忻州窑煤矿5931巷道卸压槽防冲模拟与试验研究

采用理论分析、数值模拟与现场试验相结合的方法,对忻州窑煤矿5931巷道卸压槽防冲效果进行研究.数学推导了巷道底板岩层轴向力,分析了巷道底鼓原因.根据煤岩体静载破坏理论,确定了巷道卸压槽防冲技术方案.并运用FLAC3D数值软件模拟布置卸压槽巷道围岩应力、变形状态,从模拟结果可以看出,卸压槽具有很好的防冲作用.最后,选取部分5931巷道开展卸压槽防冲试验,布槽巷道围岩变形量明显减小,与模拟结果较为一致,同时,声发射现象显著减弱,证实卸压槽有好的防冲效果.     

上行卸压开采顶板裂隙带巷道失稳过程物理模拟

为解决上行卸压开采顶板裂隙带巷道大变形问题,采用物理模拟方法,研究上覆岩层活动特征及裂隙发育破坏过程,分析锚杆支护条件下巷道围岩应力变化过程及变形破坏特征。结果表明:顶板裂隙带巷道随着上覆岩层有整体下沉特征;上行开采采动影响阶段,在采动应力与巷道掘进围岩应力叠加形成的应力场和采动裂隙场共同作用下,顶板裂隙带巷道围岩强度大幅降低,巷道断面收敛变形强烈,采动影响稳定阶段围岩应力低,用锚架联合支护或注浆加固围岩技术手段能维护巷道断面,保证其安全使用。     

水平应力对半圆拱形巷道围岩应力分布及变形特征影响

水平应力是影响巷道围岩应力分布及变形破坏特征的重要因素,通过数值模拟方法研究了水平应力对直墙半圆拱形巷道围岩应力场、塑性区、位移场分布规律的影响,进而为确定巷道支护形式提供一定的理论依据。研究表明:影响巷道稳定性的关键因素是巷道周边的环向应力集中,随侧压力系数λ的增大,帮部围岩的竖向应力集中向顶、底板转移,从而引起塑性区向顶、底板转移,塑性区范围向顶、底板围岩内部扩展,巷道稳定性降低。当λ取值不同时,在巷道顶底板会产生相应的环向或径向拉应力区域,在拉伸作用下围岩整体性能降低,易发生压拉破坏。随λ增大,巷道帮部变形量逐渐增大,顶板下沉量先减小后增大最后减小,底鼓量先减小后增大。     

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。     

多次强动压巷道围岩“三区”强化支护机理及控制技术研究

针对贵州湾田煤矿多次动压作用巷道围岩变形破坏严重的问题,提出了巷道围岩"三区"强化支护控制技术,通过数值模拟、理论分析和现场试验研究分析了围岩"三区"强化支护效果。研究结果表明:通过内外注浆方法在巷道围岩内形成围岩锚固区、围岩强化区和应力释放区,并将注浆区域分为内注浆区和外注浆区,使其之间形成动压缓冲区;注浆能够有效的胶结破碎围岩体,锚杆锚索所处的塑性破坏区得到了有效重新加固,形成具有高强度的承载拱;井下现场监测数据表明巷道顶板下沉量和底鼓量不足巷道高度的5%,两帮变形量仅为巷道宽度的0.7%,有效地控制了巷道围岩的变形破坏。     

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。     

忻州窑煤矿5935巷道底板卸压槽防冲效果研究

运用理论分析、数值模拟与现场试验相结合的方法,对忻州窑煤矿5935巷道底板卸压槽防冲效果进行研究。依据现场实际情况,基于煤岩体静载破坏理论,选定底板卸压槽作为5935巷道的防冲技术方案。利用FLAC3D数值软件模拟5935巷道布置底板卸压槽后围岩应力、应变响应,模拟结果肯定了卸压槽的防冲作用。在现场5935巷道布置底板卸压槽的防冲试验中,实际观测巷道围岩变形量与模拟结果基本一致,声发射技术监测数据证实了底板卸压槽的防冲效果。通过底板卸压槽防冲投入分析,其经济效益相当显著。研究表明:布置底板卸压槽是忻州窑煤矿最为直接、有效的防冲手段,对"三硬"矿井冲击地压的防治工作具有一定的指导意义。     

