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QSYK-1
神华宁煤集团清水营煤矿
主要巷道支护技术研究方案

神 华 宁 煤 集 团
山 东 科 技 大 学
二○○九年六月

目 录
1 项目的必要性 1
1.1 现状分析 1
1.2 国内外同类技术发展状况 4
1.3 研究目的及意义 5
2 研究开发内容 6
3 主要经济技术指标、 项目最终目标 7
4 关键技术及创新点 7
5 研究或研制开发的技术路线, 实施的方式、 方法、 步骤 7
5.1 课题的总体研究思路 7
5.2 研究方法 8
5.3 技术路线 8
5.4 实施方式( 具体方案) 9
5.5 矿压观测 18
6 技术、 经济可行性及可靠性分析、 论证 19
7 现有基础、 技术条件, 保证体系 20
7.1 实用矿山压力理论已经取得了系统的突破性成果 20
7.2 岩石破坏与失稳理论 20
7.3 深部巷道支护取得一些创新性研究成果 21
7.4 实践基础 22
8 经济、 社会效益分析 24
9 项目实施进度计划 24
10 经费计划 25

QSYK-1
神华宁煤集团清水营煤矿
主要巷道支护技术研究方案
1 项目的必要性
1.1 现状分析
1.1.1矿井地质情况
矿区钻孔揭露地层自下而上有三叠系、 侏罗系、 白垩系、 古近系、 第四系, 含煤地层为侏罗系中统延安组, 钻孔揭露厚度245.01~304.86m,平均276.50m, 岩性由灰、 灰白色长石石英砂岩、 深灰色、 灰黑色粉砂岩、 泥岩、 煤和少量含铝质泥岩组成。主要可采煤层顶板均为易冒落、 不稳定—中等冒落、 中等稳定岩层, 底板为不稳定岩层。
矿井地层中含水层属弱～中等富水性, 分别为第四系孔隙潜水含水层( Ⅰ) 、 白垩系砾岩裂隙孔隙层间承压含水层( Ⅱ) 、 侏罗系上统安定组～中统直罗组裂隙孔隙含水层( Ⅲ) 、 二～八煤间砂岩裂隙孔隙承压含水层( Ⅳ) 、 八～十八煤间砂岩裂隙孔隙承压含水层( Ⅴ) 、 十八煤以下至底部分界线砂岩含水层组( Ⅵ) , 隔水层以低阻、 高密度的粉砂岩、 泥岩为主, 主要有四层, 分别为安定～直罗组裂隙孔隙含水层顶板隔水层、 二～八煤含水层顶板隔水层、 八煤及其顶底板泥岩隔水层、 十八煤及其顶底板泥岩隔水层。
1.1.2 主要巷道设计布置层位
( 1) 主斜井、 副斜井由六煤-五煤露头对应地面位置开口, 由四上-三煤间进入煤系地层, 穿过三煤后进入二煤底板。主斜井坡度为22°～24°～25°, 副斜井坡度为22°～25°, 所处层位为四上-二煤之间的砂岩层。该层位由灰、 灰白、 深灰色不同粒级的砂岩组成, 属二煤-八煤间砂岩含水层( IV) , 厚度为2.63～214.6m, 平均厚63.66m。根据地质勘探报告, 三煤顶板岩石虽孔隙率不大, 但吸水率较高, 软化系数低。岩石强度低, 不坚固, 为易冒落的一类无周期来压顶板。三煤底板细砂岩允许单向抗压强度RP0.375 MPa, 属较软弱类底板; 粉砂岩允许单向抗压强度RP2.72MPa, 属软弱类底板。
图1-1是岩层综合柱状图。

