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煤矿深部开采巷道围岩变形破坏特征试验研究及其控制技术随着深部煤炭资源的不断开发以及深部矿井的建设,高地应力问题的出现成为危及井巷工程围岩体安全的主导因素,浅部开采的巷道支护理论及技术在深部开采巷道围岩受高应力状态下很难适应巷道围岩的稳定及支护问题,给巷道围岩稳定性及井巷施工安全提出了新的研究课题。
因此,对深部开采巷道围岩变形破坏特征以及对其支护加固技术等问题的研究显得尤为重要和迫切。
以此为出发点,本文结合国家自然科学基金面上项目“深部巷道围岩变形、破坏全过程及稳定控制机理”(50674083)、山东郓城煤矿委托项目“深井高应力巷道围岩破坏机理与控制技术的研究”及山东郓城煤矿埋深900m的井下掘进巷道为工程背景,以采矿学、岩体力学、弹塑性力学、断裂力学等理论为基础,通过相似材料模拟、理论分析、数值模拟、现场实测及工程实践等手段对煤矿深部开采巷道围岩变形破坏特征开展了试验研究,提出了适合于煤矿深部开采巷道围岩支护技术和方法。
本文的研究内容主要包括以下几个方面:利用大尺度三维地下工程综合模拟实验系统对煤矿深部开采条件下的巷道开展了“先加载,后开挖”的相似材料模拟试验。
采用自行设计制作的气压芯模支护结构、可缩支护结构及无支护模拟了不同支护方式下的巷道围岩的破坏特征,利用主方向应变传感器获得了试验加载过程中的荷载传递规律和巷道围岩周围主应力大小及其方向的演化规律,采用位移计获得了有支护和无支护巷道围岩的收敛变形规律;分析了相似材料模拟试验获得的深部高水平应力条件下不同支护形式的巷道围岩破坏特征,研究了巷道围岩内部和掘工作面的主应力大小及方向演化与巷道围岩变形破坏的关系,通过巷道围岩表面位移的收敛规律对不同支护形式的支护作用进行了分析;根据相似材料模拟试验中深部开采巷道围岩的变形破坏特征及破坏区的范围,并采用钻孔摄像测量系统对郓城煤矿已掘巷道的变形破坏特征进行了观测,结果表明与相似材料模拟所获得的现象是一致的。
《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、引言随着煤炭资源的开采深度和广度不断增加，地下采矿环境变得日益复杂。
在多次采动影响下，大巷群围岩的变形问题成为矿山工程中的关键难题。
本文旨在研究多次采动影响下大巷群围岩的变形机理，并探讨全断面协同控制技术的应用，为矿山安全生产提供理论支持和技术保障。
二、大巷群围岩变形机理分析（一）多次采动对围岩的影响多次采动会导致地下岩体应力重新分布，大巷群围岩受到的荷载和约束条件发生变化，进而引发围岩的变形和破坏。
采动次数越多，围岩的变形程度和范围往往呈增大趋势。
（二）围岩变形机理大巷群围岩变形主要受地质条件、采矿方法、支护措施等多种因素影响。
在多次采动作用下，围岩产生塑性流动、裂隙扩展和垮落等现象，导致巷道断面收缩、支护结构失效。
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集成了监测、预警、控制和修复等功能的矿山支护技术。
通过实时监测围岩变形，预测其发展趋势，采取相应的控制措施，以实现巷道稳定的目标。
（二）技术应用1. 监测系统：建立全断面监测系统，实时获取围岩变形数据，为后续分析提供依据。
2. 预警机制：根据监测数据，分析围岩变形趋势，建立预警机制，提前采取控制措施。
3. 控制措施：根据围岩变形程度，采取合适的支护措施，如注浆加固、锚杆支护等，以增强巷道稳定性。
4. 修复技术：对于已发生变形的巷道，采用修复技术进行加固和修复，恢复其使用功能。
四、实践应用与效果分析（一）实践应用全断面协同控制技术在多个矿山大巷群中得到应用，有效控制了围岩变形，提高了巷道稳定性。
