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1、困难地质条件急倾俯伪斜综采巷道支护技术探讨报告四川省华箜山煤业股份有限公司李子境南煤矿山东科技高校2014.4目录1.1探讨意义11.2 探讨现状21.3 主要探讨内容71.4 探讨方法与技术路途71.5 项目实施支配支配82 矿井地质生产条件与基础参数测试92.1 矿井地质条件92.2 矿井生产技术发展概况102.3 急倾斜煤层巷道架棚支护对综采的影响分析122.4 锚棚支护对综采的膨响分析172.5 煤岩力学参数测试192.6 围岩松动圈测试323 急倾斜煤层巷道变形机理与限制策略473.1 巷道围岩变形破坏机理分析473.2 急倾斜煤层巷道围岩卷定性限制原则513.3 急倾斜煤层巷道支护
2、技术514 巷道断面动态优化设计545 巷道支护形式与参数605.1 支护形式选择606 巷道支护效果的数值分析806.1 模型的建立806.2 2顶煤厚度2m时的巷道变形特征826.3 顶煤厚度3m时的巷道变形特征846.4 顶煤厚度4m时的巷道变形特征876.5 不同顶煤厚度巷道破坏特征比较分析907 粉末状煤层抽冒预控技术937.1 概述937.2 塑料管棚预控技术947.3 煤层注水、注浆预控技术957.4 增阻式竹锚杆968 工业性试验998.1 试验巷道选择998.2 巷道支护形式及参数998.3 锚杆合理“三径”选择1098.4 薄弱部位特殊支护设计1108.5 现场技术要求11
3、28.6 6主要技术平安措施1138.7 工业性试验取得的效果1159 支护效果监测1199.3支护方案的优化12310 经济效益分析12510. 1社会效益12511. 2经济效益12512. 3项目实施效果和年创经济效益计算12711 主要结论13012 技术难度与技术成熟度1321 2.1技术难度与工作量13212 .2技术成熟度13213 对社会、经济发展和科技进步的推动作用13314 推广应用状况及条件和前景13315 存在的问题和下一步的改进方法1331概况华荽山煤业股份有限公司（以卜.简称股份公司）在90年头中期与西安科技高校合作，在国内领先开展了大倾角煤层综采技术探讨工作，探讨
4、成果获得四川行科技进步一等奖。川煤集团成立后，结合四川及西南地区地质条件，确立了将困难地质条件大倾角（以下称急倾斜）煤层综采技术作为川煤集团中长期科技攻关的重点和方向，组织川煤集团下属有关公司，多次通过省和川煤集团重点科技项目立项支持，系统地开展了困难地质条件急倾斜煤层综采技术的攻关探讨工作。通过长期坚持不懈地努力，形成的系列探讨成果达到了国际先进、国内领先水平，部分成果达到国际领先水平，多项探讨成果分别获得四川省科技进步一、二、三等奖，尤其是困难地质条件大倾角煤层综采技术探讨成果，获得了国家科技进步二等奖，对推动我国困难地质条件急倾斜煤层综采技术的发展，起到了主动的示范和带动作用，并在国内煤
5、炭行业中享有极高的盛誉，对提高川煤集团科技进步工作在国内的知名度，起到了特别重要的作用。随着大倾角煤层综采技术的普及，工作面推动速度普遍加快，但传统的顺槽支护方式（架棚支护），存在回采期间超前替棚工作量大影响工作面推动速度、形成顶板三角煤和底板三角区致使顶板不稳定易冒落等缺点，严峻影响了矿井平安生产，制约了矿井产量的提高。因此，为了适应大倾角综采工作面推动速度快和提高巷道平安的要求，接受锚网索联合支护方式替代现在运用的架棚支护（包括锚棚支护），势在必行。华釜山煤业股份有限公司李子娅南二井在急倾斜松软煤层中接受俯伪斜方式布置了综采工作面，传统的架棚支护方式已经不能适应综采工作面快速推动的要求。由
6、于该矿煤层倾角大，异形巷道断面易形成不稳定的（底板和顶煤三角区，巷道顶板岩性不均一易使支护受力不匀称，顶煤含有一层粉末状夹层造成顶煤掘出后自稳时间短极易发生抽冒事故，造成巷道风流中的瓦斯瞬间大量超限，给平安生产造成了严峻威逼并且使锚杆失效。曾经尝试接受锚网索联合支护，巷道掘进和支护成本已达到每米上万元，仍未取得满足的支护效果，且在回采期间受综采工作面超前压力影响，常需在巷道施工和综采期间进行二次加固支护，不但增加了巷道支护成本，对综采期间的正常生产也造成了较大的影响。同时，为防止急倾斜煤层综采工作面下出口推底，常需对底板侧的巷帮接受锚杆、钢带等支护方式，进行二次补充加固支护。不仅工序繁杂，而且
