综放沿空留巷底鼓变形及其控制研究

针对综放沿空留巷底鼓变形严重问题,分析综放沿空留巷底鼓变形规律,建立综放沿空留巷底鼓力学模型,推导出底鼓计算公式,并对其影响因素进行分析,据此提出底鼓控制对策,最后将其应用于现场。结果表明:综放沿空留巷的实际底鼓量取决于直接底压曲量与基本底挠曲量两者的最大值,底鼓量理论计算结果与现场实测结果基本一致。各因素对底鼓影响程度依次为:巷道宽度、基本底弹性模量、巷旁支护体宽度、巷旁支护体对底板压力、煤帮极限平衡区宽度、采放比。合理的底鼓控制措施应针对关键性影响因素实施,据此提出"锚网索+高强度墩柱+基本底注浆"围岩变形控制对策,现场工程应用表明,底鼓变形得到了有效控制。     

高应力巷道底臌变形机理及控制技术分析

为了分析高应力巷道底臌变形机理，以铜川玉华煤矿2407工作面巷道为研究背景，采用理论分析和现场观测相结合的研究方法。根据巷道底臌主要由原岩应力、支承应力、围岩遇水膨胀、流变作用而引起进行分析，推导出计算底臌量的表达式。针对玉华煤矿高应力巷道底臌变形，提出在巷道顶板采用锚网梁索支护，帮部采用锚网支护的原支护条件下，底板采用锚杆注浆和切槽联合支护方式控制底臌。现场观测结果表明:这种联合支护方式能够有效控制巷道底臌变形，底臌量降低了61.5%。将底臌量理论解与现场监测的结果进行比较，误差小于8.93%，验证了理论的合理性，为巷道底臌量分析提供了参考。     

不同切槽参数对围岩稳定性分析

为了分析切槽深度和宽度对巷道围岩变形的影响和确定最佳的底板切槽参数,通过理论分析底板破坏的特征和相应的支护措施;采用FLAC 3D模拟了在不同切槽条件下巷道围岩变形的影响规律;研究了在不同切槽参数条件下巷道围岩的变形情况。结果表明,底板岩层强度不同时应当采取不同的支护措施,底板岩层强度较低时适宜采用加固法,强度较高时采用卸压法。当采用底板切槽来降低巷道围岩变形量时,在底鼓量逐渐减少时顶板下沉量也在急剧增加,并且顶板下沉量要大于底鼓的减少量。因此采用切槽卸压降低底鼓量的方法适用于顶板比较稳定的岩层,在底板中部切槽的效果要优于在两底角切槽,切槽深度为巷道宽度一半时,巷道稳定性最好。     

深部沿空留巷底板受力及变形特征分析

针对深部沿空留巷软岩底板大变形控制难题,通过理论研究建立了充填体承载力学结构模型。研究认为:大结构的运动以"给定变形"的方式进行控制,沿空留巷巷旁充填体要具有一定可缩性与切顶强度,可采取"补偿机制",充分利用顶板煤体及软岩、底板软岩、预留变形等让压控制方法,维持沿空留巷整体结构稳定;底板同时承受高水平应力及压膜效应顶板载荷传递作用产生了充填体在软岩底板中的下陷及底鼓特征,且充填体承压偏载,实体煤帮与充填体两侧同样呈偏载特征,深部软岩底板沿空留巷底鼓呈分区特征,因留巷两帮载荷集度不同,底鼓呈现一定的偏态特征。     

二次采动下沿空留巷围岩变形及其控制研究

针对二次采动下沿空留巷围岩变形控制困难问题,揭示了沿空留巷围岩变形规律,建立了二次采动下沿空留巷围岩变形力学模型,推导出了围岩变形的理论公式,据此分析了围岩变形的影响因素,提出了支护对策,并进行了工程实践。结果表明:围岩变形理论公式与现场实测值基本一致;顶底板移近量以底鼓为主,底鼓量为直接底压曲量与老底挠曲量的最大值;各因素对围岩变形影响程度依次为巷旁支护体宽度、迭加应力集中系数、采高、采深、老底弹性模量。围岩变形控制对策应围绕关键性影响因素进行,据此提出“锚网索+高强度墩柱+老底注浆”耦合支护对策,工程实践表明,沿空留巷围岩变形稳定,得到了有效控制。     

