坚硬直接顶煤巷围岩变形特征及支护技术
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《巷道过坚硬顶板房柱式采空区围岩控制技术研究》篇一一、引言随着煤炭资源的不断开采,采空区的安全问题日益突出。
在巷道穿越坚硬顶板房柱式采空区时,围岩控制技术显得尤为重要。
本文旨在研究并探讨该类采空区的围岩控制技术,以提高采矿作业的安全性和效率。
二、坚硬顶板房柱式采空区特点坚硬顶板房柱式采空区具有顶板坚硬、房柱式结构、空间分布不规则等特点。
在开采过程中,由于地质条件和采矿方法的影响,该类采空区往往存在围岩稳定性差、易发生冒顶等问题。
因此,在巷道穿越该类采空区时,必须采取有效的围岩控制技术。
三、围岩控制技术研究(一)监测技术首先,采用先进的监测技术对采空区的围岩进行实时监测。
通过布置监测点,利用地音、微震、应力计等设备,实时监测顶板和房柱的变形、应力变化等情况。
通过分析监测数据,预测围岩的稳定性和可能出现的危险情况。
(二)支护技术针对坚硬顶板房柱式采空区的特点,采用合适的支护技术是保证围岩稳定的关键。
常用的支护技术包括锚杆支护、锚索支护、钢拱架支护等。
根据实际情况,选择合适的支护方式和参数,确保支护结构的稳定性和可靠性。
(三)注浆加固技术注浆加固技术是提高围岩强度和稳定性的有效手段。
通过向围岩内部注入水泥浆、化学浆等材料,提高围岩的承载能力和抗变形能力。
注浆加固技术应根据实际情况选择合适的注浆材料、注浆压力和注浆方式。
四、技术应用与效果分析(一)技术应用在实际应用中,根据采空区的具体情况,综合运用监测技术、支护技术和注浆加固技术。
首先,通过实时监测掌握围岩的变形和应力变化情况;其次,根据监测结果采取合适的支护措施;最后,采用注浆加固技术提高围岩的稳定性和承载能力。
(二)效果分析通过应用上述围岩控制技术,可以有效地提高巷道穿越坚硬顶板房柱式采空区的安全性和效率。
首先,实时监测技术可以及时发现围岩的变形和应力异常情况,为采取措施提供依据;其次,合适的支护措施可以确保巷道的安全通行;最后,注浆加固技术可以提高围岩的稳定性和承载能力,减少冒顶等事故的发生。
回采巷道变形破坏机理及其支护方法摘要煤矿回采巷道的变形破坏将会严重影响采煤效率,阻碍设备运输和通风,增加企业的经济负担和安全瓶颈。
本文总结了煤矿回采巷道变形破坏的直观表象,并深入分析了巷道变形的发生机理,在此基础上探讨了加强巷道支护的方法。
关键词煤矿;回采巷道;变形;支护在煤矿回采工作面推进的过程中,受采动影响回采巷道容易发生各种变形。
回采巷道的变形破坏将会严重影响采煤效率,造成工作面半停产或停产,阻碍设备运输和通风,增加企业的经济负担,并且给井下工作人员的生命安全造成严重影响。
深入分析煤矿回采巷道变形破坏的特点以及破坏机理,探讨加强巷道支护的方法,可以为煤矿安全生产提供保障。
1 煤矿回采巷道变形破坏特点分析煤矿回采巷道发生变形破坏,最直观的表象为:巷道断面的形状发生改变,断面面积减小;支架在压力作用下产生很不规则的变形,或者直接折断,形成爬行巷道;压蹦U型钢支架卡子螺栓;支架顶梁被压弯折断,高压力将棚腿挤进巷道围岩,或者挤入底板内,出现底鼓现象。
这些情况的出现将会严重影响矿井机电设备以及煤炭的正常运输,加大了通风阻力,增加了瓦斯积聚的危险,导致工作面的推进难以进行,容易造成工作面停产。
另外,一旦回采巷道出现变形破坏后,为了维持生产,需要对巷道进行扩帮处理、卧底翻修,并需要将因此而产生的渣物清理后运出,这无疑会花费大量的人力财力和物力,并会大大增加工作面停产时间。
大大降低了劳动生产率,增加了吨煤成本,并增加了威胁矿工人身安全的危险因素。
煤矿回采巷道的变形破坏通常具有如下特点。
对于单一煤层,如果回采巷道将煤层的顶底板作为自身的顶和底,即所谓的一次采全高,并且煤层顶底板比较坚固的情况下,此时的回采巷道一般能长时间保持稳定不发生大的变形破坏,在煤矿开采过程中不需要专门对其再加固和再翻修。
但对于位于复杂地质条件附近的回采巷道,需要经常对这些巷道进行加强支护,不断维修,这类回采巷道往往需要花费较大的精力去维护。