通过实施该技术，降低了矿山安全事故发生率，保障了生产安全。
（二）效果分析1. 安全性：全断面协同控制技术显著提高了矿山生产的安全性，降低了事故发生率。
2. 经济效益：通过控制围岩变形，延长了巷道使用寿命，减少了维修成本，提高了矿山生产效率。
3. 社会效益：该技术的应用为矿山可持续发展提供了有力支持，对推动矿产资源开发和利用具有重要意义。
深井破碎巷道围岩控制数值模拟的方案设计作者：张永举谢小平杨汉林陶德敏来源：《科学与财富》2019年第29期摘要：针对深井破碎巷道围岩控制的问题，为研究深井破碎围岩巷道围岩变形规律及围岩变形破坏机理，西翼轨道运输大巷为研究对象，通过UDEC数值模拟软件，提出巷道围岩锚杆支护方案设计，为提出相应的支护对策及可行的支护方案，并确定相应的巷道支护参数提供理论依据。
关键词：深井;破碎巷道;围岩控制;数值模拟采区构造形态呈北西向单斜构造，向北倾斜，走向北45°西转向东西，倾角浅部稍大在25°左右，一般5～10°;构造复杂程度中等，断裂构造发育，主要发育北北东向、北东向和近东西向三组断层，均为高角度正断层，东部以北北东向断层为主，中部发育北东向和近东西向断层，西部以近东西向为主，有岩浆岩侵入煤层;煤层赋存情况比较稳定，但其结构复杂，含1～3层夹矸。
煤层埋深235m左右，厚度3～4m，顶板依次为泥岩与砂岩，底板依次为泥岩与白云质岩，煤层顶底板综合柱状图，如图1所示。
该巷道原采用U型钢+锚杆+锚网的支护方式，U29型钢的间距为800mm，采用Ф18×2000mm的无纵肋螺纹钢式树脂金属锚杆，间排距900mm×900mm，加入2支MSK2335锚固剂。
锚梁采用Ф14mm圆钢点焊而成，规格3000mm×100mm。
巷道围岩在开挖后的很短时间内变得松散破碎，巷道变形主要表现为：巷道开挖初期两帮移近量大、变形速率大;巷道底臌较大，但底臌现象在巷道开挖半个月后才逐渐显现出来;巷道半圆拱位置岩石破碎，金属网发生破断导致岩块掉落现在明显，严重影响巷道的施工安全;U型钢棚腿发生扭曲变形，即使当棚距变为200mm时，变形量依旧很大，巷道围岩难以自稳，经翻修后，变形依旧很大，维护成本很高，严重影响了该大巷的掘进计划。
在西翼轨道大巷变形严重段内每隔10m建立一个测站。
主要测试巷道两帮移近量，监测结果如图2所示。
千米深井软岩巷道支护工艺改进与应用张玉涛，马洪涛（新汶矿业集团协庄煤矿，山东新泰271221）摘要针对协庄煤矿千米深井软岩巷道具有大地压、大变形、难支护的特点，提出了采用600#高强锚杆、8mm钢筋网等高强度支护材料，应用湿式喷浆技术，通过现场应用，取得了良好的支护效果。
关键词千米深井软岩支护改进中图分类号TD353文献标识码B协庄煤矿目前主采－850m水平，埋深达到－1157m。
－850m水平及以下深部围岩条件相比浅部巷道围岩发生了很大的变化，高地应力作用更加显著，除一部分围岩本身强度低，呈现软岩特性外，部分坚硬岩石也呈现明显的软化现象。
深部围岩的流变大，变形趋势增强，巷道的矿压显现特别明显。
1巷道变形分析从巷道破坏形态分析，主要受以下几个方面因素的影响。
（1）深部高地压作用影响。
随着开采深度的增大，高应力作用越来越明显。
该矿地应力测试结果表明，－850m水平最大水平主应力为39．77MPa垂直应力30．48MPa，在高地应力作用下，硬岩也变为软岩，所以巷道破坏明显加剧。
（2）构造应力作用影响。
矿井转入深井后，地质条件愈来愈复杂，断层落差逐渐增大，断层密度逐渐增加，发育断层比例逐渐增高。
受其构造应力作用，煤岩层的抗拉、抗压强度均受到较大影响，造成矿井支护困难、围岩变形量大、巷道破坏严重。