沿空窄煤柱锚网带支护的巷道稳定性研究

锚杆支护是煤矿采准巷道的重要支护方式 ,沿空留巷技术是回采巷道支护技术改革的主要方面。笔者将两种技术相结合 ,用于保证回采巷道的稳定。在现场矿压观测的基础上 ,讨论了支承压力分布规律和窄煤柱护巷机理 ,运用极限平衡理论计算出护巷煤柱宽度 ,同时结合数值分析和现场巷道变形以观测结果 ,实践证明 ,只要设计参数合理 ,施工质量满足要求 ,沿空窄煤柱锚网带支护技术就可以保证回采巷道的稳定     

Y型通风沿空留巷巷道围岩活动规律研究

为掌握沿空留巷围岩活动规律,以谢桥矿12418工作面轨道顺槽为工程背景,采用多点位移计及钻孔窥视仪等设备进行实测研究,并结合数值模拟对其进行分析.结果表明:沿空留巷巷道表面围岩变形具有典型的近场效应,留巷前距工作面60 m以外的巷道基本无表面位移,随工作面的推进,巷道表面位移逐渐增大,距工作面10～15m范围内,表面位移变化速率显著增加,留巷后巷道表面位移与留巷前变形趋势类似,但表面位移量较留巷前有明显增加;从顶板钻孔窥视结果可以看出,留巷前仅在孔深2 m处发育单一离层裂隙,留巷后在孔深1.2m、2.4 m、3.8m和5.3m处发育多层离层裂隙,且随滞后工作面距离增加裂隙逐渐增大;尾巷充填体应力在充填材料固结后逐渐升高,并一直维持较高应力状态,因此,巷旁充填体既要确保有一定的强度和刚度,又要有一定的适应变形能力.     

综放工作面沿空留巷支护阻力研究

为了计算综放工作面沿空留巷支护阻力,以结构力学理论为基础,分析综放工作面沿空留巷支护阻力计算模型,建立沿空留巷围岩和支护体的结构力学模型,应用超静定结构和静定结构分析支护体与沿空留巷围岩相互作用机制,推导出巷旁支护阻力的计算公式.结果表明,进行沿空留巷支护阻力力学分析时,要考虑顶板极限断裂前和断裂后两种状态下的受力情况,支护阻力与岩层厚度、容重、煤体极限平衡区宽度、跨距、支护体宽度和巷道宽度等因素密切相关.工业性试验表明,该技术的应用是成功而有效的.因此,综放巷内沿空留巷围岩结构力学模型和支护阻力计算公式是合理的,可在类似条件的综放工作面中应用.     

基于塑性极限分析法的巷道反底拱支护效应研究

针对现有研究对反底拱控制深井软岩巷道底臌的力学效应多采用模型试验和数值分析方法而缺乏解析方法的问题,基于塑性极限分析法研究了巷道在高竖直应力为主的地应力作用下开挖反拱后巷道底板的应力场特征,揭示了开挖反拱后巷道底臌的机理,并分析了反底拱的支护效应对控制巷道底臌的作用。结果表明:开挖反拱会影响巷道整体的稳定性,但铺设适宜半径的反底拱能大大提高底板的极限承载力;反底拱半径越小,其抑制底臌的效果越明显。结合反底拱力学模型从理论的角度给出了锚拉反底拱支护参数的解析解,为传统支护设计提供参考。最后将提出的方法应用于龙口矿区梁家煤矿一采区运输巷道的支护设计,并进行了现场支护试验,现场监测结果表明,经支护优化设计的试验段巷道变形得到了有效控制。     

