结构面局部弱化影响下巷道围岩稳定性研究

为改善赋存结构面巷道围岩的支护效果,以巷道围岩结构面形成的局部弱化区力学特性为研究对象,通过试验确定结构面影响下的岩体试件强度、刚度及应力应变关系;并以实际巷道支护工程为依托,结合理论综合分析内外因共同作用下由结构面形成的局部弱化区对巷道岩体强度、刚度及应力应变关系的影响,提出巷道围岩局部弱化控制思路。结果表明:结构面形成的局部弱化区对岩体试件的强度、刚度和稳定性有控制作用,局部弱化区的位置和形态随试件内外因的变化而变化;围压对结构面倾角在45~60°之间的岩石试件强度和刚度弱化抑制效果更好,结构面倾角越接近60°,结构面形成的弱化区对岩体试件强度、刚度及稳定性的影响越大,巷道围岩的稳定性越差。     

动压影响半煤岩上山变形机制及修复技术

为解决动压影响下巷道围岩控制难题,以贵州某矿半煤岩运煤上山为工程背景,基于现场调研,明确此类巷道围岩变形的主要特征;通过数值模拟分析,得出近距离煤层群重复采动下半煤岩上山围岩塑性区、应力场与位移场的时空分布特征;通过理论分析得出煤岩分界面剪切滑移错动的发生条件;基于"叠加拱承载结构"作用原理,分析得出原"锚网喷+锚索"支护的失效机制为主压缩拱消失和次压缩拱作用受限;针对性地提出巷道修复原则及以"套棚灌浆+非对称穿层斜拉锁棚锚索"协同控制为核心的修复方案。实践表明:所提修复方案可以有效控制巷道围岩非对称大变形。     

频繁采动影响巷道围岩强化支护技术及其应用

为解决频繁采动导致巷道围岩支护效果差问题,提出了"锚杆锚索+浅深注浆"巷道围岩联合强化支护技术。该技术施工工艺包括清理表面浮矸、喷射混凝土封闭、注浆、刷巷、锚网支护及喷射混凝土,注浆设计方案包括浅孔注浆、深孔注浆及注浆封孔方案。通过力学分析和井下工程试验对围岩强化支护效果进行了分析。结果表明:利用"锚杆锚索+浅深注浆"联合强化支护技术,能固结围岩内的破碎煤岩体,降低巷道围岩内岩石破碎程度,提高固结性,有效的锚固锚杆锚索;巷道顶板离层量5天内变化量较小,而后逐渐趋于稳定。     

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。     

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。     

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。     

大采高工作面回风巷道支护参数优化研究

为减少大采高回采巷道支护成本,提高掘进效率,以补连塔煤矿12511大采高工作面回风巷道为对象,通过对比不同支护方案巷道围岩的稳定性,研究巷道支护参数的可优化性。针对现有支护方案,开展理论分析、现场实测进行巷道围岩稳定性分析;针对参数优化后支护方案,采用数值模拟分析巷道围岩的稳定性。结果表明：现有支护条件满足安全生产要求,采动影响下巷道围岩未发生明显破坏,支护强度偏大;通过改变锚杆、锚索的直径、数量和排距,优化支护参数;优化后方案相较于现有支护方案,正帮、副帮和顶板的变形量仅分别增加10%、6%和16%,满足巷道支护要求;方案优化后支护成本降低47.3%,提高巷道掘进效率,改善矿井接续紧张局面。     

巷道交叉点对穿锚索支护技术研究

为了提高巷道交叉点围岩的支护效果,采用理论分析的方法,建立半平面体力学计算模型,分析了法向分布力作用对岩体应力状态的影响和岩体内部三维应力分布状态;采用数值模拟计算的方法,模拟巷道交叉点围岩在预应力作用下的应力状态,揭示预应力锚索与围岩之间相互作用机理.结果表明:预应力锚索支护可改善交叉点围岩应力状态,防止裂隙扩展,提...     

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。     

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。     

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。     

浅埋厚煤层回采巷道围岩破坏分析及支护优化

为解决神东矿区浅埋厚煤层回采巷道围岩变形量大、巷道维护效果不佳等问题,以神东矿区某矿105工作面胶运顺槽为工程实例,综合利用理论分析、数值模拟和现场实测方法,对巷道围岩破坏机制和围岩应力状态进行分析并对巷道支护方案进行优化。结果表明:巷道支护的主要对象是巷道塑性区内圈松散破碎煤岩体;巷道顶板、副帮、正帮松动破坏范围分别为3.42 m、1.51 m、1.36 m;巷道锚杆锚固段未全部处于深部稳定煤岩体中,锚杆锚固能力未得到充分发挥,是导致巷道围岩变形量大、锚固失效的根本原因。基于巷道围岩松动圈实测和数值分析结果,对巷道支护方案进行优化,现场应用表明,巷道支护方案优化后,锚杆支护作用得到充分发挥,巷道表面位移降幅明显,巷道维护效果得到明显改善。     

