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1、目录一、背景11 项目来源错误!未定义书签。2 国内外研究现状错误!未定义书签。2.1 采空区稳定性研究现状错误!未定义书签。2.2 注浆加固技术研究现状错误!未定义书签。2.3 巷道支护技术研究现状错误!未定义书签。3 国内外同类技术对比错误!未定义书签。二、项目工作情况错误!未定义书签。1 项目主要研究内容错误!未定义书签。2 项目研究路线错误!未定义书签。3 项目实施情况错误!未定义书签。4 技术及创新点错误!未定义书签。三、推广价值及应用前景错误!未定义书签。1 目前已产生的效益错误!未定义书签。2 应用前景、市场前景分析错误!未定义书签。四、存在问题及改进思路错误!未定义书签。一、背
2、景1 项目来源山西煤炭左权宏远煤业位于晋中市左权县北部,矿井设计产能 0.12MT/a 属技改在建矿井,批准开采沁水煤田 15#煤层,煤层平均厚度4.5m。根据山西省煤炭规划设计院设计矿井采用单水平综合开拓,通风方式为中央并列式(后期为 分列式),通风方法为机械抽出式负压通风。2011 年在掘进布置总回风巷南段期间,掘进距离回风立井贯通点 100m 处遇矿井原有采空区和空巷(回风立井已施工完毕)。采空区和空巷上层岩体均已垮落,掘进过程中工作面顶板随掘随塌,顶板上层冒落形成高冒区,随掘进距离增加高冒巷道加长,在后期的掘进过程中无法保证掘进面的有效控顶距离,掘进安全受到威胁,先掘后支常规的掘进支护
3、技术已不能满足冒落岩体中掘进安全的要求极复杂条件下巷道围岩控制工程问题。在总回风巷掘进过程中,经过打钻探测,H1-H10 之间将7 条空巷和穿过两处采空区,该段巷道长度约 93m。因回风立井已经落底,只差该段巷道就能实现总回风与回风立井贯通。根据以往经验空巷内一般冒落煤矸高度约 3-4m,顶板较完整,两帮破碎。采空区冒落情况不详。经测试空巷与空区内有害气体及压力均正常。过采空区及老巷平面图见图 1 所示,钻孔取芯确定了总回风巷南段 15 号煤顶底板柱状图,见图 2 所示。图 1 巷道过采空区(老巷)平面图图 2总回风巷煤岩体柱状图由于将掘进的采空区区域围岩状况及地质条件不清,为了保证在采空区内
4、安全掘进巷道,并能控制围岩稳定,需进行采空区覆岩运动及破坏规律、巷道围岩综合控制技术进行研究。为此,山煤开展了采空区内掘进巷道围岩综合控制技术课题的研究。2 国内外研究现状2.1 采空区稳定性研究现状随着科学和大工业的发展,围岩稳定和围岩压力理论的提出和深入研究。松散地层围岩稳定和围岩压力理论的研究,至今己有一百多年的历史,它与土力学的发展密切相关。随着采矿事业的发展,坚硬岩层围岩稳定和围岩压力理论的研究也有百年的历史。20 世纪 50 年代,岩石力学作为一门学科提出。20 世纪 20 年代以前,主要是古典的压力理论阶段。但这只适用于浅煤层。随着开挖深度的增加,越来越多地发现,古典压力理论不符
5、合实际情况。于是又出现了散体压力理论。但这类理论没有能科学地确定坍落拱的高度及其形成过程。随着岩石力学研究的不断深入和发展,人们已逐渐认识到,围岩和支架之间不是荷载和结构物的关系,而是一个相互作用、相互影响、共同承载的关系。20 世纪 80 年代以来,人们逐渐清醒地认识到必须加强采空区围岩稳定性的理论研究。采空区稳定性稳定研究作为一个比较新的课题,其复杂程度和其所具有的性在全世界范围内也是少见的,但许多学科的为其发展作出了巨大贡献。因此,对采空区稳定性的研究一直是我国地质、矿业工程领域的热点和难点。采空区稳定性是一个极其复杂的问题。它不仅和开采矿体的埋深、倾角、厚度、上覆岩层的岩性、赋存状态、