因此，构造应力作用是深部巷道变形破坏的一个重要因素。
（3）采动应力作用影响。
由于深部巷道具有“易受扰动性”，因此周边应力环境改变，如掘巷、开采、修复、停采等都会对巷道造成影响。
距离越近，采动应力影响愈严重，随距离增加，采动应力影响逐渐减弱。
煤柱应力集中程度高，受其影响巷道破坏将会更严重。
矿压观测表明，深部采动应力影响范围较大，一般在几十米甚至上百米以上。
从以上因素分析可以看出，各种应力的复合作用将加剧巷道破坏的进程。
在高应力长期作用下，巷道围岩由浅部的弹塑性的变形行为，转变为深部塑性流变变形行为，而且围岩一旦破裂，便产生明显的碎胀和扩容。
浅谈跨采巷道围岩变形破坏与控制张玉涛（淮北矿业集团公司临涣煤矿，安徽淮北235136）摘要该文主要介绍了跨采巷道围岩的变形机理及变形特点，并概述了跨采巷道围岩稳定控制的关键。
关键词跨采巷道围岩变形控制中图分类号TD325文献标识码Adoi ：10．3969/j．issn．1005－2801．2012．06．106Brief Talk on Deformation And Control Of Surrounding Rocks Of Roadway Affected By Overhead MiningZhang Yu －tao（Linhuan Coal Mine ，Huaibei Mining Industy Group ，Huaibei 235136，China ）Abstract The paper presented the deformation mechanism and features of surrounding rocks of roadway affected by overhead mining ，and briefly summa-rized the key of control measures of roadway affected by overhead mining．Key wordsroadway affected by overhead miningdeformation of surrounding rockscontrol*收稿日期：2012－05－08作者简介：张玉涛（1982－），男，安徽阜阳人，2011年本科毕业于安徽理工大学采矿工程专业，助理工程师，现任淮北矿业集团临涣煤矿综采三区主管技术员。
我国现阶段煤层底板巷道主要采用跨采的方式，跨采形式分为横跨和纵跨两种方式，跨采巷道受采动影响的程度主要取决于巷道位置、围岩性质及巷顶与煤层底板的垂直间距。
在开采过程中，只有了解跨采巷道的变形破坏机理，合理布置巷道，因地制宜的采取有效的加固维护措施，才能够减少巷道变形量，满足矿井通风、运输和行人的要求。
1跨采巷道变形破坏机理1．1底板垂直应力传递规律在工作面的推进过程中，随着上覆岩层自上而下的冒落、破断与沉降，工作面前方煤壁会形成超前支承压力，在采空区则会出现应力降低现象即卸压，在底板岩层中，也会相应的出现垂直应力的集中区和卸压区，它与支承应力的分布大体是相一致的。
煤壁下方应力集中等值线呈现出斜向煤壁前方的泡形传递状态，采空区下方则是斜向煤壁后方的泡形。
当巷道位于采空区下方时，巷道处于卸压状态，主要受水平应力作用；当跨采巷道位于煤柱下方时，巷道位于应力集中区，垂直应力占主导地位。
随着底板岩层深度的增加，应力集中系数和卸压程度减小，应力分布逐步缓和。
1．2跨采巷道变形破坏机理在工作面的跨采过程中，跨采巷道的围岩应力平衡状态被扰动，进而在跨采巷道某些部位产生了新的应力集中，底板巷道围岩处于二向围压状态，本身经受不住大的变形能量，因此，跨采巷道周边围岩的应力状态将再次调整，塑性区的范围进一步扩大，并产生更大的压力和流动，最终导致跨采巷道围岩的最外层破裂区范围不断扩大，产生更大的碎胀变形。
