上部煤层采动底板巷道围岩破坏特征与卸压控制技术

巷道破坏原因分析与防治关键词：巷道静压动压破坏原因让压卸压【分类号】：TD353引言煤矿井巷维护的方式通常有锚喷、架棚和砌碹等几种类型。

人们根据不同的条件及用途，通过上述几种方式的单一或联合实施，大部分能达到预期目的。

但在实际工程设计中，由于矿压理论及监控手段尚不完善，很难精确求得地压的大小及方向，以致部分巷道在施工应用中常发生破坏，影响生产，危及安全。

因此对巷道破坏原因进行特征分析，将有助于防治措施的研究和改进。

一、巷道破坏的显现特征从整体上来说，巷道破坏的显现特征分两大类：一类是动压区，巷道上覆岩层正处于激烈运动和破坏阶段；另一类是静压区，巷道尚未受采动影响或采动影响已停息，上覆岩层处于稳定状态。

（一）静压区巷道的破坏静压区巷道大致有2种破坏形式：（1）巷道开掘后产生的周边应力大于围岩强度，掘进后来不及支护就发生冒落；（2）巷道开掘后产生的周边应力小于围岩强度，巷道完整，但随着时间推移逐渐变形破坏。

（二）动压区巷道的破坏动压区巷道分动压下正在掘进的巷道和动压下正在使用的巷道。

它们不仅受上覆岩层的静压作用，同时以受支承压力及岩层扰动。

其破坏特征为：1.巷道围岩（支护）强度小于支承应力作用，随采动呈层状剥落，但巷道移近量并不明显；2.受采动影响，巷道（支架）产生大量缩变，但不冒落；3.在采动过程中，伴随着移近量增加，巷道产生大面积冒落。

