大断面动压回采巷道围岩变形规律及其控制技术

针对大断面动压回采巷道大变形问题,以成庄矿近20 m~2的强扰动回采巷道为例,采用数值模拟及现场实测的方法,对围岩破坏特征、变形规律以及稳定性控制技术进行分析。研究表明:断面尺寸的增大及强回采扰动迫使巷道发生非对称性变形,内部发生分区破坏;采掘应力作用下巷道围岩变形破坏具有明显的阶段性特征;对于大断面动压回采巷道稳定控制,单一的传统支护方式已难以奏效,需采用新型"三高"锚杆及注浆加固等分区协同支护技术;实例中采用该技术支护巷道后,底板底鼓量减少450 mm,两帮移近量减少800 mm,巷道变形得到了有效控制。     

7.0 m采高综采面回采巷道变形破坏规律研究

针对神东矿区大柳塔煤矿采用7.0 m采高综采面回采5-2煤三盘区时回采巷道出现不同程度的变形破坏现象,采用现场实测的方法对52304及52303工作面回风顺槽之间的区段煤柱进行了巷道变形及应力变化规律的监测,并运用FLAC3D数值模拟软件对不同埋深条件下两工作面之间区段煤柱的应力分布规律进行了模拟,最后总结分析了回采巷道变形破坏的机理,并得出采空区段煤柱的失稳是造成回采巷道变形破坏的根本原因。从而为巷道的合理布置及相应控制对策的提出提供基础数据,以保证矿井安全高效的生产。     

朱仙庄矿10煤地质力学评估及其回采巷道分类支护

为有效解决深部煤炭开采过程中回采巷道围岩失稳严重、变形破坏剧烈等问题,利用室内试验测试、围岩结构观测、地应力原位测量及现场监测等手段,分析得出巷道围岩地质力学属性和原岩应力分布特征,并结合矿井生产技术条件对巷道围岩进行地质力学评估和稳定性分类。以淮北朱仙庄煤矿10煤的Ⅱ1053工作面为工程背景,构建基于地质力学评估的巷道分类控制支护体系,并对该工作面回采巷道支护参数进行优化设计。用FLAC3D数值模拟和井下监测等技术方法,对掘进及回采期间巷道围岩应力、位移、锚杆受力及塑性区分布特征等进行分析。结果表明,将试验测试和现场数据资料相结合,以地质力学评估为基础的巷道分类支护技术明显优于以往经验设计法,能有效保障回采工作面的安全快速推进。     

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。     

深部顶板夹煤层巷道变形破坏分析及其控制

为了探究深部顶板夹煤层软岩巷道大变形破坏问题,以平煤六矿三水平戊二胶带运输巷为工程背景,开展夹煤层巷道围岩破坏分析及控制对策的研究。首先,构建原支护体系组合拱力学模型,推导出直墙半圆拱形巷道稳定判别式;其次,提出“锚网索-梁-注浆-组合砂浆锚索”联合返修控制对策,即沿戊₈煤层顶板进行巷道扩刷,采用锚网索、梯子梁完成基本支护,对围岩进行深浅孔注浆加固、顶板及两帮关键部位布置组合砂浆锚索等加强支护,并通过数值模拟分析返修前后应力、位移场分布特征;最后,开展工业性试验,并监测矿压。结果表明：两帮及顶底板最大收敛量分别为93、 112 mm,后期变形速率均低于1 mm/d,围岩变形得到有效控制,返修效果良好。     

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。     

开挖卸荷扰动深部巷道围岩变形破坏特征研究

为解决开挖卸荷工程扰动条件下深部巷道围岩失稳变形加剧与受力破坏严重问题,采用层次分析(AHP)、数理计算与数值模拟的综合研究方法,分析卸荷扰动作用下深部巷道围岩的典型形变特点;建立围岩失稳破坏的综合评价体系,得出围岩裂隙场、应力场与位移场的时空演化特征。研究结果表明:深部开挖扰动围岩具有内部卸荷失稳、外部非线性变形的双重典型形变特征;围岩垂直应力与水平应力的耦合作用引发围岩的变形破坏;深部开挖巷道围岩具有初期形变量大、位移变化速度快、流变性强的特点,顶板下沉和底板鼓起是围岩失稳变形的显著特征。     

小凌河矿回采巷道交叉点支护技术研究

为了得出小凌河矿回采巷道交叉点处的支护方案,建立了FLAC3D数值模拟模型。针对南票煤电集团小凌河煤矿-580 m南翼溜煤道处于大倾角、受动载影响的地质条件,理论分析了交叉巷道围岩应力与变形特点,通过FLAC3D数值模拟与工程类比确定了联络巷支护方案。分析了巷道交叉点围岩应力分布和位移规律分布,确定了巷道交叉点处的补强支护方案,顶板采用钢筋托梁组合锚杆支护,并进行锚索补强。交叉的两条巷道在保持原有支护参数的基础上通过增加顶板锚索的根数来提高支护强度。结果表明,在顶板采用钢筋托梁组合锚杆支护和锚索补强,可有效控制围岩离层和结构面变形。数值模拟和传统方法相比,针对性强,更快捷方便。     

