深部巷道围岩钻孔卸压与围岩控制技术研究
《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。
袁店二井煤矿西翼大巷深孔爆破切顶护巷围岩控制技术研究

袁店二井煤矿西翼大巷深孔爆破切顶护巷围岩控制技术研究摘要:袁店二井煤矿为高瓦斯矿井,72煤层工作面存在采高大、地质条件复杂等特点,末采期间存在顶板超前支承压力影响前方主体巷道围岩应力分布导致的顶板风险。
运用2022年4月到5月联合山东科技大学在7216外工作面进行初采放顶水力压裂控制技术研究的经验,避免工作面超前支承压力对西翼大巷的影响,矿井独立于2023年3月到4月期间在7253工作面进行综采工作面末采深孔爆破切顶护巷围岩控制技术研究,并进行了一系列的设计及施工优化改进工作,取得较好成效。
7253工作面末采期间,消除了85采区7253工作面回采对西翼大巷的扰动影响,避免了维护巷道造成的人工和材料成本投入,也为七采区安全开采保驾护航了。
关键词:切顶卸压;围岩控制;水力压裂;深孔爆破0.引言淮北矿业集团袁店二井煤矿为高瓦斯矿井。
72煤层工作面存在采高大、地质条件复杂等特点,7253综采工作面末采期间存在顶板超前支承压力影响前方主体巷道围岩应力分布导致的顶板风险,为规避此类风险,矿井运用联合山东科技大学在7216外工作面进行初采放顶水力压裂控制技术研究期间总结的成熟经验,为避免工作面超前支承压力对西翼大巷的影响,矿井独立于2023年3月到4月期间在7253工作面进行综采工作面末采深孔爆破切顶护巷围岩控制技术研究,并进行了一系列的设计及施工优化改进工作。
1.地质概况7253工作面位于85采区中南部,东至F326及ZF1断层,西邻F9断层,南至F26及WF4-4断层,北至大巷保安煤柱线。
工作面底板标高-530.2~-741.6m。
7253工作面可采走向长度734m,切眼长度205m。
7253工作面回采72煤,煤层厚度1.42~4.21m,平均3.8m,倾角10°~22°,平均16°。
工作面资源储量73.74万吨,可采储量68.58万吨。
7253工作面直接顶为泥岩,厚度0.85~3.33m,平均1.44m,灰色-深灰色,块状,含大量植物化石碎片,层面含炭质,性脆。
深部回采巷道矿压规律及控制优化技术研究

深部回采巷道矿压规律及控制优化技术研究随着煤炭资源开采不断深入,深部回采巷道矿压成为了矿业工作者面临的严峻挑战。
为了保障人员安全和煤炭资源的科学有效开采,对深部回采巷道矿压规律及控制优化技术的研究就显得尤为重要。
一、矿压规律矿压是指地下开采过程中,地压迫使岩石变形产生的能量释放,造成的岩土体的稳定状况及岩石工程的影响。
深部回采巷道矿压的主要表现是巷道破坏、顶板失稳和支架破坏。
矿压的大小与岩石物理力学性质、区域地质构造、工作面开采方式、支撑方式以及采动进度等因素有关。
矿井的深度、坚硬程度越大、煤厚度越大、采动方式越不稳定、支架寿命越短,矿压越剧烈。
二、控制优化技术为了控制深部回采巷道矿压,矿业工作者利用各种技术手段进行控制和优化,具体措施如下:1. 合理选择采动方式。
采用合适的采动方式有助于降低矿压,如柔性开采、分步开采、短进长采等。
2. 选取合适的支护方式。
煤矿下采区岩体支撑通常采用框架支架和单片支架的组合方式,但为了进一步加强支撑,可以使用各种补充支撑,如锚杆和张力杆等。
3. 优化巷道布置和尺寸。
合理的巷道布置和尺寸有利于降低矿压,减少支架使用,并有助于提高采煤量。
4. 管理采动进度。
采动进度的管理不仅是采煤效率的关键,还能够保证采动矿压的均匀分布,减小采动的影响。
5. 加强地质勘探和预测。
合理预测煤层岩体的变形特征和破坏规律,指导合理采矿方法的选择及支护方式的设计。
6. 加强科技力量建设。
煤矿工程中数学模拟、模型试验等研究方法正成为深部回采巷道矿压控制的有力工具。
三、总结深部回采巷道矿压规律及控制优化技术研究对保障矿工安全和煤炭资源的顺利开采至关重要。
只有采用全面而科学的控制和优化措施,才能更好地降低矿压,提高采煤效率,建立科学的矿井生产管理体系。
深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术

深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术摘要:随着我国煤矿开采深度的不断增加,围岩控制及支护技术成为深部巷道开采的聚焦点。
因此,本文首先简要的阐述了煤矿深部巷道围岩条件及变形特点,然后重点分析了煤矿深部巷道围岩稳定性控制措施。
关键词:深部巷道;控制措施;技术1 煤矿深部巷道开采特点深部巷道围岩条件比较复杂,只有充分了解深部巷道围岩性质的变化才能因地制宜,进行有效的围岩控制。
深部巷道围岩开采过程中会表现出如下特点:与上部围岩相比,深部开采巷道围岩密度增加,围岩变硬;开挖前,岩体处于三向受力状态下,由于巷道掘进后,周围岩石被开挖,相当于卸载,致使其压力释放,岩体容易破碎,导致围岩强度有所下降,出现大量细微裂缝,围岩软化。
开采巷道的变形特点:(1)由于巷道开挖后,围岩会发生卸载现象,岩体能量突然得到释放,使得围岩塑性区和破碎区范围加大,巷道两帮移近量大,继而两帮高应力传到底板,巷道底鼓严重;巷道变形易受扰动,对外部环境影响反应十分灵敏,外部作用发生变化变化,巷道应力、变形均会出现显著改变。
(2)巷道围岩变形的时间效应。
初期来压时比较快、变形也非常显著,如果不采取科学有效的支护措施,极易发生冒顶、片帮等现象,当围岩变形稳定后,围岩则长期处于流变状态。
(3)巷道围岩变形的空间效应。
深井巷道来压方向大多表现为四周来压,不仅是顶板、两帮发生明显的变形和破坏,而且底板也会出现较强烈的变形和破坏,如果不对底板采取有效控制措施,巷道则会发生严重底鼓,而强烈底鼓则会加剧两帮和顶板的变形和破坏。
(4)巷道围岩变形的冲击性。
在有明显的冲击倾向性的巷道中,围岩变形有时并不是连续、逐渐变化的,而是突然剧烈增加,这就导致了巷道断面迅速缩小,具有强烈的冲击性。
2 深部煤矿地区地应力测量与分析方法目前我国各大煤矿区对深部煤矿地区的地应力场的分布特征缺乏清晰、准确的认知,在系统认识方面也有所不足。
目前可直接在深部煤矿地区地应力场分布研究过程中进行使用的数据仍然不足,很多煤矿深部井下工程如支护问题以及冲击地压防治问题等等,在过去较少考虑到地应力以及地应力场这组重要参数。
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。
B050309深孔卸压爆破技术改善煤巷支护的试验研究(精)

深孔卸压爆破技术改善煤巷支护的试验研究周金城【峰峰集团公司生产处】摘要针对大采深高流变软岩巷道掘进难以支护的问题,应用深孔卸压爆破技术和深部围岩—浅部围岩—支架系统应力变形二次耦合支护技术,取得成功。
对认识变形机理、完善围岩应力分析理论和指导生产实践具有一定的现实意义。
关键词深孔卸压爆破高流变软岩支护试验近年来,随着开采深度的不断加大,采矿工程面临的地质条件越来越复杂。
国内外学者针对采矿工程所涉及的领域进行了大量的研究,取得了一些可喜的成果,对指导生产实践发挥了重要作用。
但是,由于煤矿岩层赋存千变万化,围岩条件差异很大,对于复杂应力结构高流变围岩的研究仍处于起步阶段。
本次试验针对万年矿南翼采区复杂的应力条件和岩层结构,应用深孔卸压爆破技术改善大采深高流变煤巷支护效果,取得成功,对认识变形机理和指导生产实践具有一定现实意义。
1 问题提出万年矿主要生产水平为二水平,埋深500m,很多巷道遭到了严重破坏,影响了生产的正常进行。