综上所述，巷道破坏的外部特征可归纳为4种形式：1.有明显的移近量、断面缩小但不冒落；2.随断面缩变发生冒落；3.无移近量而冒落；4.表层剥落。

二、破坏原因及机理分析（一）围岩应力的重新分布及作用巷道开掘后，原始的岩体应力平衡状态被破坏，造成应力重新分布。

大双向等压应力场中，孔的切向应力沿极径方向衰减，以r为半径的圆周上稳中有降点的应力相等（等应力圆）。

但煤矿巷道多不是圆形加之不均匀应力的作用，等应力圆将在巷道外接圆及以外的围岩中分布。

分布的结果反映到巷道周边，往往既不均匀也不对称，有的变大，有的变小，有的还改变了性质，如有压应力变为拉应力等。

收稿日期:2023 01 17作者简介:王东阳(1986-),男,山西原平人,工程师,从事煤矿井下采掘技术工作㊂doi:10.3969/j.issn.1005-2798.2023.09.024厚煤层大断面巷道围岩变形破坏特征及支护技术研究王东阳(潞安化工集团潞宁煤业公司,山西宁武㊀036706)摘㊀要:针对大断面厚煤层巷道变形破坏严重㊁支护困难的问题,以庞庞塔煤矿5-1082轨道巷为工程背景,基于巷道围岩变形破坏特征,提出了 注浆+U 型棚+锚杆索+菱形金属网 联合支护技术,并通过数值模拟验证了支护方案的可靠性,现场工业性试验结果表明:与原支护方案相比,巷道顶板最大下沉量㊁两帮最大移近量较原支护方案分别减少了61%㊁78%,巷道的变形破坏得到有效控制㊂关键词:大断面;厚煤层;变形破坏;联合支护中图分类号:TD353㊀㊀㊀文献标识码:A㊀㊀㊀文章编号:1005 2798(2023)08 0086 03㊀㊀煤炭是我国能源的主要来源,厚煤层的产量约占中国每年煤炭总产量的50%[1]㊂因此,开发厚煤层资源,特别是超厚层开采,对中国煤炭工业的发展至关重要㊂由于超厚煤层的高强度开采,对主巷道的断面面积要求较大,断面面积大不仅可以增加煤炭产量﹐而且可以显著提高巷道推进速度[2-3]㊂本文以山西焦煤霍州煤电庞庞塔煤矿5-1082轨道巷的变形破坏特征为工程背景,通过理论分析和数值模拟确定了 注浆+U 型棚+锚杆索+菱形金属网 支护技术,并通过工业性试验验证了该支护技术的可行性,该研究结果可为类似工程地质条件下厚煤层大断面巷道支护技术提供借鉴㊂1㊀工程概况山西焦煤霍州煤电庞庞塔煤矿目前主要开采5号煤层,煤层总厚度为5.8m,节理发育,结构较简单,一般含一层夹矸(0.3~0.7m),厚度变化不大,属较稳定煤层㊂5-1082轨道巷为矩形断面,宽5.0m,高4.8m,最大埋深约350m.巷道直接顶为砂质泥岩,老顶为泥岩,直接底为泥岩,老底为细粒砂岩,岩层柱状图如图1所示㊂2㊀巷道原支护方案和变形破坏特征2.1㊀巷道原支护方案1)㊀顶板支护㊂顶板采用D 22mm ˑ2700mm 高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆进行支护,锚杆间排距设计为900mm ˑ900mm,两侧锚杆打设时与垂直方向呈20ʎ,其余锚杆与顶板相互垂直,锚杆安装时采用BHW280-4.5ˑ4800mm 的钢带托板㊂顶板采用D 17.8mm ˑ10000mm 高强度低松弛预应力锚索进行加强支护,锚索的锚杆间排距设计为1500mm ˑ1800mm,顶板每排共打设2根锚索,两侧锚索距离巷道两帮之间的距离为1750mm,锚索打设时需使锚索与巷道顶板相互垂直㊂图1㊀岩层柱状图2)㊀两帮支护㊂巷道两帮采用D 22mm ˑ2700mm 高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆间排距设计为900mm ˑ900mm,锚杆打设时需使锚杆与帮部相互垂直,帮部锚杆的上部距顶板为700mm,下部距底板为700mm,巷道左㊁右帮处锚杆均打设4根㊂网片:采用金属网护表,网片为网格50mm ˑ50mm 的10号铅丝编织,规格3.3m ˑ1.2m,采用双股16号铁丝孔孔相连捆扎一道,扭结不少于3圈,联网间距200mm;巷道顶板每隔100m 安装㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀第32卷㊀第9期㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀2023年9月一片同规格的塑料网替换原金属网㊂巷道联合支护方案如图2所示㊂图2㊀巷道联合支护方案图(单位:mm) 2.2㊀变形破坏机理5-1082轨道巷在开挖过程中出现了严重的变形和破坏,并伴有顶板漏水㊁片帮㊁锚杆和锚索断裂等现象㊂巷道顶板最大下沉量可达130mm,巷道右帮最大移近量达到300mm.为探测巷道顶板分离情况,通过钻孔(井)电测井法,测得距离巷道顶板1.9m的位置出现了裂缝㊂在距离巷道顶板3.8m出现了裂隙和裂缝,在距离巷道顶板7.5m的距离,二者明显减少,在距离巷道顶板8.2m可以观察到较小的裂隙和裂缝㊂通过对巷道顶板的破坏程度进行验证,发现在0~6.0m处顶板破坏比较严重,局部范围出现顶板离层㊂但是,在6.0~10.0m处,巷道顶板破坏程度较低,顶板相对完整㊂5-1082轨道巷断面形状为矩形状,断面尺寸较大,在巷道的掘进过程中导致巷道围岩的肩角位置应力发生应力集中,在回采时结构的变化会使接近平衡状态的应力再次发生改变,巷道围岩承担了较大的应力水平,从而发生变形破坏㊂支护方式采用锚杆索支护技术,而锚杆索支护技术有很多种组合方式,在支护过程中需要采用最优的支护方案,才能达到最理想的围岩变形控制效果[4-6],5-1082轨道巷支护技术在参数上仍有较大的优化改进空间㊂3㊀巷道围岩控制技术3.1㊀优化支护方案巷道优化支护方案采用 注浆+U型棚+锚杆索+菱形金属网 的联合支护方案㊂在巷道顶板渗漏水区域㊁巷道两帮破坏区进行注浆加固,注浆材料采用水泥-水玻璃双液浆,其水灰比为0.8,水玻璃的摩尔浓度为50Be ,水玻璃和水泥浆液间的体积比为1ʒ2;巷道注浆加固完成后,进行U型棚的架设,棚距1200mm,U型棚采用矿用U36型号的U型钢,并根据巷道的断面形状制造出适合的的支护形状㊂巷道顶板锚杆采用D22mmˑ2400mm高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆的间排距为800mmˑ800mm.