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。     

非对称开采条件下工作面“多向应力”变化特征研究

在非对称开采条件下,工作面受上覆岩层自重应力、超前支承应力、采空区侧向支承应力和回风巷煤柱应力等“多向应力”叠加影响,使得工作面应力呈“非对称”性。为研究非对称开采条件下工作面“多向应力”变化特征,基于微震监测、应力在线监测和理论计算,对母杜柴登煤矿30202工作面回采过程中所形成的非对称开采条件下的应力变化进行分析;并基于工作面所受应力条件和围岩体结构条件,分析了“多向应力”叠加显现机理。结果表明:30202工作面回采期间,煤柱支承应力沿走向分为应力升高区、应力明显降低区、应力缓慢降低区和应力稳定区,其应力峰值主要集中在工作面前方40 m左右,应力集中系数平均为1.61;在非对称开采阶段,在走向方向工作面超前支承应力影响范围较回采初期增加了100 m左右;在不考虑垂直应力影响的情况下,相邻工作面采空区的侧向应力对30202工作面倾向方向的影响范围为44 m,应力最大值为56.1 MPa。在“多向应力”耦合作用下工作面在回采过程中产生能量集聚,并在采动扰动下发生能量释放,满足了大能量事件发生的基本应力条件;同时在扰动条件下采空区发生高位顶板错动,以及围岩支护薄弱为大能量事件的发生提供了围岩结构条件。研究结果可为工作面非对称开采条件下采场矿压显现规律研究、顶板控制和巷道支护设计提供指导。     

高应力大变形软岩巷道“三壳”围岩控制机理及应用

为解决土城煤矿14运输上山软岩巷道变形量大、锚杆索失效严重等技术难题,通过现场调研、室内试验、理论分析、数值模拟及工业性试验等方法,揭示了围岩变形特征以及巷道失稳破坏机理,提出了“三壳”围岩控制理论。基于以上研究,设计了“锚杆锚索+灌浆+钢管混凝土支架”的复合支护方案,建立了基于“三壳”围岩控制理论的“三壳”支护结构体力学模型,计算出设计方案的极限承载能力为2.54 MPa,随后采用 FLAC3D数值模拟软件对设计方案进行模拟分析,验证了方案合理性。最后,该复合支护得到成功运用,现场监测结果表明:巷道顶底板以及两帮变形量均低于100 mm,巷道未发生明显变形,支护效果良好。     

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。     

沿空掘进软岩巷道桁架联合支护试验研究

面对软岩巷道支护与维护的难题,提出桁架联合支护的思路.通过现场实测,分析围岩破坏特征;基于祁东煤矿巷道围岩的微观组成和力学参数,采用数值计算分析方法,对不同条件和参数下的巷道变形及应力分布进行模拟分析和支护参数优化,得出适用于沿空掘进软岩巷道的围岩控制方案,为软岩巷道支护提供理论指导,具有广泛的推广应用前景.     

软岩大变形巷道支护技术及应用

针对三门峡铝土矿软岩巷道大变形难支护的问题,综合现场工程地质调查、软岩水理作用测试、现场测试等手段和方法,对该地区巷道破坏模式和失稳机理进行详细分析,提出了锚喷-砌碹相结合的互补支护技术。按照互补支护参数建立数值模型并进行稳定性分析,数值计算结果表明在此支护方式下巷道各部位围岩收敛变形控制良好,且支护后围岩安全系数较之前明显提高。将新支护方案进行工程试验,巷道变形监测数据表明,支护后的巷道变形得到了良好的控制,混凝土喷层未出现裂缝,围岩变形速度迅速减小;锚喷10天后围岩变形基本稳定,此时进行二次砌碹支护效果最好,可以保证巷道的长期稳定。     

大跨度巷道顶板围岩破坏特征及控制技术研究

为了研究大断面及大跨度巷道围岩变形特点,依据矿压及岩层控制理论建立大跨度巷道顶板力学模型,将大跨度巷道顶板抽象成一个简易梁结构,并对其进行分析可知,大跨度巷道破坏主要与巷道断面大小、围岩性质、巷道埋深、岩体完整性、巷道围岩的地应力、地下水以及巷道的支护形式与支护参数等有关,当顶板所承受的力大于它的极限承载力时,它就会沿着巷道两帮滑移切断;针对其破坏形式提出了大跨度强化梁控制技术,可以有效防止顶板垮落。     

水岩耦合作用对软岩巷道变形影响的数值模拟

煤矿软岩巷道支护问题是制约煤矿安全高效生产的技术难题之一,在不同形式的地下水影响下,巷道支护难度急剧增加。为了研究水岩耦合作用对软岩巷道变形的影响规律,基于FLAC3D数值模拟方法对变孔隙水压力作用下软岩巷道围岩位移场和应力场演化规律进行了仿真研究。结果表明,孔隙水压力对软岩巷道的稳定性具有显著影响,且孔隙水压力的演化趋势与应力场演化特征具有同步性。在巷道围岩均布孔隙水压力的条件下,孔隙水压力对两帮的影响范围大于顶底板,圆拱形巷道弧顶正上方1.435~4.21 m范围内应力集中程度可达到原孔隙水压力的3.09~4.03倍,逐渐向外围扩展为扇形面的孔隙压力等值区域,在巷道的下方孔隙水压力呈"W"形分界面。