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。
煤矿巷道再造高强度承载结构快速支护技术及工程应用徐佑林;吴旭坤;周波;郑伟;吴少康;周泽;陈志松;张际涛【期刊名称】《煤炭科学技术》【年(卷),期】2024(52)2【摘要】针对松软、破碎围岩巷道可锚性差、受强动压和强构造应力影响等问题,开展了大量现场调研并归纳分析了3种典型煤矿巷道围岩大变形和围岩控制难题;在分析现有支护技术和理论基础上,提出再造高强度承载结构快速支护技术思路和再造方法。
以贵州龙宝煤矿11205运输下山为工程背景,分析其变形破坏原因,结合实际设计出对破碎围岩进行置换加卸压的联合支护方法,理论上建立巷旁充填墙承载力学模型,分析了巷旁充填墙的承载强度,确定了巷旁充填墙的强度与巷道围岩的可适性及有效性。
结合FLAC^(3D)数值模拟与Python脚本编程语言,实现飞蛾火焰优化算法,确定最优的破碎围岩巷道的置换参数(墙体厚度和卸压区宽度)。
研发了高强度高韧性充填支护新材料。
通过对软弱墙体进行置换再造,让巷道顶板、充填体和底板重新构成一个整体承载结构。
井下工业性试验结果表明,对巷道软弱岩体进行置换再造后,巷道顶板、充填体和底板所构成的新结构可实现整体承载,充分发挥了围岩自身承载能力和抵抗变形能力,围岩变形趋于平稳,收敛速率基本都小于0.2 mm/d,无明显变形,且数值模拟计算结果与工程实践监测较为吻合,表明巷旁充填置换支护方案对松软破碎围岩巷道控制有较好的效果。
最后,对深入研究再造承载结构快速支护技术进行了展望。
【总页数】15页(P34-48)【作者】徐佑林;吴旭坤;周波;郑伟;吴少康;周泽;陈志松;张际涛【作者单位】贵州理工学院矿业工程学院;南京工业大学安全科学与工程学院;安徽理工大学矿业学院;中国矿业大学(北京)能源与矿业学院;贵州大学矿业学院【正文语种】中文【中图分类】TD315【相关文献】1.软岩巷道结构高强稳定型支护技术及工程应用2.提高U型钢巷道支护-围岩结构承载特性的补偿原理及工程应用3.煤矿采煤巷道快速支护平台的结构设计4.煤矿井下快速开采巷道支护结构的优化研究5.煤矿巷道快速掘进及高效支护技术要点与应用分析因版权原因,仅展示原文概要,查看原文内容请购买。
超化煤矿巷道围岩变形特征及稳定性控制措施分析摘要:本文以超化煤矿22底板轨道下山下段(原中央行人下山)巷道出现的变形破坏问题作为分析对象,对巷道出现的变形破坏原因进行了探究,结合巷道地质条件实际,针对性提出了“锚网喷+底板锚杆+预留变形量+全断面封闭格栅拱形支架”复合型支护方案,从巷道返修情况来看,返修支护方案整体实现了对巷道围岩的稳定性控制,对类似巷道支护有一定的借鉴意义。
关键词:煤矿巷道;围岩变形;特征;稳定性;控制;分析1、工程概况超化煤矿22底板轨道下山下段巷道埋深在660m左右,从地质勘察来看,巷道所在层位主要是粉砂岩,其中包含有较多的裂隙,也含有一定的钙质结核和黄铁矿,包含一层厚度在0.2m左右的泥岩,非常容易出现破碎问题。
根据现场勘测情况来看,最大的水平主应力为水平应力,大小接近29MPa,与巷道呈现出69°的夹角,巷道整体承受着相对较高的地应力影响,虽然巷道围岩的强度相对较大,但是在巷道掘进后,整体表现出较强的变形破坏问题。
从巷道原支护设计来看,巷道设计采用的是锚网索支护。
2、22底板轨道下山下段巷道变形破坏特点通过对22底板轨道下山下段巷道的现场观测来看,巷道主要的变形破坏特点主要表现在三个方面:首先,巷道在全断面出现了变形破坏问题,巷道两帮内挤明显、底鼓突出、拱顶下沉量较大。
其次,巷道围岩不仅变形量较大,同时,变形速度相对较快,且出现了变形持续时间偏长的问题。
从现场测量来看,很多巷道在掘进后的2d内,变形速度少则达到了12mm/d,多则可以得到110mm/d。
从变形时间来看,巷道变形持续时间达到了8个月,部分地段甚至超过了15个月。
从变形量来看,围岩变形量通常情况再280mm-1000mm之间,部分地段甚至出现了更大的变形。
第三,巷道在变形破坏的过程中,很多支护结构也有着明显的破坏问题,巷道表面的浆体开裂较多,同时,很多地段的锚索、锚索也出现了较多的破断。
