厚煤层巷道矿压监测支护效果分析研究

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矿压分析结果汇报

矿压分析结果汇报

矿压观测报告一、概述矿山压力的观测与分析是实现矿山生产科学管理必不可少的基础工作,多年来一直为广大采矿工程技术人员重视,矿山压力显现及其控制方法研究是正确进行采矿设计、合理选择支护形式及支架类型、加强顶板管理、保证安全生产的重要一环。

二、观测目的为研究巷道矿压显现特征,能有效地指导矿井开采,为掌握矿山压力及其显现规律,改善合理支护方式,确定合理护巷参数,改进巷道支护提供科学依据,提高巷道支护效果。

同时防止顶板事故的发生,保证我煤矿安全而高效的生产,特此作矿压月度报告。

三、观测区域地质及围岩性质1503工作面为一采区第二个工作面,西北走向布置,工作面北翼为F2逆断层,东北翼为1501首采工作面,西南方向为1505备采工作面,东南方向为+920集中运输巷。

观测区域是1053回风道。

该面煤层为煤5,含炭质泥岩夹矸1~2层,夹矸平均厚度0.2m,煤层色泽为黑色,条痕为深棕色油脂光泽,呈参差状断口,节理面充填方解石脉,含黄铁矿。

直接顶:砂质泥岩3.26m深灰~灰黑色泥岩、砂质泥岩为泥质结构,波状层理发育,易垮落。

老顶:细粒砂岩5.90m 灰白~灰色粉、细粒砂岩,砂质胶结,以石英为主、长石风化,斜层理发育。

四、支护技术参数1503回风道:巷道净高3.2米,宽5米。

锚杆采用Φ20mm×2600mm,间排距800mm×800mm,每排布置13根,巷道拱部采用长7300mm锚索加强支护,间排距1600mm×1600mm,从巷道中心线向两帮依次按“333”型布置。

五、观测方法在一般情况下巷道内每隔50m设立一个顶板离层和巷帮离层观测站,顶板离层分为四个点基点1、2、3和4分别是从深到浅排列的,新设立的观测站,连续观测,每天记录一次观测数据并加以整理,如果所观测巷道没有明显的矿压显现,就改为三天一观测,依次直到矿压完全稳定。

观测的主要任务是掌握掘进后围岩中的矿山压力分布及其发展变化的规律,并搞清顶板活动规律、掘动条件等各方面因素的影响。

优化巷道支护设计,减少支护费用

优化巷道支护设计,减少支护费用

优化巷道支护设计,减少支护费用作者:吴鹏来源:《中小企业管理与科技·上中下旬刊》 2015年第10期吴鹏神华宁夏金凤煤业集团煤矿综掘二队宁夏吴忠751504摘要:随着锚网索支护理论的发展,锚网索支护技术已广泛应用于煤矿巷道支护,合理的巷道支护参数和可靠的支护技术是实现矿井安全高效生产的必备条件。

本文通过矿压观测及地质条件分析合理优化巷道支护参数,达到减少巷道支护费用的目的。

关键词:支护参数;优化设计;掘进巷道;围岩1 工程地质概况十八层煤位于侏罗系中下统延安组,根据矿井勘探资料和巷道实际揭露,煤层厚度在3.4耀4.2 m 之间变化。

煤层从顺槽由南向北逐渐变厚,厚度变化较小,属稳定煤层,结构简单。

煤岩类型为亮煤与暗煤,玻璃光泽,硬度大,呈块状。

011806 工作面带式输送机巷从机巷回风通道以190毅00忆00义的方位角从十八煤顶板掘进至十八煤,再沿十八煤掘进,围岩性为粉砂岩及中砂岩。

巷道断面为矩形断面,巷道净宽5.2m,净高3.2m,净断面16.64m2。

巷道永久支护采用锚网索联合支护,锚杆采用椎20伊2200mm 左旋无纵筋井下专用螺纹钢锚杆,配合规格为150伊150伊10mm 的铁托板,锚杆间排距为800伊800mm,呈矩形布置,每根锚杆使用2 节Z2370 型树脂药卷进行锚固,锚固力不小于50kN,顶部挂钢筋网,钢筋网规格为5000伊1000mm,采用椎6.5mm 钢筋加工而成,网孔规格为100伊100mm,钢筋网短筋一侧预留出100mm,两片相连接的网子,短边网与网之间用14裕铅丝扣扣相连,长边与长边之间采用钢筋扣扣相连(使用4 寸钢管制作的网钩将预留100mm 长出的钢筋反向将前一片钢筋网长边扣紧压实)。

两帮锚杆采用椎20伊1600mm 的玻璃钢锚杆,每帮布置两排,上面一排锚杆距顶为400mm,配以400伊200伊50mm 木托板使用,第二排锚杆距顶1900mm,配以1000伊200伊50mm 木托板使用,玻璃钢锚杆间排距为1500伊800mm,每根锚杆采用1 节Z2370 和1 节Z2335 型树脂药卷进行锚固。

锚杆在深埋厚煤层巷道中的支护效果分析

锚杆在深埋厚煤层巷道中的支护效果分析



随着煤矿 开采 深度 的增加 , 深 埋煤层 巷 道 支护 的研 究逐 渐成 为煤矿 安全控 制 的重 点 。
以崔 家寨煤矿 为背景 , 通过对该矿的 一 6 5 0 m水平 6 1 5 2煤巷锚杆 ( 锚 索) 支护效果的长期观测 , 揭 示 了深埋 厚煤 层巷 道 的矿 压显 现规律 , 并通过 分析 巷 道顸板 破 坏 活动规律 及 其来 压机理 , 确 定巷道
随 着工作 面 的推进 , 巷道 变形越 来越 大 , 应 力越
。 : 0、 :
■: 0 、 : ◆
计算程序——F L A c _ 3 J , 对十余个方案进行计算与比
较, 选择合理的锚杆支护设计 。
内 蒙 古 科 技 大 学 创 新 基 金 项 目 (编 号 : 2 0 1 1 N C 0 3 3、
2 0 1 0 N C 0 5 0 ) ; 内蒙古科技大学创新 基金项 目( 编号 : 2 0 0 9 N C 0 4 9 ) ; 内
型树 脂 锚 固剂 2支 , 锚 固力 4 0 k N 以上 。断 面锚 杆
支护 见 图 1 。

、 .
5 5 。 , 倾角 1 1 。 ~1 3 。 。该工作 面范 围内, 煤层结构简 单、 赋存稳定 , 煤厚变化不大 , 平均厚度 2 . 5 1 1 1 。
2 支 护 设 计
S e r i a l No . 5 2 5




J a n u a r y . 2 0 1 3
MORDE N MI NI N G
总 第5 2 5期 2 0 1 3 年 1月 第 1期
锚杆在深埋厚煤层巷 道 中的支护效果分析