锚索采用D17.8mmˑ7800mm高强度低松弛预应力锚索进行加强支护,锚索的锚杆间排距设计为1500mmˑ1600mm,顶板每排共打设2根锚索;巷道两帮采用D22mmˑ2400mm高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆间排距设计为900mmˑ900mm.其他支护参数同原支护方案㊂网片采用8号菱形金属网,规格4500mmˑ1200mm,帮网与顶网压茬200mm,每隔200mm 采用16号铁丝双丝双扣连接,帮部网片压茬100mm,帮锚杆打设在网片压茬处㊂3.2㊀数值模拟根据5-1082轨道巷实际地质条件,采用FLAC3D数值软件建立尺寸长ˑ宽ˑ高=40mˑ10mˑ40m的三维模型计算模型,锚杆索采用软件内置的cable单元进行模拟,托梁及钢带采用beam单元进行模拟㊂四周设置为水平约束力边界,底面设置为固定约束边界,顶部设置为自由边界[7-8]㊂各岩层的物理力学参数如表1所示㊂计算所得巷道围岩位移分布云图如图3所示㊂表1㊀围岩物理力学参数岩体密度/(kg㊃m-3)摩擦角/(ʎ)黏聚力/MPa抗拉强度/MPa弹性模量/GPa 砂质泥岩 2.3120 1.60.1518.1泥岩 2.96330.700.4115.6煤层 1.42250.850.108.9细粒砂岩 2.1235.17.5 6.9829.3㊀㊀由图3可以看出,巷道在原支护方案下,顶板最大下沉量㊁最大底鼓量分别为70mm㊁156mm;优化支护技术方案下,顶板最大下沉量㊁最大底鼓量分别为44mm㊁70mm;与原支护方案相比顶板最大下沉量㊁最大底鼓量分别降低了37%㊁55%;巷道在原支护方案下,两帮最大移近量为263mm,优化支护技78第9期㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀王东阳:厚煤层大断面巷道围岩变形破坏特征及支护技术研究㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀术方案下,两帮最大移近量为51mm;与原支护方案相比两帮最大移近量降低了81%,巷道围岩变形控制效果显著㊂图3㊀巷道围岩位移云图4㊀工业性试验在巷道掘进过程中,采用 十字布点法 进行巷道围岩变形的监测,监测时间为90d,在监测过程中使用红色油漆在每个测站的巷道顶底部及两帮位置的锚索托盘处用醒目标记作为测点,巷道变形及变形速率曲线如图4所示㊂图4㊀巷道围岩监测变形曲线㊀㊀由图4可以看出,在巷道开挖后的前50d,巷道围岩变形幅度较大,随时间的增加围岩变形逐渐趋于缓慢,50d后,巷道围岩变形基本趋于稳定,不再发生变形,巷道顶板最大下沉量㊁两帮最大移近量分别为60mm㊁51mm,较原支护方案分别减少了61%㊁78%,表明优化支护方案对大断面厚煤层巷道围岩的控制效果较好㊂5㊀结㊀语1)㊀根据现场测量,发现在原支护方案下,5-1082轨道巷变形破坏严重﹐出现了顶板漏水和片帮现象,巷道顶板最大下沉量可达1200mm,巷道右帮最大移近量达到1300mm.2)㊀根据巷道的变形破坏机理,提出了 注浆+ U型棚+锚杆索+菱形金属网 的联合支护技术,并通过数值模拟验证了技术参数的合理性㊂3)㊀现场工业试验结果表明,与原支护方案相比,巷道顶板最大下沉量㊁最大底鼓量分别降低了37%㊁55%,两帮最大移近量降低了81%,巷道的变形破坏得到有效控制㊂参考文献:[1]㊀Bai Q,Tu S,Wang F,Zhang C.Field and numerical in-vestigations of gateroad system failure induced by hardroofs in a longwall top coal caving face[J].Int J Coal Ge-ol.2017,173:176-199.[2]㊀冯㊀磊.大断面巷道跨断层掘进支护分析及应用[J].能源科技,2020,18(7):20-23,28.[3]㊀据㊀伟.大断面巷道联合支护围岩稳定性分析[J].山西焦煤科技,2020,44(3):29-32.[4]㊀朱少杰.大断面巷道联合支护效果分析[J].煤,2020,29(2):76-77,94.[5]㊀张爱卿,吴爱祥,王贻明,等.复杂破碎软岩巷道支护技术及分区分级支护体系研究[J].矿业研究与开发,2021,41(1):15-20.[6]㊀华鹏飞.大断面弱胶结软岩巷道支护技术研究[J].山东煤炭科技,2020(1):16-18.[7]㊀闫成柱.破碎顶板大断面巷道联合支护技术应用[J].山东煤炭科技,2019(12):7-8,11.[8]㊀陈㊀伟,陈㊀维.基于FLAC3D数值模拟的破碎岩体巷道支护方法研究[J].有色矿冶,2021,37(1):9-12.[本期编辑:王伟瑾]88㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀第32卷。