跨采巷道变形失稳主要是由剪胀变形作用导致的，破裂区范围内的围岩自身稳定性差，围岩和支护体系的相互作用决定了跨采巷道能否长期保持稳定以及受跨采影响的程度和范围。
2跨采巷道围岩变形特点2．1跨采方式不同工作面开采时，横跨巷道存在围岩变形的相对稳定区，与横跨巷道相比，纵跨巷道围岩变形破坏严重，无相对稳定区，巷道的变形主要是顶底板的移近造成的，且变形量呈持续上升趋势。
2．2巷道位置不同跨采巷道围岩变形与巷道所处位置密切相关。
当巷道位于采空区下方时，巷道总体变形量较大，变形特征以两帮内移为主；当跨采巷道位于停采线下方时，巷道煤柱侧帮部及底板变形较大；当跨采巷道位于煤柱下方时，巷道变形强烈，变形特征呈全断面收缩，底鼓严重。
随着与工作面垂距的加大，巷道的变形破坏程度减小。
3跨采巷道的围岩稳定控制3．1跨采巷道的位置优化由于底板应力传播特性以及矿压显现的区域性，巷道与跨采工作面的相对位置的不同，所受采动影响也将有很大差别。
首先，巷道应尽量避免布置于支承压力叠加的强烈作用区域，或尽可能的缩短支承压力影响时间，例如，避免在留煤柱下方布置巷道，加快工作面的推进速度等，巷道应布置于稳定岩层中。
巷道位置的优化主要是确定跨采巷道合理层位及与工作面的法向距离和水平距离，主要是要做三方面的工作：（1）确定采动影响下煤层底板的破坏深度，将巷道布置在破坏深度之外；（2）在破坏深度之外，选择合理的岩层，这个可以通过下面介绍的围岩稳定性计算公式来选择；（3）根据现场经验确定跨采巷道与工作面的水平距离。
另外，跨采巷道的合理位置，还可以通过数值模拟、相似模拟的方式来确定。
3．1．1煤层底板破坏深度由于工作面超前支承压力的作用，煤柱边缘一定范围内的底板岩体超出了其强度的临界值，进入塑性变形。
底板岩体的塑性区边界，如图1所示，由三个区构成：主动极限区Ⅰ、过渡区Ⅱ以及被动极限区Ⅲ。
利用散体极限平衡理论分析可知，当支承压力达到极限载荷时，Ⅰ区岩体破坏并向水平方向上膨胀，挤压推动Ⅱ、Ⅲ未发生塑性变形的岩体产生滑移面，引起采空区强烈的底鼓。
h 1为底板岩体的极限破坏深度，巷道应布置于极限破坏深度之外。
图1底板塑性破坏范围最大破坏深度h 1可由下式求得h 1=x αcos φ02cos π4+φ2e π4+φ0()2tan φ0式中：x a －煤层塑性区的宽度，m ；φ0－底板岩体的平均内摩擦角，度。
3．1．2跨采巷道围岩稳定性计算除了要将巷道布置于极限破坏深度之外，底板巷道围岩岩性的不同、法向距离的不同，在受到采动影响时，围岩的稳定性也不同，在允许的范围内，选择稳定的岩层或煤层布置巷道，应尽量避免布置于松软膨胀岩层中。
可以通过巷道应力环境K γH 与围岩强度σc之比来确定稳定性的值，它越小则越稳定。
S =K γHσc式中：S －巷道围岩稳定性基本状况；S －底板应力衰减规律，K =2．981－0．886logz ；z －法向距离，m ；H －开采深度，m ；σc －围岩强度。
3．1．3跨采巷道与工作面的合理平面位置关系在通过上述两步计算确定了巷道与工作面的合理垂距后，可以通过下面的经验公式来确定巷道与工作面的水平距离L ：v =［1+0．003（H －300）］AC （1．15h －0．96e －0．139L ）式中：ν－底板巷道受采动影响期间的围岩移近速度，mm /d ；h －巷道与上部煤层之间的垂直距离，m ；A －围岩稳定性影响系数；C －煤柱周围采动状况影响系数。
由于开采深度H ，垂距h ，围岩的岩性（即A ）已经确定，通过此式可得不同的采动状况下，底板巷道围岩位移近速度ν与L 值变化的关系，再根据巷道支护服务期间所允许的围岩变形量，以及矿井生产系统等，可以得到水平距离L 的合理范围。