6、厚度、物理力学性质、地质构造、场地地形地貌、水文地质条件以及煤矿开采面积、顶板管理方法、开采次数、开采方法等地质采矿条件有关,而且也和上部荷载的类型、大小、位置等密切相关。综观国内外采空区稳定性研究现状,稳定性分析方法包括数值模拟法、法、预计法等方法。2.2 注浆加固技术研究现状注浆技术最早始于 1802 年,二十世纪四十年代,注浆技术的研究和应用进入一个鼎盛时期,各种水泥浆材和化学浆材相继问世,尤其是六十年代以来,有机高分子化学浆材得到迅速的发展。随着注浆材料的飞速发展,注浆工艺和注浆设备也得到了巨大发展,注浆技术应用工程规模越来越广,它涉及到几乎所有的岩土和土木工程领域,比如矿山、铁道、油
7、田、水利水电、隧道、工程、岩土边坡稳定、市政工程、建筑工程、桥梁工程、地面沉陷等各个领域。近年来注浆技术开始应用于煤矿破碎围岩巷道维护,由于它能够有效控制围岩变形,显著改善支护效果,显示出是一种极具潜力的巷道围岩控制技术。破碎煤体注浆加固研究现状煤壁片帮、冒顶是煤体在矿山压力作用下,煤体破碎后滑塌下来的一种矿压显现,冒顶是片帮的继续。冒顶将导致顶煤的不连续,使支架受力不均,进而产生歪倒现象,失去对顶煤的控制,严重时将导致顶板事故。为了煤矿安全和提高经济效益在煤炭生产过程中需要对破碎煤体进行加固。目前针对放顶煤开采中破碎顶煤的防治主要采取在理论分析的基础上采用一般支护材料、特殊开采方法和注浆材料
8、加固等防治方法。而破碎煤体注浆加固是目前最有效的一种解决综采放顶煤高冒和片帮事故的方法,在煤矿中正逐步得到广泛应用。我国破碎煤体注浆加固自 1982 年原西德在开滦范各庄矿进行了聚氨酷加固煤岩体的压注试验后,随着我国聚氨酷工业的兴起,开发了一批用于煤体加固的化学材料,例如北京开采所研制出了用于井下加固破碎煤体的矿用硬质聚氨醋,浩坷伟博合资公司生产的马丽散等加固材料。裂隙岩体加固堵水研究现状化学方法是加固岩层有效方法之一,即把化学浆液注入加固岩层中去的方法。经过多年国内外学者的研究与探索,注浆防治矿山水的理论和技术有了很大发展和提高。用化学浆液加固岩层,在已进行广泛的研究。A. A.斯阔琴斯基矿
9、业研究所制成了其国内最普通的碳酞胺树脂为基础的浆液。1978 年后,美国有九个州的四十多个煤矿应用聚氨醋注浆加固岩体,其他的国家、英国、西德等都应用了化学方法加固岩体;其中,法国在 1974 年仅加固伪顶岩层就注入了 5500t浆液,西德仅萨尔煤田矿井于 1971-1974用了 2000t。2.3 巷道支护技术研究现状使用 10000t 浆液,英国在 1973 年工程支护结构理论的发展至今已有百余年的历史。传统的支护理论形成于 19 世纪 20 年代至 20 世纪 60 年代,该理论把岩体视作松散体,认为作用在支护结构上的荷载是围岩塌落拱内的松动岩体重量,有代表性的是泰沙基和普氏理论。该理论把
10、围岩和支护分开来考虑,视围岩为荷载,支架为承载结构,二者形成“荷载一结构”体系。自 20 世纪 60 年代以后,锚喷支护等巷道支护形式的出现,使巷道围岩在无传统支护结构下仍不发生坍塌,巷道围岩在锚杆作用下达到自稳状态。试验的进步取得的岩石应变全程试验曲线,表明了岩石的破坏通常是一个渐进、持续的发展进程,岩石在峰值强度后仍具有一定的承载能力即残余强度。残余强度的认识和利用,伴随大量锚喷支护工程实验的出现和岩体力学的迅速发展。我国学者在巷道支护理论方而做了大量工作,提出多种支护理论,并在生产实践中起到积极的指导作用。以下简单介绍几种理论。新奥法支护理论。结合煤炭行业自身特点,对新奥法支护理论进行了