图1-1 岩层综合柱状图
( 2) 回风斜井由六煤~五煤露头对应地面位置开口, 坡度为22°～15°～25°。在二煤露头位置进入二煤, 沿二煤底板施工。二煤厚度2.06～8.1m, 平均厚4.75m; 二煤顶板岩性总体由粗粒砂岩构成, 次为粉砂岩、 泥岩。厚度0.57～71.09m, 平均11.55m, 伪顶主要发育于井田南部, 岩性以泥岩为主, 厚度小于0.5m; 底板岩性以粉砂岩为主, 次为细粒砂岩及泥岩, 厚度0.53～21.14m, 平均5.06m, 一般小于5m; 顶板的侏罗系上统安定组~中统直罗组裂隙孔隙含水层( III) , 厚度3.4～372.33m, 平均厚度127.12m, 层位较稳定, 渗透性强、 导水性好。
( 3) 主斜井皮带皮带搭接硐室位于主斜井中部( 距井口742m-770m) , 布置在二层-三煤间的岩层中, 岩性以粉砂岩为主, 次为细粒砂岩及泥岩, 厚度3.07～22.47m, 平均14.21m。
( 4) ＋1265m水平中部车场、 ＋1172m水平中部车场布置在二煤~四上煤之间, 巷道穿过的岩层由下而上为中－粗砂岩、 三煤、 细~粗砂岩、 二煤、 细~中、 粗砂岩, 部分巷道穿过二煤顶板。
( 5) ＋1065m水平中部车场布置在三煤~二煤顶板中, 大部分巷道处于二煤顶板中, 所揭露岩层同回风斜井; +1065m后石门、 11采区水泵房、 变电所、 11采区水仓布置在二煤~五煤间不同粒径的砂岩中。
( 6) 110201、 110203工作面回风巷、 运输巷、 辅运巷由二煤底板沿走向上坡进入二煤, 沿二煤底板掘进。
1.1.3 课题研究的必要性
1.1.3.1主要巷道支护出现的问题
三条斜井井筒、 车场巷道设计均采用锚网喷支护, 回采巷道采用锚网支护,施工过程中均出现不同程度的顶板下沉、 裂缝、 脱层掉包及底臌等现象, 局部出现冒顶。主要表现是①顶板喷层受挤压变形、 掉包、 下沉, 锚杆支护失效, 个别锚杆被拉出或拉断, 初喷巷道较成巷后的巷道这一现象突出, 掉包严重时出现冒顶; ②两帮受顶板下沉和底臌影响, 喷层开裂、 向外臌出, 巷道宽度不够; ③巷道底板臌起, 最大底臌量1400mm, 造成轨道变形, 巷道高度不够; ④台阶向巷帮一侧严重倾斜, 水沟开裂变形; ⑤出现脱层、 掉包时, 一般伴有渗水、 淋水现象; ⑥巷道交岔点或跨度大处容易发生掉包、 脱层现象; ⑦顶板掉包与底臌同时出现; ⑧部分巷道无淋水现象, 岩层受风化后, 顶板也很快掉包、 底板臌起。
1.1.3.2 巷道变形破坏影响因素分析
围岩强度: 即普氏系数f, 主要指标是岩石单轴抗压及抗拉强度( MPa) ;
巷道深度: 巷道在地下埋深, 即kγH, k与上覆岩层”岩梁”的支撑跨度有关;
围岩性质: 围岩的矿物成份、 膨胀性、 蠕变和流变性质等;
松动范围: 巷道开挖后, 围岩体松动、 碎胀后直接作用在巷道的重力;
地应力: 地应力包括原岩构造应力以及相邻巷道开挖或采动压力所造成的影响;
温度、 水、 瓦斯: 易造成围岩软化、 泥化、 碎裂失稳;
支护形式: 巷道断面形状、 支护材料、 结构、 参数等均影响巷道稳定性;
宁煤主要因素是顶板水、 软岩, 二者的耦合作用, 使得巷道围岩发生大面积变形破坏。
1.1.3.3 巷道支护难度分析
在当前的应力场条件下, 在局部区域, 巷道掘进出现底臌、 顶板下沉、 淋水现象, 巷道变形明显。
根据地质勘探报告提供资料显示: 各煤层顶底板岩性和厚度变化较大, 可采煤层顶底板岩性主要以砂岩及粉砂岩, 泥岩次之, 并有泥岩或炭质泥岩的伪顶、 伪底, 主要特征是①岩石较松散; ②岩石易风化; ③岩石较完整, 岩体结构多为互层状; ④煤层顶底板岩层均属较软弱或软弱类岩层, 抗拉、 抗压、 抗剪切力小。从现场施工揭露情况来看, 基本与地质报告提供的岩性相符, 巷道开掘后, 产生松动压力, 围岩脱水风干或遇水后岩石产生膨胀压力, 在巷道周围岩层应力重新分布的情况下, 出现巷道变形特征。
显然, 巷道在上述因素影响下, 支护的强度、 难度相当大。
1.1.3.4 课题研究的必要性