7、造成支护成本高。因此，以现代围岩限制理论为指导，针对李子城南二井急倾俯伪斜综采巷道“煤层倾角大、巷道断面异样、巷道顶板岩性不均一、顶煤含有一层粉末状夹层”的特点，科学合理地设计巷道的支护形式和支护参数，有效限制巷道围岩变形，保证综采工作面推动速度，提高矿井煤炭产量，具有重要的意义。1.2探讨现状1.2.1国内急倾斜煤层探讨现状国内对于大倾角和急倾斜煤层回采巷道的探讨不多，而对于急倾斜煤层回采巷道以及沿空留巷的探讨，经过查新，相关报道较少。成都煤炭干部管理学院平寿康教授领导的课题组从20世纪80年头就起先进行大倾角（包括急倾斜）煤层开采工作面矿山压力的现场观测，探讨了不同倾角（075）和不同开采
8、方法（真、仰、俯伪斜）条件下顶板破断规律及其力学行为，提出了相应的顶板限制方法。苜次比较系统和全面地探讨了大倾角煤层开采的矿压显现、国岩灾变及防治技术。四川师范高校黄建功教授对“急倾斜煤层沿煤大巷锚杆支护”进行了探讨。通过对桃水煤矿现行的支护状况的分析，比较了各种主要支护方式的适应状况。从而有针对性地提出了桃水煤矿急倾斜中厚煤层采区沿煤运输巷道的支护方式，并从支护效果，经济效益方面论证了接受管缝锚杆支护方式的优越性81重庆高校邱贤德、陈明武、胡耀等在石洞沟矿开展了“急倾斜临界角近距离薄及中厚煤层分组联合开采巷道矿压显现探讨”，得出了巷道受工作面采动影响的特征和规律：支承压力影响范围在工作而前方
9、100m以内，峰值范围在50m以内，距离工作面2045m影响最大，采后40100m影响渐渐减小。重庆高校金立平、鲜学福在“急倾斜煤层巷道围岩应力应变及破坏区探讨”文中指出巷道四周的煤层在近竖直方向出现了拉应变，特殊是在煤层中部比较明显。这主要是由于近水平方向的主应力较大，在近竖直方向产生的横向效应所引起的。中国矿业高校郭国珍、吕家立教授等在对“急倾斜松软围岩回采巷道矿压显现及其支护”探讨中指出急倾斜松软围岩回采巷道的矿压显现特征是变形量大，掘进影响阶段时间长，速度快，底朦现象突出，两帮变形和压力大。由高地应力产生的水平应力挤压巷道底板岩层，导致岩层在层面法线方向产生断裂弯曲和底朦。由于急倾斜岩
10、层的特点，断裂线在轴线偏右部位发生，导致斜坡状的底朦。天地公司的王明立、胡炳南等通过“急倾斜煤层群开采覆岩破坏与煤柱稳定性数值模拟”的探讨，认为急倾斜煤层群开采覆岩以剪切破坏为主，局部表现为拉伸破坏，同一煤层采空区下山方向的破坏程度大于上山方向，不同煤层之间上部煤层顶底板的破坏范围大于下部煤层顶底板的破坏范围。辽宁工程技术高校张芳、贾晓波等在“急倾斜煤层底板巷道破坏因素探讨”中通过对急倾斜煤层底板巷道变形、破坏的数值计算发觉，急倾斜煤层与水平煤层相比，受底板附加支承压力的影响较小，底板巷道变形、破坏主要是由于煤层开采后底板卸载，形成悬空面造成岩层移动引起的。分析结果表明，受采动影响岩层在底板中
11、形成岩层移动活跃区，其大小取决于煤层倾角、岩石力学特性以及开采深度等，而与采区长高比大小关系不大。安徽理工高校的常聚才、谢广祥等通过对“急倾斜煤层全煤巷道锚网索支护参数设计”的探讨表明：由于急倾斜煤层巷道应力的非对称分布，支护设计应当呈非对称支护。锚索的位置也应当由传统观念布置在顶板上,改为布置在巷道稳定性最差的下帮部。安徽理工高校的谢广祥、查文化等通过对“急倾斜煤层锚网索巷道围岩活动规律探讨”的探讨表明：巷道两帮变形大于顶底移近量，而巷道两帮变形主要以上帮为主，并且上帮锚杆（索）的总体我荷最大，顶部锚杆次之，下帮锚杆最小。这说明巷道上帮受力最大,在支护中应引起重视，加强对巷道两帮尤其是上帮的
