桑树坪二号井动压巷道支护机理与控制技术

针对韩城矿区桑树坪二号井3309运输巷围岩变形严重的问题,采用数值模拟、现场实测相结合的方法对3308工作面采动影响引起的3309运输巷围岩破坏范围进行了研究并提出围岩控制方案。研究结果表明,巷道顶板岩层的结构十分复杂,离层现象频繁,使得顶板更容易发生破坏,同时工作面的回采,3309运输巷周围应力明显增大,这种作用在巷道围岩中的应力集中,等效于巷道覆盖层厚度的增大,会导致巷道扩容变形增大,巷道周围裂隙扩展,巷道围岩破碎。通过对受采动影响时巷道变形原因以及锚杆支护作用机理进行分析,提出了围岩控制方案并进行了现场试验。结果表明,围岩变形得到了有效控制。     

近距离煤层回采巷道非对称破坏机理及其控制

近距离煤层开采时,上位煤层的遗留煤柱集中应力会对下位煤层邻近采空区的巷道掘进产生扰动影响。针对下峪口煤矿3#_下煤层回采巷道掘进时产生的非对称变形破坏及支护困难等问题,结合现场地质条件,采用力学分析、数值模拟和现场试验的方法,探究23306_下进风巷掘进期间产生的非对称变形机理,并提出合理的巷道支护参数及工艺,改善了巷道围岩条件。研究结果表明：上位煤层遗留煤柱及本煤层邻近采空区的存在导致巷道围岩主应力方向及大小发生变化,而非均匀的应力分布致使巷道围岩塑性区呈现蝶形破坏,巷道顶板水平应力变化幅度大、剪切应力大,造成巷道顶板极度破碎,顶板至上覆采空区间全为塑性区分布,顶板两侧应力及塑性区的差异性分布是造成巷道非对称变形的主要原因;数值模拟得到煤柱内X-Y,X-Z,Z-Z方向的应力受本煤层邻近采空区的影响较大,巷道两侧应力大小不等,致使巷道产生非对称变形;根据巷道围岩的受力状态、工作面地质条件及支护成本,优化了巷道支护参数,现场应用效果良好。     

破碎顶板巷道围岩支护技术实践

31103运输巷在顶板破碎、松动破坏范围大、围岩承载能力差以及围岩支护参数不合理等多重因素影响下呈现顶板离层量大、支护困难以及围岩变形严重等问题。结合31103运输巷现场条件，提出采用锚网索+注浆+喷浆方式支护，综合使用超前注浆、围岩喷浆、长锚索以及滞后注浆方式实现破碎顶板巷道围岩加固、支护。现场应用后，运输巷顶底板、巷帮变形量分别控制在89 mm、148 mm以内，围岩变形量较小，可满足巷道掘进及后续使用需求。     

考虑采空区压实效应的矩形巷道支护设计研究及应用

为解决73上16工作面运输巷工作期间围岩变形量大难支护等问题,采用理论计算及数值模拟验证73上16工作面运输巷支护设计参数（锚杆长度3.3 m、锚索长度6.2 m）合理性。结果表明：基于巷道松动圈理论,计算出巷道顶板松动圈高度为2.9 m,两帮松动圈范围为2.1 m,锚杆及锚索长度有效穿过松动圈范围;建立了考虑采空区压实效应的数值计算模型,通过数值模拟得出了巷道围岩顶板破坏是逐步发展的过程,未发生完全破坏的细砂岩层不能阻断砂质泥岩的破坏;采用该支护参数后,巷道顶板围岩塑性区破坏面积减少,变形量得到有效控制。经现场实践后,巷道顶板、底板、左帮及右帮最大位移量分别达到69 mm、58 mm、74 mm、78 mm,且巷道在服务期间未出现大变形情况。     