收稿日期:2007Ο02Ο09作者简介:石永奎(1966-),男,山东滨州人,教授,博士,博士生导师,从事矿山安全与矿业信息工程研究。

深井近距离复杂顶板煤层上行开采巷道围岩变形控制石永奎1,刘振欣1,莫　技2(1.矿山灾害预防控制省部共建教育部重点实验室,山东青岛　266510;2.新汶矿业集团公司孙村煤矿,山东新泰　271219)摘　要:为了解决孙村矿二层煤开采过程中遇到的巷道顶板破碎、围岩变形量大等诸多问题,采用了上行卸压开采。

文章在对上位二层煤巷道的稳定性进行了现场实测和数值分析的基础上,对二层煤巷道进行了支护设计,并在3221工作面回风巷进行了实测验证,证明上行开采对降低上位二层煤巷道的围岩应力,减少巷道变形具有十分明显的效果。

关键词:深井;上行开采;围岩变形;锚网索支护中图分类号:T D327.2 文献标识码:B 文章编号:1005Ο2798(2007)05Ο0059Ο02 新汶矿业集团孙村煤矿是目前我国开采深度最大的矿井,目前主要开采-1100m 水平的前组煤,即二、四层煤。

由于煤层埋深为1300m ,开采深度大,矿山压力高,而且二层煤的顶板条件复杂,为典型的复合顶板,在二层煤的开采过程中巷道变形十分严重,巷道维修工作量大,维修费用高,矿井采掘接替紧张,不仅给工作面安全生产造成隐患,而且影响了矿井的经济效益。

为了解决上述问题,孙村煤矿对深部前组煤(二、四层煤)决定采用上行卸压开采,即首先开采下面的四层煤,对二层煤进行卸压,待四层煤采空区覆岩运动稳定后,再掘进上面的二层煤巷道,以期解决上述遇到的问题,保证矿井的安全生产和经济效益[1Ο3]。

1　上行开采的卸压作用孙村煤矿前组煤层间距仅为22m ,采用上行卸压开采,在对上位煤层进行卸压的同时,也降低了上位煤层回采巷道的围岩强度,有可能造成上位煤层回采巷道维护更加困难。

基本的准则是:当下位煤层的开采造成的上位煤层巷道应力降低幅度大于其围岩强度降低幅度时,上行卸压开采对上位煤层的回采巷道维护是有利的,可以保证上位煤层工作面的安全生产;若下位煤层的开采造成的上位煤层巷道应力降低幅度小于其围岩强度降低幅度时,上行卸压开采对上位煤层的回采巷道维护是不利的,难以保证上位煤层工作面的安全生产。

《矿山压力与岩层控制》主要知识点第一讲绪论●基本概念：●矿山压力：由于矿山开采活动的影响，在巷硐周围岩体中形成的和作用在巷硐支护物上的力称为矿山压力。

●矿山压力显现：由于矿山压力作用使巷硐周围岩体和支护物产生的种种力学现象，称为矿山压力显现。

●矿山压力控制：所有减轻、调节、改变和利用矿山压力作用的各种方法均叫做矿山压力控制。

●采场围岩控制：●巷道围岩控制：●研究和学习矿山压力与岩层控制的意义。

第二讲采场上覆岩层结构与顶板破断规律（第三章）●基本概念：顶板●底板：●上覆岩层（覆岩）：●直接顶●基本顶（老顶）●直接底●关键层；●直接顶初次跨落、●基本顶初次破断与周期破断；●岩石碎胀系数。

●直接顶初次跨落前的离层机理及其危害。

●直接顶跨落后的碎胀特性及其对矿压影响。

●基本顶破断规律与破断距计算。

●采动覆岩“大结构”的内涵及主要假说。

● 砌体梁假说及“砌体梁”结构的失稳形式及稳定条件。

● 基本顶破断面角度对“砌体梁”结构稳定性的影响。

关键层破断后的岩块互相挤压有可能形成三铰拱式的“砌体梁”平衡结构，此结构平衡将取决于咬合点的挤压力是否超过该咬合点接触面处的强度极限，在一定条件下可能导致岩块随着回转而形成变形失稳；另外即是咬合点处的摩擦力与剪切力的相互关系，当剪切力大于摩擦力时形成滑落失稳，在工作面的表现形式为顶板的台阶下沉。