12、限制，支护理念从限制载荷向限制变形转变，工程措施从控顶护帮向控帮护顶转变，设计从刚性支护向柔性支护转变，改被动支护为主动支护。在这方面，西安科技高校的专家学者们做了大量富有成效的工作。西安科技高校吴绍倩、石平五教授，对大倾角煤层及急倾斜煤层的开采方法和围岩运动规律方面有深化的探讨，石平五教授通过对急斜长壁开采老顶破断规律相像模拟探讨，初步归纳了底板滑移、顶板破断和破断后运动的特点。伍永平教授探讨认为当煤层倾角大于35时，顶板冒落岩石沿工作面对下滑（滚）形成沿倾斜的不匀称充填特征，导致工作面围岩移动和支承压力分布以沿走向推动中轴线为界呈现出典型的非对称特征。黄庆享教授在急倾斜临界角煤层沿空留巷矿
13、压显现规律与支护对策中通过现场实测并利用相像模拟和数值计算综合手段，揭示了大倾角临界角煤层非对称破坏和变形破坏的机理，发觉了“顶帮下挫”式破坏特征，并提出了通过优化巷道断面改善支护系统的支护对策。邵小平副教授，通过急倾斜相像模拟试验对比表明，顶板岩层中存在“卸载拱”结构。该结构的存在，使工作面开采过程中袒露的顶板岩层仅承受拱内岩层的作用，倾角较大的急斜煤层，开采过程中由于受到“阶梯”形收口处及沿槽形采空区域下移的垮落体对顶板岩层的支承作用，顶板岩层的稳定性大幅提高。辽宁工程技术高校博士生杨帆接受相像材料模型试验、数值模拟探讨了急倾斜煤层开采的岩层移动特征和传力机制，发觉急倾斜煤层开采上覆岩层以
14、类似“厂”型弯曲的岩层移动结构渐渐向上扩展，并延长至地表，形成地表的不对称性沉降，并据此提出了急倾斜煤层岩层移动的“厂”型移动拱结构模式。北京科技高校冯锦艳、王金安等人接受相像模拟试验方法和有限差分数值分析方法，对急倾斜煤层开采破坏规律进行探讨，结果表明急斜煤层采空区空间发行有两种机制:一种是随开采斜长增加，顶板岩层沿煤层法线方向的离层裂隙向上扩展、裂隙带高度增加形成的离层机制；另一种是采空区内垮落砰石向下迁移使浅部未被充溢形成空洞，随着开采不断深化，沿煤层倾斜下部开采造成倾斜上部采空区覆岩垮冒，导致空洞接着抬升的机制。两种空洞机制发展表现出对覆岩和地表不同的破坏影响。1.2. 2国外急倾斜煤
15、层探讨现状国外对急倾斜煤层开采的相关探讨较少且主要集中在开采装备方面。国外急倾斜煤层开采主要集中在前苏联所属的地区，在德国、法国、西班牙、印度等国家也进行了些探讨。采矿技术特别发达的波兰虽然在有的文献资料中提及过其生产的大倾角煤层装备（我国曾经引进过该国制造的相关设备），但未检索到特地的文献资料。在20世纪70年头到80年头中期，前苏联对急倾斜（大倾角）煤层的探讨比较系统，也具有较高的技术水平，在此之后由于政治体制的变更和经济发展下滑，在工业发展停滞不前的大气候下，对煤炭开采技术的探讨也受到影响，近年来很少见到这方面公开发表的探讨成果及文献报道。美国和澳大利亚是世界产煤大国，但急倾斜（大倾角煤
16、层）开采问题目前还不是特殊的突出，相应的探讨主要是为下一步的发展进行技术装备（如WestVirginiaUniversity些学者现在进行的探讨是为WestVirginia矿区规划所用等），基本没有矿井生产方面的文献报道28。总体而言，国外对急倾斜煤层开采理论和技术的系统探讨不多，水平不高。1.2.3 国内锚杆支护发呈现状我国从1956年起，在煤矿岩巷中运用锚杆支护，至今己有40余年的历史，60年头锚杆支护起先进入采区。“九.五”期间，原煤炭工业部将锚杆支护列为煤炭工业技术发展的五个项目之一，经过教学，科研与生产单位的联合攻关，回采巷道锚杆支护技术有了较大的提高，回采巷道中锚杆支护的应用有了快
17、速发展，到1998年，回采巷道锚杆支护比重提高到了20.14%,半煤岩巷中提高29.74%o发展回采巷道锚杆支护是我国继推行综采后的其次次重大支护技术革命。回顾锚杆支护的发展，它经验了如下的发展历程：1945-1950年，机械式锚杆探讨与应用；1950960年，采矿业广泛接受机械式锚杆，并起先对锚杆支护进行系统探讨：1960-1970年树脂锚杆推出并在矿井得到应用；1970-1980年独创管缝式锚杆、胀管式锚杆并应用，探讨新的设计方法，长锚索产生；1980-1990年，混合锚头锚杆、桁架锚杆、特种锚杆等得到应用，树脂锚固材料得到改进，1990-2000年，以螺纹钢锚杆为代表的锚杆加之长锚索得到
