 为 0 2~ . 厚 的灰 黑 色 细 层 伪 . 0 5i n
步 加大 。而 大倾 角煤 层在 围岩运 动 、 顶板 冒落 形 态 、 砂 岩 , 石较 破 碎 , 部 无伪 顶 ; 板 为 2 0m厚 的 岩 局 底 .
Abs r t: c r ng t s f s a i d r41l y ro 一28 m e h n z d c a ii g fc n h c ure c fc a i tac Ac o di o Ea tDee e Co lM neun e a e f 0 m c a ie o lm n n a e a d t e o c r n eo o m n— l

2北206工作面沿空留巷围岩控制技术研究及应用

252021年第10期魏 建等:2 206工作面沿空留巷围岩控制技术研究及应用2北206工作面沿空留巷围岩控制技术研究及应用魏 建 马 涛(枣庄大兴矿业有限责任公司,山东 枣庄 277000)摘 要 为了控制大兴矿业2北206运输巷留窄煤柱沿空掘巷围岩变形,通过对巷道不同区段围岩结构和变形特征的分析,针对性提出在正常区段采用“锚网带”支护方案,在过采空区段采用“锚网索带+槽钢梁+缩小锚杆间排距”加强支护方案。

现场实测结果表明:2北206运输巷两帮和顶底板最大移近量分别为121.08 mm 和44.83 mm ,巷道围岩变形得到了有效控制。

关键词 沿空;巷道;支护中图分类号 TD353 文献标识码 B doi:10.3969/j.issn.1005-2801.2021.10.009Study and Application of Surrounding Rock Control Technology of Gob Side Entry Retaining inthe 2North 206 Working FaceWei Jian MaTao(Zaozhuang Daxing Mining Co., Ltd., Shandong Zaozhuang 277000)Abstract : In order to control the surrounding rock deformation of the 2North 206 transportation roadway with narrow coal pillar driving along the goaf in Daxing Mining Industry, through the analysis of the surrounding rock structure and deformation characteristics of different sections of the roadway, it is proposed to adopt the "anchor mesh belt" support scheme in the normal section and the "anchor mesh cable belt + channel steel beam + reducing the row spacing between bolts" to strengthen the support scheme in the goaf section. The field measurement results show that the maximum approaches of two sides, roof and floor of the 2North 206 transportation roadway are 121.08 mm and 44.83 mm respectively, and the deformation of roadway surrounding rock has been effectively controlled.Key words : along the air; roadway; support收稿日期2021-05-19作者简介 魏建(1976—),男,山东枣庄人,2007年毕业于山东科技大学,采矿工程专业,工程师,现在枣庄大兴矿业有限责任公司从事安全管理(技术员)工作。

深部巷道围岩控制原理与应用研究_柏建彪