关于含水、 软岩巷道变形破坏机理的研究, 还没有进行全面、 系统的研究, 其支护的关键技术问题还没有从根本上解决, 因此, 清水营矿主要巷道支护需要在理论上进行探讨突破。
主要大巷围岩条件差, 属于软岩, 同时遇水膨胀松软, 巷道层位属于极软岩层, 巷道松动圈发展快、 围岩变形大, 发生大的离层、 内缩破坏, 需要完善现有支护技术, 保证巷道在服务期间不发生失稳现象。
含水层对顶底板影响大, 由于巷道使用时间长, 顶板水对围岩的软化作用明显, 研究水与岩层的相互作用机理, 找到防治水患的有效措施是至关重要的。
软岩、 水患、 失稳巷道支护难度增大, 巷道支护的难度大, 巷道变形破坏控制的技术要求严格。因此, 主要巷道支护综合技术研究是急需进行攻关研究的重大技术课题。
1.2 国内外同类技术发展状况
长期以来, 软岩巷道支护一直是煤矿巷道支护中的一个重点, 而不稳定巷道支护则是巷道支护中的一个难点。特别是含水的极不稳定软岩巷道, 由于水的软化作用, 巷道支护难, 极易造成巷道围岩压力增大, 使得巷道围岩发生变形破坏相当严重。
清水营煤矿是新建设的大型现代化矿井, 设计产量超五百万吨, 是高产高效矿井。由于煤层赋存条件差, 巷道围岩多为粗砂岩, 岩性松软, 强度低, 且顶板存在富含水层, 当前巷道均已遭到严重破坏, 巷道两帮内挤、 顶板下沉、 底板隆起。特别严重的是主井出现严重失修。由于巷道的变形破坏, 严重地制约了矿井的正常生产, 给矿井的开采、 运输、 通风、 行人及安全造成了极大的影响, 而且需投入大量的人力、 物力进行维护、 加固。因此, 解决巷道的支护问题具有非常重要的现实意义。
当前, 国内外对这类巷道的支护, 采用的支护方式主要包括锚网( 带) 喷联合支护、 可缩性金属支架、 锚喷支护加砌喧, 以及全封闭金属支架等, 从一些深部矿井的支护实践来看, 这几种支护方式均采用过, 但仍没能解决巷道的稳定问题。究其原因, 主要是各种金属支架支护方式虽然承载能力较大, 但仍属被动支护, 其承载能力与埋深巷道围压相比仍显不足, 且受到风化、 地下水的作用, 严重削弱了岩体强度; 而采用的锚喷支护因岩体较弱, 整体性差, 且锚固力不足, 不能有效控制围岩松动范围的扩大, 形不成可靠有效的支护结构, 从而造成支护结构承载能力严重不足, 导致了支护结构的全面破坏。因此, 对于不稳定巷道的支护, 一方面需采用主动支护, 充分调动围岩本身作为支护结构的一部分, 另一方面应设法提高围岩的整体强度, 控制松动范围的扩大, 防止风化, 阻止地下水的作用, 且要研究围岩的变形破坏规律, 针对其变形特征采取适应变形规律的有效支护加固结构形式, 才能有效的加固围岩, 从而解决这类巷道的稳定问题。
在美国, 不论矿井的地质采矿条件如何变化, 均采用大于或等于1200×1200( mm) 的锚杆间排距, 随着支护条件的变化只在锚杆、 锚索选型上进行变化, 因此美国矿井的支护效率非常高。在煤巷掘进每天单机进尺大于100m的情况下, 实现了单台锚杆机的配套支护, 因此其巷道支护成本也相对大大降低。
尽管中国煤矿锚杆支护技术已经得到了广泛的应用, 但中国当前的锚杆、 锚索种类单一, 不能满足不同地质采矿条件的变化。不同矿井和同一矿井的不同区域地质采矿条件是不同的, 应根据不同的地质采矿条件, 确定不同类型的巷道支护结构和支护参数, 实现合理有效的控制顶板是煤矿实现高产高效的重要内容。
1.3 研究目的及意义
宁煤矿区地层条件普遍较差, 煤层顶板属于含水结构的软岩层分布, 回采巷道属于大断面, 大断面、 软岩、 存在含水层的巷道支护问题是宁煤集团急需解决的重大技术课题。
当前清水营矿, 存在主要巷道支护难、 巷道变形大、 巷道发生冒顶等隐患, 这些因素的存在, 导致巷道掘进速度慢、 支护成本高、 维修量大, 安全状况差。
针对岩层具体条件、 当前巷道掘进存在的问题, 需要系统研究软岩巷道支护和安全掘进问题, 同时解决顶板水对巷道围岩破坏的威胁, 为此寻求一种安全、 可靠、 经济的巷道支护系统是实现矿井安全开采的关键。
”主要巷道支护技术研究”课题, 对中国类似矿井实现安全、 高效开采具有重要的理论和现实意义。
2 研究开发内容
( 1) 清水营矿巷道冒顶案例统计、 分析与分类研究;