18、了广泛的应用，煤矿锚杆支护的发展，使矿井中的吨煤成本和巷道的支护成本显著降低。巷道推动速度有了很大的提高，支护质量的平安条件也得到了很大的改善。在锚杆支护理论方面，1988年，中国矿业高校董方庭教授提出了松动圈支护理论。闱岩松动圈理论认为:在井巷未开挖之前，a体的强度极限时，巷道围岩起先变形，直至达到新的平衡。地应力与围岩相互作用在巷道周边肯定范围内形成了松动裂开带，即围岩松动圈。松动圈形成过程中产生的碎胀力及其所造成的有害变形是巷道支护的主要对象，松动圈尺寸越大，巷道收敛变形也越大，支护越困难。依据松动圈的大小接受不同的原理设计锚杆支护。小松动圈(0-40Cm)接受喷射混凝土支护即可；中松动
19、圈(40-50Cm)接受悬吊理论设计锚杆支护；大松动圈(50Cm)接受组合拱原理设计锚杆支护参数。松动圈越大，收敛变形就越大，支护也越困难。裂开顶板在锚杆锚固力作用下，可以形成具有肯定强度和厚度的锚固层，随围岩变形，锚固层将达到新的平衡状态，形成压力拱式的平衡结构。由于围岩松动圈是随着时间、巷道支护形式及支护强度的变更而变更，并且在同一断面上由于岩性的差异，围岩松动圈的大小也是不一样的。在困难条件下围岩松动圈理论并没有得到广泛的应用。松动圈支护理论对于锚杆支护的指导作用主要在于确定一般锚杆的适用条件和范围。1.2.4 国外锚杆支护发呈现状国外锚杆的发呈现状是：国外自20世纪40年头井下运用锚杆
20、支护以来，发展快速，现已成为回采巷道的一种主要支护形式。美国、澳大利亚等国家的矿井回采巷道支护中，锚杆支护占90%以上。国外在锚杆支护理论方面取得了丰硕的成果，相应的锚杆支护理论计算方法主要有：悬吊理论、组合梁理论、组合拱理论及最大水平应力理论通过分析巷道围岩的应力与变形，进行锚杆支护参数解析，这种设计方法为锚杆支护供应了理论依据，同时也可与工程类比法相辅相成。随着岩石力学发展水平的提高，锚杆支护设计将逐步达到科学化、定量化。综上所述，到目前为止国内外矿业科技工作者在急倾斜煤层巷道支护方面的探讨取得了一些成果，但还没有形成套完整的急倾斜煤层巷道支护设计方法、技术与工艺，特殊是类似于李子城南矿煤
21、层中含有一层粉末状夹层的地质条件下,更没有胜利的案例。因此，本课题的探讨具有前瞻性和好用性。1.3主要探讨内容本课题的探讨目标是，针对李子城南矿煤层倾角大、煤层巷道变更幅度大，煤层中含有一层粉末状夹层的特殊地质条件，利用理论分析、数值计算、工程试验和矿压监测相结合的方法，确定巷道合理的支护形式和支护参数，为急倾斜煤层实施综合机械化开采奠定基础。主要探讨内容：（1）李子境南矿地质条件分析（2）李子地南矿煤层巷道支护状况分析（3）煤岩力学参数测试（4）困岩松动圈测试（5）不同煤厚条件下巷道断面参数（6）不同煤厚条件下支护形式和支护参数（7）粉末状煤层抽冒预控技术（8）工程试验及效果监测（9）技术经
22、济效益分析1.4探讨方法与技术路途本课题接受理论分析、数值计算、工程试验和矿压监测相结合的方法，详细技术路途如图LI所示。图1-1技术路途1.5项目实施支配支配项目探讨工作实施支配支配见表I-In表1-1实施支配支配起止时间探讨阶段主要探讨内容资料收集调研调研工作通过川煤科技信息平台，专家询问，现场考察等进行。2012.01-01项目可行性论证借鉴已有成果，对调研和专家询问等收集的信息进行处理分析，依据矿井地质条件，接受工程类比法等对急倾斜松软煤层巷道实施锚杆支护的可行性进行论证分析。2012.03-02实施方案设计应用已有的锚杆支护理论和调研结果，结合现场地侦条件，完成项目实施方案设计和施工
23、设计。2012.03现场工业性试验依据项目实施方案，完成项目实施所需试验条件的打算工作，并组织现场实施。2012.04-2013.02试验方案改进优化依据现场试验状况，通过矿压观测和现场实施状况，完成项目试验方案的改进和优化探讨工作，并对优化方案组织实施。2013.03-07成果总结项目实现探讨工作目标后，对项目进行成果总结。2013.122矿井地质生产条件与基础参数测试1.6矿井地质条件李子娅南煤矿位于李子坡向斜和龙王洞背斜南段，其中，向斜在井田东部,背斜在井田西部，二者呈北东向平行展布。李子城向斜轴部与龙王洞背斜交接部位断层较发行，对煤层稳定性影响较大。矿井属单一煤层开采，可采煤层为KJ煤