防止“砌体梁”结构的滑落失稳条件：咬合点处的摩擦力大于剪切力，ϕtan ⋅≤T R 根据“砌体梁”结构受力分析，，即，岩块长度要大于2～2.5倍岩块厚度。

防止“砌体梁”结构的变形失稳条件：回转变形形成的咬合点的挤压力小于该咬合点接触面处的抗压强度极限。

根据“砌体梁”结构受力分析，结构回转下沉量小于一定值⎪⎪⎭⎫ ⎝⎛⋅⋅-⋅=∆K K n h 311 ● 通常通过触矸来实现。

⎝⎛⋅-⋅=∆Kn h 311●基本顶弹性基础破断的反弹与压缩特征。

●岩层控制关键层理论的主要学术思想。

第三讲采场矿山压力显现基本规律（第二章、第四章）基本概念：基本顶初次来压：基本顶（老顶）悬露达到极限跨距发生初次断裂，断裂的基本顶岩块回转下沉，从而导致工作面顶板急剧下沉和支架阻力普遍增大现象，称为基本顶（老顶）初次来压。

大采高小煤柱回采巷道围岩破坏特点及控制技术张佳悦【摘要】针对大采高小煤柱回采巷道围岩变形量大且不均匀等特点,在对已有比较成熟锚杆支护理论进行对比分析的基础上,进一步从理论角度对大采高小煤柱回采巷道锚杆对围岩的作用力进行了分析,并总结了此类回采巷道的围岩控制机理.大采高小煤柱回采巷道保持围岩稳定的关键是提高帮部煤岩体的承载能力.【期刊名称】《山西焦煤科技》【年(卷),期】2019(043)002【总页数】5页(P50-53,56)【关键词】大采高工艺;小煤柱;回采巷道;围岩控制【作者】张佳悦【作者单位】西山煤电集团有限公司西铭矿,山西太原 030053【正文语种】中文【中图分类】TD353对于厚煤层开采工艺，我国目前采用的方法有分层、放顶煤和大采高综采。

与分层或放顶煤方法相比较，大采高综采的优势有生产能力比较大、回采巷道布置比较简单、煤炭回采率比较高以及经济技术效益比较突出等。

因此，该采煤法已经成为当前国内外厚煤层开采的首选。

目前，虽然对大采高小煤柱回采巷道围岩的稳定及控制技术进行了大量研究，但不同矿井的工程地质条件相差甚大，一些研究结论并不适合所有矿井。

因此，本文对大采高小煤柱回采巷道的围岩破坏特点及其控制技术进行了分析。

1 大采高小煤柱回采巷道围岩破坏特点由于与一般条件回采巷道有着很大的区别，大采高小煤柱回采巷道围岩的塑性区、破碎区都比较大，受采动影响时这两个范围将更大。

总体来说，大采高小煤柱回采巷道的围岩比较松散破碎[1]，已有研究表明，此类巷道围岩的破坏特点体现在以下几方面[2]：1) 由于经历相邻区段及本工作面回采等多次扰动，巷道围岩的变形量较大，其中顶底板移近量与两帮移近量相比，后者显著大于前者，所以仅采用一般U型钢、工字钢等刚性支护措施难以控制围岩的变形与破坏。

2) 小煤柱回采巷道掘进前，临近工作面已回采结束，受上方岩层垮落影响，采空区侧的巷帮变形量大于实体煤侧；而在本工作面回采过程中，实体煤侧的巷帮变形量大于采空区侧。

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。

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]。

浅谈深井节理化围岩巷道破坏机理及控制技术发布时间：2022-10-14T06:13:40.552Z 来源：《科学与技术》2022年6月第11期作者：张豪雷[导读] 针对平顶山矿区深井巷道稳定性控制问题,以典型节理化围岩巷道为研究对象,采用离散元数值模拟方法研究了巷道围岩的变形破坏过程,分析了其破坏机理,提出了巷道围岩控制技术。

张豪雷平顶山天安煤业股份有限公司六矿，河南平顶山，467091摘要：针对平顶山矿区深井巷道稳定性控制问题,以典型节理化围岩巷道为研究对象,采用离散元数值模拟方法研究了巷道围岩的变形破坏过程,分析了其破坏机理,提出了巷道围岩控制技术。