从遭到破坏巷道情况看,锚喷支护巷道的破坏表现为顶帮开裂、喷层脱落、锚杆拉断、底臌和局部冒顶;架棚支护巷道的破坏表现为支架变形、折断、底臌和局部冒顶等。
破坏后巷道不能满足运输、通风等生产需要和人员、设备的安全要求,对安全生产威胁很大,必须经常整修。
为从根本上解决这一问题,由河北工程学院和峰峰集团公司合作,选择具有代表性的13278工作面运输机巷作为试验巷道,进行改善支护效果的研究。
2 试验巷道条件万年矿位于峰峰煤田西北,矿井年生产能力为150万t。
矿井采用斜井多水平联合布置的开拓方式和盘区前进、区内后退式开采。
地层为单斜构造,断层密布,煤层倾角变化在4~55°之间,大部分为缓倾斜煤层。
矿井含煤地层为石炭—二迭纪,可采煤层共6层,主采煤层为2#煤。
试验巷道为13278综采工作面下顺槽,为沿空掘巷。
煤层厚度3.0~4.5m,平均厚度3.8m。
煤层倾角7~15°。
煤层内含夹矸两层,厚0.2m。
深井沿空掘巷围岩变形破坏特征及控制技术研究
第38卷第2期2021年03月米矿与安全工程学报Vol.38No.2 Journal of Mining&Safety Engineering Mar.2021文章编号:1673-3363-(2021)02-0227-10深井沿空掘巷围岩变形破坏特征及控制技术研究程利兴1234,康红普2,3,4,姜鹏飞2,3,4,李文洲2,3,4,杨建威1,2,3,4,郑仰发2,3,4,伊康12,3,4(1.中国矿业大学(北京)能源与矿业学院,北京100083; 2.煤炭科学研究总院开采研究分院,北京100013;3.中煤科工开釆研究院有限公司,北京100013;4.天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京100013)摘要针对深井高应力软岩巷道变形量大、变形持续时间长、巷道难支护等问题,以口孜东矿沿空巷道为工程背景,通过现场调研、地应力测试、矿物成分分析及巷道围岩力学性能测试等手段,揭示高地压、强扰动是巷道产生大变形破坏的主要动力源,低抗载性围岩破裂加剧了巷道围岩的结构风化和强度劣化,加剧了巷道扩容变形,构成巷道产生大变形的主要内因;巷道断面不合理,支护强度低,加剧了巷道围岩扩容变形,构成巷道大变形的主要外因。
从巷道破坏模式方面分析巷道5种典型变形破坏特征及发生机制;通过现场观测,揭示巷道表面变形的空间非对称性、不同深度围岩变形的跳跃性,以及巷道围岩内部结构劣化的非均匀性和跳跃性;总结了巷道大变形机理是高应力驱动下塑性区劣化后的围岩产生显著的流变与强烈的扩容变形,加速了巷道的变形失稳。
提出口孜东矿沿空掘巷以“高预应力主动支护、注浆改性加固、强帮护顶”为核心的沿空掘巷支护技术,现场监测表明,该支护方案可有效控制深部高应力软岩巷道变形。
关键词千米深井;高应力;大变形;软岩巷道;沿空掘巷中图分类号TD353文献标志码A DOI10.13545/ki.jmse.2019.0586Deformation and failure characteristics and control technology of surrounding rocks in deeply gob-side entry drivingCHENG Lixing1'23'4,KANG Hongpu2'3'4,JIANG Pengfei23'4,LI Wenzhou23'4,YANG Jianwei1'2'3'4,ZHENG Yangfa2'3'4,YI Kang1'2'3-4(1.School of Energy and Mining Engineering,China University ofMining and Technology-Beijing,Beijing100083,China;2.Coal Mining and Designing Branch,China Coal Research Institute,Beijing100013,China;3.Coal Ming Research Institute Co Ltd of CCTEG,Beijing100013,China;4.Coal Mining and Designing Department,Tiandi Science and Technology Co Ltd,Beijing100013,China)Abstract In view of such problems of large deformation,long deformation duration,and support difficulty of a deep roadway with high stress soft rock,with the gob-side entry in Kouzidong Coalmine as the engineering background,through on-site investigation,in-situ stress test,mineral composition analysis,and mechanical properties test of the surrounding rock,the research revealed that high ground pressure and strong disturbance are the main force sources for large deformation and failure of the roadway;fracture of the surrounding rock with low load resistance intensifies its structural weathering and strength degradation and,thus aggravates the dilation and deformation of the roadway,which forms the main internal cause for the large deformation of the roadway;the unreasonable cross-section and收稿日期:2019-12-30责任编辑:王江涛基金项@:国家重点研发计划项目(2017YFC0603003)作者简介:程利兴(1987-),男,河南省永城市人,博士研究生,主要从事巷道围岩控制方面的研究。
《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。
煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术