煤矿矿压监测方案分析

煤矿矿压监测方案分析

煤矿矿压监测方案分析煤矿矿压监测在煤矿的安全管理中起极大作用,煤矿矿压的大小影响煤矿的安全,安全是煤矿的基础,保证煤矿工人人身安全,提高煤矿开采效率。

煤矿矿压监测应该长期连续的进行,并且根据监测结果,及时的总结问题,提出解决方案。

标签:煤矿矿压监测为了解决屯宝煤矿动压影响巷道支护问题,实现矿井的安全和高效生产,屯宝煤矿开展了综采工作面动压影响范围及支护参数研究课题,以便清晰的认识到受采动影响困难巷道围岩的变形影响因素,变形机理、变形规律、变形特征等,为受采动影响困难巷道支护问题提供更完善的解决方案,解决支护难题,使屯宝煤矿动压影响巷道支护方案更加科学、系统。

1煤矿矿压监测简介和重要性(1)采煤工作面矿山压力观测就是利用各种观测仪器或工具,对回采工作面及四周围岩的应力、顶底板变形与破坏、支柱下缩与载荷、煤壁片帮、支架变形与折损等宏观矿压显现进行测量与记录,通过整理分析,从而掌握采煤工作面的矿压显现规律,并以此指导生产。

(2)对采煤工作面日常安全管理提供技术支撑。

《煤矿生产技术管理工作的若干规定》第二章“现场管理”第九条四款中规定:“每个采掘工作面要根据本煤层和邻近采区的地质测量资料和矿压观测资料,包括顶板来压规律、下沉量、下沉速度、压力值等,确定采掘工作面的顶板控制方法、支护方式,作为编制采、掘作业规程的依据。

凡是没有顶板观测资料而制定的作业规程,不得审批。

新投产矿井、新开采煤层应在生产中逐步积累矿压观测资料”。

这就充分说明了矿山压力观测的重要性及在煤矿生产中的地位。

(3)原煤炭工业部颁发的《煤炭工业技术政策》第39条“矿山压力测量”规定:“各矿区对采煤工作面和井巷进行矿压观测,根据岩层性质、顶板压力、顶板下沉量和下沉速度、放顶步距、周期来压等数据,逐步摸清本矿区的矿压规律,制定本矿区的顶板分类标准。

作为采区设计、巷道布置、设备选型、支护设计、顶板控制的依据。

”这就在原则上阐明了采煤工作面矿山压力观测的目的和任务。

厚煤层综放工作面矿压显现规律及其支护技术研究

厚煤层综放工作面矿压显现规律及其支护技术研究
较 稳定 ,说 明加 强支护 方案设 计是合 理 的。研 究结 果对 类似条件 下厚 煤层 综放 工作 面巷 道 的 支护
方 案设计 具有 重要 参考价 值 。 关键 词 :厚煤 层 ;综放 工作 面 ;矿压 显现规 律 ;支护技 术 中图分类 号 :T D 3 2 3 文 献标识 码 :B 文 章编 号 :1 6 7 1 — 0 9 5 9 ( 2 0 1 3 ) 1 2 - 0 0 6 4 04 -

d o i :1 0. 1 1 7 9 9 /c e 2 01 3 1 2 02 4



2 0 1 3年第 1 2期
厚 煤 层 综 放 工 作 面 矿 压 显 现 规 律 及 其 支护 技 术研 究
任建 喜 ,孟 昌, 占有名 ,史景 阳 ,孙杰龙 ,李 龙 ,贺小俪 ,郭 颖
环进 度 0 . 8 m,采高 3 . 2 m,放顶煤厚度 2 . 8 m。在 4 1 0 3综
放 工 作 面 回采 期 间 , 回 风巷 围岩 受 到 了不 同程 度 上 的破 坏 。
综放式开 采具有 高产 、高效 和安全 的综合 优势 ,这 种
开 采 方 式 将 在 今 后 相 当 长 的一 段 时 间 内 成 为 我 国 煤 炭 生 产
的主要发展方 向 J 。随着煤 矿井下 开采 深度 、开采 强度 和支撑压力的增大 以及地 质条 件的复 杂性 ,巷道 压力 显现 剧烈变化 ,这已造成煤矿工作 面巷 道呈不 同程度 的破坏 。 为 了使工作面巷道 支护设 计更 加合理 ,同时保证 采 区安全 生产 ,就需要对其 矿压 显现 规律进 行深 入研 究 为动压影 响下 的工作面巷道支护 提供依据 。研究 ,以便 表明:
为1 0 . 5 4 m,基 本 顶 为 中 、 细 粒 砂 岩 , 平 均 厚 度 为 6 . 9 3 m,

厚煤层综放工作面末采期间主撤巷道加强支护及矿压监测

厚煤层综放工作面末采期间主撤巷道加强支护及矿压监测
道加强支护技术是保 证工作 面末 采期 间安全 回采 的必要条
件 。文章对不连沟煤 矿综放 工作 面的末 采期 间主撤巷 道加
强支护技术进行 分析 和验证 ,旨在为具 有类 似开采 条件 的 矿井提供借鉴依据 。
图 1 S 1 3工作面布置示意图 50
1 工作 面概 况
12 工作 面设备 配套 情 况 .
工作 面设备采 用 国产和进 口相 结合 的配套 方案 ,液 压 支架 、胶带输送机 、乳化液泵 以及 负荷 中心采 用 国产设备 ,
1 1 工作 面设计参 数及 开采 条件 .
不连沟煤矿 ¥ 13工作面走 向长度 16 . m,倾 向长度 50 8 55
2 83 9 . m,工作 面对应地 面标高 为 +12 . 13 5一+14 . r,工 24 9n 作面标高为 + 1. 9 6 0~+ 5 . m。采用倾斜长壁后 退式全部 900
起煤壁片帮 ,顶 板下 沉 ,支架压 死 ,甚至 导致 冒顶事 故 的
主 ,层厚 为 74 m;直 接顶 为砂 质泥 岩 ,灰 黑色 ,层 理 发 .8 育 ,含 丰富植 物化 石 ,层厚 为 34 m;直 接底为砂 质泥岩 , .5
灰黑色 ,层厚 为 2 8 m;基本底 主要是 细砂岩 ,呈 灰 白色 , .6
采高至主撤巷 道高度 ,工作 面 回采进 入末 采 阶段 。对 于厚
煤层综放加长工作 面而 言 ,末采工 作开 展 的顺 利与 否关 系 到综采设备 的搬迁 速度 ,关 系到新 工 作 面生产 准 备工 作 , 更是影响着矿井高效安全生产 的实现 。通常情况下 ,末 采期间工作 面采动压 力较 集 中,工作 面矿 压显现 剧烈 ,引
采煤机 、刮板输送机 、转载机 、破碎 机等全部 为进 口设备 。

煤矿综采工作面矿压观测及顶板预报分析报告范文

煤矿综采工作面矿压观测及顶板预报分析报告范文

煤矿综采工作面矿压观测及顶板预报分析报告范文130408综采工作面矿压观测及顶板预报分析报告一、矿压观测的目的和任务1、掌握回采工作面上覆岩层运动横向和纵向的发展规律及移动概况与支架的相互关系,更好地进行老顶来压的预报,提出合理的顶板管理措施,如支护方式,支护强度,特种支护,回采工艺等等,为工作面的高产、高效安全生产创造良好的技术条件。