收稿日期:20050704基金项目:国家自然科学基金项目(50574089);国家自然科学基金重大项目(50490273)作者简介:柏建彪(19662),男,江苏省仪征市人,教授,工学博士,从事巷道围岩控制理论与支护技术方面的研究1E -ma il :bjianb @ Tel :0516283995179第35卷第2期 中国矿业大学学报 V o l .35N o .22006年3月 Journal of Ch ina U n iversity of M in ing &T echno l ogy M ar .2006文章编号:100021964(2006)022*******深部巷道围岩控制原理与应用研究柏建彪,侯朝炯(中国矿业大学,矿山开采与安全教育部重点实验室,能源与安全工程学院,江苏徐州 221008)摘要:采用理论分析、数值模拟和现场试验的方法,研究深部巷道围岩稳定问题,认为深部巷道围岩控制的基本方法是提高围岩强度、转移围岩高应力以及采用合理的支护技术.提出了深部巷道围岩控制的基本技术和控制过程:1)应力转移降低巷道浅部围岩应力;2)采用高预紧力、大延伸量的高强度锚杆、锚索支护系统,强化锚固区围岩强度,提高巷道围岩自身稳定性;3)加强巷道两帮、底角支护,提高巷道最薄弱部位(两帮、底角)残余强度、提高巷道围岩的整体稳定性;4)应用高水速凝材料注浆加固破碎区,提高破碎围岩的完整性和力学参数.该研究成果已成功应用于工程实践.关键词:深部巷道;矿压显现;锚杆支护;应力转移;注浆加固中图分类号:TD 322 文献标识码:AControl P rinci p le of Surrounding Rocks in D eep Roadw ay and Its A pp licati onBA I J ian 2biao ,HOU Chao 2ji ong(Key L abo rato ry fo r M ine Safety and M in ing of M in istry of Educati on ,Schoo l of M ineral and Safety Engineering ,Ch ina U n iversity of M in ing &T echno l ogy ,Xuzhou ,J iangsu 221008,Ch ina )Abstract :T he field experi m en t ,num erical si m ulati on and theo retical analysis w ere used to study the rock stability of deep roadw ay .It is po in ted that the m ethods to con tro l the surrounding rock s in deep w ay are to i m p rove the rock strength ,to tran sfer the h igh stress of surrounding rock s and to adop t the rati onal suppo rting techno l ogy .Fo r con tro lling the surrounding rock s in deep road 2w ay ,the basic techno l ogy and the con tro lling p rocess include :1)T he stress tran sfer to reduce the shall ow rock stress of roadw ay ;2)T he suppo rting syste m of ancho r cable and bo lting w ith h igh strength ,big ex tending capacity and h igh p rep ressing fo rce to strengthen the rock strength in an 2cho rage secti on fo r raising the rock stability of roadw ay ;3)I m p roving the suppo rt of the bo ttom angle and bo th sides of roadw ay to enhance the w ho le