研究表明:巷道首先在拱顶、底板中央区及两侧边墙受张拉破坏,拱肩及两侧底角受剪破坏,破坏区范围逐渐向深部扩展直至失稳。

现场实测数据表明:在方案实施2 个月后,锚杆、锚索受力在较高值趋于恒定,充分发挥了支护作用;水平收敛、拱顶下沉和底臌趋于稳定,大规模松软巷道围岩稳定性得到有效控制。

关健词：深井；节理化围岩；巷道；破坏机理；控制技术“锚网喷+U 型棚”联合支护方式已成为深部巷道支护的主要形式,但在深部高应力作用下仍不能有效控制围岩变形,巷道围岩的主要破坏特征为[1-2]：两帮收敛变形过大导致锚杆拉断、喷层严重折断破裂或U 形钢支架严重扭曲变形;多数巷道底臌严重。

据统计[3-4] ，由于深部巷道大变形失稳引起的围岩片帮、冒落、底臌和衬砌破坏等安全事故占矿井建设和生产事故总数的40% 以上,煤矿深部巷道支护技术研究已成为我国煤炭深部开采亟需解决的问题之一。

国内外对深井巷道支护进行了大量研究,取得了丰硕成果[5-10] 。

云南恩洪煤矿针对矿区岩性多为粉砂岩、泥岩或砂质泥岩等软弱岩层以及采深较大的高应力软岩石门的支护难题,提出了锚、喷、注加U 型钢支架的联合支护方式;内蒙古大雁矿针对深部软岩石门支护问题采用了“刚柔一体化U 型钢可缩金属支架”与锚网喷联合支护方式。

252随着我国煤矿开采年限的不断增加，煤炭资源覆存越来越少，我国虽然提出清洁能源代替化石能源的口号，但考虑到我国清洁能源的发展程度，在未来很久的一段时间内，煤炭资源的开采仍是我国面临的主要问题。

目前我国煤矿开采从浅埋深煤层逐步向着深部转移。

在进行深部煤层开采过程中，覆岩除了承担比浅部煤层更高的自重应力外，其初始应力也有了较大幅度的增大，复杂的地应力对巷道围岩稳定性影响十分严重[1]。

同时矿山开采活动使得围岩中应力平衡状态被打破，应力重新分布导致在巷道形成应力集中现象，应力集中过大时巷道发生失稳问题，因此对深部巷道稳定性进行研究十分重要[2]。

本文对深部巷道卸压爆破技术进行分析，对爆破作用下的围岩变形及能量分别进行研究，为深部巷道支护设计提供一定的指导。

1 数值模型建立随着开采活动向着深部发展，此时地下工程受到的地应力不断提高，与此同时开挖使得应力集中突出，此时巷道产生变形，一旦变形超过围岩支护承载上限值后，巷道发生失稳破坏。

目前来说常见的破坏失稳可分为如下5个类型：（1）巷道局部出现落石失稳破坏；（2）围岩受到拉裂折断破坏；（3）剪切复合破坏形式；（4）岩爆破坏失稳；（5）潮解膨胀破坏。

深部巷道爆破卸压技术主要是通过岩层爆破，切断力的传递，从而消除巷道应力集中 现象，维护巷道稳定性的一种方法。

对深部巷道围岩爆破卸压进行技术进行数值模拟研究，首先进行模型的建立。

利用A N S Y S 有限元软件对模型进行建立，建立模型的尺寸为长×宽×高为12.1m×1.5m×23.5m，巷道的断面形式为马蹄形，巷道断面尺寸设定为4.2m×3.5m。

对模型进行网格划分，在进行网格划分时充分考虑计算时间及计算精度，在巷道范围1m范围内进行网格的细划分，在距离巷道较远的位置进行模型粗划分，完成模型划分后共计434790个单元和456475个节点。

对模型进行约束条件划分，在模型的左右及下端部施加固定约束，限制其X、Y、Z方向的位置，巷道设定为自由边界。

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。

《矿山压力及其控制》考试大纲学院（盖章）：负责人（签字）：专业代码：081901、081920、430119专业名称：采矿工程、资源开发规划与设计、矿业工程考试科目代码：825 考试科目名称：矿山压力及其控制（一）考试内容试题以钱鸣高、石平五编著《矿山压力及其控制》（第一版）（中国矿业大学出版社，2003年11月，徐州）为蓝本，内容涵盖该教材的第一至十一章，非煤矿山岩层控制与研究方法等方面的内容都可能涉足到，但以煤矿地下开采方面的知识为主，兼顾露天矿和金属矿地下开采的矿山压力问题。