㊀第45卷第3期煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报Vol.45㊀No.3㊀㊀2020年3月JOURNAL OF CHINA COAL SOCIETYMar.㊀2020㊀移动阅读康红普,姜鹏飞,黄炳香,等.煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术[J].煤炭学报,2020,45(3):845-864.doi:10.13225/ki.jccs.SJ20.0204KANG Hongpu,JIANG Pengfei,HUANG Bingxiang,et al.Roadway strata control technology by means of bolting-modi-fication-destressing in synergy in 1000m deep coal mines[J].Journal of China Coal Society,2020,45(3):845-864.doi:10.13225/ki.jccs.SJ20.0204煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术康红普1,2,3,姜鹏飞1,2,3,黄炳香4,管学茂5,王志根6,吴拥政1,2,3,高富强1,2,3,杨建威1,2,3,程利兴1,2,3,郑仰发1,2,3,李建忠1,2,3(1.天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京㊀100013;2.煤炭科学研究总院开采研究分院,北京㊀100013;3.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室,北京㊀100013;4.中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室,江苏徐州㊀221116;5.河南理工大学材料科学与工程学院,河南焦作㊀454003;6.中煤新集能源股份有限公司,安徽淮南㊀232170)摘㊀要:针对煤矿千米深井㊁软岩㊁强采动巷道围岩大变形难题,以淮南新集口孜东矿350m 超长工作面运输巷为工程背景,分析了巷道围岩大变形㊁支护构件失效原因;采用理论分析㊁实验室试验和井下试验方法,从围岩物性劣化㊁偏应力诱导围岩扩容㊁软岩结构性流变及超长工作面采动影响等方面,揭示了高地应力与超长工作面强采动应力叠加作用下巷道围岩大变形机理㊂以此为基础提出千米深井㊁软岩㊁强采动巷道支护-改性-卸压协同控制理念,采用数值模拟对比研究了无支护㊁锚杆支护㊁锚杆支护-注浆改性㊁锚杆支护-注浆改性-水力压裂卸压4种方案巷道围岩应力㊁变形及破坏规律,阐述了巷道支护-改性-卸压协同控制原理㊂研发出CRMG700超高强度㊁高冲击韧性锚杆支护材料,研究揭示了锚杆受拉㊁剪㊁扭㊁弯及冲击复合载荷作用的力学响应特征;开发出微纳米无机有机复合改性材料及配套高压劈裂注浆技术;研发出分段压裂水力压裂卸压技术与设备,形成了巷道支护-改性-卸压协同控制技术㊂基于上述研究成果,提出口孜东矿示范巷道支护-改性-卸压布置方案与参数,并进行了井下试验与矿压监测㊂监测结果表明,巷道围岩协同控制技术应用后,巷道变形量降低50%以上,锚杆㊁锚索破断率降低90%,工作面采动应力明显减小,有效控制了千米深井㊁软岩㊁强采动巷道大变形㊂最后,对下一步的研究工作进行了展望㊂关键词:煤矿巷道;千米深井;强采动;围岩协同控制;锚杆支护;注浆改性;水力压裂卸压中图分类号:TD352.5㊀㊀㊀文献标志码:A㊀㊀㊀文章编号:0253-9993(2020)03-0845-20收稿日期:2020-01-15㊀㊀修回日期:2020-03-01㊀㊀责任编辑:郭晓炜㊀㊀基金项目:国家重点研发计划资助项目(2017YFC0603000)㊀㊀作者简介:康红普(1965 ),男,山西五台人,中国工程院院士㊂E -mail:kanghp@163.comRoadway strata control technology by means of bolting-modification-destressing in synergy in 1000m deep coal minesKANG Hongpu 1,2,3,JIANG Pengfei 1,2,3,HUANG Bingxiang 4,GUAN Xuemao 5,WANG Zhigen 6,WU Yongzheng 1,2,3,GAO Fuqiang 1,2,3,YANG Jianwei 1,2,3,CHENG Lixing 1,2,3,ZHENG Yangfa 1,2,3,LI Jianzhong 1,2,3(1.Coal Mining and Designing Department ,Tiandi Science and Technology Co.,Ltd.,Beijing ㊀100013,China ;2.Coal Mining and Designing Branch ,China Coal Research Institute ,Beijing ㊀100013,China ;3.State Key Laboratory of Coal Mining and Clean Utilization ,Beijing ㊀100013,China ;4.State Key Labora-tory of Coal Resources and Safe Mining ,China University of Mining and Technology ,Xuzhou ㊀221116,China ;5.School of Materials Science and Engineering ,Henan Polytechnic University ,Jiaozuo ㊀454003,China ;6.Xinji Energy Co.,Ltd.,China National Coal Group Corp.,Huainan ㊀232170,China )煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2020年第45卷Abstract:In order to overcome the difficult problems associated with the roadway large deformation in the coal mines with1000m buried depth,soft rock and intense mining induced affect,the causes of large rock deformation and bol-ting component damage were analyzed on the basis of a maingate in a working face with extra-long width located in the Kouzidong coal mine,the Xinji mining area,China.The rock large deformation mechanism under the superposition ac-tion of high in-situ stresses and intense mining induced stresses around the face with extra-long width was revealed from following aspects:rock property degradation,rock dilatancy caused by deviatoric stresses,structural rheology of soft rock,and mining induced affect,by means of theoretical analyses,laboratory tests and underground experiments. The synergy strata control idea with bolting-modification-destressing was put forward for the roadways with1000m buried depth,soft rock and intense mining induced affect.The