11、较好的完善和发展,形成以下支护原则:采用光面;采用早强喷射混凝上及时封闭巷道周边,实施密贴支护;采用锚喷支护,主动加固围岩,提高其自承能力,在围岩内形成承载圈;实施二次支护;对破碎围岩实施注浆加固;实施动态设计和动态施工等。联合支护理论。联合支护理论认为:对于复杂困难巷道,只提高支护体刚度难以有效控制围岩变形,要先柔后刚,先让后抗,柔让适度,稳定支护。联合支护理论在困难巷道中得到比较广泛的应用,但随着围岩条件越来越差,该理论受到了。有些巷道采用联合支护并不理想,需要多次维修和翻修,围岩变形一直不能稳定。松动圈支护理论。围岩松动圈支护理论认为:巷道开挖后一般会出现松动圈,围岩最大变形载荷是松动圈
12、产生过程中的碎胀变形,围岩破裂过程中岩石碎胀变形是支护对象。松动圈越大,碎胀变形越大,围岩变形量越大,巷道支护也越困难。根据松动圈的大小进行了围岩分类,并提出了相应的支护形式。围岩强度强化理论。侯朝炯等提出巷道锚杆支护围岩强度强化理论,认为锚杆支护可提高锚固体的力学参数,改善被锚岩体的力学性能,锚固区域岩体的峰值强度、峰后强度及残余强度均能得到强化;锚杆支护可改变围岩应力状态,增加围压,提高围岩承载能力。此外,我国学者采用弹塑性力学、流变力学、损伤力学、大变形力学等理论对巷道围岩变形和破坏特征进行了分析,从不同角度研究了巷道矿压规律及围岩与支护体的相互作用。通过文献检索发现采空区内掘进巷道控制
13、围岩稳定相关文献较少,且研究不够深入,基本上借鉴意义很小。随着国内煤矿整合力度增大,整合矿井在优化巷道布置时很容易老采空区,所以采空区内掘进巷道课题的研究势在必行,解决采空区内围岩破碎巷道稳定。3 国内外同类技术对比目前,国内外研究采空区主要是评价采空区稳定性以及对地面建筑、工程的影响,对采空区内巷道掘进支护,相关成果较少。本项目结合目前前人对采空区稳定性研究成果及巷道控制理论技术,开发出了完善的采空区内掘进巷道围岩注浆、主动与相结合的综合围岩控制技术,控制了巷道的稳定。该技术填补了国内采空区内掘进巷道控制技术空白,具有以下特性。实用性:采空区内掘进巷道问题是目前国内重组整合矿井的普遍难题,采
14、空区内掘进巷道围岩综合控制技术研究,以目前支护、加固材料为基础,设计了采空区内巷道加固及过老巷巷道加固技术,为矿井安全掘进提供了可靠的技术方案,对类似条件的巷道掘进支护具有很强的指导意义,所以该技术实用性强。系统性:项目研究成果丰富,以理论分析为基础分析了采空区覆岩稳定性及在采空区内掘进巷道的可行性,应用主动与控制相结合的方法设计了先加固碎裂岩体、巷内顶板锚网索+11#工字钢支护、两帮砌筑 1.0m 宽料石墙支护并在基础中布置 15kg/m 道轨增加基础刚度、巷道表面喷射混凝土的多层综合支护设计方案。并应用数值模拟分析方案的可行性,现场工业性试验及矿压观测实际数据验证了方案的合理性,实现了理论
15、和实践相互验证的系统研究方法。二、项目工作情况1 项目主要研究内容采空区内掘进巷道是全新的课题,目前开展该方面研究及现场施工的工程较少,只要是由于采空区覆岩已经破坏巷道掘进后围岩难以控制,巷道变形严重,且采空区内积水、积气也给巷道工程带来安全隐患,因此开展采空区内掘进巷道控制围岩稳定十分必要,因此本课题需开展一下几个方面的研究:(1)采空区稳定性分析依据宏远煤矿风井井底附近 15#煤层采空区地质环境,结合结构力学、砌体梁理论,分析 15#煤层开采以后,采空区覆岩运动破坏规律,并评价采空区内是否可以掘进巷道。(2)采空区加固技术研究为了在采空区冒落区内掘进巷道必须进行注浆加固围岩,分析注浆机理、
