高应力泥岩顶板巷道围岩失稳特征及控制分析

通过对高应力泥岩顶板回采巷道破坏特征、力学变形机制及失稳原因分析,建立了回采巷道锚杆-锚索支护区变形协调方程,提出了高应力泥岩顶板回采巷道围岩控制关键技术,确定了预留断面高强预应力锚杆-锚索协调变形支护方案,并对设计方案进行了数值计算与工业性试验。结果表明:高应力泥岩顶板巷道表现为顶板破碎严重及离层量大、两帮呈非对称收敛变形与底鼓量大的特征;高应力及泥岩顶板软弱围岩是巷道围岩产生破坏的内在原因,锚杆-锚索支护强度过低及锚杆-锚索支护区非协调变形则是巷道围岩破坏失稳的外在原因;古汉山矿13051回采巷道围岩为高应力-节理化-膨胀性复合型(HJS)软岩,为Ⅰ_(AB)Ⅱ_(AB)Ⅲ_(ABD)复合型力学变形机制,采用设计支护方案后,巷道围岩变形能利于释放,围岩压力减小,锚杆-锚索受力均匀,巷道围岩变形保持在可控范围内,预留断面高强预应力锚杆-锚索协调变形支护利于巷道围岩稳定。     

余吾煤矿受采动影响巷道支护方案优化

针对余吾煤矿S8104工作面回采巷道受超前支承压力影响,围岩破坏严重难以管理等问题,需对支护方案进行优化。采用数值模拟软件对优化方案进行对比分析,并通过现场实测对优化支护方案的支护效果进行评价。结果表明:相同支护条件下,高应力集中对巷道围岩变形破坏影响显著,应力集中系数K值越大,巷道塑性区范围越大,顶板及两帮位移增加亦显著;锚杆间排距800 mm,顶板施加槽钢联合锚索支护可有效控制超前支护段围岩变形量,降低巷道边角应力集中程度。     

复合顶板稳定性分析及支护参数设计

为了研究复合顶板下沉量大、支护失效等矿压现象,总结了不同围岩条件下复合顶板的破坏形式,以临汾恒昇煤业9102工作面回采巷道为研究对象,采用顶板离层监测、钻孔窥视、数值模拟等方法,揭示现场复合顶板巷道失稳机理。研究分析及数值模拟结果表明,锚杆支护下在顶板浅层形成的"锚固梁"要满足强度要求;锚索支护下,将"锚固梁"与深部岩层组合,使顶板满足位移要求,从而达到控制巷道稳定性的目的。改进的支护方案顶板最大拉应力和剪应力分别减少了55%和33%,"锚固梁"垂直方向应力是原支护方案的4倍,顶底板和两帮的位移量均小于100 mm,满足现场安全回采要求。基于锚杆、锚索耦合支护模型为复合顶板巷道支护提供了分析方法,为同类巷道支护设计参数的选择提供了借鉴。     

强采动大断面煤层巷道破坏特征及协同控制技术

为了解决强采动大断面煤层巷道围岩控制难题,以王庄煤矿9107工作面回采巷道为研究对象,采用现场调查、理论分析和数值计算方法,对回风顺槽变形破坏特征和矿压显现规律分析,揭示强采动大断面煤层巷道围岩失稳机理,提出回采巷道顶板锚杆-锚索、巷帮强力锚杆的协同支护机理和方式,提出优化支护方式、参数,得到回采巷道围岩控制技术.工程实践表明:采用锚杆-锚索耦合支护结构,有效地解决了大断面破碎回采巷道的控制问题.     