2、对采煤工作面支护质量进行监测,任务包括:监测日常生产过程中支架的支护质量、围岩移动概况,不安全隐患因素等,以达到安全生产可靠的目的,在保证顶板安全的前提下充分发挥综采液压支架的优势。

3、掌握巷道支架与围岩的相互关系,其任务包括提出合理的围岩松动范围,确定合理的巷道支护型式、支护参数。

4、研究掌握采动影响和支撑压力的分布规律,其任务包括确定回采巷道的支护参数,确定煤壁前方巷道合理的维护范围,确定工作面的端头支护的技术措施等,以保证安全生产,提高资源的回收率,提高技术经济效果等。

二、工作面地质及开采条件1、工作面概况作面名称130408盘区名称13盘区地面标高/m961-1053井下标高775-800地面的相对位置工作面位于贺家社村西北面,地表黄土丘陵区,有废旧的永胜洗煤厂、利峰尾煤浮选厂及乡村公路。

回采对地面设施的影响由于地表为黄土丘陵,有废旧的永胜洗煤厂、利峰尾煤浮选厂、乡村公路及河流,会受采动影响。

井下位置及四邻关系130408工作面位于4#煤层十三盘区,东面为本矿130407采空区,北面为本矿实体煤,西面为130409轨道巷,南面为采区回风、轨道、皮带大巷。

井上下关系见表1煤层情况表(表2)煤层厚度(m)平均厚度(均2.6m)煤层结构简单煤层倾角/°2-6开采煤层4#煤层煤种焦煤稳定程度不稳定煤层描述情况工作面构造简单,为单斜构造,煤层由东南向西南逐渐变厚,煤层倾向南西,走向为:北西——南东稳定说明根据130408皮带巷及轨道巷掘进情况发现有断层现象,所以判断该工作面为不稳定煤层。

12605工作面巷道支护及监测研究

12605工作面巷道支护及监测研究

18 /矿业装备 MINING EQUIPMENT12605工作面巷道支护及监测研究□ 雷 太 西山煤电建筑工程集团有限公司矿建第一分公司 山西太原 0300531 工作面地质条件分析12605工作面位于南六采区交胶带巷东南侧,切眼东南侧存在2#煤层小窑破坏区。

整个工作面的埋深深度相对较深,最深处达到了420 m 左右,在煤层上不同深度位置覆盖了炭质泥岩、砂泥岩互层、中粒砂岩、底板岩层等地层,各地层的厚度均不同,且地层的主要成分也相对不同,包括了中粒砂岩的灰色石英及长石、砂泥岩互层的灰黑色植物化石、泥岩层的黑色煤屑等。

2 巷道支护设计方案设计据以往现场监测数据,将工作面附近划分为三个区:超前支护区(工作面前方30 m),架后临时支护区(架后0~200 m)和成巷稳定区(架后200 m 之后),不同分区根据需要采取不同的支护措施。

本文选用了山西焦煤西山煤电集团公司官地煤矿12605工作面作为分析对象,结合该工作面地质条件特点,重点从工作面中巷道支护和工作面监测等方面开展了系统方案设计,并对所设计方案的实际效果进行了评价,验证了此工作面方案的可行性,也为该煤矿其他工作面的系统建设提供了重要指导。

支架进行“π”型结构形式的支护,并利用一根主梁结构配备三根立柱的结构方式进行垂直巷道的布置。

针对每一根立柱的间距问题,按照每一排间距为1 m,立柱与立柱之间间距为1.8 m 的规律进行排布,若运输巷道超前支护中间的一根立柱受到转载机的推移影响时,可将其中间的立柱位置进行调整或拆除而不影响整个巷道的支护效果。

待设备移走之后,再进立柱恢复复原,解决了支护立柱与设备移动操作之间的干涉问题。

由此,可保证整个12605工作面巷道支护的超前支护安全。

2.2 架后临时支护区支护设计结合巷道的分布结构可知,在巷道支护过程中,需对其进行架后临时支护操作。

此区域主要位于超前支护区支护,长度约200 m,此支护区的设计,主要是为了保证整个巷道支护安全。

软弱特厚煤层综放巷道支护方案数值模拟分析

软弱特厚煤层综放巷道支护方案数值模拟分析

直接顶
5号煤
7 . 9 7
1 O
1 . 6 7 2
1 . o o 1
3 . 8 2
1 . 3 5
0 . 2 6
O . 2 8
5 . 2 8
1 . 6 7
3 0
3 7
直接底
老 底
5 . 8
l 1 . 8
2 . 4 8 2
3 . 9 8 3
的锚杆布置方案 , 具体 支护方案如表 2所示 。
2 . 2 三 维数值 模 型建立
F 『 A C 3 D是数值模 拟分析 中经常采用 的大 型岩 土
工程数值模 拟软件 , 通 过模 拟对 比分析 巷道掘进 期 问
和工作面 回采 期 间各 支护 方 案 的围 岩受 力 及变 形情 况, 可以优化 锚杆支 护参数 , 为确定安全合 理的巷道支 护方案提供科 学依据 。 数值模拟计算 以增子坊煤矿 5号煤层 8 1 0 9工作面 及其采掘环境为模 型, 通过煤岩力学性质测试得到的煤 岩力学特征参数见表 1 。根据采矿数值模拟经验与采矿 理论 , 模型左右边界水平位移约束 、 下边界 固定约束 、 上 边界加载 。由于要模拟巷道受采动影 响的情 况 , 因此模 型包含 整 个 工作 面。模 型埋 深 取 2 0 0 m, 模 型 尺 寸 为 2 0 0 m ( X )× 8 0 m( Y ) X 6 0 m ( Z ) , 2 4 2 0 0 0个网格 。
板 岩块经过切 、 磨, 加工 成标 准岩石 试件 , 表1 为煤 岩 力学性质实验结 果。
收 稿 日期 : 2 0 1 3— 0 9— 2 9
作者简介 : 沙志强 ( 1 9 7 3一) , 男, 天 津市塘 洁区人 , 毕业 于中 国矿 业大学 , 山西大同煤矿集 团公 司云冈矿从事煤矿生产技术工作 。

浅埋深特厚煤层小煤柱沿空掘巷强力支护技术研究

浅埋深特厚煤层小煤柱沿空掘巷强力支护技术研究

浅埋深特厚煤层小煤柱沿空掘巷强力支护技术研究摘要:我们通过分析某煤矿浅埋深特厚煤层地质条件,采用了数值模式分析与工程类比的方法,得出该煤矿沿空掘巷护巷煤柱宽度为9m,并以此为依据,制定了该煤矿小煤柱沿空掘巷护巷的基本支护思路。

