浅谈提高巷道支护抗压能力的几种要素

0　前言在矿井掘进过程中 ,由于井巷掘进使巷道围岩应力发生显著变化 ,在原岩体中掘进的巷道如不进行支护 ,往往要发生较大的变形和破坏。例如 :在脆性岩体中 ,常常可以看到片帮、冒顶等围岩破坏现象。在塑性岩体中 ,围岩会向巷道空间产生很大的变形位移 ,表现为巷道顶板下沉 ,两帮或底板膨胀等。为了防止围岩发生过大的变形或破坏 ,巷道掘进后要进行支护。如果支架的承载能力不够 ,支架将会遭到破坏 ,对于安全生产和经济效益都不利。因此 ,巷道支护时必须研究如何提高支架支护巷道围岩的支撑能力。下面从五个主要方面谈谈如何提高支架的承…     

三软煤层首采工作面局部冒顶原因及控制研究

为解决三软煤层工作面易发生冒顶事故的问题,采用X射线衍射分析、围岩电镜扫描和现场实测的方法研究了三软煤层巷道局部冒顶的影响因素,并开展了现场局部冒顶控制实践。结果表明:围岩中粘土矿物含量较高,占矿物总含量的50%~66%,并具有吸水软化膨胀的力学特性,降低了岩体力学强度,中砂岩微裂隙、微孔隙较为发育、贯通性好、裂缝宽,泥岩中大量可见裂隙和微溶孔,致使其稳定性较整块结构岩体差;综采工作面巷道局部冒顶的主要原因是冒顶区巷道高度大、顶板较为破碎,支护不及时、淋水影响。控制实践表明:通过改善支架工况、带压移架,保证支架初撑力足够大,能够预先控制顶板,有利于防止直接顶离层、控制局部冒顶。     

深部高应力下不同巷道掘进速率对围岩稳定性的影响

研究了不同加卸荷速率条件下岩石破坏特性及其蠕变性质, 结果表明, 加卸荷速率越大, 岩体的强度越大, 蠕变越小。同时以金川二矿区巷道掘进工作面的工程地质情况及生产技术条件为背景, 研究了掘进速度对巷道围岩稳定性的影响。研究结果表明: 掘进扰动在工作面前方和巷道周围尤其在四个角点位置引起围岩破坏, 随着掘进速率的增加, 破坏区体积减小; 岩体开挖卸载导致掘进工作面前方及两帮形成耳状应力集中区, 随着推进速度的加快, 掘进工作面前方应力区向工作面移动, 围岩应力及应力区面积均减小; 掘进扰动引起围岩的位移变形, 最大位移发生在巷道顶底部, 随着掘进速率的增加, 围岩的位移减小。现场生产时适当加快工作面掘进速率, 有利于保持巷道的稳定及改善巷道维护状态。     

大采高超长工作面末采阶段主撤巷道矿压显现规律研究

综采工作面末采工作是矿井安全生产的重要环节之一,针对寺河矿大采高(6.2m)和超长工作面(300m)的显著特点,利用煤矿顶板动态仪、综采压力记录仪、活柱下缩量以及宏观的矿压显现现象等方法对末采阶段主撤巷道围岩变形和垛式支架工作阻力进行现场观测,分析研究了主撤巷道矿压显现规律及其围岩变形破坏特征。研究结果表明:主撤巷道压力分布呈现出中部最大、下部次之、上部最小;主撤巷道在距离工作面19m开始受工作面超前支撑压力影响,约5m时影响最为剧烈,需在此之前加强对巷道围岩的管理工作。     

采动影响下底板岩体及巷道破坏时空演化特征分析

明确工作面底板采动应力分布规律,实现采动影响下底板岩体及巷道破坏程度的精准把握,能有效防止底板巷道的变形失稳。为此,根据极限平衡理论,构建煤岩体超前采动应力力学模型,获得支承压力扰动阶段和采空区卸压阶段底板岩体的力学分布规律,并基于压剪破坏准则及岩体卸荷损伤机制,得到底板岩体及巷道围岩破坏时空演化特征,进一步采用数值模拟进行可靠性验证。结果表明：采高增大,工作面前方煤体塑性区范围增大,超前支承压力集中系数减小;超前采动支承压力越大,底板岩体内主应力差越小,莫尔应力圆半径小,对底板的影响强度减弱,具体表现为底板岩体压剪破坏深度的减小;卸荷后底板岩体受力状态相同,岩体卸荷起点的增大,卸荷量增加,卸荷张拉破坏加剧,底板岩体塑性区呈“马鞍形”;推进过程中巷道围岩塑性区发生由“椭圆形”-“蝶形”-“竖直椭圆形”时空演化特征,采动支承应力越大,巷道破坏越严重,破坏主要集中在顶板及肩角位置。设计初采高度为3.5 m,通过布设光纤测试系统,得到采动过程中底板岩体及巷道随工作面推进变形与破坏的时空演化规律,测得底板岩体破坏深度最大为16.7 m,巷道围岩破坏深度最大为5.2 m,巷道围岩体在整个监测期间...     