庞庞塔矿特厚煤层综放工作面强动压巷道围岩变形特征

庞庞塔矿9-101工作面回采期间其回风巷出现明显的失稳变形现象,通过采用钻孔应力计、顶板离层仪等设备进行现场监测得知,区段煤柱塑性破坏深度大于2 m,巷道顶板岩层深部和浅部离层值最大值分别为262 mm和172 mm,顶板锚杆(锚索)超前工作面约60 m处开始破断失效,巷道两帮的位移量明显大于顶底板的移近量;由此提出优化支护方案的合理建议,为综放工作面回采巷道围岩控制方案设计提供参考。     

弱黏结复合顶板回采巷道围岩变形与加固技术

针对色连二矿12205工作面回采时辅助运输巷围岩变形破坏严重的问题,从巷道围岩岩性、应力变化、水的弱化作用及原支护结构失稳4个方面分析了巷道围岩失稳的原因,提出了回采巷道加固支护方案,应用FLAC~(3D)数值模拟软件对原支护方案与加固方案进行对比分析。结果表明:工作面回采前加补顶板锚索与增打两帮走向锚索,巷道围岩中垂直应力峰值位置向巷道边缘移动了0.9 m,巷道顶底板与两帮移近量分别降低了274 mm与240 mm,巷道围岩的塑性破坏区范围最小。现场实践表明:工作面回采影响期间,辅助运输巷采用加固支护方案后,顶底板及两帮累计移近量比未加固段平均降低了约50%,该巷道加固支护方案取得预期的效果。     

钱家营矿近距离煤层巷道破坏原因及支护对策

为了安全高效地开采钱家营矿深部近距离煤层,研究了近距离煤层回采巷道的变形破坏机理并提出相应的支护对策,通过现场调查和非连续变形分析(DDA)对钱家营矿近距离煤层运输巷的变形破坏机理进行了研究。结果表明:多次动压影响是造成近距离煤层回采巷道变形破坏的根本原因;而巷道两帮移近量大于顶底板移近量主要是由于矿区水平应力远大于垂直应力所造成的。通过DDA对原支护方案进行了优化分析,提出实施3根顶锚索支护方案,中间锚索是控制顶板位移,两边锚索是将上覆岩层应力引入到深部,底角锚杆控制底鼓。现场应用表明新支护方案能有效控制运输巷顶底板及两帮移近量;证实DDA方法将可为锚杆支护巷道的优化设计提供参考。     

特厚泥岩顶板煤巷变形机理及控制技术研究

针对某矿特厚泥岩顶板回采巷变形大、泥化现象严重的工程难题,通过对巷道变形破坏特征分析,确定了影响巷道破坏失稳的主控因素。基于耦合支护理论,在原支护方案的基础上,提出了单一锚索+锚喷+钢筋网+控底锚杆和多维多级锚索+锚喷+钢筋网+控底锚杆2种优化方案,采用FLAC~(3D)软件数值模拟了2种优化方案的支护效果。     

庞庞塔矿厚煤层大断面回采巷道围岩控制分析

为解决厚煤层大断面回采巷道围岩控制方式和岩性不匹配而造成的巷道频繁失稳,确保回采巷道设备、管线的安全通行与敷设,以庞庞塔矿为工程背景,通过数值计算分析工作面正、副巷各自支护方案下巷道围岩受力、变形与损伤特征以及锚杆(索)受力状态,发现以锚杆为基本支护可有效控制浅部围岩变形破坏;施加顶板锚索后能大幅缩小巷道顶角剪切损伤范围、增大顶板无破坏区面积。分析了支护方式提升围岩稳定性的机理,为合理优化支护参数、提高支护强度、有效控制围岩提供参考。     

浅埋煤层大断面巷道支护技术优化

鑫基煤业2号煤层回风大巷采用锚杆、锚索、钢筋网、钢筋托梁联合支护,巷道掘巷期间围岩出现明显的失稳破坏现象,通过分析,发现原有支护方案支护强度不足,将顶板和两帮锚杆改为规格为D22 mm×2400 mm的螺纹钢锚杆,适当增加锚杆锚索的支护密度,现场应用后进行围岩位移监测,采用优化支护方案后的回风大巷两帮最大移近量为43 mm,顶底板下沉量最大为67 mm,回风大巷围岩变形得到了有效控制。     