这种施工方案,不仅能够保证整体的安全可靠,同时还有效地对脆弱的重点部位进行了有效地防护,实现了经济效益与生态效益相结合的开采方式。

不仅如此,还通过了实践施工的方式,检验了小煤柱沿空掘巷护巷强力支护技术方案并进行了现场实践的可行性,充分地实现了巷道挖掘工作与工作面回采期间运输巷围岩的稳定与安全。

关键词:浅埋深;特厚煤层;小煤柱;沿空掘巷;支护技术引言:随着我国社会的不断发展,人耳目对矿压的认识也越来越深入,并且结合矿压力的实际实际情况,有效地采取了小煤柱沿空掘巷技术。

这种施工技术有效地减少了煤柱的尺寸,同时也节约的资源的使用,同时也创造了更多的经济效益。

在实际的开采过程中,由于煤柱的尺寸不断缩小,对于巷道围护问题也随之出现,围岩变形量加大,进而出现较大的破坏情况,如果在实际开采过程中不规范或者是操作不当的情况,就会对正常的开采生产产生严重的影响。

基于此,我国结合小煤柱沿空掘巷围岩控制技术,组织了相关的技术人员进行深入的研究和分析,并且取得了理想的研究成果。

我们通过对研究成果进行分析,得出小煤柱沿空掘巷围岩控制技术的主要核心在于提高支护体系强度,进而提高了巷道围岩的承载能力,有效地提高了挖掘的精度,同时也保证了挖掘的安全性,对于我国煤矿的开采有着重要的意义和作用。

一、工程概况通过调查我们发现,某煤矿一号井的煤层的厚度为9.85—12.22m,煤层的埋深大约在249m,煤矿的抗压强度大约为25Mpa,结构的缝隙发育不显著,但是,完整性比较好。

直接顶以粉砂质泥岩为主,厚度大约在0.69—15.26m,平均厚度大约是在3.5m。

该地的岩石主要是以细砂岩为主,地层主要则是以泥岩为主要结构,厚度为1.27—3.45m平均的厚度大约是在2.01m左右。

深井厚煤层沿空掘巷巷旁煤柱留设与支护设计

深井厚煤层沿空掘巷巷旁煤柱留设与支护设计

l 概 况
M一开采厚度 , m;

底板岩 性指数 , 砂岩 取 1 ; 砂页 岩取 2 ; 泥页
1 . 1 煤 层 赋存 情况
岩取 3 ; 软岩取 4 。 代人得 : 7 8 . 7 老顶窜矸后 沿空掘巷顶底板移近量约是 沿空 留巷 的3 0 %~ 4 0 %, 本 设 计取 3 5 %, 因此沿 空 掘巷 顶底 板
度, m;
L 鍪 十 - J l

式中: z一工作面开采后在实体煤侧 中产生 的塑性 区宽
开采深度 , 最深 1 0 6 0 m; J s 一护巷方法指数 , 取 1 . 5 ;

A一 侧压 系数 , 取泊 松 比 : 0 . 2 6 , A= u / ( 1一 )
移近量为 K = 7 8 . 7× 0 . 3 5 2 7 . 5 , 即K = 2 7 . 5 %。
朝 阳煤 矿 为 千 米 深 井 开 采 , 3 2采 区 开 采 上 限

7 5 8 m标高 , 下限 一1 0 6 0 m标高 。本采 区煤系地层为

倾伏 较 为发育 , 局
巷道变形后有效宽 度为 d ≥设 备到巷 旁宽 度 + 设
备宽度 + 行人道 宽度 。 轨道顺槽巷 道有效 宽 度 d =5 0 0+1 4 0 0+1 0 0 0= 2 9 0 0 m m, 皮 带 顺 槽 巷 道 有 效 宽度 d :=7 0 0+1 2 0 0+ 1 0 0 0= 2 9 0 0 m m, 顺槽原始巷 道宽度 为 D 32 9 0 0 ÷( 1 —
作 面属 于一级高温区 , 并且存在 冲击地压危 险。 2 顺 槽 沿 空掘巷 煤柱 留设 2 . 1 顺槽 沿 空掘巷 巷 道 断面 的确定

深部“三软”厚煤层中应用窄煤柱护巷的效果分析及对策

深部“三软”厚煤层中应用窄煤柱护巷的效果分析及对策
眼采 用 2支 23O 脂 药 卷 全 长 锚 固; 帮 锚杆 28 树 高
雪 nn 22 加 ' × . m等强 5 间排距 70 ' × 0 m 矮 l 根, 0 l 8 f , nn 0 i l l 帮锚杆 雪 nn . 加 ' ×20m等强 4根, l l 间排距6 × 5l 0姗
尺寸为 80m 实 际其与 l2 ( ) . , 223 工作面采空边缘所
留的煤柱宽为 45 80 。 . — . m 22 锚杆支护设计参数【 . 2 】
C 3 煤 层赋存 稳定 , 向稍有变化 , 1 —1 走 煤厚平 均 52 倾角 1o 5, . m; 6 2 一1。平均 1.o煤层结构较复 35;
8 m的情况下 , 差别不大, 而煤柱尺寸等于 451, . 1 两 1
1 试验 巷道概 况
11 地质条件 .
帮位 移量 最 小 ; 外 考虑 11 ( ) 侧 邻 工作 面 另 22 3 下 l2( ) 223 回采期 间刮板机上窜 、 上帮较多 , 撕 而巷道 按 中线掘进 , 所以选定 11() 223 下顺槽沿 空掘巷煤柱
} Ⅳ
l l r H
I 一破裂区 ; 塑性区; I 卜一 Ⅲ一弹性 区内应 力增 高部分 ; _原岩应 力 I V
区 ; ll() l 223下顺槽掘进前 1 23 采空 区实体 煤附近煤体 的应力 — 2 () 2 分布曲线;- 11() 2 223下顺 槽开挖后最终形成的应力分布曲线 。
20 年6 06 月
矿 业安 全 与 环 保
第3 卷第3 3 期
Hale Waihona Puke 81 1 1宽煤柱 , 这种窄煤柱巷道 开挖前及开挖后 , 弓
起的应力分布如图 3 所示 。

厚煤层条件下深部煤巷破坏机制及支护对策论文

厚煤层条件下深部煤巷破坏机制及支护对策论文

厚煤层条件下深部煤巷破坏机制及支护对策研究【摘要】本文针对3302工作面具体地质条件,采用钻孔窥视仪和地质雷达对顺槽围岩的破坏模式进行了探测,并分析了其破坏规律。

利用数值模拟对围岩的松动范围及裂隙分布规律进行了验证,模拟结果与探测结果吻合较好。

根据软岩巷道加固原则,提出了锚网带与预应力锚索梁耦合让均压的优化支护方案和参数,现场应用支护效果良好。

【关键词】深部;围岩松动圈;数值模拟;耦合1.工程地质概况巨野矿区某矿3302工作面运输顺槽煤层较厚,平均厚度为7.8m,顶煤上方为2~4m的膨胀性泥岩。

多见断层,裂隙发育,岩体破碎,且巷道内淋涌水较大。

地应力实测结果表明:最大主应力为水平应力36.4mpa,其方向为ne75o~83o,最大水平主应力为垂直应力的1.47-1.48倍;最小水平主应力的1.15~1.45倍,即бhmax=1.15~1.45бhmin。