深部软岩煤巷围岩变形分析与控制技术研究

根据深部软岩煤巷围岩力学性质,借助有限差分软件FLAC程序,模拟软岩煤巷开挖未支护巷道和U型钢支护巷道围岩变形破坏全过程,得到围岩应力场、位移场和塑性区变化规律。结果表明,解决底板问题是维护深部软岩煤巷整体稳定的关键,巷道底鼓与两帮收敛两者是相互关联的,提高围岩本身强度参数是围岩控制的重点。由此提出大刚度高阻力联合支护技术,即应用高阻力预应力锚杆进行锚网支护的基础上,以注浆加固和反底拱对底板进行控制,同时配合大刚度U型钢支护,适时实施围岩二次注浆加固及锚索加强支护,且将此技术应用于工程实践。     

基于Winkler模型的沿空留巷底板变形力学分析

沿空留巷顶板岩层垮落到底板时,会影响底板的受力和变形,进而导致底臌,底臌的产生将直接影响采煤工作开展。为了对巷道底板的变形机理进行研究,根据空留巷底板受力特点,将巷道底板视为弹性地基梁,建立顶板岩层垮落在巷道底板上的不均匀荷载作用下的Winkler弹性地基梁力学模型,通过对高阶微分方程求解,分析巷道底板任一处的挠度、转角、弯矩及剪力的分布规律,并结合内力分布规律对底板破坏机理进行分析。结合工程实践,提出了防止底板变形的措施,为类似工程的设计及施工提供参考。     

综放沿空留巷顶板下沉及其影响因素研究

控制顶板下沉是综放沿空留巷成功的关键,为研究综放沿空留巷顶板下沉规律,根据能量守恒和损伤力学的理论,建立了综放沿空留巷顶板下沉损伤力学模型,推导出顶板下沉量的计算公式,并分析了顶板下沉量与其15个影响因素的定量关系。结果表明:直接顶、顶煤、巷旁支护体的有效弹性模量三者耦合,大部分顶板下沉量由有效弹性模量较小者吸收;顶板下沉量随支护体宽度增加而降低,支护体宽度达4 m左右时,下沉量基本保持不变;顶板下沉量随巷道宽度、采高、顶煤厚度和直接顶厚度增加而增加;顶板下沉量随关键块给定载荷的增大而急剧增加。关键块参数对顶板下沉具有决定作用,提高巷旁支护强度,可减小关键块破断长度和回转角,使关键块破断位置靠近巷旁煤壁,有效减小顶板下沉;巷内支护阻力、直接顶容重和顶煤容重对顶板下沉量影响较小。     

深部巷道围岩变形的数值模拟和模型试验

为研究煤柱宽度和煤层倾角对深部沿空巷道围岩的变形影响规律,采用数值模拟对沿空巷道煤柱宽度和煤层倾角的变化对围岩的变形影响规律进行分析,结果表明,煤柱宽度的变化对巷道围岩变形的影响十分明显。随着煤层倾角的增大,巷道围岩变形曲线呈现凹槽形状,表现出在煤层倾角中间值的巷道围岩变形值小于煤层小倾角和大倾角对应的巷道围岩变形值。然后,用模型试验验证数值模拟结果。验证结果表明,煤柱宽度和煤层倾角对应的巷道围岩变形较敏感期发生在开采深度600 m和900 m左右,开采深度在600～900 m之间时,巷道围岩变形与煤柱宽度和煤层倾角的大小基本上呈线性增长关系,而当开采深度超过900 m后,应适当加宽护巷煤柱宽度,以确保深部巷道围岩的稳定。     