深部煤层底板抽采巷道空间位置关系及围岩稳定性研究

针对平煤股份十矿深部煤层底板瓦斯治理巷道围岩稳定性差的难题,以己_15-16-33190工作面底板巷道为工程背景,基于煤层底板破坏力学模型计算出采动影响对底板岩层扰动破坏影响深度,并确定底板巷道布置的层位;建立底板巷内错、外错3 m和垂直布置3种离散元计算模型。分析可知:内错布置底板巷道周围垂直和水平应力显现均不明显,有利于保持巷道围岩的稳定性;根据现场工程条件底板巷分别采用梯形、拱形2种断面,有利于保持巷道围岩的稳定性。通过分析监测数据可知:在煤层巷道掘进期间,底板巷道顶板下沉量控制在200 mm以内,两帮移近量控制在110 mm以内,回采期间顶板下沉量控制在400 mm以内,两帮移近量控制在210 mm以内,底板巷道围岩变形量得到了有效的控制。     

深部巷道顶板软弱夹层对围岩稳定性的影响研究

为了研究深埋巷道顶板软弱夹层对巷道围岩稳定性的影响，采用理论分析和数值模拟的方法，对巷道顶板软弱夹层厚度、位置和数量进行系统性研究。研究结果表明：(1)将顶板简化为弹性体和西原模型构成的组合系统，可以较好地描述顶板软弱夹层变形，当软弱夹层受力大于其屈服应力时，顶板失稳；(2)顶板软弱夹层对顶板具有一定的应力弱化作用，且在软弱夹层位置存在明显的应力跳跃现象，随着夹层数量的增加，底板应力集中程度略微增加；(3)距离顶板较近的软弱夹层对巷道围岩变形量影响较大，且在软弱夹层位置存在变形突变，巷道顶板易发生离层。结合数值模拟结果，当巷道顶板存在软弱夹层时，应及时采取支护措施，防止软弱夹层超过屈服应力导致巷道失稳冒落。     

松软厚煤层煤巷锚杆索支护作用研究

巷道支护问题是煤矿地下开采的主要问题之一。在掘进工作面中，由于煤巷的围岩性质软弱、巷道变形量大，巷道支护也更为困难。以高河矿井E2303工作面胶带巷为研究对象，结合矿井生产地质条件，采用理论分析与数值模拟相结合的方式，分析并计算了巷道开挖后的顶板塑性区范围为2.47 m,巷道两帮塑性区范围为1.72 m;利用FLAC^3D软件模拟巷道在无支护与高预紧力锚杆索支护下的变形破坏情况。结果表明，巷道顶板及两帮变形远大于底板变形量，采用锚杆索支护后，巷道顶板及两帮塑性区范围及形变量明显减小：巷道顶板下沉量减少了49%,两帮移近量减少了44%。结合现场情况及数值模拟结果，设计了E2303工作面胶带巷支护方案并进行现场应用。应用结果表明，巷道在变形稳定后顶板下沉量为36 mm,两帮移近量接近，平均为28 mm,支护效果显著。     

深部高应力回采巷道变形破坏机理与控制技术

针对深部高应力回采巷道变形破坏严重与难控制的问题,以任家庄煤矿210504工作面回风巷为工程背景,研究了其变形机理和稳定性控制技术。对该工作面运输巷的变形破坏代表性地段进行了现场调查,发现该巷为典型的深部高应力回采巷道,变形破坏特征为强烈底鼓、两帮严重内挤、顶板整体下沉;采用数值模拟的方法研究了巷道围岩的变形破坏机理,认为该巷的变形破坏是由低预紧力锚杆支护体系不能控制深部高应力巷道围岩所导致;对210504工作面回风巷提出了“锚杆+锚索+W钢带+锚网”的综合支护方式。工程实践表明,巷道底鼓量为220 mm左右,两帮移近量262 mm左右,分别比原支护方案降低59.1%和40.2%左右,巷道围岩保持稳定。该研究成果可为该矿或同类矿井的稳定性控制提供借鉴。     

9104运输巷复合顶板支护技术研究

新元煤矿9104运输巷顶板为复合顶板,含有软弱夹层,在掘进过程中巷道破坏明显。通过实验室力学试验、现场测试和工程监测的方法对巷道变形较大的原因展开研究,提出加长锚杆(索)长度、增加预紧力、减少锚杆(索)间排距的联合控制措施,结果表明优化方案下巷道围岩稳定性得到了显著提高。     