16、选择合适的注浆材料、研究分层次、分步骤注浆设计,提高围岩稳定性。(3)巷道支护技术研究研究设计适合于采空区流变围岩条件的主动与相结合的控制围岩技术以及过不同条件老巷的支护方法。并应用 FLAC3D 三维数值模拟软件支护方案现场实施效果。(4)现场矿压显现规律研究。现场对过采空区巷道及过老巷巷道分别建立测站,观测巷道围岩变形、支护体受力,分析两种特殊条件下围岩变形破坏规律。2 项目研究路线立项 调研 理论分析 方案设计 数值模拟方案优化方案实施矿压观测 方案调整项目总结 项目验收和鉴定 推广应用。3 项目实施情况项目研究自 2011 年 6 月开始截止 2011 年 9 月结束,历时 3 个月时
17、间,较好地完成了课题研究的各项任务,达到了预期的目标,取得良好的技术、经济和社会效益。为了保证研究工作顺利的进行,分工负责,决定由矿校双方共同组成科研课题组。课题组首先进行了现场调研和国内调研,应用理论分析和数值模拟技术,分析了采空区覆岩运动规律,评价了采空区区内掘进巷道的可行性,并通过多次专家论证,设计了巷道掘进前高冒区充填注浆提高破碎矸石整体粘结力、掘进时钻孔超前注浆提高围岩强度的采空区围岩加固方案。现场充填注浆选用充填材料固瑞特 CM-21,加固注浆材料选用漏必堵 CM-11。针对采空区覆岩结构特征及 15 号煤顶底板岩性,设计巷道沿 15 号煤底板掘进,净断面 4.0×3.6
18、m 矩形巷道, 提出巷道顶板锚网索+11#工字钢支护、两帮砌筑 1.0m 宽料石墙支护并在基础中布置 15kg/m 道轨增加基础刚度、巷道表面喷射混凝土的多层综合支护设计方案,支护方案可有效解决采空区覆岩强度低、自承结构能力小等围岩控制技术难题。根据老巷与新掘巷道位置关系提出了:两巷道同水平斜交时,巷道顶板用锚网索+11#工字钢支护,老巷侧空帮砌筑 0.5m 宽料石墙,后全断面喷射混凝土封闭围岩的支护;老巷在新掘巷道上方时,先在老巷顶板实施锚网索支护,后在两帮砌筑上宽 1.0m 下宽 2.0m 的梯形料石墙,并在料石墙底部以上 3.2m 处布置 11#工字钢作为新掘巷道的人工假顶的综合支护技术
19、。现场工业性试验阶段,进行了巷道围岩变形及支护体受力观测,采空区内巷道两帮移近量 120143mm 之间,顶底板移近量 126-136mm 之间,锚杆最大受力120KN 左右,锚索最大受力 160KN 左右,料石墙受压力 5-15MPa 之间。过老巷巷道两帮移近量 131156mm 之间,顶底板移近量 132-145mm 之间,锚杆最大受力 125KN 左右,锚索最大受力 170KN 左右,料石墙受压力 7-20MPa 之间。巷道变形和破坏在控制范围之内,达到了预期的支护效果。4 技术及创新点采空区内巷道掘进极复杂条件下巷道围岩控制工程问题,重组整合矿井复产前需对矿井巷道进行总体优化布置,井下现场极易采空区、老巷,常规的掘进支护技术已不能满足冒落岩体中掘进安全的要求。本项目建立了采空区内掘进巷道围岩综合控制技术体系:(1)针对掘进巷道过采空区的特殊性进行了理论分析和数值模拟研究,揭示了覆岩运动、应力分布和巷道围岩变形破坏等规律及采空区破坏范围和顶底板破坏特征,综合评价了采空区稳定性及采空区内掘进巷道的可行性。(2)根据掘进巷道开挖过程中遇到的三种不同情况(高冒区,老巷与掘进巷道在同一水平,老巷在掘进巷道上方),提出了巷道掘
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