虽然技术人员进行了多次修复,围岩的稳定性相对于先前有了提升,但是整体仍旧不能保证较长时间的稳定。
收稿日期:2017?09?13作者简介:李学金(1971-),男,山西寿阳人,工程师,从事生产技术及管理工作。
doi:10.3969/j.issn.1005-2798.2018.01.019坚硬直接顶煤巷围岩变形特征及支护技术李学金(寿阳县段王煤业集团有限公司,山西晋中 045400)摘 要:为解决坚硬直接顶条件下煤巷围岩控制问题,以段王煤矿15号煤地质条件为工程背景,采用数值模拟的方法研究了巷道围岩变形特征,根据数值模拟结果,提出了减少锚索、加大锚杆间排距的支护方案,在确保支护效果的前提下,能节省巷道支护成本、加快巷道掘进速度。
关键词:坚硬直接顶;煤巷;围岩变形特征;支护中图分类号:TD322 文献标识码:B 文章编号:1005?2798(2018)01?0049?031 矿井概况段王煤矿位于寿阳县城西北23km处,是山西寿阳段王煤业集团有限公司下属的重点煤矿。
井田东西长9.55km,南北宽6.02km,面积36.99km2,批准开采6、8、9、11、15、15下号煤层,主采9号和15号煤层。
15号煤位于太原组下段上部,上距11号煤层21.00~67.47m,平均49.60m。
煤层厚度3.19~5.02m,平均4.31m,煤层结构简单—复杂,含0~3层夹矸,夹矸单层最大厚度为1.11m。
煤层顶板为K2下石灰岩,厚度1.60~2.60m,平均1.80m,节理、裂隙较发育,经钻孔取样力学试验,岩石坚硬程度属半坚硬岩。
底板为砂质泥岩,节理、裂隙较不发育。
15号煤及相邻可采煤层特征见表1。
表1 15号煤及相邻可采煤层特征煤层号煤层厚度/m最小~最大平均煤层间距/m最小~最大平均煤层结构夹矸层数可采性煤层顶板煤层底板110.40~2.270.97153.19~5.024.3115下0.70~2.881.5221.00~67.4749.603.38~17.517.67简单0~1不稳定局部可采石灰岩泥岩砂质泥岩粉砂岩简单-复杂0~3全区稳定可采石灰岩砂质泥岩泥岩炭质泥岩简单0~2全区稳定可采砂质泥岩粉砂岩细砂岩砂岩砂质泥岩粉砂岩2 巷道围岩变形特征数值模拟研究2.1 数值模型的建立针对15号煤坚硬直接顶回采巷道工程地质条件,采用FLAC3D建立相应的数值分析模型[1]。
回采巷道断面为矩形,尺寸为:宽×高=4.5m×3.5m,计算模型尺寸:宽×高=34.5m×37.5m。
模型的左、右、下边界均为位移固定约束边界,上边界为应力边界,施加岩层自重应力6.17MPa,并在模型的前后左右施加水平应力,应力大小自下而上以应力梯度为25kPa/m的速度减小,模型底部应力为7.12MPa。
岩石相关力学参数参照见表2。
2.2 模拟结果分析2.2.1 巷道位移分布规律巷道开挖后未支护时的垂直位移场如图1(a)所示,顶板的位移变形量要远远小于底板变形量。
其原因是:15号煤层上方有一层坚硬灰岩直接顶,其刚度较大,能够很好地限制顶板的下沉变形,所以在应力相同的情况下应重视底板的加固,防治底鼓的发生。
同样参数条件下,巷道开挖后的水平位移场如图1(b)所示。
从图中可以发现,巷道帮部的变形量较大,顶底在水平方向基本没有产生位移,所以巷道开挖后应及时对帮部进行支护以控制其变形量。
94 表2 煤岩体力学参数岩层名称厚度/m体积模量/GPa剪切模量/GPa密度/(kg·m-3)摩擦角/(°)内聚力/MPa抗拉强度/MPa砂质泥岩3.51.510.78240027.02.981.05石灰岩1.82.952.33300040.0104.15细砂岩12.782.09280025.08.003.12砂质泥岩11.51.510.78240027.02.981.05石灰岩1.32.952.33300040.0104.1515煤40.600.19135022.02.320.8砂质泥岩4.81.510.78240027.02.981.0515下煤1.20.600.19135022.02.320.8细砂岩3.92.782.09280025.08.003.12砂质泥岩4.71.510.78240027.02.981.05图1 巷道位移分布2.2.2 塑性区分布规律巷道开挖后塑性区分布如图2所示。