stability of surrounding rock s and the residual strength in w eakness p laces (bo th sides and bo ttom angle )of roadw ay ;4)U sing h igh 2w ater ,rap id harden ing m aterials to reinfo rce the broken zone by grouting .T he research results have been suc 2cessfully app lied in the coal m in ing .Key words :deep roadw ay ;rock p ressure behavi o r ;bo lting ;stress tran sfer ;grouting reinfo rce m en t 我国煤炭储量大部分埋藏在深部,埋深大于600m 和1000m 的储量分别占到73.19%和53.17%,大中型煤矿开采深度每年以8~12m 的速度向深部延伸,一些主要矿区自20世纪70年代以来己陆续进入深部开采,徐州庞庄煤矿张小楼井、开滦赵各庄矿和唐山矿、新汶孙村矿等开采深度超过1100m[125].由于开采深度加大,岩体应力急剧增加,巷道维护十分困难,常常是前掘后翻,需要多次返修,维护费用很高,因此,深部巷道支护是深井开采的难题和重要的研究内容.1 深部巷道矿压显现特征深部巷道地应力增加,导致围岩岩性恶化,围岩塑性区和破碎区范围大,尤其煤巷两帮的煤层强度小,在采动支承应力作用下,塑性区和破碎区更大,两帮相对移近剧烈,降低了两帮对顶板的支护;高应力通过两帮传递到底板,因施工困难、巷道底板一般不支护或支护强度较小,因此,深部巷道底鼓严重.深部煤层巷道在两帮相对移近过程中,作用于顶板和底板,导致顶板下沉和底板鼓起,两帮相对移近与底鼓相互作用,即两帮相对移近促进底鼓,底鼓又加剧两帮移近.与浅部巷道支护显著的差别,深部巷道不仅要加强顶板支护,也要重视控制两帮相对移近和底鼓.2 深部巷道围岩控制原理围岩强度、围岩应力和支护技术是决定巷道稳定性的3大因素,所以应从这3个方面来考虑,实现深部巷道围岩稳定.2.1 提高围岩强度1)锚杆支护强化围岩强度 破碎围岩中锚杆支护的作用在于提高围岩强度,随锚杆支护强度提高,锚固体极限强度、残余强度增大,残余强度增大更为显著[6],因此采用高强锚杆支护可显著提高围岩的承载能力.研究[7]表明,在一定范围内支护阻力与围岩变形量呈负指数关系,提高支护阻力可大大减少围岩变形量,有利于巷道围岩稳定.2)围岩注浆 由于深部巷道围岩比较破碎,采用围岩注浆加固可明显改善围岩力学参数,充填裂隙,提高岩体强度和锚杆锚固力,并且可以封闭水源、隔绝空气,保护围岩免受风化.注浆材料可选用化学类、水泥类、高水速凝材料等.注浆对象主要是软弱、破碎围岩.3)加固帮、角关键部位 目前我国巷道支护重视顶板、忽视两帮和底板,顶板锚杆支护强度较大、两帮支护强度较小、底板一般不支护,造成深部巷道两帮及底角破碎区、塑性区很大,大范围的破碎区围岩发生碎涨变形,两帮变形和底鼓十分严重.通过对两帮及底角加强支护、注浆加固[8],提高两帮及底角破碎区围岩的残余强度和锚杆锚固力,可有效阻止破碎区围岩的碎涨变形,对深部围岩起到支护作用,而且两帮有效支撑顶板,阻止顶板下沉,保持围岩稳定,因此,控制两帮下沉和底角破坏是深部巷道支护的关键.2.2 减小巷道围岩应力合理布置巷道,从时间、空间减少采动支承应力对巷道作用的强度和次数,减小围岩应力、减小采动支承应力对巷道围岩破坏;合理设计煤柱尺寸,既要保持煤柱稳定,又要使巷道受到的集中应力尽可能小,将巷道布置在应力降低区内[9].对于深部巷道来说,采取应力转移、减小浅部围岩应力是减小巷道围岩变形量、保持巷道良好维护状态的重要技术途径.2.3 采用合理的锚杆支护技术1)高强度、大延伸量锚杆支护 阻止深部回采巷道围岩发生较大变形既不经济也不合理.高强度锚杆支护可提供较大的支护阻力,控制围岩塑性区及破碎区发展、降低塑性区流变速度,提高支护阻力可以大大减小围岩变形;大延伸量锚杆支护允许围岩有一定变形,降低围岩应力、减少锚杆载荷,防止锚杆破断,改善巷道维护状况.2)增大锚杆预紧力 增大锚杆预紧力显著减小深部巷道围岩强度弱化、减小围岩塑性区及破碎区的范围,提高深部巷道稳定性.3)改善锚索性能 目前煤矿锚索使用的钢绞线直径有15.24,17.8mm两种,延伸率∆S= 3.5%.