24、层，煤厚变更范围为，局部达到4.6m,煤层平均厚度为1.9m,煤层构造困难，倾角变更范围为42。85。，平均倾角为51。，矿井小构造较发育。煤层中夹有一层分布不匀的软分层和夹砰，矿井属高瓦斯突出矿井，煤层顶底板岩石主要为泥岩、灰色泥岩、粉砂岩等，矿井煤层赋存状态剖面图见图2T,煤系地层综合柱状图见图2-2。1.7矿井生产技术发展概况李子城南煤矿始建于1998年2月，2000年6月简易投产，设计生产实力15万ta,通过2003年和2004年技改扩能,四川省经委川经煤炭函2004196号文核定生产实力为30万ta(.李子坟南煤矿由于矿井煤层倾角大，煤层赋存条件差，矿井投产初期，接受走向长壁分段密集
25、采煤法采煤，工作面机、风巷均接受矿工字钢架棚支护，因采煤工作面顶板压力大，顶板管理困难，造成工作面推动速度慢，单产低，且先后发生多次顶板伤亡事故，后改为伪倾斜柔性掩护支架采煤法，矿井单产有所提高，顶板事故得到了有效限制，工作面巷道支护方式仍为矿工字钢架棚支护，巷道修理工作量较大。近几年来，随着四川煤炭产业集团自主研发的困难地质条件急倾斜煤层综采技术的不断改进完善，为改善职工作业环境条件，降低职工劳动强度，提高急倾斜煤层采面单产，2011年，股份公司与矿工程技术人员经反复论证，确定将伪倾斜柔性掩护支架采煤法改为综合机械化采煤法，依据煤层厚度较大，煤层特别松软的现状，为防止综采工作面煤壁片帮，造成
26、顶板事故和片帮后引起瓦斯瞬间大量超限，确定将工作面煤壁布置成伪俯斜，形成伪俯斜综采，并自主研发伪俯斜综采主要设备，因此，对综采工作面顺槽的支护技术探讨势在必图2-1矿井煤层赋存状态剖面图地层代号厚氮m)岩性柱状岩性描述PiC141.32用深灰夹煤灰色中厚至厚层状灰岩.含燧石结核，近顶都夹一层深灰色钙质湿岩，一股厚在0.6m以下，近底部煤灰色厚层状灰岩，一段厚3m.与下伏地层呈整合接尬.PjLj37.83-IF/黑灰、灰褐灰色色中厚至厚层状灰岩，沙泥岩为主夹571层灰色、灰色灰岩.?0.25m至4.70m、偶夹眇及灰岩、钙质泥岩及结砂岩.上酱夹厚曳为O-Q29m煤一层(h),底部岩常含燧石结核.
27、龙3RL423.32/、上部深色.灰色中厚层灰岩.M含健石络核.季8、12m.中深灰色湿岩，砂质湿岩厚5.96m.下部为灰、深灰色灰岩，含隧石结核，厚9.24m.如P:L36.50Il-lI灰至黑灰色泥岩，砂质泥岩，粉雌，夹薄层泥灰岩，顶部有(K0.46m煤一层.RL:1272一r灰至深灰色中厚层状石灰岩，含燃石结核，很甑有一黑灰色泥岩.RL130.53-T灰黑、深灰、灰色湿岩，粉砂岩及稻质混岩.夹灰岩，泥岩灰岩，含煤1“县以也于中下融：(kj煤层为主栗县孝0.72,m.平均1.9m,底部铝质泥岩中含黄铁矿及菱铁丁.与下伏绘层呈假整台接触.茅组PiM296.66IIII3顶爸为白灰色厚层状灰岩
28、厚192眯；上中部为深灰，灰色厚层块状灰岩，含有横石结核.并夹有厚约6米组至中晶灰岩：下彩为深灰色厚层状灰岩，夹薄层泥灰岩及窘质泥岩.含罐石.图2-2煤系地层综合柱状图1.8急倾斜煤层巷道架棚支护对综采的影响分析众所周知，巷道锚杆支护比架棚支护具有较多的优点，但多年来，对锚杆支护优点的分析和相识，无论是教科书还是沟通论文以及成果总结，均较少涉及到急倾斜松软煤层锚杆支护技术，对架棚支护给急倾斜综采造成的影响分析也不全面。因此，要探讨急倾斜松软煤层巷道锚杆支护技术，首先应充分了解急倾斜煤层巷道架棚支护对综采的主要影响和存在的问题，才能使探讨工作做到有的放矢。1.8.1传统的梯形架棚支护方式对综采的
29、影响分析矿井在实施急倾斜煤层综采初期，由于在国内没有寻求到有效的锚杆支护方法，常接受传统的架设工字钢梯形棚的方式，对巷道进行支护。接受该支护方法的主要优点是，巷道高度和断面基本一样，一般只需考虑满足通风、运输、行人即可，在支护参数设计上，一般只需考虑合理的棚距，设计较为简洁。由于架棚巷道的高度一般不超过3.0m,施工操作难度较小，架棚巷道的断面基本不发生变更，与锚杆支护相比，没有繁杂的初锚力、锚固力、顶板离层等监测工作，现场质量标准化管理较为简洁。多年的综采实践证明，由于综采工作而推动速度较快，传统的架棚方式暴露了较多的不足。以李子城南煤矿5120机巷架棚支护为例对综采的影响分析见图2-3o、