基于剪切梁理论的爆破扰动对巷道顶板稳定性影响研究

厚煤层沿底布置巷道顶板维护难度较大,从爆破扰动影响顶板稳定性的角度对此进行了研究.在分析爆破应力波远区破坏效应的基础上,建立了沿底布置巷道顶板的剪切梁模型,依此研究了顶板煤、岩体的水平位移及应力分布规律,最后以某矿地质条件为原型利用Flac3D数值软件进行了模拟研究.研究发现:基于爆破应力波的远区破坏效应,沿底布置巷道的顶板煤层与上覆岩层的相对错动可以用剪切梁理论加以分析.基于此得到了厚煤层巷道顶板中煤层与岩层单调加载过程及循环加载条件下的位移及应力分布,单次爆破对顶板的影响有限,多次扰动的累积效应会对其产生一定程度的损伤.模拟中,随着装药量的增加,沿底布置巷道顶板煤、岩体的水平位移随之增加,且煤体的位移量大于岩体;持续扰动条件下,煤、岩体的水平位移均出现了累加效应,且随着动力扰动作用次数的增加,煤、岩体的相对错动逐渐增大,容易产生顶板离层垮落等动力灾害.研究成果对加强扰动作用下顶板的支护管理具有一定的理论与指导意义.     

极破碎围岩半煤岩巷变形破坏机理及支护控制研究

针对强膨胀性极破碎围岩半煤岩巷出现的大底臌、折帮和顶板下沉等变形破坏和支护困难的问题,运用力学理论分析、数值模拟分析和现场试验研究相结合的方法,研究了巷道变形破坏机理及其控制策略。研究表明:在原以工字钢拱架为主的被动支护条件下,巷道变形破坏受到吸水膨胀、软弱夹层、节理等弱结构面多重影响,巷道变形破坏严重。提出了“全断面锚索+金属网、钢带、梯子粱”联合支护,经过现场实践,掘进巷道在新方案支护183天后,两帮、顶底板收敛变形明显减小,变形处于相对稳定状态,达到了支护效果。     

动载下巷道围岩微震响应特征及支护研究

为探讨动载下深部巷道围岩变形特征，采用微震监测系统、顶板动态监测仪及FLAC3D 数值模拟软件研究深部工作面回采中微震活动特征及巷道变形破坏特征，模拟动载前后巷道围岩及支护体力学响应特性。研究结果表明:微震事件分布与累计损失能量均呈现出明显的3阶段特征，与工作面开采过程出现的初次来压、采空区初次见方和遇见断层现象相对应；微震事件的分布在时间和空间上具有一致性；动载下顶板破坏程度大于底板及两帮；动载扩大了巷道围岩塑性区范围，改变了围岩的受力状态，增大了围岩的变形量与支护体的受力；通过增加锚杆直径、长度、排距及提高预紧力对支护结构进行优化，现场监测数据表明，优化后支护方案保证了围岩的完整性，限制了围岩的变形，减小了锚杆受力，能够有效控制采动影响下巷道围岩的变形，对采动影响下深部巷道维护保证煤矿安全生产具有参考应用价值。     

小煤柱巷道围岩变形的力学机理及演化过程研究

为研究小煤柱巷道围岩变形力学机理与演化过程,以石槽村矿某回风巷为研究对象,采用理论分析、FLAC3D数值模拟以及现场实测等方法,分析小煤柱条件下巷道围岩变形的主要影响因素以及表征特点。研究结果表明:侧压系数为巷道围岩变形的主控因素;侧压系数与巷道顶底板位移量呈正比关系,与两帮位移量呈反比关系;回风巷每次受采动影响时,变形可分为巷道稳定阶段、位移分化阶段以及位移加速变化阶段;围岩变形主要发生在一次采动影响时,此时巷道变形呈现明显的不对称,左右两帮的位移量差异明显,巷道的中心位置明显偏移。研究结果可为小煤柱巷道围岩支护提供技术参考。     

巨厚砾岩作用下底板冲击地压诱发机理及过程

以千秋煤矿21141工作面下巷冲击地压发生的地质和采掘情况为基础,建立煤层巷道底板冲击地压诱发机理模型。水平应力的大小是影响巷道底板岩层稳定性的最主要因素,并确定最大水平应力的计算方法。采场上覆巨厚砾岩层断裂所产生的动载扰动能使巷道底板水平应力瞬间积聚升高。数值模拟分析得出,随着动载应力和加载时间的增加,巷道底板变形量、变形速度和加速度都明显的大幅度增加;同时巷道围岩塑性区也逐渐扩大。研究表明采场上覆巨厚砾岩层断裂、垮落对煤层巷道所产生的动载扰动会诱发规模较大的冲击地压,巷道底板由于缺少有效支护会成为冲击破坏的突破口。     