( 2) 巷道围岩失稳机理研究
① 岩体渐进破坏的特征与演化机制;
② 岩体平衡态失稳力学模型的建立;
③ 岩体失稳破坏的影响因素的研究( 岩性、 层位、 水) ;
( 3) 巷道支护技术研究
① 支护形式的研究;
② 支护参数的确定;
③ 不同围岩条件下的支护类型与参数的确定方法。
( 4) 巷道稳定性安全监测技术研究
包括顶板离层的临界值确定、 巷道冒顶危险的报警值确定、 锚杆( 索) 受力状态连续监测、 巷道表面位移监测等。
( 5) 巷道支护试验研究
维修试验研究在主井进行, 掘进支护试验研究在副井进行, 分别进行不同支护形式、 不同参数条件下的试验, 获得最佳支护形式; 同时, 经过连续、 全方位观测研究, 获得相关支护参数体系。
3 主要经济技术指标、 项目最终目标
( 1) 经过关键技术的研究, 解决主要巷道支护技术难题, 进行全面、 系统、 有针对性地综合研究与工程实施, 实现巷道的长期安全;
( 2) 经过对主要巷道进行综合系统的分析关研究, 形成含水软岩巷道围岩有效控制的技术体系;
( 3) 对主要硐室支护技术给出建议。
4 关键技术及创新点
( 1) 极软巷道围岩失稳机理的研究;
( 2) 水患软岩巷道支护新技术;
( 3) 支护参数的合理确定方法;
( 4) 巷道大变形控制新技术;
( 5) 巷道冒顶的监测准则与控制措施。
5 研究或研制开发的技术路线, 实施的方式、 方法、 步骤
5.1 课题的总体研究思路
宁煤矿区属于顶板软、 赋存有含水层、 岩层成岩性差、 煤层变异性大的复杂地质条件, 实现巷道安全服务的关键技术包括巷道静压状态的稳定、 开采形成的动压条件下的巷道支护可靠性、 稳定性、 可控性等, 因此针对矿区的地质复杂性、 巷道跨度大的特点, 为实现课题的总体研究目标, 本课题采用多个学科相互渗透的研究方法。课题研究涉及的领域包括采矿、 地质、 数值模拟计算学科、 实验研究等, 参加项目的人员具有多学科交叉的特点, 并吸收消化国际上在巷道支护方面的最新研究成果, 注重现场试验研究成果。
经过各学科的联合攻关研究, 形成大跨度、 软岩巷道支护的理论、 方法、 工艺、 监测与危险性评价等一整套巷道支护体系。
5.2 研究方法
本项目拟采用理论分析、 实验室实验、 数值模拟计算研究、 现场试验( 实测) 研究等综合研究方法。
( 1) 采用岩石力学、 矿压等理论研究巷道失稳机理与破坏类型;
( 2) 应用岩石破坏过程分析软件计算围岩应力场和煤层应力分布规律;
( 3) 采用理论与现场研究相结合的方法, 研究巷道支护技术;
( 4) 采用实验室研究方法研究软岩与水的作用关系;
( 5) 采取监测—补强—监测的技术途径, 实现巷道的安全;
( 6) 根据具体煤层围岩特点, 采取集成方法, 完善现有安全监测系统, 实现集中监测与控制。
5.3 技术路线
本项目总的技术路线:
巷道围岩失稳的原因、 实现的条件及判断准则的全面分析与研究;
软岩巷道支护的理论与方法;
研究巷道支护形式、 支护参数及影响因素。
( 1) 案例分析与分类
研究主要巷道发生的冒顶显现特征, 分析研究冒顶发生的原因、 实现的条件、 破坏准则等。
( 2) 实验研究水对软岩的力学机制及影响程度。
( 3) 修改材料的力学模型及参数, 并编制出计算煤岩的数值模拟软件, 对软岩巷道围岩的应力状态进行计算分析。
( 4) 基础参数的实测研究。
( 5) 主要巷道支护设计与参数确定。
( 6) 监测手段的选择与方案确定。
( 7) 支护技术的完善。
5.4 实施方式( 具体方案)
5.4.1相关研究内容
研究内容主要包括三部分: 原因分析, 专题研究, 现场实施( 具体条件下的支护形式与参数确定) 。包括:
顶板离层情况观测研究;
巷道松动圈实测研究;
锚杆受力状态;
锚索受力状态;
巷道表面位移观测研究;
支护形式完善、 参数优化。
根据岩层具体条件、 巷道层位, 进行了模拟计算, 图5-1是应力图和声发射图, 显然, 巷道破坏范围超出了一般锚杆( 索) 能达到的范围。
图5-2是进行加固围岩后的主应力和声发射图, 经过围岩加固, 巷道基本处于稳定状态。

