特厚泥质顶板巷道锚杆支护关键参数识别与应用

为分析特厚泥质顶板巷道锚杆支护参数的敏感性,以黄岩汇煤矿15107工作面为工程背景,采用理论分析、数值计算与现场工业试验方法,研究锚杆长度、锚杆间距、锚杆预紧力、锚索长度、锚索间距和锚索预紧力等支护参数对巷道稳定性的影响;并建立巷道顶板力学模型,给出锚索间距的确定方法。研究发现,影响特厚泥质顶板巷道稳定的锚杆支护参数敏感性排序为:锚索间距锚杆预紧力锚索预紧力锚杆长度=锚杆间距锚索长度,锚索间距是影响特厚泥质顶板稳定性的最敏感因素。现场应用结果表明:合理确定锚索间距可以有效控制该类巷道的变形破坏。     

厚层泥质顶板巷道支护难度分级研究与应用

为对厚层泥质顶板巷道的支护难度进行分级,引入适合处理复杂非线性系统问题的数学方法——突变级数法(CPM),选取顶板厚度、顶板强度、埋深等12个因素构建CPM评价指标体系;结合突变理论与模糊数学理论,根据突变级数值将巷道支护难度分为Ⅰ容易支护型、Ⅱ中等难度型、Ⅲ较难支护型和Ⅳ极难支护型4个级别;在对各难度级别分级评估的基础上,提出以锚网支护技术为基础的厚层泥质顶板巷道围岩控制对策。在黄岩汇煤矿进行的现场应用结果表明:用所提方法对厚层泥质顶板巷道支护难度进行分级结果准确;应用该方法可以判别支护难度较大的区域,为优化支护方式提供依据。     

特厚易发火煤层沿空巷道顶板离层分析及控制技术

特厚易发火煤层沿空巷道变形严重、覆岩裂隙和离层发育范围广,易与采空区进行气体交流,同时大大降低顶板的承载能力,影响巷道安全使用,故对巷道顶板离层机理的研究十分必要。以彬县水帘洞矿3802工作面沿空巷道为工程背景,通过直接顶的特性和岩层质量指数建立特厚煤层沿空巷道覆岩结构模型,依据离层机理的不同将顶板离层分为上部结构区、中部稳定区和下部离层区,并分别阐释其离层特征及控制思路;在上述基础上,提出离层控制方案;通过FLAC3D数值软件验证方案中锚杆（索）各项参数的合理性;最后监测结果表明支护方案设计合理,离层效果控制明显,工程实践证明了研究结果的可行性。     

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。     

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。     

超前支护与巷道围岩耦合动力学研究

为研究综掘巷道超前支护装备与巷道围岩耦合动力问题,基于薄板理论的顶板动力学模型,建立巷道顶板力学模型。简化超前支护装备,通过各部件的运动微分方程建立整机动力学模型;最后建立考虑多点支护条件下的超前支护-顶板体系耦合动力学模型。用多体系统动力学仿真软件Recur Dyn研究多种工况下耦合动力模型的动态响应过程。结果表明,在支护的压力冲击、振动以及综掘截割扰动等因素影响下,侧帮和顶板位移变形较剧烈。在有效支撑区段,变形小于未支护顶板的位移最大值;非有效支撑区段的位移极值小于未支护顶板的位移极值,表明超前支护对顶板变形有一定的控制作用。     

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。     

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。     

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。     

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。     

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。     

倾斜煤层断顶卸压模型试验研究

为研究倾斜煤层断顶卸压位置对煤岩体稳定性的影响,以双鸭山某矿的回采工作面为试验原型,开展地质力学模型试验。采用相似材料和模型架,模拟工作面回采区域的地质构造及煤层赋存的应力状态,通过数字图像相关方法(DICM)实时测试模型断顶前后煤柱、煤体和顶板区域的变形场。结果表明:在巷道紧邻煤柱上部实施断顶,巷道及煤柱内侧出现明显变形集中区域,上覆岩体下沉,煤柱内侧受拉伸;在相邻采空区紧邻煤柱实施断顶,粗砂岩和细砂岩沿岩层界面发生界面滑动,但位移量较小;在煤柱外边缘以里3 m处实施断顶,采空区一侧煤体受上覆顶板压力作用发生塑性变形,煤柱体外侧塑性区产生水平位移,顶板下沉对巷道变形影响较小。煤柱外边缘以里3 m是最合理的断顶卸压位置。     