高地应力及其方向特性对井下岩层的变形破坏方式及矿压显现规律影响较大。

巷道围岩地质条件复杂,支护困难,巷道内局部地段围岩变形严重,顶板下沉量较大。

2.现场监测2.1探测方案在3302运输顺槽典型区段布置了3个监测断面进行钻孔窥视仪、地质雷达松动破坏范围探测,并进行锚杆(索)受力及顶板离层监测。

分别采用钻孔窥视仪和地质雷达探测围岩破坏模式和范围[1]。

钻孔窥视仪可直观的观测和记录钻孔内部破坏及裂隙发育情况。

地质雷达探测时采用sir-3000型地质雷达,根据煤体介电常数及井下初测结果,采用高精度的400mhz天线,并在断面的顶底板和两帮均布置横向和纵向测线。

采用顶板离层仪监测顶板的位移和离层情况,锚杆(索)测力计监测锚杆(索)的受力。

2.2钻孔电视探测结果在3302运输顺槽进行了5个监测断面25个探孔的钻孔电视探测工作。

对提取的钻孔内视频图像,建立钻孔窥视解译标准,并通过对孔壁裂隙、形态、数量进行统计分析。

结果显示围岩松动破坏带深度在3.2~4m之间。

矿压监测在锚杆支护巷道中的应用

矿压监测在锚杆支护巷道中的应用

O ・
第1 期
图 1图 2 、 。




21年7 01 月
该 巷道 内共设 置 4个 观测 断面 。每个 观测 断 面设 置
1 个锚索锚固力测点 、 2个锚杆锚 固力测点 、 个表 1 面位移测量断面和 2 个深部位移测量点及 1 个顶板
离层观 测点 。
( )巷道 表 面位移 观测点设 置 1
采用十字布点法安设表面位移监测断面, 如图 3 所示 。在每个观测断面顶板及两帮中央设置表面 位移观测点各 1 , 个 顶板测点设在巷道 中央的一个 图 1 N - 9运顺断面支护图 :0 7
锚 杆上 。两帮 测 点设 置 在巷帮 中点 的锚杆 或 金属 网 上 , 帮测点 与顶 板测点 在一个 垂 直平 面上 。 两
基点。
黑色 , 结 构 , 层状 含炭 2 高 夹煤线 , 冒落。 易

底板 直接底
粉砂岩
2 5 水平层理 , . 泥质胶结 。
界 向南 4 0 走 向 9 。两翼倾角不 等, 5 m, 4, 南部 l。 1一
l。平均 l。 北部 l。一l 。平 均 l。 7, 4, 2 5, 3 。该 工 作 面
锚索 选 用 q2 mm ×6 0 mm 钢 绞 线 。 安 装 锚 杆 、 )2 00
I9 .0—2 8 m, 均 厚 度 2 4 m, 层 分 二 层 , 间 .0 平 .2 煤 中
夹一层粉砂岩 , 厚度 0 1m;-平均厚度 07 m, .0 7 2 .2 中 间夹一层粉砂岩 , 厚度 2 4 m .8 。煤层顶底板情况见
N i l


t 口 口 口

厚煤层巷道支护技术探索与实践

厚煤层巷道支护技术探索与实践
粉砂 岩或 细砂 岩 。
收稿 日期 :08 5 7 20 —0 —2 作者简 介 : 谢 旭 ( 90一) 男 , 州 毕 节 人, 理 工 程 1r _ , 贵 7 助
棚 回收 困难 , 费严 重 。 浪 23 锚 杆 ( ) . 索 +w 钢 带梯 形支 护形 式 随着 锚杆 支护 技 术 的 日趋 成 熟 , 矿 已在 岩 巷 、 该 半煤 岩巷 推 广使用 , 且 在 X 10 输 巷 试验 锚 杆 并 4 2运 1
( ) 护 技术 , 道 净 断 面 S 索 支 巷 净=1. 2 采 用 0 3m ,
35m 长 w 钢 带 +锚 杆 ( ) . 索 +钢筋 网联 合 支 护 , 钢
师, 现任水城矿 业集团公司汪家寨煤矿生产副矿长 。
该巷 范 围 内煤 层 赋存 稳 定 , 厚平 均 为 6 8m; 煤 .
单向抗压强度 1 P 。顶部含较多黄铁矿小透镜体 5M a 或颗 粒 , 部 含 2层 高 岭 石 夹 矸 , 层 厚 0 0 底 分 .3~
00 间距 0 1m左 右 , 区稳 定 。煤 层 中含 黏土 .5m, . 全 或高 灰 分 软 煤 夹 矸 3~4层 , 层 夹 矸 厚 0 0 每 .6~
承受 不住 巷 道 开 挖 后 围 岩 弹 性 、 性 变 形 产 生 的 载 塑
1 工 程 概 况
汪 家寨 煤 矿 P 10 4 12中运 输 巷 位 于 平 四采 区 北 翼, 设计 长度 90m, 0 该掘 进 工作 面采 用沿 C0 层 49煤 底板 施 工 , 作 面上 部 为 P 00 工 472采 空 区 , 直层 间 垂 距 约为 4 设 计巷 道 埋 深 40— 40m, 层 平 均 0m, 0 2 煤
汪 家寨煤 矿位 于 贵州 省六 盘水 市 大 河边 向斜 西 翼 中段 , 开采 上 二 叠 系 宣 威 组煤 , 采 煤 层 共 8层 , 可

中厚煤层回采巷道矿压显现及支护技术研究

中厚煤层回采巷道矿压显现及支护技术研究
王亚楠 , 李德 忠
( 安徽理 工大学 能源与安 全学院, 安徽 淮南 2 20 ) 30 1


在煤矿井巷 中, 回采巷道的长度约占整个矿井巷道长度的 7 %左右, 0 随着综采技 术的
不断发展 , 回采巷 道长度 不 断扩 大 , 别是 机轨 合 一巷 的应 用 , 特 使得巷 道 断 面逐 渐增 大 , 回采巷道矿 压
和区段 回风巷各压力表数值 。见表 1表 2 , 。
作者简 介: 王亚楠 (9 8 ) 男 , 18 一 , 安徽寿县人 , 0 级安徽理工大学在读本科生 , 2 8 0 主要从事矿 山压力方面的研究
( E—m i yw n, 2 @ 13 cr al n ag0 0 6 .o ) 2 n
山 西 焦 煤 科 技
1 一上区段采空 区;一 保护煤柱 ;一 区段 运输巷 ;一工作面 2 3 4
煤壁 ;一 区段 回风巷 ;一 区段轨道巷 5 6
图 2 回采 巷道 掘进期倾斜方 向支 承压力示 意图
表 1 区段运输巷超前支承压力观测表
距工作面煤壁距离/ l 3 2l5I8l1I4 m l I l I 1 2 2 0 6 9 1 1
自工作面切 眼煤壁前 方 1 0m起在两巷 内各按 3m 间距安装 1 个压力表 , 0 观测工作面前方超前支护 单体压力。
2 2 巷 道表 面 变形观 测 .
抗压强度逐渐增加 , 直到出现岩块极限强度大于支承 压力时 , 破坏才结束。考虑到上区段采空区残余支承 压力的影响 , 出回采巷道掘进期间支承压力分布 可做
支护 , 可恢复岩块原来三向受力状态 , 增加其强度 , 使 围岩破裂扩展程度减轻 , 完整性增加 , 稳定性增强 , 变
形 量 变小 , 矿压显 现变 弱 。 2 )支 护形 式 的选 择 。主动 支护效 果 较被 动支 护 效果 好 。传 统 的 被 动 支 护方 式 有 u 型 钢 、 字 钢 和 工