巷道开挖过程中不可避免地在巷道周围围岩产生破碎塑性圈。
一般来说,巷道塑性圈在巷道周围呈现近圆形的均匀分布。
但根据15号煤实际地质情况所建立的模型塑性区分布,两帮塑性区范围较大,而顶底板塑性区范围较小,其中顶板塑性区分布最不明显,原因是直接顶为坚硬灰岩,能有效防止上部岩层的变形破碎,并且其作为力的传递介质,由于其坚硬的性质,力的损失较小,使两帮承受较大压力,所以需加强两帮的支护来维持巷道的整体稳定。
图2 围岩塑性区分布规律3 支护方案设计及参数段王煤矿15号煤层顶板条件较为坚硬,完整度较好,煤层埋藏较浅,具备使用长锚杆大间排距强护表支护方案的前提。
在浅埋中等断面情况下,应减少锚索使用或不使用,或者间隔一定距离施工一根锚索主要用于顶板岩性探测;另外一方面,可以加大锚杆的间排距[2-4]。
由于巷道顶板整体稳定性较好,为节约支护成本及加快施工速度,宜选择短锚杆大排距的支护方案。
回采巷道支护形式如图3所示。
图3 巷道支护形式(mm)1) 顶板布置5根MSGLD-335/18×1200全长螺纹钢等强锚杆,间排距1000mm×1200mm,靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与铅垂线成15°、长度4.7m的钢带,配合金属网护表;采用1支MSCK/05Z2360双速树脂锚固剂锚固,预紧力40~60kN。
2) 顶板每4排锚杆布置1组锚索,1组锚索包括3根,锚索与锚杆间隔布置,锚索布置的间排距为1600mm×4800mm,规格SKP15.24-7/1860,长度6150mm。
2支MSCK/Z2360超快速锚固剂锚固,每套锚索均应采用万向调心球垫,初始张拉力不小于80~120kN。
3) 两帮各布置4根MSGM-235/16×1800的圆钢锚杆,间排距1000mm×1200mm,靠近顶底板的帮部锚杆安设角度为与水平线成15°,长度为3.7m的钢带,配合矿用格宾网护表;采用MSCK/Z2360双速树脂锚固剂、MSZ2335中速树脂锚固剂各1支,加长锚固,预紧力不小于30kN。
4 结 语段王煤矿煤层埋藏较浅,15号煤围岩条件好且无构造应力。
采用以往的支护方式将导致巷道整体支护密度过大,支护强度过高,支护效能较低。
根据工程实际地质条件,结合数值模拟分析结果,制定了合理的支护方案。
从实际应用效果来看,采用该支护方案,巷道在掘进及回采过程中经受了煤岩蠕变、煤体风化、工程扰动影响的考验,围岩变形较小,达到了预期的支护效果。
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护帮板上有石头移架时,改变正常移架操作步骤。
先送上护帮板操作手把,采取边收伸缩梁边移架的方式进行移架,最大限度地防止了移架时冒落大石头,同时在收伸缩梁移架的过程中,护帮板上方石头受力方向改变,某些石头甚至可以重新挑到前梁上,更有利于顶板管理,见图2。
图2 优化支架操作方式示意2.5 使用护帮板上料装置,加强顶板维护以前两端头错刀上料时需要落下前梁进行,这样会对顶板造成扰动,当顶板破碎时甚至会引发冒顶事故。
现充分利用护帮板自身构造(有2个直径55mm的圆孔)制作2个D55mm×280mm的螺丝销由下至上穿入圆孔固定,螺丝预留长度以能够卡住大板为宜。
为防止螺丝销挂网,销头改造成圆锥状。
这样错刀上料时只需落下护帮板,将大板中部固定于护帮板螺丝销上,然后升起护帮板即可。
护帮板上料装置有效地减少了近煤墙上料时间,更有利于破碎顶板的维护。
3 结 语以上破碎顶板管理措施以安全、高效、经济为基础,充分体现了集约高效生产。
N3-5工作面过断层期间在未注浆的情况下未发生一起顶板事故,顺利完成了月度生产计划任务。
在经济效益不好的市场环境下彻底抛弃了以往过断层依赖“加注大成加固1号维护顶板”的思想。
同本矿N3-7工作面过断层相比,本次过断层节省大成加固1号材料费用约290万元。
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