30、煤层顶板支架上方破底处三角煤处2Q11114500图2-35120机着架IB支护对绦采的影晌分析图由图2-3表明，在急倾斜煤层综采巷道中，接受架棚支护在掘进和采煤期间会对生产造成以下影响：1）在回采期间，当巷道支架回撤后，留在巷道顶梁上方的三角煤会自动冒落，由于冒落的煤炭大部分无法落入转载机中，在巷道中形成的浮煤只能靠人工回收，当煤层较坚硬不冒落时，还需将三角煤处理掉，否则会影响端头支架的运用，处理三角煤和回收浮煤，对综采的正常推动造成了影响；2）采煤工作面超前替棚后，巷道顶板和两帮的岩层处于无支护状态，当顶板压力较大或较裂开时，为了保障平安生产，需对巷道进行二次支护，加之巷道支架的运出等，形
31、成了大量的协助工作量，对综采的正常推动造成了影响；3）当煤层较松软时，受煤层自重影响，在掘进期间，巷道上方的三角煤,极易发生抽冒。当煤层抽冒较严峻和抽冒高度较高时，造成采煤工作而在回采期间出口处的顶板暴露面积增大，当顶板完整性较差或较裂开时，易使工作面下出口处的顶板发生局部冒顶事故，不但对作业人员的平安造成了威逼，还给端头支架的正常接顶造成了困难；4）当煤层厚度小于巷道顶梁长度时，在煤层底板端的顶梁上方，会成形成破底掘进，使底板岩层悬吊在巷道支架的顶梁上。在综采回采期间，工作面下出口处的底板将受到排头支架的反复多次支撑，当底板稳定性较差时，由于排头支架的工作阻力较大，在排头支架底座的支撑影响下
32、，易使悬吊在工作面下出口处的底板岩层，发生推底事故，此方面影响，在以前的巷道断面设计中，往往被大家所忽视。1.8.2异形棚支护方式对综采的影响分析为了解决架梯形棚时，棚梁上方留的三角煤在支架回辙后，大量垮落在巷道中形成的浮煤需靠人工进行回收，对综采的正常推动造成影响的不足，股份公司有关矿井曾将巷道梯形棚支护方式改为了架异形棚支护方式，较好地解决了巷道上方留三角煤对综采的影响，异形棚支护方式对综采影响分析见图2-4。煤层顶板支架上方破底处图2-4异形棚支护方式对综采影响分析图生产实践证明，异形棚支护方式随着煤层倾角的增大，巷道的高帮越高，当煤层倾角达到50以上时，巷道高帮的高度达到了4m以上，接
33、受11#工字钢作架棚材料时，高帮单根棚腿的重量达到IoOkg以上。由于巷道高度大和棚腿的重量大，造成人工架棚操作特别困难，不但工人劳动强度大，而且架棚效率低，操作平安性差，并且回采期间的替棚工作对综采的影响仍旧存在。因此，在急倾斜煤层综采巷道中接受架棚支护，比缓倾斜和倾斜煤层接受架棚支护，对综采生产的影响更为严峻，其主要缘由是当煤层倾角较缓时，巷道顶部为顶板岩层，煤层处于巷道的两帮，接受架棚支护时，在巷道的顶部不存在留三角煤的问题，也不存在高帮支护问题，故对综采期间的正常生产影响相对较小。1.9锚棚支护对综采的影响分析为了解决急倾斜煤层巷道架棚支护对综采期间造成的影响，股份公司先后组织有关基建
34、和生产矿井，对困难地质条件急倾斜煤层综采巷道锚杆支护技术开展了攻关探讨工作。但由于矿井地质条件较困难，且急倾斜煤层巷道锚杆支护与倾斜和缓倾斜煤层巷道锚杆支护技术相比，支护设计涉及的问题较多，技术的困难性也远比缓倾斜和倾斜煤层大。因此，股份公司在2005年前，对急倾斜煤层巷道锚杆支护的探讨工作，始终未取得明显的突破。直到2007年，股份公司与中国矿大合作，在绿水洞煤矿开展了急倾斜煤层巷道的锚杆支护技术探讨工作，课题组探讨形成的锚棚支护方法，在急倾斜煤层巷道支护中，取得了较好的效果，成果取得了国家好用新型专利，并获得四川省科技进步二等奖。成果的主要支护方法为接受锚杆将棚梁锚固在巷道上方，对巷道上方
35、的煤层起到较好的支护作用，也有利于克服金属网出现网兜现象，固定棚梁的锚杆分别锚固在煤层的顶底板岩层中，对顶底板岩层和顶煤起到支护作用。成果已在李子娅煤矿等单位得到了推广应用，在李子娅煤矿的5102北机应用的巷锚棚支护设计见图2-5。接受锚棚支护存在的不足是，当煤层厚度变更较大或较快时，锚梁的规格尺寸难以满足现场煤厚频繁变更的运用须要。因此，现场通常设计接受固定长度的顶梁，当煤层变薄时，有可能出现大量破底掘进，造成破底部分的煤层底板悬吊在巷道的上方，在综采工作面回采期间，综采工作面下出口的排头支架在升降支撑过程中，有可能将悬吊在巷道上方的煤层底板撑垮，造成出口发生推底事故。因此锚棚支护成果没有考