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。     

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。     

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。     

煤巷顶板围岩结构承载能力弱化分析

为了揭示煤巷顶板围岩承载能力的弱化机理，结合已有的研究成果，建立巷道顶板三向承载梁结构承载弹塑流弱化分析模型，确定三向承载梁结构承载状态的分析方法，提出用围岩塑性区深度、宽度、长度作为评价巷道围岩承载的弱化分析指标，研究围岩性质、支护强度、采动应用等诱导因子对煤巷顶板结构承载能力弱化分析指标的影响规律。研究结果表明:随着围岩强度的提高、支护强度的增加、扰动应力的减小，弱化分析指标呈似线性减小的变化规律，且减幅由大到小排序为塑性区长度Sy，宽度Sx和深度Sz，同时提高围岩强度、支护强度，减小采动作用应力，煤巷顶板弱化分析指标的减小程度显著高于单因子的改善。     

特厚煤层沿空掘巷合理留设小煤柱的试验研究

为减少煤柱损失量,改善巷道维护现状和提高煤炭回采率,以庞庞塔煤矿10#特厚煤层为工程背景,采用理论计算、FLAC3D数值模拟和现场观测方法对该矿特厚煤层综放沿空掘巷留设的小煤柱宽度进行了研究。计算表明:小煤柱合理留设宽度为7.7～9 m。以小煤柱理论计算为基础,结合工作面端头侧的应力与煤柱侧向支承压力分布特征,提出了4种小煤柱留宽方案,通过数值模拟对比分析不同留宽煤柱在掘巷和回采阶段的围岩应力和受载变形情况,最终得出小煤柱合理留宽为9 m。工程实践表明:按9 m留设区段煤柱,并采用合理支护设计,巷道顶底板及两帮变形量较小,煤柱稳定性良好,留宽方案满足生产使用要求。     

深部大跨度硐室顶部卸压应力控制机理及数值模拟研究

深部大跨度硐室在高应力下常出现明显的围岩变形破坏,严重的会影响矿井的正常生产甚至引发事故。以新庄煤矿机头硐室受围压破坏变形为工程背景,分析机头硐室巷变形破坏的地质因素,提出采用顶部卸压法进行硐室维护的方案,并模拟卸压前后围岩应力及变形的变化。数值模拟结果表明顶部卸压后,硐室围岩应力重新分布,围岩应力下降和向深部转移;硐室顶底板围岩铅垂应力及两帮水平应力均减小,顶板围岩铅垂应力平均减少61.5%,底板浅部0-2 m区间内围岩铅垂应力接近0,水平应力平均减小75.4%。从模拟结果看,顶部卸压实施后有利于机头硐室的长期稳定。     

不同侧压力系数下圆形巷道变形破裂规律分析

为研究侧压力系数对巷道周边岩体稳定性的影响,以一条深埋圆形巷道工程为背景,采用离散颗粒元软件PFC3D分析了5种侧压力系数下巷道周边岩体的应力差、位移、破裂分布模式和微裂纹数等,得到了圆形巷道周边岩体应力、变形和破裂随侧压力系数的变化规律。结果表明,1)随侧压力系数增大,巷道顶底部浅部岩体主应力差先增大后减小,深部岩体主应力差逐渐增大;而巷道两帮浅部岩体主应力差变化较小,深部岩体主应力差先减小后增大。这表明在相同埋深情况下,高侧压力系数不一定会对帮部岩体造成更大的破坏,但更容易使顶板产生高剪应力,不利于顶板岩体的稳定。2)侧压力系数越大,巷道顶板岩体竖向位移就越小,且其由拱顶往外平滑递减的规律性也越不明显,而帮部岩体水平位移变化规律与顶板岩体相反。3)巷道顶底部围岩在侧压力系数较大的情况下较易发生破裂,并随侧压力系数增大,其破裂范围越来越大;巷道两帮岩体则在不同侧压力系数下均会发生破裂,且其破裂范围随侧压力系数增大而略减小。4)不同侧压力系数下,巷道岩体总裂纹数都随开挖时间呈指数增长;且当巷道开挖完成后,岩体总裂纹数与侧压力系数呈抛物线关系。