( 1)

( 2)

( 3)
图5-1巷道未加固前主应力和声发射图

( 4)
图5-2巷道加固后主应力和声发射图

5.4.2地质开采条件分析
从巷道掘进揭露情况看, 地质采矿条件具有如下特点:
( 1) 岩层具有含水层, 且厚度较大;
( 2) 顶板岩层属于软岩;
( 3) 地质条件复杂, 含水层厚度、 富水性变化大;
( 4) 巷道断面大;
( 5) 巷道变形大。
5.4.3 支护方案
针对清水营矿具体岩层条件、 当前巷道支护和维护难度, 可考虑以下方案:
( 1) 维护方案: 网壳支架、 锚注、 锚索支护( 主井)
( 2) 掘巷方案: 锚网喷、 索、 注浆支护( 副井)
5.4.4维护方案
由于巷道处于破碎区, 则主井与副井大巷采取相同的支护方式。巷道支护分三个层次。采用网壳支架、 高强树脂锚杆、 注浆锚杆锚注配合底板钢筋混凝土反底拱联合支护。
1) 破碎带柔性支护
巷道大面积破坏、 失修后, 破碎岩层范围大、 变形较快, 呈现为围岩收缩变形特征, 采取支与护相结合的对策, 对全断面进行支护, 并要求支护体有一定的收缩率。采用网壳支架进行柔性支护。 网壳支架的径向结构与单件结构见图5-3、 5-4。

图5-3 网壳支架的径向结构式

图5-4 网壳支架的单件结构简图
2) 锚注支护
巷道在软岩膨胀应力与围岩应力作用下, 其顶底板及两帮均发生破坏。在复杂应力状态下, 巷道围岩出现变化的破碎圈( 松动圈) , 特别是巷道层位属于极软的粗砂岩, 巷道围岩破坏范围大、 受水害影响难以稳定。
因此, 维护时, 对巷道围岩的破碎区加固, 加固后的围岩强度比岩层的残余强度提高2.0-3.0倍, 提高了围岩的整体性, 保证其阻抗力能防止围岩破坏和应力向纵深扩展, 则加固后的巷道形成稳定的结构承载层。
根据巷道破坏情况, 在网壳支架架设完毕, 预埋注浆管, 且注浆管制作成花管, 注浆管数量、 固定方式、 长度等根据现场情况再确定。
3) 锚杆加锚索支护
网壳支架将巷道破碎围岩在一定范围内进行封闭支护, 但其阻力远不足以达到一次成巷的要求, 需要将巷道围岩形成组合拱, 利用锚杆的组合拱作用进行支护。其原理见图5-5。
组合拱按V类围岩考虑, 锚杆控制角取45度, 组合拱厚度取1.6m, 锚杆间距取0.8m, 锚杆长度为2.3m, 但考虑到深井岩层的破坏流变性, 取2.5m。为加强顶板的支护, 再加锚索支护, 每5 m加2根。巷道整体支护见图5-6所示。