试题重点考查的内容：一. 矿山岩石和岩体的基本性质1. 矿山岩石、岩体的基本力学属性2. 岩体破坏的基本强度理论与判别标准二. 矿山岩体的原岩应力及其重新分布1. 岩体中的原岩应力和弹性变形能2. 圆形巷道周边应力分布求解的理论方法3. 围岩的极限平衡与支承压力分布4. 支承压力在底板岩层中的传播三. 采场顶板活动规律1. 有关采场上覆岩层活动规律的假说2. 直接顶和老顶的垮落、断裂形式3. 回采工作面上覆岩层活动规律与分析方法四. 采场矿山压力显现基本规律1. 老顶的初次来压和周期来压2. 回采工作面矿山压力显现的基本规律3. 回采工作面前后支承压力的分布4. 影响采场矿山压力显现的主要因素五. 采场顶板支护方法1. 顶板分类与底板特征2. 采场支架类型与支架力学特征3. 采场支架与围岩相互作用原理4. 回采工作面顶板控制及常用支护方法5. 综合机械化采煤工作面顶板控制设计六. 采场岩层移动与控制1. 岩层移动引起的采动损害类型2. 岩层控制的关键层理论3. 采场上覆岩层移动规律与控制技术4. 采场底板破坏七. 巷道矿压显现规律1. 巷道围岩应力及变形规律2. 受采动影响巷道矿压显现规律及其控制方法八. 巷道维护原理和支护技术1. 无煤柱护巷2. 巷道围岩卸压3. 巷道金属支架与锚杆支护4. 软岩巷道围岩变形规律及其支护技术九. 厚煤层综放开采岩层控制1. 顶煤破碎机理与运移规律2. 放顶煤开采矿山压力显现的基本规律十. 浅埋煤层开采岩层控制1. 浅部煤层长壁工作面上覆岩层活动特点2.浅埋煤层采场支护方式十一. 煤矿动压现象及其控制1. 冲击矿压现象形成特点、发生机理及分类2. 冲击矿压的预测预报及危险性评定3. 冲击矿压的防治技术措施（二）考试的基本要求是：一. 基本概念要清晰。

深部开采原生煤岩组合体围压卸荷致裂特征及破裂模式全文共四篇示例，供读者参考第一篇示例：随着煤炭资源的逐渐枯竭，深部煤矿开采已成为当前矿业发展的主要趋势之一。

深部开采过程中，原生煤岩组合体围压卸荷致裂问题频发，给矿山生产带来了一定的风险和挑战。

为了有效地预防和控制围压卸荷致裂，需要深入研究其特征及破裂模式。

围压卸荷致裂是指在深部开采中，由于煤层及其围岩物质在地质作用下发生变形而形成的卸荷应力集中区域，在外界荷载作用下可能会引发破裂破坏。

围压卸荷致裂主要包括原生煤岩组合体中的岩层滑移、裂隙扩展、煤岩分层破碎等现象。

其特征主要表现为围压卸荷致裂区域周围的围岩变形加剧，局部破裂带逐渐扩展，岩层间的应力集中明显增大。

围压卸荷致裂的破裂模式主要有三种：拉张破裂、压密破裂和错动破裂。

拉张破裂是指在原生煤岩组合体受到拉伸荷载作用下，形成的断裂带；压密破裂是指在原生煤岩组合体受到压缩荷载作用下，形成的密实破碎带；错动破裂是指在原生煤岩组合体受到剪切荷载作用下，形成的错动破裂带。