rock stresses,deformation and damage features around roadways unsupported,and controlled by rock bolting,bolting-grouting modification,and bolting-grouting modification-hydraulic fracture destressing,were studied through numerical simulation,and the synergy strata control principle is ex-pounded.The CRMG700rock bolt rebar with extra-high strength and high impact toughness was developed,and the mechanical response features of the bolt under tension,shear,torsion,bending,impact load and various combination were revealed.The micro-nano inorganic and organic grouting composite materials and high pressure split grouting technique were developed.The hydraulic fracture destressing technique and facilities were developed,which form the roadway synergy control technology with bolting-modification-destressing.Based on the above-mentioned achievements, the rock control pattern and parameters were put forward with bolting-modification-destressing for the experimental en-try in the Kouzidong coal mine,and the field experiment and monitoring were conducted.The monitoring data demon-strated that the entry deformation was decreased by more than50%,the broken percentage of bolts and cables was re-duced by90%,and the mining induced stress was obviously mitigated after the rock synergy control technology was applied,which effectively contained the large deformation of roadway with1000m buried depth,soft rock and intense mining induced affect.Key words:coal mine roadway;mine1000m deep;intense mining induced affect;strata control in synergy;rock bol-ting;grouting modification;hydraulic fracture destressing㊀㊀国家重点研发计划项目 煤矿千米深井围岩控制及智能开采技术 针对煤矿千米深井围岩控制及智能开采面临的技术难题,综合考虑巷道和采煤工作面相互影响,以合理加大工作面长度,实现生产集约化,降低掘进率㊁提高煤炭采出率为思路,以 应力场 围岩变形 围岩控制 开采与围岩控制的智能化 井下试验 为主线,研究4个关键科学问题:高地应力与超长工作面强采动应力叠加作用下巷道围岩大变形机理;高应力㊁强采动巷道围岩支护-改性-卸压 三位一体 协同控制原理;千米深井超长工作面应力与覆岩结构演化机理;超长工作面多信息融合的智能开采模式,研发形成千米深井巷道围岩支护-改性-卸压 三位一体 协同控制及基于千米深井超长工作面矿压规律的智能开采技术体系㊂项目立项后,项目组成员开展了集中攻关研究,并提出 煤矿千米深井围岩控制及智能开采技术构想 [1]㊂针对千米深井巷道围岩高应力㊁强采动的特点,提出高预应力㊁高强度㊁高冲击韧性锚杆主动支护,高压劈裂注浆主动改性及水力压裂主动卸压的 三位一体 ㊁ 三主动 协同控制方案;针对千米深井超长工作面开采过程中覆岩分区破断㊁矿压动态迁移的特点,以液压支架为核心,提出超长工作面多信息融合的液压支架自适应群组协同控制,并集成采煤机等其他工作面设备的方案,最终形成千米深井超长工作面智能开采成套技术体系㊂目前,项目研发时间已经过半,取得一些阶段性研究成果㊂本文主要介绍在千米深井巷道围岩控制方面的研究进展,包括示范巷道地质与生产条件,高应力㊁强采动巷道围岩地质力学特性与大变形机理;巷道围岩支护-改性-卸压 三位一体 协同控制原理;超高强度㊁高延伸率㊁高冲击韧性锚杆支护材料力学性能与应力状态,高压劈裂注浆改性材料与技术,水力压裂卸压技术,及井下试验与围岩控制效果㊂1㊀千米深井示范巷道地质条件及支护现状1.1㊀示范巷道地质与生产条件项目示范工程为淮南新集口孜东矿121302工作面,试验巷道为工作面运输巷㊂121302工作面主采13-1煤层,平均厚度4.9m,采用倾斜长壁一次采全648第3期康红普等:煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术高综采,埋深1000m,工作面长度350m,巷道布置如图1所示㊂煤层上方基岩薄,上覆591.6m 厚松散层,顶底板多为泥岩㊁砂质泥岩,黏土矿物含量高,遇空气和水后极易风化㊁软化㊂121302运输巷总长度1120m,距东邻121301采空区净煤柱宽度15m㊂121301工作面于2016年8月回采结束,采空区稳定1a 后试验巷道开始掘进㊂巷道终点与111304采空区距离为88m㊂图1㊀口孜东矿121302工作面及试验巷道平面布置Fig.1㊀Layout of working face 121302and roadways in theKouzidong Coal Mine1.2㊀巷道原支护方案与状况121302运输巷原设计断面为直墙半圆拱形,巷道宽度5800mm,高度4100mm,沿煤层顶板剥岩掘进,留底煤2~3m㊂巷道原支护采用锚网索支护+喷浆+滞后注浆联合控制方案,支护设计如图2所示㊂锚杆采用HRB500左旋无纵筋螺纹钢,直径22mm,长2500mm,间排距800mm,预紧扭矩260N㊃m,配合钢筋托梁护表㊂锚索为1ˑ19结构钢绞线,直径21.8mm,顶锚索长度9200mm,帮锚索长度6200mm,顶帮锚索张拉力160kN,锚索间排距1200mm ˑ1400mm,采用平托板+M 型钢带护表㊂巷道煤柱侧帮注水泥浆,注浆孔深度4~6m,其表面喷射混凝土㊂采用上述支护后,巷道仍然出现剧烈变形,尤其是回采期间,主要表现为巷帮和底板大变形,累计底臌6m 以上,两帮收缩4m 以上㊂巷道支护结构失效及围岩大变形情况如图3所示,煤柱帮浆皮大范围破裂,大量巷道肩角锚杆㊁锚索破断,钢带撕裂㊁托板压翻等支护构件失效,巷道掘进与工作面回采全过程巷道累计起底近10次,刷帮深度3m 