煤巷掘进速度与顶板恶化冒落过程及控制

针对掘进速度与大断面煤巷顶板恶化冒落过程及控制问题,选取顾桥矿1161工作面运输巷为研究对象,研究不同速度下煤巷顶板恶化冒落过程与控制技术.首先,依据现场调查分析1161工作面运输巷变形破坏特征.其次,基于FLAC~(3D)软件对1161工作面运输巷在不同掘进速度下应力与位移的数值模拟,揭示煤巷顶板分区间恶化冒落过程及其变形破坏机理.最后,提出煤巷顶板恶化冒落的控制原理原则与相应的"调整工作面形态+高预应力锚杆+高分子注浆+锚索"分步联合控制方式,基于该控制方式进行设计并付诸于实践.实践结果表明:巷道两帮移近量最大值为36 mm,顶底板移近量最大值为49 mm,保证了巷道的正常使用,后期围岩的变形速率小于1 mm/d,处于稳定状态.该研究成果可以较好的揭示不同速度下煤巷顶板恶化冒落过程,同时为同类型巷道顶板恶化冒落控制提供一定的参考.     

深部软岩巷道稳定性及支护技术研究

针对深部高应力软岩巷道围岩破碎、变形大、支护困难等问题,本文以小康矿S2S2工作面运输巷为工程背景,首先通过现场观测归纳巷道变形破坏特征为变形大且速度快、顶板严重流变、底鼓量大、支护构件发生屈服破断。然后,根据软岩巷道支护原理,提出了S2S2工作面运输巷支护优化方案,即采用"高强锚(索)喷网配合U型钢可缩支架及壁后充填"的支护技术。并利用ANSYS模拟软件对原方案和优化方案的支护效果模拟验证,同时在S2S2工作面运输巷进行现场试验。结果表明:优化方案可有效限制巷道变形,巷道服务期间顶板最大下沉量588mm,两帮最大移近量为211mm,无冒顶、片帮事故发生,发挥了巷道围岩承载能力,支护效果好。     

某深井强采动巷道围岩破裂失稳的数值模拟

针对西部某矿回风巷在大埋深强采动环境下的长期大变形的工程现象,采用FLAC~(3D)数值模拟方法研究了不同煤层厚度、构造应力及煤柱宽度下的巷道变形破坏规律。结果表明,随着煤层厚度的增大,巷道顶板塑性区及变形量逐渐增大,对顶板影响显著。随着构造应力增大,偏应力作用下巷道围岩整体变形逐渐增大,应力集中区逐渐向帮部深处和底板转移。随着煤柱宽度的增加,巷道顶底板及两帮变形量呈现先增大后减小的趋势,当前煤柱尺寸设置不合理,应减小煤柱尺寸,优化围岩应力环境,提高巷道维护效果。     

深部高应力软岩巷道变形特征及支护技术研究

以贵州土城煤矿141713运输巷为工程背景,针对该矿运输巷深部高应力软岩难支护问题,通过现场调研该巷道破坏特征、实验室用多功能粉末X射线衍射仪分析围岩成分,分析总结该巷道破坏机理,得出围岩强度低、黏土矿物占比大、支护方式不合理、采动影响、高应力和围岩渗水是该巷道变形破坏的主要原因。针对巷道破坏特征和机理提出“锚杆/索+钢筋网+注浆+U型钢棚”联合支护方案,并通过理论分析、数值模拟分析和现场实测验证。通过数值模拟支护后,巷道顶板最大下沉量和巷道最大底鼓量分别从160mm和60mm减小至45mm和40mm|巷道两帮最大移进量从60mm减小至14mm|最大主应力由24MPa增加到28MPa。现场监测结果表明,支护后巷道断面最大收敛率为9.87%,巷道围岩变形量在可控范围内,支护效果明显。     

放顶煤工作面过空巷高水材料充填技术研究

针对综放工作面过空巷时受到超前支承压力影响,造成空巷内围岩塑性破坏区范围扩大,易引发工作面煤壁片帮和空巷顶板垮塌的问题,采用数值模拟软件,对空巷充填前后的围岩应力分布状况进行分析对比,空巷充填后,巷道围岩应力峰值明显减小,空巷充填改善了围岩受力状况,降低围岩应力值。结合成庄矿3311工作面现场情况,确定高水材料充填施工方案,并进行综放工作面过空巷充填工业性试验。结果表明:工作面通过充填空巷区域期间,工作面两巷道顶板下沉量最大值为146. 8mm,底鼓量最大值为195. 2mm,左帮鼓出量最大值为49. 8mm,右帮鼓出量最大值为82. 2mm,巷道变形量不影响工作面正常回采,有力保障工作面过空巷区域的安全。     