不同的破裂模式会对围压卸荷致裂的影响和演化产生不同的影响。

针对围压卸荷致裂特征及破裂模式，需要采取一系列的预防和控制措施。

要加强对矿山围岩稳定性的监测和评价，及时发现围压卸荷致裂迹象，采取相应的加固措施。

要优化煤矿的开采方案，尽量减少围压卸荷致裂的可能性。

要加强技术研究和人员培训，提高矿山作业人员的安全意识和应急处理能力。

深部开采原生煤岩组合体围压卸荷致裂是一项复杂而重要的问题。

通过深入研究其特征及破裂模式，并采取相应的预防和控制措施，可以有效减少围压卸荷致裂带来的危害，确保矿山生产的安全和稳定。

希望未来能有更多的研究成果加强对围压卸荷致裂的认识，为矿山安全生产做出积极的贡献。

第二篇示例：概要：深部开采原生煤岩组合体是一种具有复杂构造和力学性质的地质体，其围压卸荷过程中容易发生裂隙扩展和破裂。

本文通过对深部开采原生煤岩组合体围压卸荷致裂特征及破裂模式进行研究，旨在探讨其力学性质和开采安全问题，为地下煤矿开采提供参考。

煤层底板采动破坏特征研究
近年来，由于煤炭研究技术的发展，采煤面板的控制成为提高生产的有效工具。

与此同时，针对煤层底板采动破坏特征的研究也受到关注。

究竟煤层底板采动破
坏特征有哪些？下面我们就来具体了解一下吧。

一、煤层底板采动破坏特征
1、强度特性：煤层底板在强度和稳定性上有很大变化，煤层底板可能出现破坏温度、强度和硬度属性显著降低，采煤面板结构和变形属性发生迅速变化，有可能发生瓦斯、煤尘爆炸等危及生命安全的重大灾害。

2、变形特性：在采煤时，当煤层底板受力过大时，采煤面板会发生渗流及变形，
当应力过大时，煤层底板破损会发生持续和猛烈的变形，可能导致瓦斯爆炸及棚板塌陷。

3、结构特性：当煤层底板受力太大时，微小的rectified line fracture会发生，煤层
底板的破坏会发生局部空间的变形，并增加采煤的困难，可能引发大穴顶板破坏，如果顶板破坏剧烈，还会影响节点的支撑行程。

二、改善煤层底板采动破坏的措施
1、加强控制：建立煤层底板采动破坏的历史档案，完善采煤面板控制策略，在进
行采煤工作之前进行相关部位的控制，从而减少采煤风险。

2、采用新技术：研发新技术，让采煤面板技术更加安全，降低瓦斯治理的相关成本，能更好地满足煤层底板采动破坏的要求。

3、完善培训：加强煤矿工作人员的安全技术培训，使他们能够更加正确地控制采
煤面板，减少煤层底板采动破坏的风险。

综上所述，煤层底板采动破坏特征有强度特性、变形特性、结构特性等，要想有效改善煤层底板采动破坏，应加强控制、采用新技术、完善培训等相关措施。

仅仅通过以上步骤，才可能有效改善煤层底板采动破坏的特征。

浅析大断面回采巷道围岩破坏机理及控制作者：刘杰来源：《科技资讯》 2012年第35期刘杰(山煤集团煤业管理有限公司安监部山西太原 030006)摘要:回采巷道的稳定对煤矿正常生产起关键作用。

通过分析大断面回采巷道围岩的变形破坏机理,分别得到了回采巷道顶板、两帮和底板的有效控制措施,此项工作对回采巷道的维护具有重要意义。

关键词:回采巷道围岩破坏机理中图分类号:TD82 文献标识码:A 文章编号:1672-3791(2012)12(b)-0064-02早在20世纪,国外学者就针对工作面回采巷道稳定性提出了相应的控制措施并提出了相关理论。

但近年来伴随着大采高大断面工作面的发展,大断面回采巷道也得到快速发展,加上煤矿开采的地质条件越来越复杂,比如煤层松软,断层、裂隙、节理、褶曲等现象,结合生产实践发现:由于煤层松软、围岩条件差导致工作面推进速度较慢,巷道底板和巷帮鼓出严重,导致回采期间不断起底开帮,给井下工作人员的安全带来了一系列消极的影响,严重的影响了矿井的经济效益。

因此,研究大断面回采巷道围岩破坏机理及控制研究,不仅能科学合理地指导相近地质条件下的煤矿开采,同时还能够丰富和完善巷道围岩破坏支护理论。

1 回采巷道破坏特征目前针对特厚煤层,普遍采用大采高工作面开采。

由于巷道高度大。

断面大、围岩强度低、节理发育、较破碎,且受到断层、破碎带的影响,在其掘进和工作面回采过程中变形严重。

对其破坏特征进行分析,发现巷道破坏形式主要有冒顶、顶板下沉、帮臌、底臌等,其中底臌和帮臌现象尤为明显。

大量实测资料表明,工作面回采巷道顶板在及时支护的情况下,整体表现较好,但在遇到地址构造带以及回采工作面附近容易发生冒顶和较大的下沉。

煤壁片帮是巷道常见破坏形式,由于巷道断面较大,其两帮的破坏受回采工作面的推近影响较大。

主要表现为顶角及底角臌出、中部臌出、中底部臌出等三种形式。

通过现场实测发现,工作面回采巷道底臌多发生在工作面超前支承压力范围内,且距工作面煤壁越近,底臌量越大。

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。