采动巷道稳定性数值模拟分析

阐述了岩体变形时的能量转化过程,指出巷道围岩体的失稳破坏是能量耗散与可释放应变能积聚共同作用的结果,提出以虚拟拉动力来表征掘进巷道围岩体表面径向支撑力的改变。引入能量密度概念,借助FLAC~(3D)软件,对付村煤矿采动巷道稳定性进行数值模拟,得出结论:工作面推进时,巷道围岩实帮肩部产生能量积聚核区,并向巷道表面扩展;采后稳定时,核区能量密度增加,有引起巷道围岩产生塑性大变形甚至引发冲击地压的可能。建议采用柔性+刚性联合支护的方法,控制围岩塑性圈厚度和变形。     

采动应力影响下巷道围岩变形破坏机理及注浆加固技术

以晋城矿区成庄矿5308工作面双巷布置留巷为工程背景,基于现场实测数据,分析了留巷巷道变形破坏特征和影响因素。采用FLAC3D数值模拟软件,分别研究了留巷巷道在掘进、临近工作面回采、本工作面回采过程中的围岩应力场分布特征和变形破坏规律。在此基础上,提出了以浅孔-深孔注浆加固和注浆锚索联合加固方案,并进行了工业性试验。研究结果表明:留巷巷道受到临近工作面和本工作面双重采动应力的影响后,矿压显现剧烈,巷道维护困难。采用注浆加固支护后,水泥浆液充填了煤岩体节理、裂隙,同时也使破碎煤岩体成为了胶结体,改善了破碎煤岩体的力学特性;注浆锚索使围岩的承载能力显著增强,有效控制了围岩的不连续变形。     

用剪切破坏理论计算巷道锚喷支护厚度

为计算方便,假定: ①围岩为各向同性的均质连续介质; ②围岩强度曲线简化为斜直线,即τ=C+σtgφ(1)式中τ——岩体的剪应力; σ——岩体的正应力; φ——岩体的粘结力; φ——岩体的内摩擦角。③巷道为无限长,简化为平面问题; ④巷道深度 H>30r_0(r_0为巷道掘进半     

大倾角综放面预掘巷道群快速过断层技术

针对长壁工作面过断层时存在产量低、煤质差、工期长及安全系数低等问题,提出了预掘巷道群快速过断层技术,即在考虑断层落差、工作面开采条件及支架稳定性的基础上,确定出大倾角综放面过断层的"预想层位",并在此层位上预掘若干条巷道(巷道群),使工作面连续推过预掘巷道群过断层。此项技术的关键为:1)预掘巷道群围岩控制技术,包括其布置方式、预掘巷间岩柱尺寸及支护参数等;2)大倾角综放面过断层期间支架稳定性控制技术,即考虑走向角度对液压支架倾向稳定性及倾向角度对液压支架走向稳定性的影响,分析大倾角(双斜)综放面过断层期间支架失稳机理,得出支架不倾倒、不滑移所需的临界支护阻力,并提出对应控制技术。高庄煤矿3上1101大倾角综放面应用此项技术,快速(历时23 d)推过了落差为13.5 m的断层,保证了工作面(呈双斜状态)过断层期间原煤产量的稳定。     

非构造应力下巷道纵断面岩体变形破裂规律

巷道顶底板岩体变形破裂随开挖的变化发展规律是事关围岩稳定性与控制的关键性问题。为有效获得巷道顶底板岩体内部全域变形破裂随开挖的时空演化特征,以一条深埋巷道工程为背景,考虑其对称性,自制一套试验装置并采用透明岩体相似材料来模拟实际巷道半边的开挖推进过程。结果表明:1)这种方法能够有效获得不同开挖分步下巷道纵断面岩体的变形破裂演化规律;2)巷道顶底板任一横断面处岩体的竖向位移随开挖时间均呈"台阶式"增长,其增长幅度在巷道刚开挖通过该处位置时最大,通过之后次之,通过之前最小,当巷道开挖通过后,顶底板岩体竖向位移就与其距巷道表面的距离呈指数衰减关系;3)分步开挖过程中,巷道每步开挖均会导致工作面前方中心约10~20 mm(对应实际0.4~0.8 m)范围内的岩体发生严重变形破裂。     