大埋深梯形巷道围岩应力分布规律及支护优化

梯形巷道围岩的应力分布呈现非对称分布的特征,容易发生应力集中,引发巷道失稳破坏。以陈蛮庄煤矿3410工作面为背景,针对巷道变形量较大且破坏严重的情况,运用巷道围岩松动圈理论,分析了梯形巷道顶板应力分布特征,推导并计算了围岩塑性区最大半径,进而对现有回采巷道支护方式进行力学分析,验算当前支护下的支护强度。运用FLAC3D数值模拟研究揭示了当前支护条件下的围岩应力分布及变形规律,面对巷道底板底鼓、顶板蠕变、高帮局部滑移现象,基于原有支护提出补强支护的方案：在高帮中部偏上位置布置一根锚索,原有支护的锚索向下移动1 600 mm;在低帮增加锚索补强支护,且原有的锚杆、锚索更换为高强锚杆锚索,提高巷道围岩的承载能力。通过数值模拟验证了优化后的支护布置对围岩的控制效果显著,能够满足生产需要,有效控制了巷道围岩的变形与破坏。     

厚硬顶板回采巷道超前补强锚索协同支护技术研究

针对安阳红岭煤业1505工作面厚硬顶板回采巷道超前支护段超前支架反复支撑造成顶板破碎和顶板下沉量增大等问题,提出采用补打锚索+锚索梁取代超前支架支护的优化技术方案。在现场调研和理论分析的基础上,采用FLAC3D对上巷巷道进行模拟,对优化支护方案后的支承应力和围岩位移进行分析,并进行现场效果考察。结果表明通过补打锚索,锚杆、锚索共同形成深部和浅部应力场的大范围叠加协同控制作用,1505上巷超前支承压力最大值为16 MPa,应力集中系数为1.38,1505上巷巷道两帮移近量为56.5 mm,顶底板移近量为310 mm,巷道未出现大的收缩变形,支护效果较好。现场观测结果证明优化方案支护效果较好。研究结果能为类似条件的巷道超前支护优化提供参考依据。     

孤岛工作面动压巷道高强锚(杆)索联合支护技术

针对高应力孤岛工作面围岩破碎巷道支护难的问题,以国阳一矿81202回风巷为研究对象,结合其采矿地质条件,分析了孤岛工作面围岩破碎巷道的破坏失稳机理,提出了锚杆与高强锚索联合支护的优化方案,采用FLAC3D软件模拟了优化方案与原支护方案对围岩变形的控制效果。结果表明:采用锚杆与高强锚索联合支护后,81204工作面回风巷在掘进及回采期间,巷道顶底板相对移近量分别减小了23%和63%,两帮移近量分别减少25%和60%。     

大倾角软顶软煤回采巷道支护技术

为解决大倾角软顶软煤回采巷道的变形与失稳问题,以李子垭矿南二井3102工作面回采巷道支护为研究对象,分析了松软破碎顶板软煤层易冒落加剧了巷道支护难度,原钻爆法破岩和支护施工工艺不合理,由此依据煤层地质条件和巷道变形破坏特点,确定"锚杆锚索+大托盘+金属网+W型钢带+喷浆"联合支护和"管棚+注浆"超前支护方案,并采用FLAC3D有限差分软件对支护方案有效性进行计算,分析显示巷道位移为22～140mm、垂向应力125～198MPa,巷道围岩应力集中得到有效控制。     

深井泥岩顶板回采巷道破坏特征及支护设计

深井泥岩顶板回采巷道围岩变形量大、支护困难。通过对在古汉山矿15采区原支护方案回采巷道变形破坏分析,采用现场实测与数值分析方法对其围岩的收敛特点进行了对比,提出了预留断面强力锚杆-锚索协调支护技术,并对设计方案进行工业性试验与数据监测。结果表明:顶板泥岩的膨胀及高应力环境是巷道围岩失稳的主要原因,巷道呈凸出式收敛,四角成应力集中区,采用设计方案后,围岩顶板离层量小于50 mm,巷道围岩收敛量小于250 mm,巷道围岩稳定,支护效果显著。     