锚索直径偏小,强度不够,延伸量更小,不能适应围岩较大变形,难以避免破断失效.通过应用新材质、增大锚索直径,提高锚索的延伸量和破断载荷,使锚索适应深部巷道围岩大变形.3 工程应用3.1 生产地质条件平顶山矿务局十矿己15,16224090工作面埋深870~930m,煤层厚度3.5~4.3m,倾角14°~23°,平均18°,煤层松软破碎、强度小、单轴抗压强度小于10M Pa,为高瓦斯煤层,存在煤与瓦斯突出倾向.巷道沿煤层顶板掘进,梯形断面,宽4.2m,巷道中高3.0m.直接顶为砂质泥岩、裂隙发育、强度较小,顶板6m范围内存在2条煤线,距巷道顶板10m左右的己14煤层厚0.6m,属复合顶板,掘进时易发生冒顶和片帮,底板为煤体,直接底为3.3~4.2m厚的砂质泥岩.3.2 巷道支护技术1)超前钻孔应力转移由于巷道埋深大、围岩强度小、复合顶板,掘进641 中国矿业大学学报 第35卷后、锚杆支护之前,顶板已经产生较大的离层、下沉,使顶板承载能力快速衰减,巷道维护难度更大,为此,结合瓦斯抽放,在掘进迎头前方煤层布置钻孔,一方面抽放瓦斯,另一方面将掘进引起的支承应力峰值向深部转移,降低巷道迎头应力,减少无支护空间顶板离层、下沉.巷道迎头超前钻孔布置见图1.采用FLA C 4.0软件数值计算、分析应力转移效果与钻孔长度的关系,见图2.由图2可见,巷道迎头钻孔后,应力峰值位置随钻孔长度增加显著向深部转移,钻孔长度超过12m 后,峰值位置距巷道表面的距离减小,因此,确定钻孔长度10m ,每掘进5m 钻1次孔.图1 巷道迎头钻孔示意图F ig .1 Bo reho le diagram of heading face of roadway图2 应力转移效果与钻孔长度的关系F ig .2 R elati on betw een bo reho le lengthand stress tran sfer result2)高阻让压锚杆支护技术深井煤巷发生较大变形难以避免,采用树脂药卷加长锚固、高阻力、大伸长量的抗破断锚杆实现高阻让压支护.高阻即锚杆给围岩提供较大支护阻力控制塑性区发展、降低塑性区流变速度,提高支护阻力可以大大减小围岩变形;让压即允许围岩有一定变形,允许围岩变形可降低围岩应力、减少锚杆载荷,防止锚杆破断,改善巷道维护状况.顶板支护:己15,16224090工作面巷道顶板稳定性差,易产生离层、冒落,采用树脂药卷加长锚固、高预紧力、高强度锚杆支护强化顶板[10].该支护的顶板岩层强度和刚度显著提高,减少顶板下沉量,巷道顶板安全性能得到提高.同时采用快速承载的高预应力锚索将下部锚固的顶板悬吊在上部稳定岩层中,确保顶板安全可靠.顶板锚杆为直径22mm ,长2.4m 的高强度螺纹钢锚杆,排距750mm ,锚杆布置见图3,锚杆破断载荷大于210kN ,延伸率大于23%,实现高阻让压支护.同时采用锚索加强支护,锚索直径15.24mm ,长7.3m ,排距为3.0m ,每排2根,树脂药卷锚固长1.6m.图3 锚杆布置图F ig .3 Bo lt arrange m en t两帮支护:采用树脂药卷加长锚固、高预紧力、高强度锚杆支护两帮,提供较大的支护阻力,控制两帮塑性区的发展、降低塑性区的流变速度,同时该支护又能适应两帮的较大变形,实现高阻让压支护.帮、角锚杆均为直径20mm ,长2.2m 的高强度螺纹钢、尾部热处理的锚杆,锚固长度1.1m ,排距750mm .3)加固两帮和底角由于己15,16224090工作面两巷为梯形巷道,两帮和底板均为强度较小的煤层,掘巷后围岩破碎区从两帮和底角开始,最终也以两帮最大.两帮和底角采用高强度锚杆支护,阻止破碎区、塑性区的发展,减小该部位煤层强度衰减,当两帮和底板裂隙发育,即距迎头80~100m [11]时,应用高水速凝材料对两帮及底板注浆加固[8],提高破碎区围岩的残余强度和锚杆锚固力,可有效阻止两帮相对移近和底鼓,是控制深井煤巷围岩稳定的重要技术.己15,16224090工作面两巷注浆孔布置图见图4.图4 注浆孔布置F ig .4 A rrange m en t of grouting bo reho le3.3 巷道维护效果采用上述原理和控制技术,己15,16224090工作面风巷围岩变形见图5.