36、虑到破底掘进有可能造成工作面下出口在回采期间发生推底的问题。图2-5李子场煤矿5102北机巷锚棚支护设计图另外，在综采期间，必需超前工作面进行锚棚的【可撤工作，锚棚回撤后，原有的锚棚、锚杆已经卸载，需对巷道进行二次补充支护。因此，该成果并未形成真正意义上的锚杆支护，只是在架异形棚巷道的基础上，削减了高帮和矮帮的棚腿。综上所述，要解决急倾斜松软煤层巷道锚杆支护技术难题，还有很长的路要走。目前，股份公司己有三个急倾斜松软煤层综采矿井，加上今后新建矿井的投产，困难地质条件急倾斜煤层综采矿井还将渐渐增加，困难地质条件急倾斜松软煤层的锚杆支护技术，亟待取得新的突破。1.10煤岩力学参数测试煤矿岩石力学性
37、质试验结果可巷道围岩稳定性分类及支护设计等技术问题供应科学依据。煤(岩)体是具有不连续面的困难体，对其地质力学相关参数进行测试，有助于揭示煤岩体力学特性，也为后续的理论分析和数值模拟的探讨供应参数。通过试验，得出了各层岩石的单轴抗拉强度、单轴压缩强度、弹性模量、泊松比等力学参数。1.10.1 试验条件1.10.1.1 MTS815.03岩石伺服试验系统简介本次试验在山东科技高校具有国际领先水平的MTS815.03岩石伺服试验系统上进行。MTS815.03电液伺服岩石试验系统(MTS815.03Electro-hydraulicServo-controlledRockMechanicsTesti
38、ngSystem)是山东科技高校重点试验室强化建设从美国购置的最大型成套试验设备(总价值约480万元)，该系统是目前国内大陆配置最高、性能最先进、在国际上最受认可的岩石力学试验装备。主要技术指标：轴压(AXialLoad)4600kN,围压(COnfiningPreSSUre)140MPa:孔隙水压(POreWaterPreSSUre)70MPa,水渗透压差(PenTleabiIityDeltaP)2MPa;机架刚度(StiffneSSOfLOadFrame)10.5109Nm:液压源流量31.8Lmin;伺服阀(ServoVaIve)灵敏度290HZ：数采通道数(ChanneISOfData
39、ACqUiSition)10Chans：最小采样时间(mininmumSamplingtime)50jus：输出波形：直线波、正弦波、半正弦、三角波、方波、随机波形;试件尺寸：三轴试验最大直径Ioomm、最大高度200mm,单轴试验最大直径300mm、最大高度60Ommo图2- 6 MTS815.03伺服试验系统图2- 7试件及传感器图系统特点全程计算机限制，可实现自动数据采集及处理；配备三套独立的伺服系统分别限制轴压、围压与孔隙(渗透)压力：实心钢制荷重架只储存很小的弹性能从而实现刚性压力试验；伺服阀反应灵敏(290HZ),试验精度高；与试件干脆接触的引伸仪(美国MTS公司专利)可在高温(2
40、(MrC)、高压%=%假(伪)三轴试验岩石孔隙水压试验(PoreWaterPressureTest)岩石水渗透试验(WaterPermeabilityTest)1.lO.1.2标准岩石试件的制取在进行岩石力学性质试验前，必需将岩石试块加工成标准岩石试件。煤炭工业出版社1982年7月出版了国际岩石力学学会试验室和现场标准化委员会的岩石力学试验建议方法上集一书，该书对岩石力学的一般基本试验提出了一些建议方法，并为各国所接受。我国煤炭部、水利部等部门也相应地制订了一套岩石力学试验规程。全部这些，不论是建议方法，还是试验规程，都对岩石试件的形态、加工精度、加工方法等都做出了较严格的要求。比如对岩石单轴