但是上式只适用于H =300 800m ，h =5 30m 的条件下，在不满足上述条件的情况下，可根据下述的经验来确定跨采巷道与工作面的水平距离：纵跨巷道巷道最好布置在实体煤侧顺槽内错15 40m 的区域，其次可布置在工作面的中部区域或者实体煤侧顺槽内错0 14m 的区域，要避开上方跨采面采空侧顺槽内错0 40m 区域。
横跨巷道最好布置在开切眼与停采线内错15m 以上的区域，为了维持巷道的稳定性，跨采工作面应从巷道上方连续跨采，横跨巷道外错距离不能小于40m 。
3．2跨采巷道的支护考虑到跨采巷道受采动影响的特殊性，支护难度较大，单纯依靠加大支护刚度来提高支护效果已难以奏效，支护设计应着眼于最大限度利用围岩的自承能力，支护系统要能不断适应围岩的变形状态。
巷道掘出后立即支护，使巷道近表围岩恢复到三向应力状态，减小围岩的破坏程度，及时喷浆封闭暴露围岩，防止风化造成围岩裂缝发育和强度的损失。
受到工作面的采动影响时，对于高压区，要充分卸压，对于松散破碎区，要整体加固，然后再根据具体情况，择时进行二次支护，必要时需要多次支护。
在围岩受采动影响较破碎的情况下，二次或者多次支护可以采用高强锚杆加固围岩，提高围岩的抗剪强度，形成具有较高承载能力的锚固层，对破裂区围岩适时注浆固结，修复围岩，提高围岩的完整性和整体强度。
最后，对于巷道的关键部位，如顶，肩，帮，底部，采用预应力锚索补强，将锚杆支护形成的锚固承载结构整体固定于深部围岩中，这样不仅可以改善围岩应力状态，增强围岩，还可以将巷道浅表一定范围内的高应力峰值向围岩深处转移，实现围岩承载圈范围的扩大。
参考文献：［1］王作宇，刘鸿泉．承压水上开采［M］．北京：煤炭工业出版社．1993［2］刘先贵．东滩矿底板巷道变形规律研究［J］．山东矿业学院学报，1993，12（3），231 235［3］奚小虎．跨采软岩巷道破坏机理及控制技术研究［D］．硕士学位论文，安徽理工大学，2010［4］毕善昌．跨采工作面底板应力位移传递规律及巷道围岩控制研究［D］．硕士学位论文，安徽理工大学，2010［5］何希林．大采深复杂围岩双大巷跨采技术研究［D］．硕士学位论文，山东科技大学，2005千米深井巨厚砾岩强冲击煤层综合治理技术冀联合，崔清才，冀大伟（新矿集团华丰煤矿地质测量部，山东泰安271413）摘要华丰煤矿是我国冲击地压灾害最严重的矿井之一，曾发生多次冲击地压事故，为了解决大采深、大倾角、强冲击四层工作面的冲击地压问题，通过对冲击地压发生的外因、内因及机理的技术研究，运用了综合技术，解决了工作面冲击地压问题。
关键词深部开采冲击地压机理综放工作面防冲技术中图分类号TD324+．2文献标识码B doi：10．3969/j．issn．1005－2801．2012．06．107华丰煤矿主采的四层煤，煤层厚度平均6．2m，属于稳定煤层，具有强烈的冲击倾向性，坚硬顶板、底板和煤层，煤系地层上部为500 800m巨厚第三系砾岩，最厚可达1000m厚，岩性为石灰岩砾石，非常坚硬。
2冲击地压发生原因2．1冲击地压发生内因（1）煤层具有冲击倾向性。
4层煤具有强烈冲击倾向性，其直接顶具有中等冲击倾向性。
（2）砾岩活动是发生冲击地压的主要力源。
四层煤平均厚6．2m，上方基本顶为70余米厚的砂岩层，随着工作面的推进周期性跨落。
再上部为500 800m砾岩层，砾岩层的断裂垮落对下部的煤岩体产生冲击载荷，是四层煤工作面发生冲击地压的主要力源。
2．2冲击地压发生外因（1）采深大，应力高是发生冲击地压的必要条件。
随着4层煤工作面采深的加大，自重应力已超过四层煤的抗压强度；最大水平应力为33 42MPa。
较高的原岩应力易使煤体产生应力集中而破坏，从而导致四层煤冲击地压的发生。