由图5可见,采用超前卸压和高强度、高预紧力的锚杆支护技术,减小了掘进影响期巷道变形速度及影响时间;巷道掘进20d ,应用高水速凝材料对两帮及底角注浆加固,顶底板、两帮相对移近速度快速降低并趋于稳定,两帮相对移近量、底鼓量显著减小.巷道变形稳定后顶741第2期 柏建彪等:深部巷道围岩控制原理与应用研究底板、两帮相对移近量分别小于600,350mm ,与原支护相比分别降低了55.2%,61.8%.该项技术控制了深井煤巷围岩变形、保持巷道围岩稳定,改善了深井煤巷维护状况.图5 巷道围岩变形F ig .5 D is p lace m en t of rock around roadw ay4 结 论1)深部巷道矿压显现特征是:塑性区、破碎区显著增加,特别是两帮和底角,控制两帮下沉和底角破坏是深部巷道支护的关键.2)转移高应力、减小巷道浅部围岩应力,是深部巷道围岩控制的一条重要技术途径.3)采用高强度、高预紧力的锚杆支护、注浆加固破碎围岩(重点是两帮和底角),提高破碎围岩残余强度和锚杆锚固力,实现深部巷道围岩稳定.参考文献:[1] 何满潮,谢和平,彭苏萍,等.深部开采岩体力学研究[J ].岩石力学与工程学报,2005,24(16):280322814.H E M an 2chao ,X IE H e 2p ing ,PEN G Su 2p ing ,et al .Study on rock m echan ics in deep m in ing engineering [J ].Ch inese Journal of Rock M echan ics and Engi 2neering ,2005,24(16):280322814.[2] 何满潮.深部的概念体系和工程评价指标[J ].岩石力学与工程学报,2005,24(16):285422858.H E M an 2chao .Concep ti on syste m and evaluati on in 2dexes fo r deep engineering [J ].Ch inese Journal of Rock M echan ics and Engineering ,2005,24(16):285422858.[3] 徐永圻.中国采煤方法图集[M ].徐州:中国矿业大学出版社,1990.[4] 陈炎光,陈冀飞.中国煤矿开拓系统[M ].徐州:中国矿业大学出版社,1996.[5] HOU C J .R evie w of roadw ay con tro l in s off surr 2ounding rock under dynam ic p ressure [J ].Journal ofCoal Science &Engineering (Ch ina ),2003,9(1):127.[6] 侯朝炯,勾攀峰.巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究[J ].岩石力学与工程学报,2000,19(3):3422345.HOU Chao 2ji ong ,GOU Pan 2feng .M echan is m study on strength enhance m en t fo r the rock s surrounding roadw ay suppo rted by bo lt [J ].Ch inese Journal of Rock M echan ics and Engineering ,2000,19(3):3422345.[7] 陆士良,王悦汉.软岩巷道支架壁后充填与围岩关系的研究[J ].岩石力学与工程学报,1999,18(2):1802183.LU Sh i 2liang ,W AN G Yue 2han .Study on relati on 2sh i p betw een suppo rt w ith backfilling and surrounding rock s of roadw ay in s oft strata [J ].Ch inese Journal of Rock M echan ics and Engineering ,1999,18(2):1802183.[8] 柏建彪,侯朝炯.空巷顶板稳定性原理及支护技术研究[J ].