厚煤层大采高开切眼锚网支护技术研究

厚煤层大采高开切眼锚网支护技术研究

厚煤层大采高开切眼锚网支护技术研究摘要:针对霍尔辛赫煤业综采工作面3207工作面开切眼的断面大,跨度大,煤岩体比较破碎,支护困难的特点,依据强力一次支护理论及原则,采用高预应力强力锚杆锚索组合支护系统支护,并进行矿压监测,监测结果,强力支护系统能够很好的抑制围岩的离层破碎,防止巷道变形破坏。

关键词:全煤掘进永久大巷锚网支护高预应力0 引言目前大采高开采是我国中厚煤层开采的首选方法,其具有资源回收率高,能实现高产高效,经济效益好等优点,尤其适合6.0m以下的厚煤层开采。

但是,由于所需巷道断面较大,且工作面超前支撑压力较大,矿压显现明显、煤体强度低等,易造成巷道两帮及顶底板移近量大,严重影响了大采高工作面工作效率的发挥,非常有必要对大采高回采巷道的支护技术进行研究。

霍尔辛赫井田位于山西长子,设计生产能力3mt/a,主采煤层为3#煤层,平均厚度为5.6m,煤层结构简单,3207工作面首次采用大采高技术进行开采,由于巷道跨度较大,煤体较为破碎,给巷道支护带来巨大难题,必须进行系统研究来解决此问题。

1 现场地质与生产条件试验地点为霍尔辛赫3207工作面开切眼,沿3#煤层顶板掘进。

巷道布置平面如图1。

埋深约450m。

平均厚度5.6m,全长225m。

煤层平均厚度5.6m。

3207工作面最大水平主应力为16.41mpa,方向为n10.5°e,最小水平主应力为8.54mpa,垂直主应力为11.43mpa。

地应力水平属于中等应力水平。

顶板围岩及煤体强度测试结果表明,顶板之上0~1.2m为泥岩,强度为29.29mpa;1.2~5.1m细砂岩,强度平均值为67.51mpa;5.1~8.6m砂质泥岩,致密完整,强度平均值为63.71mpa;8.6~10.0m为细砂岩,致密坚硬,强度为107.74mpa。

3号煤层煤体强度平均值为11.76mpa。

2 支护原则针对霍尔辛赫煤业3207开切眼的生产与地质条件,采用强力一次支护理论,依据以下原则进行支护:①一次支护原则,即初始支护时保证巷道支护强度,防止巷道变形破坏后进行二次支护及修巷等。

近距离采空区下厚煤层巷道支护技术

近距离采空区下厚煤层巷道支护技术

上部 围岩的松动、 分层和变形 , 增加 了岩层 的抗弯性 能 , 同巷 道 围岩砌 碹一 样 J 如 。
2 2 锚杆 支护 形式 的选择 .
厚煤 层 巷 道锚 杆 的选 择 应 从 支护 体 系 的强 度 、 刚度 、 让压 性 、 剪 阻力 及 其早期 承 载特性 等方 面来 抗 考 虑设 计 。 () 1 支护体 系 的强 度 。支 护 体 系 的强度 是 反 应 锚 杆支 护约束 效 应 的 主要 因素 , 杆 材料 的强 度 越 锚
在 宁武 煤 田井 工开 采 1 层 尚首 次 。 1煤 1 1煤层 厚 0 9 . 5~9 7 平 均 4 7m, 于厚 . 7m, . 属
煤层 , 层 倾 角 为 2 煤 。~1。平 均 3 , 顶 以炭 质 泥 0, 。老 岩 为主 , 均 厚 3 1m; 接 顶 以砂 质 泥 岩 为 主 , 平 . 直 平
道支 护方 式 是确 保巷 道 围岩稳 定性 的首 要条 件 。针 对平 朔 矿 区井 工 二 矿 实 际地 质 条 件 , 绍 了近 距 离 介
护作 用 原理 主要包 括悬 吊作 用和组 合梁 作用 。悬 吊
作用 的实质是 把巷 道不稳 定 的直接 顶岩 层或 者较 为
软弱 的 、 可能 冒落 的岩 层 悬 吊在 冒落 拱 以外 较 为坚
大 , 固力越 大 , 杆 间排 距 越小 , 护体 系 的强 度 锚 锚 支
相应 增大 。
层 为 4 、 1 由于 4煤层 已经 回采 完 毕 , 9 与 1。 9 煤 层 只 剩下 220与 2 2 1两个 工 作 面 ,1煤 层 属 近 91 91 1 距 离 采空 区下 开采 , 1 层 间 距平 均 77 9 和 1煤 .8m,
( ) 护体 系 的刚度 。支 护体 系 的 刚度 反 映 了 2支 锚 杆 约束效 应对 围岩 变 形 的 响应 特 性 , 主要 取 决 于 锚 杆 长度 与锚 固力 的耦合 程度 。 ( ) 护体 系 的让 压 性 。支 护 体 系 的让 压性 反 3支 映杆体 的可 延伸 性对 于 围岩变形 的适 应程 度 。当 围

中厚煤层沿空留巷技术研究及应用

中厚煤层沿空留巷技术研究及应用

ISSN1671-2900采矿技术第20卷第2期2020年3月CN43-1347/TD Mining Technology,Vol.20,No.2Mar.2020中厚煤层沿空留巷技术研究及应用李晓亮(晋城煤业集团调指挥中心,山西晋城市048006)摘要:晋煤集团老矿可采煤炭资源逐年减少,面临资源枯竭的困境。

为了提高煤炭资源回收率,降低掘进巷道条数,晋煤集团某矿在97307工作面试验推行以“切顶卸压+恒阻大变形锚索补强支护”为主体的沿空留巷技术,将工作面划分为4个区域,针对不同的区域采用锚杆和恒阻大变形锚索作为基本支护,单体液压支柱作为辅助支护进行沿空留巷巷内支护,取得了较好的支护效果。