拱形支架在煤矿巷道中的应用研究

针对目前一些高压力和不宜采用锚杆支护的巷道,为适应其支护的要求,研制开发了拱形支架。对于巷道支护,其着眼点应放在充分利用和发挥岩层的自承能力上。对本文的拱形支架支护,根据力法原理,采用曲梁模型进行了支架系统的力学分析,得出其最大承载能力;通过与直梁支架承载能力相比较,得到了拱形支架承载能力系数与支架半径和巷道跨度的影响关系。同时为了使巷道断面更为合理,对支架构件轮廓曲线进行了优化,以使支架构件的内力和变形最为合理。结果证明：拱形支架承载能力比直梁梯形支架的承载能力有大幅度提高,其半径和跨度直接影响着承载能力,从而有效解决了软岩巷道难以支护的问题。另外,从合理拱轴线的角度,得出在均布等压的巷道中,选用圆弧形支架构件进行支护,能最大程度地发挥支架的力学性能。     

巷道围岩再造承载层机理及数值模拟

在分析大变形巷道基本支护系统基础上,依据应力转移与强抗承载的围岩稳定思想,提出了巷道围岩再造承载层机理,建立了巷道围岩再造承载层稳定性力学模型,分析了巷道围岩再造承载层的稳定因素,最后进行了数值模拟。结果表明:巷道基本支护系统的承载能力与作用范围有限,基本支护系统作用下巷道浅部围岩呈“O”形整体收敛,弹塑性界面离层明显;而巷道两帮再造承载层与基本支护系统形成“Ω”形承载结构体,整体承载能力加强,顶板应力由底板深部转移改变为向两帮外伸移动,两帮围岩移动由巷道内收敛改变为向巷道底角外扩散,巷道围岩稳定性提高;巷道围岩再造承载层位置越高、长度越大,围岩越稳定;无支护巷道两帮垂直应力集中区明显,支护后巷道两帮垂直应力集中区得到弱化,浅部围岩形成“Ω”承载拱形体,两帮与顶板位移变化量较小,底鼓量为无支护巷道的84.65%,应进一步做好底鼓控制,围岩整体收敛变形较小,支护效果明显。     

采动与承压水耦合作用下煤层底板的 力学效应及破坏机理分析

应用三维弹性中厚板理论,分析了采动与承压水耦合作用下煤层底板的力学效应及破坏机理。基于Hamilton原理推导了采空区底板在采动和水压耦合作用下的变形和应力表达式,分析了其变形和应力的分布特征。最后,推导了在采动与承压水耦合作用下煤层底板破坏极限载荷PS,讨论了影响煤层底板破坏极限载荷PS的因素。研究成果对揭示回采工作面开采时煤层底板隔水层变形破坏,预防煤层底板突水提供了理论依据。     

大变形巷道弹性锚喷混凝土耦合支护技术研究及应用

为提高层理地质条件下大变形巷道的稳定性,延长巷道使用寿命,采用具有较大变形承载能力的喷钢纤维混凝土与弹性锚杆耦合支护技术加固围岩。首先研究层理状地质条件下高应力软岩巷道的破坏特点及规律,确立支护结构和时效耦合的关系,并通过钢纤维混凝土试样的动静荷载试验,研究混凝土强度与钢纤维掺量的关系,得到喷钢纤维混凝土合理的钢纤维掺量。此外,针对大变形巷道开挖初期变形量大、破坏速度快的特点,设计具有让压吸能作用的新型弹性锚杆,并将此弹性锚杆结合喷钢纤维混凝土技术进行工业试验,试验的位移监测结果表明:该方案位移量比原方案减小约50%,且支护10个月后未出现裂缝。