41、抗压强度试验和变形性质试验，国际规定：(1)试件应是整齐的圆柱体，其高度与直径之比为2.53.0,直径最好不小于岩芯尺寸，大致为54mm,试件直径与岩石内最大颗粒尺寸的比值至少是10:L(2)试件端面应平整到0.02mm,对于试件轴的垂直度，不应超过0.001弧度(大约为3.5)或每50mm不超过0.05mm。国内煤炭部的规程也有类似的规定，只是在试件的直径和高度上，依据我国煤炭部门的实际状况，作了一些相应的变动，如直径要求为50mm左右，高度与直径的比为2.0左右，端面的平整度为Slmm等。另外，还对加载速度和从加载到破坏的时间进行了规定。图2-8是岩石试样加工设备（钻孔机（ZS/00B）；
42、磨石机（AHM-200）；切割机（DQ4）。取芯机(ZS-IooB)(b)磨石机(AHM-200)（C）切割机（DQ-4）图2-8岩石试样加工设备（ZS-100BtDQ-4,AHM-200）在现场接受钻孔取芯，取得岩样后即密封，以保证与现场有相同的湿度和含水率。然后运抵试验室，在试验室内经过切、割、磨，加工成标准岩石试件。图2是利用岩石切割机对试样进行加工。依据详细试验须要加工成标准试样，其平整度、垂宜度均能达到岩石试验规范标准。图2-9切割岩石试样制取的拉仰试验部分试件如图2-10所示；压缩试验部分试件如图2“1所示。图2-10岩石拉伸试件图2-11岩石压缩试件(I)岩石拉伸试验概述岩石抗拉
43、强度是指岩石在单轴拉力作用下达到破坏的极限强度、在数值上等于破坏时的最大拉应力。与岩石抗压强度相比，对岩石抗拉强度探讨要薄弱得多，这或许是干脆进行抗拉强度试验比较困难的缘由。长期以来，一般是进行各种间接岩石破坏试验，将这些试验结果通过理论公式换算成抗拉强度。据试验结果，岩石抗拉强度比抗压强度要小得多。i般状况下，岩石抗拉强度不超过其抗压强度的特别之一。-L 2产的总啾图212岩石干脆抗拉试验测定岩石抗拉强度的干脆试验如图2/2示，试验时，将试件两端用夹子固定于拉力机上，然后对试件施加轴向拉力至破坏。依据试验结果，按下式计算岩石抗拉强度：R1=-S-(2.1)S式中凡一岩石单轴抗拉强度：P1一岩
44、石试件破坏时所加的轴向拉力：s岩石试件横断面面积。以上干脆抗拉强度试验的缺点是，试件制作困难。试件不易与拉力机固定，试件固定旁边往往出现应力集中，并且试件两端面难免有弯矩产生。所以，这种试验方法不常用。目前，常用劈裂法测定岩石抗拉强度。i股接受圆柱体及立方体拭件。如图2.13(a)所示，沿着圆柱体直径方向施加集中压力P。这样，试件将沿着受力的直径方向裂开，如图2.13(b)所示。由弹性力学理论处理试验结果。沿着施加集中力P的直径方向产生近似匀称分行的水平拉应力，其平均值大为：(2.2)2PIdl式中P一作用于岩石试件上的压力;D岩石试件直径:1.一岩石试件长度。而在水平方向直径平面内产生非匀称
45、分布的螺向压应力，其在试件中轴线上的最大压应力by为6PCy=-(2TrDL水平方向拉应力巴及竖向压应力在试件中的分布状况如图2-13所示。由此可见，圆柱状试件的压应力%为拉应力x的三倍，但是岩石抗压强度往往是抗拉强度的10倍，所以在这种试验条件下试件总表现为受拉破坏。因此，可以接受劈裂法试验结果求解岩石抗拉强度，只须要用试件破坏时的最大压力RIj弋替式(2.2)中P即可得到岩石抗拉强度Rl为：假如为立方体试件，则岩石抗拉强度凡为：2PuRt=L(2.5)式中a一方体试件边长。图213岩石间接拉伸试验岩石劈裂试验的优点是，简便易行，无需特殊设备，因此在工程中已经获得广泛的应用。然而，接受劈裂法
46、试验，试件内应力分布较为困难，所获得的结果只能代表某种条件下的特征值。必需明确的是，劈裂不是对试件进行简洁的张拉作用，而是在三维应力条件下的张裂开。也可以接受圆盘、圆环及薄板状岩石试件进行劈裂试验测定抗拉强度。本次试验即接受经典的巴西圆盘法进行岩石的间接拉伸试验，试验装置如图2.17所示。(2)岩石抗压强度岩石抗压强度是指岩石在单轴压力作用下达到破坏的极限强度，在数值上等于破坏时的最大压应力。岩石在单轴压缩荷我作用下所能承受的最大压应力称为岩石的单轴抗压强度(uniaxialcompressivestrength),或称为非限制性抗压强度(unconfinedcompressivestrength)0因为试件只受到轴向压力作用，没有侧向压力，因此试件侧向变形没有受到限制。国际上把单