煤炭学报,2005,30(1):8211.BA I J ian 2biao ,HOU Chao 2ji ong .R esearch on sup 2po rting techno l ogy and p rinci p le of roof stability of a 2bandoned wo rk ings [J ].Journal of Ch ina Coal Soci 2ety ,2005,30(1):8211.[9] 柏建彪,侯朝炯,黄汉富.沿空掘巷窄煤柱稳定性数值模拟研究[J ].岩石力学与工程学报,2004,23(20):347523479.BA I J ian 2biao ,HOU Chao 2ji ong ,HUAN G H an 2fu .N um erical si m ulating research on stability of narrow coal p illar of en try driving al ong nex t goaf [J ].Ch i 2nese Journal of Rock M echan ics and Engineering ,2004,23(20):347523479.[10] 柏建彪,侯朝炯,杜木民,等.复合顶板极软煤层巷道锚杆支护技术研究[J ].岩石力学与工程学报,2001,20(1):53256.BA I J ian 2biao ,HOU Chao 2ji ong ,DU M u 2m in ,et al.O n bo lting suppo rt of roadw ay in ex tre m ely s oft seam of coal m ine w ith comp lex roof [J ].Ch inese Journal of Rock M echan ics and Engineering ,2001,20(1):53256.[11] 贺永年,张 农,杨米加,等.巷道滞后注浆加固与滞后时间分析[J ].煤炭学报,1996,21(3):2402244.H E Yong 2n ian ,ZHAN G N ong ,YAN G M i 2jia ,et al.A nalysis of delayed grouting of roadw ay and lag 2ging ti m e [J ].Journal of Ch ina Coal Society ,1996,21(3):2402244.(责任编辑 陈其泰)841 中国矿业大学学报 第35卷。

  1. 1、下载文档前请自行甄别文档内容的完整性,平台不提供额外的编辑、内容补充、找答案等附加服务。
  2. 2、"仅部分预览"的文档,不可在线预览部分如存在完整性等问题,可反馈申请退款(可完整预览的文档不适用该条件!)。
  3. 3、如文档侵犯您的权益,请联系客服反馈,我们会尽快为您处理(人工客服工作时间:9:00-18:30)。

中厚煤层综采 工作 面缩面及 旋转 回采技 术 , 提 高 了矿井煤炭资源 回收率 , 通 过采 取一 系列 的 安全技术 措施 , 实现 了工作 面安全 回采。4 3 上0 7工作 面成 功 回
5 安全 技术 措 施
5 . 1 缩 面 安 全 技 术 措 施
缩面前 , 工作面机尾 段必须提前 联金属 网 , 撤 除支 架时及 时倾 向使用工字钢 , 防止撤除支架时 出现 冒顶事 故 。缩面撤除机尾 支架时 , 必须依 次进行 , 撤 出 1组支 架后 , 及时靠一侧补支单体 , 再降另一组支架 , 严禁 同时 降下端头两组以上支架进行施工 。撤 出支架后 , 及时在 切顶线处 ( 支架顶梁与掩 护梁铰接处 ) 补支上密 集单体 支柱 , 柱距 5 0 0±1 0 0 a r m, 并挂好“ 严禁 人内” 警示牌 。缩
屈 服时 , 又将 出现新 的塑性区。如此逐 渐推进 , 使塑性
作者简介 : 刘存 智 ( 1 9 6 3一) , 男, 汉族 , 山东省 莘县 人。毕业 于黑 龙江科技学 院采矿专业 , 采煤工程师 , 现任龙煤双鸭 山分公司安全监 察部副部长 。