图5-5 组合拱原理示意图

图5-6 巷道维修支护预案图
( 网壳支架加喷射砼, 厚度200; 螺纹钢锚杆, φ22×2500, 每断面9根均布, 排距800; 注浆锚杆φ22×20800, 每断面4根, 排距1600; 反底拱砼, C50厚300)
5.4.5 掘巷支护方案
新掘巷道围岩相对完整, 但压力与压力显现严重, 采取二成巷技术进行支护。一次支护采用锚网喷支护, 二次支护采用加锚索与锚注技术, 配合底板钢筋混凝土反底拱联合支护。
一次支护, 副井采用长2.5m、 直径20mm的螺纹钢锚杆, 间距0.8m, 排距0.8m, 布置9根锚杆, 喷浆50-60mm。
二次支护, 注浆、 底板钢筋混凝土反底拱、 锚索联合支护。根据试验情况, 如果岩层破碎松软, 改为自钻注浆长锚杆。
图5-7是一次支护示意图, 图5-8、 5-9是二次支护示意图。

图5-7 一次支护示意图

图5-8 二次支护示意图

图5-9 二次( 自钻锚杆) 支护
5.5 矿压观测
试验期间进行巷道矿压观测, 主要监测顶板离层、 锚杆( 索受力) 、 巷道表面位移。
测区布置:
在试验区每个试验段内布置2个测点, 测点间距50.0m, 每个测点监测1个断面。
顶板离层布置2个基点, 分别为浅基点个深基点, 观测锚杆和锚索区域的离层情况。
巷道围岩表面位移监测, 采用十字布点法观测, 分别观测1-2、 3-4的位移变化情况。
在锚杆上安装测力计, 进行锚杆受力连续监测。一个断面安装3个测力计, 跟围岩表面位移监测在同一测区。
图5-10为巷道离层、 锚杆受力监测布置示意图