关键词:中厚煤层;切顶卸压;沿空留巷1工作面概述97307工作面位于二水平九七盘区,所采煤层为9号煤,煤层底板标高为538~576m。

该工作面走向长度为1350m,倾斜长度180m。

工作面平均采高1.63m。

东为97306工作面(已回采完毕)、南为实体煤(包括矿界)、西为实体煤、北为九七盘区大巷。

上部3号煤为小煤窑破坏区。

该工作面采用“两进一回”三巷布置:由西向东依次为97215巷、97214巷、97213巷,采用“W”型通风系统。

97214巷为沿空留巷实施巷道。

2沿空留巷技术97214沿空留巷采用以“切顶卸压+恒阻大变形锚索补强支护”为主要措施,通过预裂切缝爆破,在局部范围切断工作面顶板应力传递,减弱巷道顶板压力,很好地保护巷道顶板完整性。

利用恒阻大变形锚索进行补强加固,控制顶板下沉,使所留巷道围岩能够最大限度地发挥自身承载作用,减少巷道变形,保证留巷效果。

工作面推进过程中,预留巷道会受到动压影响,需要对所留巷道采取相应的支护措施。

根据相关专业机构现场监测数据,初步将工作面附近划分为4个区:补强和超前切顶区(工作面前方50m以外);超前支护区(工作面煤壁前方30 m);滞后临时支护加强支护维护区(架后0~200m,现场结合监测数据优化)和成巷稳定区(架后暂定200m之后)。

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ISSN 1671-2900采矿技术第19卷第2期 2019年3月CN 43-1347/TD Mining Technology,Vol.19,No.2 Mar. 2019 厚煤层巷道矿压监测支护效果分析研究李涛(山西汾西矿业集团双柳煤矿,山西柳林县 033399)摘要:矿压监测是检验巷道支护效果的主要方法之一,以凌志达矿1505厚煤层工作面为研究背景,对该工作面巷道在掘进期间和回采期间进行矿压监测,分别从巷道围岩变形及锚杆、锚索受力情况进行分析研究,结果表明:高强度、高预紧力强力锚杆支护技术在大断面厚煤巷中的使用是可行的,在该矿能有效控制大断面厚煤巷围岩的变形,减少巷道的维修,支护效果良好。

关键词:厚煤层;巷道支护;矿压观测;支护效果井工开采中,井下巷道和工作面的支护设计是整个矿井生产的重要环节。

根据实际的矿井地质生产条件,综合考虑可能发生的各种情况,确定与矿井相适应的支护设计,是其核心技术。

如何确保支护设计的合理得当,则需要在巷道支护后,进行不间断的矿压观测,确保巷道在经历掘进和回采期间,围岩变形在合理范围内,锚杆索受力在正常受力范围内。

本文以凌志达矿1505厚煤层工作面为研究背景,通过工作面矿压观测的方法,研究该工作面支护效果,研究成果可以检验该矿1505工作面支护设计的合理性。

1矿压观测方案凌志达煤矿现开采15#煤层,属复杂结构煤层,煤层倾角为1°~3°,厚度为2.56~6.00 m,平均4.22 m,含0~4层夹矸,夹矸厚0.05~0.93 m,平均0.46 m。

工作面设计走向长度为2952 m,停采线230 m,可采走向长度2722 m,倾斜长度207 m,设计采高4.3 m。

工作面采用一次采全高的采煤方法。

该煤矿1505工作面顺槽采用高强度高预紧力锚杆锚索支护:锚杆为Φ22 mm×2400 mm高强螺纹钢,每个断面内布置6根顶锚杆,距离巷帮250 mm,均匀布置在巷道顶板,间排距为1000 mm×800 mm;每个断面内8根帮锚杆,距离巷道顶板400 mm,距离巷道底板500 mm,锚杆水平布置,间排距为900 mm×800 mm。

(1) 掘进期间矿压监测。

在1505工作面回风顺槽SMG600型锚杆试验段的2360 m和2460 m附近安装了锚杆锚索测力计和巷道表面位移观测测站,用于监测巷道掘进阶段和工作面回采阶段锚杆锚索的受力变化、顶板离层和巷道表面位移变化情况。

(2) 回采期间矿压监测。

在1505工作面回风顺槽距回采工作面50,100,150,200 m位置,分别安设4组表面位移观测测站,测量回采期间巷道表面位移变化情况。

2 矿压监测结果及分析2.1 掘进期间矿压监测结果及分析(1) 巷道表面位移监测。

1505回风顺槽掘进期间表面位移变化曲线如图1所示。

由图1可知:第一测站巷道两帮的移近量约为19 mm,该移近量占巷道总宽的0.3%,上帮移近量为11 mm,下帮移近量为8 mm。

巷道顶底板之间的移近量为22 mm,该移近量占巷道设计高度的0.6%,其中,巷道底鼓量为14 mm,顶下沉量为8 mm。

第二测站巷道变形量虽然在量上有较小的差异,但是基本上和第一观测站观测结果没有本质上的区别,巷道支护达到了预期的效果。

(2) 锚杆受力监测。

锚杆受力监测采用GYS-300锚杆测力计进行监测。

第一综合测站锚杆编号所对应巷道断面具体位置及锚杆受力曲线见图2。

第二综合测站锚杆编号所对应巷道断面具体位置及锚杆受力曲线见图3。

由锚杆受力曲线可以看出:锚杆在巷道掘进以后,整体受力较小,随着巷道的掘进以及时间的推移,锚杆受力逐渐增大,当达到一定程度以后,锚杆受力趋于稳定状态。

通过图2可以看到,在距离掘进工作面18 m以后锚杆所受到的应力逐渐增大,直到掘进工作面距离测站50 m以后才趋于稳定。

通过图3可以看到,测站在布置以后锚杆所受到的应力逐渐增采矿技术2019, 19(2) 64(a) 第一综合测站;(b) 第二综合测站图1回风顺槽掘进期间两测站巷道表面位移变化曲线图2 1505回风顺槽掘进期间第一综合测站各锚杆测力计分布及受力变化曲线大,直到掘进工作面距离测站52 m以后才趋于稳定。

两测站测得最大张力为104 kN,最小张力为53 kN。

2.2 回采期间矿压监测结果及分析在1505工作面回采期间,对第一综合测站锚杆锚索受力进行了现场监测,结果如图4和图5所示。

图3 1505回风顺槽掘进期间第二综合测站各锚杆测力计分布及受力变化曲线从图4可以看出,当测站距工作面距离大于110 m 时,随着工作面的推进锚杆受力变化很小;当测站与工作面距离在110 m与70 m之间时,锚杆受力开始产生一定的变化,有缓慢增加的趋势;当测站与工作面距离在70 m与20 m之间时,随着工作面的回采,受工作面超前支撑应力的影响,锚杆受力变化极为剧烈,存在突然增大或减小的现象;当测站与工作面距离小于20 m时,靠近8104工作面采空区一侧巷道顶板和侧帮锚杆受力总体上呈现增加趋势,靠近1505工作面一侧巷道顶板锚杆受力增加,侧帮锚杆受力大幅降低。