深部破碎易风化巷道失稳机制及治理分析

针对深部破碎易风化岩体中巷道失稳破坏机制及支护加固方案开展研究。通过总结分析破碎易风化岩体中巷道失稳破坏模式,探讨巷道破坏失稳机制,提出现有支护方案的不足；通过理论分析得到适用于此类条件下巷道稳定性控制对策和支护结构参数；采用数值分析研究破碎岩体中巷道支护前后围岩位移及应力演化规律,验证优化支护方案的合理性。研究结果表明：破碎易风化巷道开挖,如不及时支护将导致岩体发育节理劣化、膨胀变形,产生拱形垮落及岩块滑塌；巷道拱顶采用Φ22mm快硬水泥锚杆、侧帮采用Φ42mm管缝锚杆且间排距1.0m、拱顶及侧帮5mm薄喷层+钢筋网为合理支护方案；数值分析围岩位移及应力演化规律验证支护方案的合理性,能保证巷道在掘进和回采时围岩稳定性,将变形及应力控制在合理范围内,满足矿山安全和正常生产需求。     

4202工作面回采巷道支护优化方案研究

本文以龙泉煤矿4202工作面回采巷道出现的变形破坏问题作为研究对象,对巷道变形破坏的特征及机理进行了深入分析,提出了将巷道形状从矩形优化为圆弧拱形,适当增加锚杆和锚索支护的强度、刚度、密度,使用底板锚索、复合托盘对底板进行支护等优化措施。优化后巷道变形得到了控制。     

厚煤层回采巷道掘进层位与支护方案优化分析

针对厚煤层回采巷道,采用数值模拟分析了沿顶、沿底2种掘进方案下锚杆、锚杆索及锚杆索+梯子梁支护巷道围岩垂直变形规律。沿顶掘进时,锚索+梯子梁的悬吊控顶作用通过控制顶板下沉显著减少了巷道底鼓,使得最大底鼓量从729 mm降低至175 mm,沿底掘进时,支护方案变化对巷道垂直位移的影响不大。工业性试验后,矿压实测结果与数值模拟结果较吻合。     

近距离下位煤层回采巷道锚喷注支护技术研究与应用

针对近距离下位煤层巷道掘进的复杂地质环境,在受上覆煤层的采动和深部复杂地质因素的双层作用下巷道变形量大、支护困难等问题,以己_16-17-23140运输巷为研究对象,基于工程概况,研究了下位煤层回采巷道顶板失稳特征,采用锚注联合支护,提高了锚杆、锚索刚度和强度,提出3种不同层间距条件下巷道支护方式及支护技术,并进行了工业试验。研究表明,巷道支护经过方案优化后,有效控制住了巷道周围岩体移近量,回采巷道的锚杆、锚索支护力在许用范围内,说明该支护方案优化后合理可行,能够保证安全生产。     

采动影响下超前巷道围岩应力及变形控制技术研究

为进一步提高回采效率,降低工人成本支出,陈四楼矿21015工作面超前巷道采用主动支护进行围岩变形控制,通过对回采前后超前巷道围岩应力场及位移场进行计算,分析围岩变形破坏规律、不同回采程度下巷道围岩变形情况、不同工作面长度条件下巷道围岩变形规律,探明影响超前巷道围岩变形影响因素。研究表明,回采次数的增加导致超前支承压力由218 MPa增大至406 MPa,工作面前方应力增大区为27~32 m。其中,顶板位移量增大300 mm左右,两帮增大175 mm左右,随着回采推进,端部处巷道顶板位移呈现增大变化,距端部前方10 m处,4次回采顶板位移分别为699、874、869、827 mm,在端部前方15 m左右处,顶板位移基本恢复至未回采阶段,且工作面长度对水平位移影响较大,采用松动圈支护理论对超前巷道进行锚杆（索）参数计算,提出4种支护方案,并运用FLAC3D模拟不同方案下支护效果,最后通过工业性试验检验测得最佳方案有效地控制了围岩变形。