以上,巷道呈现 前掘后修 ㊁ 边采边修 的状态㊂1.3㊀巷道支护存在的问题对口孜东矿千米深井软岩巷道出现的大变形和结图2㊀原巷道锚杆锚索支护布置Fig.2㊀Layout of rock bolts and cables for originalroadway图3㊀原巷道支护结构失效及围岩大变形情况Fig.3㊀State of broken rock bolting components and severelydeformed original roadway构失稳进行分析,发现巷道支护存在以下主要问题:(1)对千米深井软岩巷道围岩大变形机理认识不清㊂对巷道围岩在高应力㊁强采动作用下发生持续流变,围岩物性劣化及深部节理围岩强度衰减等规律认识不清㊂(2)对千米深井软岩巷道围岩与支护相互作用机理认识不清,没有提出适合高应力㊁强采动巷道围岩控制的有效方案,仍然采用传统的锚杆㊁锚索及注浆维护巷道㊂(3)巷道断面形状的影响㊂巷道采用拱形断面,留底煤破顶掘进,导致肩窝位置煤岩交界面处出现 三角煤 ,该位置煤体在挤压作用下发生强烈的扩容变形,导致肩窝处锚杆㊁锚索破断较为严重㊂(4)煤体锚固力低,滞后注浆加固效果有限㊂在巷道原支护段,采用1~2支MSK2350锚固剂进行了锚杆拉拔力测试,测试结果见表1㊂顶板岩层中锚杆锚固力216kN;实体煤帮锚杆锚固力86.4kN,煤柱侧帮仅为20kN㊂说明121302运输巷煤帮,特别是煤柱侧帮受121301工作面采动影响严重,煤体已产748煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2020年第45卷生大量裂隙,锚杆㊁锚索锚固力大幅降低㊂虽然后期进行了水泥注浆,但煤体中锚杆㊁锚索 生根 困难,严重影响巷帮煤体支护效果㊂表1㊀121302运输巷围岩锚固力测试结果Table1㊀Test results of bolt anchorage force in rocksurrounding the maingate121302测试位置锚固剂数量/支锚固力/kN顶板1216实体煤帮186实体煤帮2151煤柱帮120㊀㊀(5)锚杆㊁锚索预紧力偏低㊂锚杆设计预紧扭矩260N㊃m,锚索张拉力160kN,二者都偏低,忽视了锚杆支护的核心参数-高预紧力对围岩的主动控制作用㊂(6)锚杆㊁锚索支护构件不匹配㊂锚杆㊁锚索未安装调心球垫,使受力状态恶化,造成围岩变形过程锚杆杆体㊁锚索索体受弯而发生破断㊂锚杆托板拱高不合要求,承载力较低,锚杆未发生破断,托板已产生较大变形或翻转;锚索采用平托板,较低承载力即产生外翻㊂M型钢带护表面积小,与锚索托板不匹配,降低了主动支护作用㊂锚杆螺纹段长度100mm,局部软弱煤帮片落条件下施加的预紧扭矩在尚未达到设计要求时杆尾螺纹段长度就已用尽,出现扭矩达标而锚杆预紧力不足的现象㊂杆尾外露较长时采用托板后面垫木板,大幅降低主动支护效果㊂2㊀千米深井巷道围岩大变形机理2.1㊀巷道围岩物理力学特性围岩物理力学特性是影响巷道变形的根本因素,为此,对示范巷道围岩矿物成分㊁岩石力学参数及在不同加卸载路径下的力学行为进行了测试与分析㊂口孜东矿13-1煤层顶底板岩性分布如图4所示㊂顶板以泥岩为主,上部37.1m范围主要为泥岩或砂质泥岩,37.1~45.3m范围存在一层8.2m厚的细砂岩㊂底板也以泥岩和砂质泥岩为主,各类泥岩累计厚度27.1m㊂煤及顶板岩石力学性质测试结果见表2㊂煤及泥岩的矿物成分测试结果见表3,其中,煤块㊁含矸煤块矿物含量指煤质除外的矿物含量㊂可见,煤㊁顶底板泥岩中黏土矿物含量占矿物总含量的60%左右㊂图4㊀13-1煤层顶底板岩层分布Fig.4㊀Roof and floor rock layers around coal seam No.13-1表2㊀煤岩力学性质测试结果Table2㊀Test results of coal and rock mechanical properties岩性单轴抗压强度/MPa单轴抗拉强度/MPa黏聚力/MPa内摩擦角/(ʎ)弹性模量/GPa泊松比煤10.081.634.5735.212.830.20泥岩37.703.7311.7427.0014.690.25细砂岩91.036.8717.1534.0321.220.16表3㊀煤岩矿物成分测试结果Table3㊀Test results of coal and rock mineral compositions试件矿物含量/%石英白云石菱铁矿黏土矿物煤块39.1 60.9含矸煤块16.10.22.081.7顶板泥岩38.6 1.759.7底板泥岩32.8 3.863.4㊀㊀采用水压致裂法在13-1煤顶板岩层中进行了地应力测量,最大水平主应力为21.84MPa,最小水平主应力11.42MPa,垂直应力25.12MPa㊂煤层单轴抗压强度(10.08MPa)与3个主应力的比值分别为0.46,0.88,0.40;泥岩单轴抗压强度(37.70MPa)与3个主应力的比值分别为1.73,3.30,1.50㊂可见,最小主应力已超过煤层抗压强度,最大主应力达到泥岩抗压强度的2/3,强度与应力比值较小,导致巷道开挖后周边围岩很快进入破坏状态㊂与此形成明显对比的是顶板上部细砂岩抗压强度较高(91.03MPa),与3个主应力的比值分别为4.17,848第3期康红普等:煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术7.97,3.62,且厚度超过8m,工作面采过后极易引起顶板不能及时垮落,从而改变工作面上覆岩层运动和结构特征,影响采动应力分布范围与量值,进而影响回采巷道围岩的变形与破坏㊂应力路径对煤岩变形与破坏有显著影响㊂巷道从开挖到受到工作面采动影响的过程中围岩出现不同方向的加卸荷效应,主要表现为侧向卸荷㊁切向加载[2-7]㊂从原岩至巷帮/工作面,煤岩体应力从原岩应力状态依次经历三轴加载㊁三轴加卸载㊁双轴加载等变化,如图5所示,其中,K 为应力集中系数;γ为煤岩体容重,N /m 3;H 为埋深,m;σ1,σ2,σ3分别为最大主应力㊁中间主应力㊁最小主应力,MPa;σt 为切向应力,MPa;σr 为径向应力,MPa㊂为此,采用本项目研制的真三轴加载实验系统(图6),开展了不同应力路径下立方体岩石试样的双轴和真三轴力学试验,研究了巷道掘进和工作面回采过程中偏应力和应力梯度下巷道围岩变形破坏规律㊂结果表明,从原岩至巷帮,岩样破坏模式由楔形剪切滑移向层状张拉破裂过渡,岩体破碎度渐增㊂剪切楔体向自由面的滑移引起围岩应力峰值向深部迁移,同时伴随岩石碎胀扩容㊂偏应力诱导岩石损伤裂隙主要产生在屈服阶段之后,高地应力下岩石损伤和流变范围更广,岩石流变速度更快,流变的大范围累积在巷道表面表现为大变形和强流变㊂图5㊀巷道掘进与回采加卸载应力路径模型Fig.5㊀Model of loading and unloading path for roadway heading and faceworking图6㊀真三轴岩石力学试验系统Fig.6㊀Rock mechanics test system with real triaxial loading948煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2020年第45卷㊀㊀巷道掘进后在偏应力和应力梯度作用下围岩长期承载产生持续变形,为此基于声发射和数字图像量测技术开展了砂质泥岩室内微细观蠕变试验㊂结果表明砂质泥岩蠕变过程中声发射曲线与蠕变曲线具有相同的变化趋势,可分为减速㊁等速㊁加速3个阶段㊂恒定荷载的时效作用是使砂质泥岩的微细观损伤趋于均匀并扩散(图7,8)㊂蠕变作用下砂质泥岩表面细观变形场在蠕变速率降至0时将呈现均匀对称的等值线分层,而处于非稳定蠕变状态时则无法呈现,这揭示出砂质泥岩蠕变因细观变形场不均匀㊁不对称而产生滑移破坏的变形机理[8]㊂当围岩滑移破坏超出锚杆㊁锚索锚固范围,则出现锚固力降低,巷道锚固体发生结构性流变变形㊂图7㊀砂质泥岩试样声发射时程曲线Fig.7㊀Time