大倾角走向长壁工作面局部充填无煤柱开采理论与技术

大倾角煤层走向长壁采场围岩结构及应力环境异化,工作面不同位置“支架-围岩”系统的构成因素及灾变模式不同,导致工作面安全事故频发、煤炭采出率较低、巷道掘进率高。通过对大倾角采场围岩采动力学行为的分析,提出了大倾角走向长壁工作面局部充填无煤柱开采技术构想,工作面走向推进过程中沿倾向对采空区下部进行局部充填,充填体既与巷旁支护作用形成沿空巷道,取消区段保护煤柱,实现大倾角煤层无煤柱开采,又增大了工作面倾向下部充填压实区长度,加强了工作面“支架-围岩”系统稳定性。根据大倾角走向长壁采场特点,优选确定了大倾角膏体局部充填工艺,设计了大倾角局部充填回采系统、采充工艺。并采用理论分析、模拟实验、数值计算等相结合的方法,分析了局部充填对大倾角走向长壁采场围岩采动力学行为的调节机制。结果表明：充填体影响基本顶岩梁的变形破坏及采场倾向下侧煤岩体承载特征,基本顶、运输巷顶板变形量及运输巷倾向下侧煤岩体所受约束均随充填长度的增大而减小;为防止采空区未充填区悬顶灾害,充填长度不应超过工作面长度的1/3。局部充填体限制了工作面下部区域顶板破断,降低覆岩关键域形成层位,形成稳定的巷帮,减小沿空留巷围岩变形量;同时工...     

大采高综采工作面20m煤柱二次复用巷道矿压规律实测研究

针对回采工作面二次复用巷道围岩变形量大、支护困难的问题,在枣泉煤矿大采高综采11203工作面进行了20m煤柱二次复用巷道矿压规律实测研究。研究结果表明,二次复用巷道矿压显现主要分为工作面超前影响阶段、剧烈变形阶段、蠕变阶段,巷道在回采工作面后方的变形量可达回采工作面超前影响阶段变形量的4~6倍,巷道顶板浅部离层略大于深部离层;锚杆锚索受力变化比巷道围岩变形对扰动更敏感,受力变化远超前于围岩变形,锚杆锚索受力呈现先增大后减小的趋势,受力急剧增加阶段出现在回采工作面前后50m范围内;巷道顶板和两帮煤岩体在受采动影响后围岩浅部破坏范围有所增加,煤层破碎程度加剧,深部煤岩体出现不同程度破坏现象。     

掘进工作面围岩应力分布特征及其与支护的关系

采用FLAC3D软件计算分析了掘进工作面周围应力、位移及破坏区分布特征与变化规律,巷道轴线与最大水平主应力方向的夹角对围岩应力、位移及破坏的影响;研究了掘进工作面附近锚杆支护应力场的分布特征,及对空顶范围顶板的控制作用.分析了围岩与支护加固的相互作用,指出煤矿巷道围岩基本上属于非连续煤岩体,不能采用连续体的围岩响应曲线分析围岩与支护的关系,锚杆支护与支架等支护方式的基本原理有本质区别,也不能采用支架的围岩响应曲线分析围岩与锚杆的相互作用.基于锚杆受力变化的实测曲线,归纳出5种类型,得出锚杆支护围岩响应曲线,并提出了支护与加固的时空设计原则.最后,通过千米深井巷道、强烈动压影响巷道及深部沿空留巷的3个实例分析,对理论与数值研究结果进行了验证.     

特厚煤层动压巷道动态注浆加固技术

针对麻家梁煤矿首采工作面回采巷道受采动影响出现顶板周期性台阶下沉、巷道变形严重的问题,采用数值模拟与现场实测相结合的方法,提出了动态注浆加固技术,有效改善了巷道围岩状况。研究表明:工作面超前支承应力具有周期性动态演化规律,巷道围岩呈周期性破坏;超聚混凝土固化速度快、早期强度高,可以作为动态注浆加固材料;确定合理的注浆参数并及时跟踪加固有冒顶征兆的煤岩体能够保证巷道围岩稳定。     

采动条件下孤岛工作面回采巷道围岩变形特征及其支护技术

为了解决采动条件下孤岛工作面回采巷道支护难题,以平煤一矿戊9-23010采煤工作面回采巷道作为研究对象,进行现场调查巷道围岩变形特征,分析围岩矿物成分及强度,探测围岩内部节理裂隙调发育情况等;运用FLAC3D模拟了非孤岛工作面开采与孤岛工作面回采期间的应力分布特征.分析认为:巷道围岩整体加固,两帮加强支护是保障孤岛工作面回采巷道均匀协调变形的关键.在以上分析研究的基础上,提出具有针对性的"锚杆+锚索+金属网+喷浆+U型钢拱支架"综合支护方案,并应用于现场,经过132 d的监测,结果表明:该支护方案有效地控制了巷道变形,支护效果明显.     