急倾斜软底煤巷围岩蠕变试验及变形控制

为解决急倾斜软底煤巷围岩蠕变量大、控制难的问题,以大安山矿为研究对象,采用室内压缩蠕变试验及数值模拟相结合的方法研究煤巷围岩蠕变规律。对底板泥质砂岩和顶板砂岩分别进行不同围压下分级增轴压的蠕变试验,根据曲线特征选取Cvisc蠕变模型、计算蠕变参数并反演。采用Flac3D中蠕变模块,对原支护和改进支护效果进行模拟对比分析。结果表明,围压从0 MPa增大到4 MPa时,泥质砂岩蠕变破坏强度从12 MPa提高到19.4 MPa;随着应力水平提高,不同岩样的瞬时变形、衰减蠕变持续时间和稳态蠕变速率均增大;泥质砂岩比砂岩蠕变变形明显;岩样蠕变特性可用Cvisc模型描述。煤层底板侧软岩强蠕变造成煤巷左帮大变形和底鼓;确定二次支护时机为一次支护后300~400 h;改进支护方式后,煤巷围岩变形得到有效控制。     

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。     

软弱层直接顶板巷道玻璃钢锚杆支护效果研究

为探究玻璃钢锚杆在软弱层直接顶板巷道的支护效果,以湖北肖家河磷矿为工程背景,对比管缝锚杆支护,开展两种锚杆支护的巷道收敛监测试验。监测数据表明,玻璃钢锚杆与管缝锚杆支护的软弱层直接顶板巷道的位移变形规律一致。同时,顶板厚度变化对锚杆支护效果具有显著影响。对此,利用数值模拟进一步探讨不同层状顶板厚度下2种锚杆的支护效果。结果表明,在顶板厚度变化条件下,与管缝锚杆相比,玻璃钢锚杆支护对顶板厚度变化的敏感程度相对较低,支护效果优于管缝锚杆。同时,玻璃钢锚杆支护效果受软弱层直接顶板厚度增大而呈现阶段性变化特征。随着顶板厚度增加,顶板沉降量呈现先线性增长后对数型增长的规律,巷道围岩塑性区占比呈现先增大再减小后趋于稳定的规律。通过对不同顶板厚度的玻璃钢锚杆和管缝锚杆轴向拉力值进行比较,揭示了玻璃钢锚杆支护效果更好的原因是玻璃钢锚杆能够在顶板厚度增加的情况下提供更大的轴向拉力。     

基于FBG传感器的回采巷道锚杆支护监测分析

鉴于巷道锚杆支护服役状态安全监测的需求,考虑回采巷道恶劣环境条件和锚杆埋入煤岩后不可见的局限性,基于FBG传感器技术自主研制了锚杆FBG应力传感器.通过实验室标定和现场试验,实现了对回采巷道服役锚杆杆体应力准分布高精度的连续动态监测,从而基于技术手段实现了锚杆支护状态的安全监测.在浅埋薄基岩煤层回采巷道,应用锚杆FBG应力传感器,随工作面推进,监测了周期来压过程中服役锚杆杆体的应力变化.通过对监测数据进行统计分析,综合考虑锚杆布置位置与推进工作面之间的空间联系,揭示了回采巷道服役锚杆安全状态及演化规律.由监测数据发现,顶板、巷帮、顶角顶板、顶角巷帮及底角巷帮锚杆安全状态各不相同,且存在深浅部位锚杆安全状态不同的情况.锚杆杆体的轴力变化值表现为顶板锚杆增加,巷帮锚杆减小,顶角顶板和顶角巷帮锚杆的浅部减小、深部增加,底角巷帮锚杆中间增加、两端减小.对监测结果综合评判表明,回采过程中一旦满足条件,巷帮锚杆会最先破坏而引发安全事故,顶板锚杆最为安全,顶角顶板、顶角巷帮及底角巷帮锚杆相对安全.     

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。     

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。     

矿井围岩应力松弛区理论计算与试验研究

通过对掘进工作面前方煤体的受力特点进行分析,理论研究了掘进工作面应力分布特征,得出了掘进巷道前方卸压带宽度计算公式,分析了各因素对煤与瓦斯突出发生的影响,现场利用电磁辐射监测技术进行测试,与理论计算结果相吻合。结果表明,掘进工作面前方卸压带的宽度与巷道的高度、巷道煤岩与顶板的摩擦角等因素有重要关系,研究为掘进工作面煤与瓦斯突出预测及防治具有重要的指导意义。