history curves of acoustic emission of sandymudstone sample图8㊀声发射事件定位结果Fig.8㊀Locating results of acoustic emission events采用钻孔窥视仪对巷道顶板岩层结构进行了观测,如图9所示㊂顶板中存在着各种层理与环向裂隙㊁斜交裂隙㊁复合裂隙㊁离层和破碎㊂在深部高应力条件下,巷道围岩破坏范围很大,极易超过锚杆支护控制范围㊂随着时间延长,不仅锚杆锚固力会不断降低,而且锚固体会出现结构性滑移,锚杆形成的承载结构发生整体挤出㊂2.2㊀千米深井软岩巷道围岩大变形机理基于上述测试与研究成果,分析得出口孜东矿千米深井软岩巷道围岩大变形的主要原因和表现形式为:(1)地应力高,煤层㊁泥岩强度较低,强度应力比图9㊀顶板岩层裂隙类型及分布Fig.9㊀Fracture pattern and distribution in roof layers值较小,导致巷道开挖后极易发生破坏并向围岩深部发展㊂高地应力及软岩是巷道大变形的最根本因素㊂(2)围岩劣化㊂表现为两方面:一是巷道开挖引起围岩温度㊁湿度变化,风㊁水等对围岩的物理甚至化学弱化;二是围岩在开挖引起的应力变化作用下,在向巷道内移动过程中,产生塑性变形㊁裂纹㊁扩容及破坏,导致强度衰减,围岩不断劣化㊂这两个过程常常是相互作用,进一步加剧了围岩劣化㊂(3)围岩大变形的方式主要有两种:一是偏应力作用下的围岩扩容变形[9]㊂巷道开挖形成不同方向的加卸荷效应,造成围岩偏应力和应力梯度增高㊂当偏应力达到一定值,围岩体积开始增加,特别是峰值强度后,围岩扩容显著增加,表现为围岩碎胀,破坏岩体沿破裂面滑移㊁离层㊁旋转等形式;二是锚固体结构性㊁整体挤出变形㊂由于深部软岩巷道围岩破坏深度超出锚杆支护作用范围,围岩深部位移也比较大,锚固体,特别是巷帮煤层中的锚固体会被整体挤出,这种现象在煤岩交界面尤为严重㊂(4)350m 超长工作面开采引起强烈采动影响,导致采动影响范围和量值增加;同时,煤层上方8.2m 细砂岩顶板坚硬不易垮落㊁造成悬顶,破断时释放大量能量,引发更加强烈的动载荷㊂这种强采动应力作用在回采巷道上,导致围岩变形与破坏更加剧烈㊂(5)围岩流变效应突出㊂无论是在巷道掘进阶段㊁掘进影响稳定阶段,还是工作面采动影响阶段,无论是围岩扩容变形还是锚固体结构性㊁整体变形,均与时间有密切关系㊂随着时间加长,围岩强度不断劣化,破坏范围逐渐扩大,围岩变形越来越大㊂当巷道断面不能满足安全生产要求时,不得不进行维修或返修㊂3㊀巷道支护-改性-卸压协同控制原理3.1㊀巷道围岩控制方法确定如前所述,千米深井巷道围岩大变形的主要原因58第3期康红普等:煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术是软岩㊁高应力㊁强采动,围岩控制方法的确定必须以这3个方面为基础㊂改善软岩力学性质的方法主要有两种:锚固与注浆㊂锚杆㊁锚索支护已成为我国煤矿巷道的主体支护方式,高预应力㊁高强度㊁高延伸率的锚杆支护已在软岩巷道得到广泛应用,可有效控制围岩离层㊁滑动㊁转动及新裂纹产生等不连续㊁不协调扩容变形,减少围岩强度劣化,保持围岩稳定[10-13]㊂为此,将锚杆㊁锚索支护作为千米深井软岩巷道的基本支护;注浆可填充围岩不连续结构面空间,将结构面两侧岩体 黏结 到一起,增加结构面强度,提高岩体完整性[14-16]㊂考虑到千米深井软岩巷道围岩比较破碎,将注浆作为围岩改性的主要手段㊂高应力问题一般通过以下方法解决:优化开采顺序㊁巷道布置,将巷道布置在应力降低区;优化巷道轴线与最大水平主应力方向的关系,改善围岩应力状态[17];采用各种人工卸压法,减小或转移围岩高应力㊂本次千米深井软岩巷道不具备实施上述方法的条件㊂若条件许可,应优先考虑这些方法㊂针对强采动,特别是工作面上覆坚硬顶板悬顶引起的强烈动压问题,有深孔爆破㊁水力压裂等方法㊂水力压裂技术具有多种优势,目前在煤矿围岩控制中得到越来越广泛的应用[18-20]㊂为此,确定水力压裂作为工作面强采动的控制方法㊂综上所述,提出千米深井软岩巷道的支护(锚杆与锚索)-改性(注浆)-卸压(水力压裂)协同控制方法㊂同时,为保证围岩控制效果,提出 三主动 原则:采用高预应力锚杆与锚索实现主动支护;采用高压劈裂注浆主动对软弱破碎煤层改性;采用超前水力压裂实施主动卸压㊂3.2㊀数值模拟分析采用数值模拟软件UDEC研究千米深井软岩巷道支护-改性-卸压协同控制作用与效果㊂根据121302工作面地质与生产条件,建立数值计算模型,如图10所示㊂所建模型宽度800m,高度340m㊂根据实测地应力数据并考虑模型垂高,在模型顶部施加17MPa的垂直应力,两侧施加梯度水平应力,底部垂直位移固定㊂全尺度模拟121301工作面开采引起的侧向支承压力和121302工作面回采引起的超前支承压力㊂工作面回采引起的最大超前支承压力一般在工作面前方一定距离,试验巷道井下实际观测结果表明,巷道在工作面前方30m左右矿压显现最为剧烈,因此121302工作面的模拟开挖到距巷道30m的时候停止㊂图10㊀UDEC数值计算模型Fig.10㊀UDEC numerical simulation model煤岩体的物理力学参数见表4,其中,煤与顶板岩石参数是在实验室单轴压缩试验获取岩石力学参数及现场钻孔窥视估计GSI数值的基础上,通过GSI岩体分类方法折减后取得的,底板砂质泥岩参数是基于煤矿勘探实测力学参数,通过GSI岩体分类方法折减后取得㊂表4中E为弹性模量;ν为泊松比;UCS为单轴抗压强度;GSI为岩体表面质量指标;M i为岩石三轴常量;C为黏聚力;φ为摩擦角;σt为抗拉强度㊂不连续结构面的力学参数见表5,其中,K n为节理法向刚度;K s为节理剪切刚度;φJ 为节理内摩擦角;C J为节理黏聚力;σJ为节理抗拉强度㊂为了在对巷道围岩力学响应进行合理模拟前提下提高计算效率,对巷道周围10倍范围内的围岩采用摩尔-库伦破坏准则来描述,对其他区域的煤岩体用弹性模型描述㊂表4㊀数值模型采用的煤岩体力学参数Table4㊀Coal and rock mechanical properties in UDEC model岩性E/GPaνUCS/MPa GSI M i C/MPaφ/(ʎ)σt/MPa 煤2.830.2010.084550.37230.04泥岩14.690.2537.705361.73270.19砂质泥岩17.500.2547.105672.35290.24细砂岩21.220.1691.036595.72340.73158煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2020年第45卷表5㊀数值模型采用的煤岩体结构面力学参数Table5㊀Mechanical properties of coal and rock structural plane in UDEC model岩性K n/(GPa㊃m-2)K s/(GPa㊃m-2)φJ/(ʎ)C J/kPaσJ/kPa 煤14.405.763020060泥岩18.007.203632080砂质泥岩20.008.003838090细砂岩27.0010.8042500150㊀㊀锚杆㊁锚索采用UDEC内置的Cable单元来表示,钢带用Beam单元来表示,支护单元的物理力学参数见表6㊂表6㊀数值模型采用的支护体力学参数Table6㊀Mechanical