区不 断向纵深发展 。假若不 采取适 当的支护 措施 , 所 监控 的塑性 区将 随变形 加大而出现松动破坏 。塑性 区 和松 动破 坏区截 然不同 , 松动破 坏区没有承载能力 , 而 面撤除设备期 间, 加强斜联络巷的顶板管理。 5 . 2 旋 转 回采 安全技 术措 施 旋转 回采过程 中 , 及 时找直工作面 , 防止 中部支架 拖后形成压力集 中区 , 出现 压死支架 的情 况 。旋转 回 采期间 , 必须加强辅顺及胶顺端头顶板 的支护 , 严禁超 前 回撤 。由于运输 机上 窜下 滑或机 头添加 溜槽后 , 导 致机头端头架 间距大于 5 0 0 m m时 , 必须及 时在架 间支 设单体板梁棚 , 防止架间漏矸 , 支设的单体必须栓好安 全绳 , 安全绳两端 要在 支架 上 的可靠 位置 生根 。由于 工作面顶板 比较 破碎 , 调架时, 要 提 前清 理 好架 前 浮 矸, 保证 支架快 移 , 减少 空顶 时间 , 防止 出现局部 冒顶 事故 。加强对工作面 、 巷道顶板的检查 , 发现顶板压力 显现 比较 明显 、 顶板 比较破碎时 , 及时安排支设单体板 梁棚或架设工字钢棚进行支护 。
容现象突 出。该 文在进行巷道 围岩力 学分析 的基础上 , 深入研 究高地压巷道支护原则基础上 , 并进行 了支护技 术参数优化 , 为东荣二矿煤炭 资 源开 采提供技术 支持 。 关键词 高应力 锚杆 支护 围岩控 制
中图分类号 T D 3 5 3 . 6 文 献标 识码 B d o i : 1 0 . 3 9 6 9 / j . i s s n . 1 0 0 5—2 8 0 1 . 2 0 1 3 . 0 3 . 7 8
6 结 语
( 咬) 架, 对旋 转 回采 时 两端 头 的进 刀 比例要 选 取 合 适 。根据计算 , 旋 转 回采 期 间机尾 推进 8 m, 机 头推 进 3 0 . 7 m, 旋转 回采前 工作 面斜 长 8 0 . 3 m, 旋 转 回采后 工
作 面斜长 7 9 . 1 m, 届时 工作 面可 能 向机尾 方 向上窜 约 1 . 2 m, 工作面接面后生产时要适 当调整。


巷道掘 出后 , 仅有 2 4 %左 右经过 简单维 护即可 服务 于
巷道 开挖 以后 , 原有 的应力状态被 破坏 , 围岩 中应
回采工作 面 ; 3 0 %左 右 因围岩 活 动剧 烈 、 断 面 收缩 率 大、 原有支护 已失效 , 需经过整 体恢 复性支护后 方可投 入使用 , 而剩 余 4 6 % 的巷 道 , 因大 范 围 的支 护失 效和 顶板 冒落 , 无法恢 复使用 , 未经 回采提前 报废 。而工作 面上下巷在采 动影 响作 用下 , 围岩变 形移 动严 重 。巷 道断 面收缩 率 大 , 最 高 超过 5 0 %, 需要 不 断刷 大 回采
4 . 3 旋 转 回采 工 艺
旋转 回采 工艺过 程 : 工作 面机 尾推进 至 导线点 交 3点 时开始 , 按 照机尾端头进 I 排, 机 头端头进 4排 的 比例进行推进 。采用 短刀斜 切 的切割 方式 , 按 照机 头 进 4排 , 机尾进 1 排为一个正规循环 , 循 环进尺 为机头 3 m, 机尾 0 . 7 5 m, 每个循 环分 3 个 短刀进 行割煤 。
2 0 1 3 年 第3 期
堪 蔗 科技
1 2 3
东 荣 二 矿 十 七 号 煤 层 巷 道 围岩 控 制 技 术 研 究
刘存 智
( 龙 煤控 股 集 团双 鸭 山分 公 司 , 黑龙 江 双 鸭 山 1 5 5 1 0 0)

要Leabharlann 在高地应力环境 下, 煤岩体 的变形特性发 生了根本变化 : 由浅部 的脆性 向深部 的塑性转化 ; 煤岩体具 有较强 的时间效应; 煤岩体 的扩
收 稿 日期 : 2 0 1 3一 O 1一l 6
力重新分 布 , 这种 变化促使 围岩 向巷道 空间变形 , 围岩
本身 的裂 隙发生扩 容和 扩展 , 力 学性质 不断 恶化 。在
围岩应力条件下 , 切 向应力在洞壁 附近发生应力集 中 , 致使这一 区域岩 层屈服而进入 塑性 工作状态 。进入 塑 性状态 的围岩成 为塑性 区。塑性 区的 出现 , 使应 力集 中区从岩 壁向纵深 偏移 , 当应力集 中的强度超 过 围岩
目前 , 东荣二 矿 的主要 生产 采区 为中一上 采区和
巷道 断面 , 重新架设密集 大棚 , 才能正 常使用 。
1 巷 道 开 挖 后 的 围岩 力 学 分 析
南翼 ( 南二上 ) 采区, 十七 号煤层 为主要 的开采煤 层之 根据东荣二 矿所 提供 的地质 资料 统计结 果 表 明 ,
相关文档
最新文档