含软泥夹层灰岩顶板巷道“锚-架-喷”协同控制技术

针对含软泥夹层灰岩顶板巷道围岩原位强度低、完整性差的特点,探讨了其变形破坏的内在原因,提出了"双层承载拱"加固机理及"锚-架-喷"协同控制技术;将矩形断面巷道优化为拱形断面,通过提高锚杆(索)的强度和刚度、施加高预紧力,在围岩体内部形成"深部承载拱"结构;同时在巷道中架设U型钢可缩性支架,使其在巷道表面形成"浅部承载拱"结构;最后采用混凝土喷层封闭巷道表面,防止围岩风化和遇水软化,充分发挥"双层承载拱"结构的承载能力,以实现巷道的长期稳定。现场实践表明:采用以"锚-架-喷"为基础的协同控制技术,巷道围岩变形量降低90%以上,显著提高了含软泥夹层灰岩顶板巷道的稳定性。     

同忻矿综放工作面临空巷道超前支承压力分布规律研究与应用

为更好掌握综放工作面临空巷道超前支承压力分布情况,以便为临空巷道超前支护提供合理参考。以同忻矿8309综放工作面为研究对象,通过在回风顺槽距工作面前方280 m处设置3组(共9个)间隔15 m的测试钻孔,利用KSE-Ⅱ-1钻孔应力计对煤体进行应力观测,对异常数据进行处理后得到有效钻孔应力计读数随工作面推进的变化情况。结果表明:在工作面前方0 m～20 m范围内煤岩体应力迅速升高;在20 m～80 m范围内煤岩体应力迅速降低;在80 m以外的范围煤岩体应力趋于稳定状态,基本不受采动影响。因而,将门式支架的超前支护范围确定为超前80 m。     

近距离煤层下组煤综采工作面矿压显现规律研究

以山西某矿近距离煤层开采条件为基础,采用现场实测的方法对下煤层工作面矿压显现规律进行了研究。结果表明:当顶板存在采空区情况时,工作面初次来压步距为19 m,周期来压步距平均为11.1 m;当顶板无采空区情况时,工作面初次来压步距为21.5 m,周期来压步距平均为13.8 m。两种条件下工作面初撑力均比较低,支架工作阻力未超过最大支撑能力,支架适应性较好。工作面巷道围岩变形量呈现相同的变化趋势,但上方无采空区的19101工作面巷道围岩最大变形量小于有采空区的29205工作面巷道,且巷道围岩变形量均处于较小范围内,可满足工作面正常生产需求。     

蹬空及沿空巷道矿压研究与治理

综采工作面过蹬空及沿空巷道时,巷道超前段矿压显现明显,两巷内挤、底鼓量较大,严重影响转载机、运输机机头、端头支架通过。运用Flac3D数值模拟软件,根据张集矿1216(1)综采工作面工程状况,分析两巷围岩矿压分布特点。得出巷道沿空侧帮部中、上部受力较大,巷道帮部中、上部和巷道底板位移量较大。因此,采取在巷道沿空侧帮中、上部,超前布置走向锚索槽钢加固措施,减少巷道围岩变形量,保障转载机、运输机机头、端头支架顺利通过。     

岩体结构类型对深井巷道围岩的稳定性影响研究

针对阳煤五矿后备区井底车场岩层厚度变化大、岩体结构多样的特点,从岩体结构分类出发,通过分析不同岩体结构特征下巷道的应力场特征和破坏区域分布特征,研究岩体块度尺寸对巷道的稳定性影响,并通过数学拟合的方法建立了岩体块度尺寸与巷道围岩破坏程度间的关系表达式。研究结果表明:在其他条件相同情况下,岩体块度越小,巷道稳定性越差;岩体结构尺寸是巷道围岩稳定性分级的一个重要指标;巷道围岩稳定性程度可以参考公式x1/R0ln(a-y0)/A