properties of bolting componentsin UDEC model支护体参数数值弹性模量/GPa200 Cable屈服力/kN274/480(锚杆/锚索)黏结刚度/(GN㊃m-2)2黏结强度/(MN㊃m-1)0.4弹性模量/GPa200抗拉强度/MPa235 Beam抗压强度/MPa235法向刚度/(GPa㊃m-1)10切向刚度/(GPa㊃m-1)10㊀㊀巷道围岩注浆改性效果通过提高注浆范围内不连续结构面的强度参数来模拟㊂井下现场注浆改性范围为巷道煤柱侧帮7.5m范围㊂通过对现场取样试样及改性加固试样分别进行结构面直剪试验获取的原生结构面及改性结构面力学参数结果,模拟中将煤柱侧帮改性范围内岩体黏聚力提高20%,抗拉强度增加5kPa,摩擦角增加5ʎ㊂对于水力压裂的模拟,前期研究结果表明,巷道顶板水力压裂卸压机理在于水力压裂在支承压力路径上产生新裂纹并激活原生裂纹如层理和节理等,这些裂纹在支承压力作用下发生滑动变形,引起支承压力的降低[21]㊂根据现场实测巷道上方37.1~45.3m 存在一层厚8.2m的细砂岩,水力压裂就在该坚硬岩层中实施㊂在压裂区内设置一系列间距为3m,长度为20m的水平压裂裂隙,这些裂纹的黏聚力及抗拉强度均为0,摩擦角为20ʎ;此外,压裂区内的原生裂纹的强度参数也降低为同压裂裂纹一样,以此模拟水力压裂对岩体的作用㊂图11显示了不同支护条件下巷道围岩变形破坏情况㊂在无支护条件下,巷道两帮及顶㊁底板变形破坏极其严重,巷道发生闭合;锚杆㊁锚索支护巷道两帮变形显著减少,顶板下沉量虽然仍然较大,但未发生垮落,巷道围岩所承受的高支承压力主要通过底板变形释放,引起强烈底臌㊂单独采用锚杆㊁锚索支护无法控制千米深井软岩巷道围岩大变形㊂图11㊀不同围岩控制方式下巷道变形情况Fig.11㊀State of roadway displacement contained by variousstrata control patterns通过对巷道围岩进行注浆改性,提高了围岩承载能力㊂在高支承压力作用下,巷道沿采空区煤柱侧帮的变形得到进一步遏制,如图12所示㊂但是,由于受深部高应力和工作面回采动压影响,帮部移近量仍达到1.2m,无法满足巷道正常使用要求㊂通过在巷道顶板进行水力压裂卸压,显著减小了传递到巷道顶板及两侧的高支承压力,巷道两帮变形得到了进一步控制,两帮移近量减小到0.7m,如图11(c),13(b)所示㊂258。
深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术 韩孝广
深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术韩孝广摘要:近年来,矿井开采深度逐年增加,巷道周边的地应力也相对提高。
本文分析了深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术。
关键词:深部煤矿;应力分布特征;巷道围岩前言深部煤炭开采的最大特点是煤炭资源开采前煤岩体处于高原岩应力状态,而进行采掘活动后,裸露采掘空间表面垂直方向的应力迅速降到大气压。
这种变化引起围岩应力的调整,出现很高的集中应力,在围岩中形成很大的应力梯度。
围岩应力分布不是一成不变的,而是随着采掘活动的进行不断变化。
当煤岩体不能承受这种应力变化时,就会出现各种灾害,这对深部煤矿的安全、高效开采带来巨大威胁。
1 深部煤矿应力分布特征1.1 深部煤矿地应力测量与分析目前,许多矿区对深部煤矿的地应力特征缺乏理性认识。
当前直接用于地应力场的研究数据较为缺乏,许多煤矿对支护问题、冲击地压等,与地应力场联系较少。
矿井深度的增加导致地应力值增加,破坏巷道能力加强。
当前的地应力测量主要以空心包体法为主,某些条件下也可采用水压致裂法。
研究地应力学者通过整理600~1500m的深部矿区数据,剔除特殊地质环境测量数据后,总结出地应力测量的方法主要有:水压致裂法(用于一般地质条件)、结合应力解除法。
1.2 深部煤矿地区的地应力方向特征经过对我国深部煤矿地区的地应力测量研究,发现我国深部矿区地应力方向存在一些特征:岩层中的水平应力方向特征较为显著;最大水平应力角度下量值较垂直应力大。
2 深部巷道围岩控制技术巷道围岩控制技术按原理可分为3大类:①支护法。
它是作用在巷道围岩表面的支护方式,如各种类型的支架、砌碹支护,为了改善支架受力状况,提高支护阻力,还可实施壁后充填和喷浆等。
②加固法。
其是插入或灌入煤岩体内部起加固作用,使煤岩体自稳的方法,如各种锚杆与锚索、注浆加固,锚杆、锚索分为插入煤岩体内的部分(杆体、锚固剂),以及设置在巷道表面的构件(托板、钢带及金属网),因此,“锚杆支护”确切意义上应称为“锚杆加固”或“锚杆加固与支护”。
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深部巷道围岩钻孔卸压与围岩控制技术研究郑贺;王猛;徐少辉【摘要】To counter to a series problems that the ground stress of the roadway surrounding rock and the fractured rock mass increased and the surrounding rock deformation was difficult to be under effective control by traditional support methods, a pressure-relief model for deep roadway by boreholes was established by using the finite difference method FLAC3D , and analysis was made on the stress distribution rules and deformation failure characteristics of roadway surrounding rock before and after pressure relief by boreholes. The results showed that the pressure-relief technique by boreholes can effectively release the deformation failure energy in the high-stress zone of the roadway surrounding rock, spur the high stress in the shallow surrounding rock to be transferred into the deep rock mass, and significantly improve the stress environment of surrounding rock. Based on the simulation analysis of the pressure-relief boreholes, the technical parameters of pressure relief by boreholes and the active support were rationally determined. Filed tests showed that the surrounding rock deformation was effectively controlled with this technology.%针对深部开采条件下巷道围岩地应力增加、破碎岩体增多等一系列问题,导致传统支护手段难以有效控制围岩变形的现象,采用有限差分软件FLAC3D建立深部巷道钻孔卸压模型,对钻孔卸压前后巷道围岩应力分布规律与变形破坏特征进行了分析,结果表明,钻孔卸压技术可有效释放巷道围岩应力增高区的变形破坏能量,促使浅部围岩高应力转移至深部煤岩体中,显著改善围岩应力环境。