图5-10 巷道断面仪器布置示意图

图5-11 巷道围岩表面位移监测断面布置示意图
巷道表面位移观测。主要观测巷道顶底板位移、 两帮移近量( 见图5-11) ; 采用测杆( 枪) 进行测量, 读数时, 每个数据要求读2次以上, 以避免错误, 尽量缩小误差。量取数值后, 填入设计的专用表格, 注明观测时间, 测区测点号, 测量人, 作为原始资料留存备用。
仪器构成:
主要巷道
离层仪: 6台; 压力计: 18台。
主要硐室
离层仪: 6台; 压力计: 18台。
其它仪器: 锚杆拉力计、 测枪等
6 技术、 经济可行性及可靠性分析、 论证
深部开采、 软岩巷道只护技术的系列研究, 为宁煤矿区大跨度、 软岩巷道支护研究提供了参考。根据相似矿井巷道变形破坏规律的研究, 特别是地质条件比较相似、 断面尺寸相近的条件的类比研究, 结合宁煤矿区的实际条件, 研究水患软岩巷道支护技术, 在技术经济上都是可行的。
Flac、 Ansys、 RFPA等计算机计数值算软件, 为研究巷道围岩的破坏过程、 力学特性提供了计算环境。
该课题的研究对兖矿集团所属矿井具有重要指导意义, 对中国类似矿区的巷道支护具有指导意义, 该项目具有广阔的推广应用前景。
7 现有基础、 技术条件, 保证体系
山东科技大学多年来一直从事巷道支护技术的研究, 先后承担了多项巷道支护的科研课题, 特别是在深井巷道支护方面, 提出了一整套支护体系。
7.1 实用矿山压力理论已经取得了系统的突破性成果
作为采矿工程理论基础的以岩层运动为中心, 以研究和掌握岩层运动和应力场变化规律为核心的实用矿山压力理论已经取得了系统的突破性成果。用于指导生产实践特别是控制顶板、 巷道支护、 煤层瓦斯突出等重大事故方面确有成效, 已经经历了成功的检验。
该理论取得的突破性成果包括:
( 1) 开采上覆岩层运动范围在大量研究的基础上取得了系统的成果
( 2) 煤层上支承压力大小、 分布和发展变化规律的研究取得了突破性的进展, 包括破坏拱内岩层第一次运动阶段( 初次来压阶段) 与正常推进阶段( 周期来压阶段) 的研究成果。
( 3) 采场矿山压力及相关事故控制决策( 基础) 结构力学模型已初步建立
① 有内应力场的情况;
② 无内应力场的情况。
7.2 岩石破坏与失稳理论
岩石失稳与控制
( 1) 从细观统计损伤理论的基本概念入手, 在岩石介质非均匀性假设的基础上, 建立了岩石从细观损伤( 微破裂) 到宏观变形非线性的理论模型, 并利用突变理论系统地研究了岩石渐进破裂直至失稳破坏的发展全过程。1993年先后出版专著《岩石破裂过程中的突变》和《Rock Failure Instability and Related Aspect of Earthquake mechanisms》;
( 2) 基于岩石破裂过程中的声发射率与岩石的损伤变量具有一致性的学术思想, 推演了声发射( 微震) 时空分布规律与岩石介质中非均匀性之间的定量关系, 得到了有关失稳现象特征、 成因和前兆的系统性理论描述。相关成果获1994年国家教育部科技进步二等奖;
( 3) 将施载体和承载体作为一个完整的系统来考察岩石破裂的失稳过程, 突破了传统意义上只有刚性或伺服试验机才能测定岩石破裂全过程曲线的观点, 并研制出在失稳条件下测试岩石应力-应变全过程曲线的新方法, 为岩爆等岩石破裂非稳定机制的研究提供了一种有效的实验研究手段;
( 4) 根据开采过程中的”顶板—矿柱”、 ”围岩—巷道”、 ”围岩—包体”等岩石工程中大量存在的两体相互作用问题, 提出了破裂体与非破裂体相互作用的基本力学模型, 得出了岩石( 岩体) 在破裂失稳过程中非破裂体包含有破裂体失稳前兆信息的重要结论, 为岩爆等工程地质灾害现象的预测预报研究提供了新的研究思路。相关成果获 国家教育部自然科学二等奖;
( 5) 建立了用连续介质力学方法来解决岩体破坏非连续性问题的数值模拟新方法。研究开发的岩石破裂过程分析RFPA2D系统及其相关分析系统, 实现了对岩石破坏过程中的起裂、 变形局部化、 成核, 最终导致失稳破坏的全过程进行模拟, 并经过引入渗流-应力-损伤耦合模型, 基本实现了岩石在破裂过程中渗流场的数值模拟。使数值模拟技术的应用从岩石变形过程分析的阶段发展到岩石破裂过程分析的新阶段。RFPA2D1998年获国家版权局颁发证书( 软件著作权登记号: 990111) , 成为当前中国采矿学术界第一套具有自主版权的岩石破裂过程分析系统, 被国际同行誉为”极具前景的数值模拟方法”。相关成果 经过辽宁省科技厅组织的鉴定, 由五名中科院院士组成的鉴定委员会将该成果评价为国际领先。
7.3 深部巷道支护取得一些创新性研究成果