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。     

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。     

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。     

弱胶结软岩巷道高分子改性树脂注浆加固技术研究*

为解决弱胶结软岩胶结性差、力学强度低、遇水易软化带来的巷道围岩变形量大的问题,以王洼二矿为例,结合试验巷道围岩条件和注浆加固支护技术特点,提出高分子改性树脂注浆加固方案;并采用室内注浆加固体力学性能试验验证方案的可行性。结果表明:现场围岩单轴抗压强度平均值22.74 MPa、抗拉强度平均值0.674 MPa,高分子改性树脂注浆材料对围岩加固体单轴抗压强度影响不大,但加固体抗拉强度平均值3.07 MPa,相比原岩抗拉强度提高355.5%;现场试验顶板、两帮围岩变形量由之前的大变形逐渐控制在100 mm以内,注浆后30 d基本趋于稳定。研究结果对软岩巷道支护设计和施工具有一定的实际指导意义。     

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。     

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。     

基于覆岩裂隙带发育高度的走向高抽巷合理位置确定

为确定大采高综采面高抽巷的合理位置,以李村煤矿1303工作面为研究背景,采用理论分析、数值模拟及现场监测等研究方法,对1303工作面覆岩裂隙发育特征、高抽巷空间位置对其围岩稳定性与抽采效果的影响规律进行系统研究。研究结果表明:高抽巷宜布置在覆岩裂隙发育区,远离回风巷道采动应力影响的位置;1303工作面覆岩破坏范围随推进距离增加,呈现先急剧增大后趋于稳定的趋势,工作面推进距离为300 m时,裂隙带高度稳定在50 m左右,形成瓦斯抽采的优势通道;高抽巷距离煤层顶板、回风巷越近,越易失稳,不利于长期抽采,综合考虑高抽巷不同位置时的瓦斯抽采效率及围岩稳定性,确定其合理位置分别是距离回风巷平距为35 m,垂距为45 m;结合现场瓦斯浓度监测结果,得出上隅角、工作面、回风巷瓦斯浓度最大值分别为0.42%,0.24%,0.33%,远低于瓦斯超限标准1%,进一步证明高抽巷层位的合理布置,可以提高瓦斯抽采效果。     

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。     

华丰矿冲击地压危险性预测及区域防治技术研究

针对华丰矿巨厚砾岩断裂会对采场造成冲击地压灾害且冲击地压主要发生在1411工作面回风巷的现象展开研究,并采用区域动力规划方法对巨厚砺岩断裂进行划分。通过分析围岩应变与应力的关系,提出工作面采用错层位内错式巷道布置形式的方案。同时,由于巷道布置形式的优化造成覆岩离层分区发生变化,为进一步通过控制砾岩的断裂运动降低发生冲击地压的危险性,提出覆岩离层注浆的新技术。工程实践表明:采用新方案后1411工作面回风巷上方为上区段采空区垮落的矸石,吸收了绝大部分砾岩断裂产生的能量,改变了1411工作面回风巷发生冲击地压的现象。从注浆效果来看,有效控制了砾岩运动及其引起的地表下沉,大幅度节省了注浆钻孔工程量。     

深井厚煤层大巷孤立煤体冲击危险性评价研究*

为了探究大采深条件下厚煤层大巷孤立煤体频繁发生冲击地压的原因,以梁宝寺煤矿35000采区为工程背景,采取现场实践、数值模拟等方法分析不同采深、煤厚、大巷间距等因素对大巷孤立煤体冲击地压的影响,提出深井厚煤层大巷孤立煤体冲击地压的危险性评价方法。研究结果表明:大巷孤立煤体的采深与垂直应力峰值呈正相关,采深1 200 m时煤体的垂直应力峰值是采深500 m时的3倍左右;大巷孤立煤体随着煤层厚度的增加,其应力集中程度不断升高,且应力峰值向煤体弹性承载区转移;大巷间距越小,孤立煤体弹性承载区应力越集中,发生冲击地压可能性越高;包含开采影响因素和煤层冲击倾向性的大巷孤立煤体冲击危险性评价方法符合现场实际情况,可为大巷孤立煤体冲击危险性评价提供1种思路。     

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。     

吸能让位防冲支护结构与围岩协同作用体系研究*

为防治冲击地压危害,减小人员伤亡与经济损失,采用数值计算方法建立吸能让位防冲液压支架与围岩协同作用体系模型,计算支架和围岩组合体系在静载和冲击载荷作用下的受力状态。结果表明:静载条件下,受煤层影响巷道右侧拱肩位置应力值与塑性应变相对最大,此处最易发生破坏;吸能装置在静载条件下没有发生压缩变形,表明吸能装置不会影响支架正常工作;竖向冲击荷载条件下,受煤层结构影响巷道右侧拱肩处等效塑性应变值增大相对比较明显,吸能防冲支架中间液压柱与右侧液压柱水平位移变化相对最明显;冲击地压发生过程中,支架与围岩间相互作用力变化较大,总体可分为振动段、平稳段、上升段、波动段4个阶段。