从图5可以看出,随着工作面的回采锚索受力变化程度明显小于锚杆受力变化程度,测站距工作面距离大于110 m时,随着工作面的回采锚索受力变化很小;当测站与工作面距离大概在110 m与47 m之间时,锚索受力出现一定的波动;当测站与工作面距离在47 m以内时,锚索受力随着工作面的回采逐渐增大。

总体来看,中间锚索受力变化程度小于两侧锚索受力变化程度。

在工作面回采期间,分别对1505回风顺槽回采工作面50,100,150,200 m位置进行表面位移观测,测量回采期间巷道表面位移变化情况(见图6)。

图6(a)为距离工作面前方50 m处开始布置测站的观测结果,从图6(a)可以看出,工作面受采动影响较为明显,随着工作面的推进,巷道顶底板和巷帮移近量逐渐增大,特别是距离工作面小于16 m时,工作面李涛:厚煤层巷道矿压监测支护效果分析研究图4工作面回采期间1505回风顺槽锚杆受力变化曲线图5工作面回采期间1505回风顺槽锚索受力变化曲线图6回采期间1505回风顺槽各位置表面位移变化曲线两帮移近量为275 mm,顶板移近量为192 mm。

图6(b)为距离工作面前方100 m处开始布置测站的观测结果,从图6(b)可以看出,工作面巷道在78 m 以外的范围基本上没有太大变化,在78 mm以内的范围,工作面受采动影响较为明显,随着工作面的推进,巷道顶底板和巷帮移近量逐渐增大,特别是距离工作采矿技术2019, 19(2) 66面5 m时,工作面两帮移近量为280 mm,顶板移近量为140 mm。

图6(c)为距离工作面前方150 m处开始布置测站的观测结果,从图6(c)可以看出,工作面巷道在116 m 以外的范围基本上没有太大变化,在116~50 mm范围,工作面受采动影响较为不明显。

在50~43 m范围,表面移近量忽然增大。

工作面受采动影响较为明显,随着工作面的推进,巷道顶底板和巷帮移近量逐渐增大,特别是距离工作面5 m时,工作面两帮移近量为412 mm,顶板移近量为194 mm。

图6(d)为距离工作面前方200 m处开始布置测站的观测结果,从图6(d)可以看出,工作面巷道在116 m 以外的范围基本上没有太大变化,在116~70 mm范围,工作面受采动影响较为不明显。

在70~17 m范围,表面移近量加剧。

特别是距离工作面8 m时,工作面两帮移近量为405 mm,顶板移近量为252 mm。

3 结论通过对凌志达煤矿1505工作面回风顺槽、运输顺槽和顶回风巷在掘进期间和回采期间进行矿压监测,从巷道围岩变形及锚杆、锚索受力情况分析,表明高强度、高预紧力强力锚杆支护技术在大断面厚煤巷中的使用是可行的,该项技术能有效控制大断面厚煤巷围岩的变形,减少巷道的维修,节约支护成本,实现矿井的安全高效生产。

参考文献:[1]赵吉诚.厚煤层回采巷道支护设计与矿压观测研究[J].内蒙古煤炭经济,2018(1):118−119.[2]秦庆举,杨眷.厚煤层回采巷道支护设计与矿压观测研究[J].能源技术与管理,2016,41(S1):63−66.[3]朱德福.厚煤层回采巷道支护技术[D].太原:太原理工大学,2015.[4]严红.厚煤层巷道顶板变形机理与控制技术[D].北京:中国矿业大学(北京),2013.[5]耿献文,王子升,林东才,等.厚煤层综放煤巷锚杆支护矿压观测[J].矿山压力与顶板管理,2002(2):48−50.(收稿日期:2018−08−30)作者简介:李涛(1991—),男,山西平遥人,助理工程师,从事煤矿采煤技术工作,Email:125221395@。

(上接第62页)显著的影响,考虑动压影响比常规条件下的围岩更容易产生蝶形塑性区。

(2) 随着垂直主应力动压系数D vert的逐渐增大或水平主应力动压系数D lev的逐渐减小,采动巷道围岩塑性区最大半径逐渐增大,其几何分布形态由最初的圆形,经过椭圆形和圆角矩形变化,最终变为蝶形。

(3) 在采动巷道围岩塑性区大小发生变化的同时,其蝶叶也会产生不同程度的旋转,当蝶叶塑性区最大深度处于巷道顶板正上方时,极易发生冒顶,需要进行加强支护。

参考文献:[1]谢和平,张泽天,高峰,等.不同开采方式下煤岩应力场-裂隙场-渗流场行为研究[J].煤炭学报,2016,41(10):2405−2417. [2]卡斯特奈H.隧道与坑道静力学[M].上海:上海科学技术出版社,1980:56−61.[3]王卫军,郭罡业,朱永建,等.高应力软岩巷道围岩塑性区恶性扩展过程及其控制[J].煤炭学报,2015,40(12):2747−2754.[4]袁超,王卫军,冯涛,等.基于塑性区扩展的巷道围岩控制原理研究[J].采矿与安全工程学报,2017,34(6):1051−1059.[5]袁超.深部巷道围岩变形破坏机理与稳定性控制原理研究[D].湘潭:湖南科技大学,2017. [6]马念杰,李季,赵志强.圆形巷道围岩偏应力场及塑性区分布规律研究[J].中国矿业大学学报,2015,44(2):206−213.[7]赵志强,马念杰,郭晓菲,等.大变形回采巷道蝶叶型冒顶机理与控制[J].煤炭学报,2016,41(12):2932−2939.[8]王卫军,郭罡业,朱永建,等.高应力软岩巷道围岩塑性区恶性扩展过程及其控制[J].煤炭学报,2015,40(12):2747−2754.[9]PAN Yii-wen, CHEN Yi-ming. Plastic zones and characteristics-line families for openings in elasto-plastic rock mass[J]. Rock Mechanics and Rock Engineering, 1990(23): 275−292.[10]YAO Yao. Linear elastic and cohesive fracture analysis to modelhydraulic fracture in brittle and ductile rocks[J]. Rock Mech Rock Eng, 2012(45): 375−387.[11]张俊文,刘志军.基于三剪能量理论的巷道围岩弹塑性分析[J].煤炭学报,2013(S1):38−42.[12]潘岳,王志强.基于应变非线性软化的圆形硐室围岩弹塑性分析[J].岩石力学与工程学报,2005,24(6):915−920.[13]徐芝纶.弹性力学简明教程(第四版)[M].北京:高等教育出版社,2013.[14]王猛,牛誉贺,于永江,等.主应力演化影响下的深部巷道围岩变形破坏特征试验研究[J].岩土工程学报,2016,38(2):237−244. (收稿日期:2018−08−20)作者简介:杨明权(1987—),男,湖南湘潭人,助理工程师,主要从事矿山安全方面的研究,Email:546459396@。

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