超千米深井复杂地层巷道支护取得重要研究成果, 获得国家科技进步二等奖, 主要创新包括:
( 1) 首次提出锚注加固结构的极限承载能力计算公式
根据锚注加固结构体具有理想弹塑性特点, 运用弹塑性理论分析了锚注加固结构弹塑性区的发展规律, 提出锚注加固结构的极限承载能力为, 可达13.86～32.96 MPa, 远高于普通支护提供的0.1～0.5 MPa。
( 2) 墙体平面锚索桁架、 锚索束、 高强锚杆综合治理技术
对极不稳定围岩中已破坏大断面群硐加固, 以高强锚杆锚注法为核心, 组合锚索控制拱顶, 平面锚索桁架控制两墙, 以抗为主, 抗让结合综合控制底臌, 取得良好的效果, 这一治理措施国内外尚属首次。
( 3) ”让－抗－防”技术
强流变遇水膨胀巷道底臌, 采用让－抗－防、 辅以锚注加固底板, 可有效防治底臌。
( 4) 未掘巷道施工与支护预案制
对未掘巷道的支护设计进行校核, 施工中观测其变形量, 针对硐室工程条件, 实施扩大断面二次支护技术或重新设计支护结构和参数, 以达到一次成巷不再返修的目的。
7.4 实践基础
宁煤集团
①清水营矿与相关研究单位进行了巷道系统的矿压观测工作, 为本项目研究提供了科研与实践经验、 研究资料;
②清水营矿在主要巷道施工、 维修期间进行了多次支护参数修改, 积累了丰富的变更管理、 施工经验;
③清水营矿对巷道进行了实际观测( 监测) 工作, 为本项目研究提供了翔实的基础数据。
山东科技大学( 承担本项目的优势)
山东科技大学是一因此工为主、 矿业见长的省属重点大学。学校具有较强的基础研究、 应用研究和科技开发能力及多学科交叉的综合科技优势。在矿业工程、 地质测量等领域有较强优势( 在矿山压力、 煤矿开采、 巷道支护方面优势突出, 具有较强的科研实力) 。近几年来, 学校承担科研项目2896项, 其中国家”863”、 国家自然科学基金重点( 重大) 等国家级项目131项, 承担横向项目2346项,科技经费60949万元; 发表论文10643 篇, 三大检索收录900 篇, 出版著作581部; 鉴定科技成果286项, 获准专利57项, 获国家级科技奖励6项, 省部级科技奖励168项。 科研经费15095万元。
课题组成员的学科构成涵盖了采矿、 地质、 固体力学、 数值模拟计算、 实验研究等多学科, 由院士、 博导、 教授、 博士组成, 多学科和高层次人才能保证项目的关键技术的突破和课题总体目标的顺利完成。
课题组成员多年来一直从事巷道支护的研究工作, 先后承担了50多项巷道支护与软岩巷道治理科研课题, 在深部巷道稳定性评价、 支护技术与事故防治方面的成果处于国际领先地位。近3年来, 经过在开滦、 新汶、 龙口、 淄博集团等深部矿井( 最深达到1200m) 对巷道支护进行进行系统研究, 形成了一套完整的支护设计、 施工工艺、 效果监测体系。
代表性科研项目:
( 1) 肥城矿业集团梁宝寺矿《厚煤层有冲击倾向条件下沿底顺槽支护技术》
( 2) 肥城矿业集团曹庄矿《超近距离煤层下分层顶板桁架支护》
( 3) 滕东生建煤矿《深部矿井进筒施工井壁围岩预加固技术》
( 4) 河南永煤集团《大倾角软岩巷道支护》
( 5) 山西临汾古城煤矿《近距离煤层下煤层开采顶板支护》
( 6) 北京鲁能煤业集团公司兴陶煤矿《厚煤层及特殊地质条件下煤巷支护》
( 7) 北京鲁能煤业集团公司白龙山煤矿《高瓦斯高突矿井煤层巷道支护技术》
( 8) 枣庄新源煤矿《沿空顺槽快速掘进支护技术》
( 9) 山东鲁能西周矿业西周矿井《井底绞车房硐室软岩支护》
( 10) 山东龙煤集团梁家煤矿《三软条件下小煤柱顺槽桁加复合技术》
( 11) 新汶矿业集团华丰煤矿《大采深、 大倾角有冲击地压倾向小煤柱顺槽支护技术》
( 12) 开滦集团”深部动压巷道支护技术研究”
( 13) 兖煤荷泽能化公司”赵楼矿深井支护结构技术开发研究”
( 14) 新汶新巨龙公司”深井大断面巷道与硐室软弱围岩控制技术”
( 15) 兖矿集团”综放回采巷道锚网带非均称支护机理与应用技术研究”
( 16) 兖矿集团”鲍店七采区煤层分岔区夹矸下3下动压煤巷巷道布置优化与支护技术”
8 经济、 社会效益分析
( 1) 获得软岩巷道围岩变形破坏规律;
( 2) 对软岩巷道形成关键控制技术;
( 3) 获得软岩巷道支护新技术。
该课题的研究对宁煤集团所属矿井具有重要指导意义, 对中国类似矿区的开发具有指导意义, 该项目具有广阔的推广应用前景。
9 项目实施进度计划
.06～ .07 调研、 方案研究。
.07～ .12 现场实施。
.01～ .07 方案完善, 评价试验效果。
.08～ .10 试验成果总结。
.11～ .12 验收。
10 经费计划

.6.17