基于对卸压钻孔参数的模拟分析,合理确定出钻孔卸压与主动支护技术参数。
工程实践表明,该技术围岩控制效果显著。
【期刊名称】《矿业安全与环保》【年(卷),期】2014(000)005【总页数】5页(P51-55)【关键词】深部巷道;钻孔卸压;应力转移;围岩控制【作者】郑贺;王猛;徐少辉【作者单位】中国矿业大学孙越崎学院,江苏徐州221116;中国矿业大学矿业工程学院,江苏徐州221116;中国矿业大学孙越崎学院,江苏徐州221116【正文语种】中文【中图分类】TD322+.5随着能源需求与开采强度的不断加大,我国浅部煤炭资源日益枯竭,许多矿井已转入深部开采阶段。
随着煤矿开采深度的不断增加,由围岩变形导致的巷道变形现象时有发生,采用传统的支护形式无法有效控制深部巷道围岩变形[1-4],巷道维护非常困难,这些问题已成为制约煤炭资源安全高效开采的瓶颈[5-6]。
据顿涅茨矿区资料介绍,为解决井深增加带来的影响,15年内尽管支护强度增加1倍,费用增加1.4倍,但矿井巷道复修量仍超过40%以上[7]。
我国统计的深部巷道翻修率甚至高达200%,一些巷道因难于维护而被遗弃,如开滦赵各庄矿-980 m水平和新汶孙村矿-1 100 m水平煤巷[8-9]。
研究表明,卸压技术可以改善巷道围岩的恶劣应力环境,使高地应力围岩转化为低地应力围岩,从而达到减小围岩变形的目的,特别是在深井巷道中可以达到较好的支护效果。
在我国采用的卸压方法主要有卸压槽法、松动爆破法、开掘卸压巷道或硐室法、跨采法等,而钻孔卸压法在前苏联、日本等国的研究和应用较多,该方法具有卸压工程量小、施工方便、施工速度较快、不影响工期等优点。
但在国内则很少有报道[10-13],基于此,笔者采用 FLAC3D软件,建立深部巷道钻孔卸压数值计算模型,通过对钻孔卸压前后巷道围岩应力分布规律与变形破坏特征的分析,确定出钻孔卸压与主动支护技术参数,并成功应用于现场实践,围岩控制效果显著。
1 生产地质条件某矿岩巷埋深1 180 m,设计长度630 m,岩层走向为300°~310°,岩石倾角30°~34°。
煤岩层柱状图如图1所示。
图1 煤岩层柱状图巷道采用穿层掘进,在掘进过程中揭露煤8~煤11之间的煤岩层。
巷道断面为墙高2 m、宽4 m的半圆直立拱形。
自重应力24 MPa,属于典型深部高应力巷道。
巷道采用锚网索喷联合支护,施工巷道铺设经纬金属网后打设螺纹钢高强锚杆,其规格为Φ22 mm×2 400 mm,锚杆间排距为800 mm×800 mm。
锚索排距为1 600 mm×2 400 mm,锚索规格为Φ17.8 mm×5 000 mm,每根锚索配专用锚扣紧固。
靠近岩面使用400 mm×400 mm碟形钢板锚盘。
锚索支护后铺设钢筋网,喷射总厚150 mm混凝土喷层。
在支护结束后,通过对60 d内的矿压观测数据分析(见图2)得知,巷道掘进后的最初30 d内,围岩变形剧烈,为巷道变形剧烈期,巷道围岩变形主要集中在该阶段内;在30 d到60 d的时段内,围岩变形速度趋向缓和。
巷道掘进60 d后,顶底板移近量累计达637 mm,两帮移近量累计达345 mm。
2 钻孔卸压效果模拟分析2.1 模型的建立图2 巷道围岩变形曲线按试验巷道的生产地质条件,建立X·Y·Z为30 m×20 m×30 m 的模型,上部施加24.05 MPa的垂直应力,模拟1 000 m埋深条件。
除上界面外,其余全部约束界面位移。
本构模型采用model-mohr材料模型。
开挖断面为墙高2 m、净宽4 m的半圆直立拱形巷道,模拟模型及参数见图3和表1。
图3 模拟模型示意图表1 模拟岩体力学参数弹性模量/GPa密度/(kg/m3) 泊松比内摩擦角/垂直应力/(°)黏聚力/MPa MPa 1.5 2 500 0.18 30 2.4 24.052.2 巷道围岩应力演化与变形特征为分析巷道围岩应力演化与变形特征,提出两种数值模拟方案:①巷道不做处理后开挖;②在巷道开挖后,同一垂直面内,在巷道两帮距底板2 m的位置和顶板中央分别开挖孔深为6 m不同孔径的钻孔。
分别对这两种方案下的数值模型进行巷道开挖计算,计算平衡后,切取模型垂直应力分布云图和巷道围岩位移分布云图,见图4~5。
图4 巷道垂直应力分布云图图5 巷道围岩位移分布云图1)由图4可知,相比于无钻孔巷道,钻孔卸压的巷道围岩应力增高区被钻孔切断,部分应力得到释放,同时大部分应力被转移至更稳定的煤岩深部,应力增高区峰值由34 MPa以上减小至30 MPa以下且应力增高区范围有所减小,钻孔起到了释放高应力的作用,使应力峰值区往围岩深部进一步转移,明显改善了巷道围岩的支护环境。
2)由图5可知,相比于无钻孔巷道围岩位移量,有钻孔的巷道顶板位移量减小140.8 mm、两帮侧移量减小219.1 mm、底板位移量减小474.7 mm,与无钻孔巷道相比,钻孔卸压巷道顶板位移量减小60.1%,两帮侧移量减小 53.4%,底鼓量减小65.8%,表明钻孔卸压后可有效减小巷道围岩变形量,围岩控制效果明显。
综上所述,深部巷道采用钻孔卸压技术后,不仅可以释放聚积在围岩中的破坏变形能量,诱使应力峰值区往围岩深部进一步转移,改善巷道围岩应力环境,同时可有效地减小巷道围岩的变形。
3 钻孔卸压技术参数的确定3.1 卸压钻孔直径的确定巷道开挖后,在巷道两帮距底板2 m的位置和顶板中央分别开挖孔深为6 m不同孔径的钻孔。
为确定巷道卸压钻孔直径,分别建立模型模拟开挖深度为 6 m,直径分别为 50、100、150、200 mm 钻孔,巷道围岩变形曲线如图6所示。
图6 不同卸压钻孔直径的巷道围岩位移曲线由图6可知,围岩位移在孔径0~200 mm内呈“V”形分布,孔径为100 mm 时,巷道围岩的变形量相对于其他3个孔径钻孔时变形量最小,围岩控制效果最好。
由此可知:孔径过小时,围岩还未明显卸压就已经将钻孔压实,没有起到卸压的作用;孔径过大时,会导致钻孔周围的裂隙发育,巷道围岩更易破碎,反而会使钻孔卸压的围岩控制效果减弱。
3.2 卸压钻孔深度的确定为确定巷道卸压钻孔深度,分别建立模型开挖直径为 100 mm,深度分别为 1、2、2.5、3、3.5、4、5、6、7、8 m的钻孔。
收集围岩变形数据得图7。
图7 不同卸压孔深下巷道围岩位移曲线切取模型得钻孔深度为3.5、6、8 m的巷道垂直应力云图,见图8。
由图8得到在钻孔深3.5 m时围岩控制的综合效果最好。
在孔深为3.5 m时,相比于无钻孔的位移变化:巷道顶板位移减小59.7%,两帮侧移量减小53.1%,底鼓量减小64.3%。
以上数据证明,钻孔可有效控制巷道围岩变形。
由图8可知:当孔深为3.5 m时,虽然巷道围岩变形量较小,但应力分布没有明显的改善,应力增高区基本上未发生偏移;孔深为6 m的条件下,则应力峰值降低至30 MPa以下,同时应力增高区向深处转移,巷道围岩处于应力量值较小的卸压区内。
如图8(b)所示,将钻孔深度从3.5 m增加至6 m后围岩并没有变得更加难以控制而是仍处于相对稳定的状态。
当钻孔深度增加至8 m时,从应力演化规律与变形量方面分析,效果并没有比孔深为6 m时有明显的改善,且钻孔深度增加将增加生产成本与工程量。