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。     

综采工作面巷道超前应力和围岩变形研究

不同开采方法巷道超前应力和围岩变形所体现出的特征有所不同。为研究综采工作面的超前应力和围岩变形特征,以永兴煤矿Z2371工作面为研究对象,采用现场观测的方法进行研究。通过观测的数据可以看出:超前应力的影响距离约60 m,峰值点距综采工作面约在16 m,应力集中系数约2.88;回风巷顶板最大下沉速度18 mm/d,运输巷顶板最大下沉速度12 mm/d;回风巷两帮围岩相对移近的最大速度12 mm/d;运输巷两帮围岩相对移近的最大速度15 mm/d,综采工作面在回采过程中巷道起动变形距离45 m。超前应力影响距离60 m大于巷道起动变形距离45 m,造成这种现象的原因是巷道支护抵抗了超前应力的影响。     

煤矿大断面托顶煤巷道围岩变形破坏机理

为了解决煤矿大断面托顶煤巷道支护难题,借助理论分析、数值模拟等方法对王庄煤矿7105工作面运输巷围岩变形破坏机制进行研究,分析了不同巷道断面、顶煤厚度在无支护时的围岩塑性区、位移场、应力场的演化规律。结果表明,顶煤厚度对大断面托顶煤巷道的稳定性影响重大,顶板下沉量随顶煤厚度增加而变大;随着巷道断面的扩大,围岩塑性区相应增加,两帮和顶板变化较大,底板无明显变化;适当减小顶煤厚度,即增大巷道高度,可有效控制巷道顶板变形,但应对巷道两帮加强支护;若巷道宽度,即跨度增大,顶板的位移量增加,应补打锚索加强顶板支护。监测结果显示,基于此结论设计的支护方案能有效地控制围岩变形。     

采动巷道软弱顶板塑性破坏演化规律与支护方案

软弱顶板条件下,巷道在原岩应力与采动应力叠加作用下会出现深度较大的塑性破坏区,引发剧烈的巷道围岩变形,甚至出现冒顶隐患。为掌握采动过程中塑性区在软弱顶板中的演化规律,以敏东一矿回采巷道为工程背景,系统研究了采动前后巷道围岩塑性区分布与演化特征,结果表明:在本工作面超前支承压力和上区段工作面采空区侧向支承压力的叠加影响下,采动巷道周边两个主应力比值急剧升高,同时,受邻近工作面覆岩移动影响,巷道围岩周边应力中的最大主应力方向也将发生大幅度的偏转。伴随着软弱顶板采动巷道围岩主应力大小和方向的不断演化,最大塑性破裂深度逐渐扩展且朝向顶板,塑性区扩展过程中会出现隔层分布现象,顶板剧烈变形主要是由塑性破坏产生,各层位顶板的破裂顺序依次为浅部塑性破坏、高位软岩塑性破坏和中位岩层的破裂。中部层位的断裂破坏一般滞后于高位穿透塑性区的形成。期间巷道围岩出现严重的非均匀性大变形,支护难度极大。据此提出了以注浆锚索为核心的顶板控制方法,注浆层位应主要集中在采动期间发生高位穿透塑性破坏的层位,注浆覆盖范围应不小于高位穿透塑性破坏的分布范围,巷道顶板变形监测结果表明,顶板控制效果良好,顶板未出现安全隐患且变形量在允许范围内。     

高应力强动压煤巷“卸压-耦合”支护技术研究

针对五阳矿7609运输巷变形大、顶板岩层破裂范围广、局部支护构件失效的工程难题,通过分析顶板钻孔窥视结果,确定了顶板破裂程度及破裂范围;在原支护条件下,采用FLAC~(3D)软件分析了不同动压系数下围岩塑性区、位移场的变化情况,总结了该巷道失稳破坏机理,确定了引起巷道围岩产生塑性大变形的临界动压系数为2.0,并提出了"卸压-耦合"支护技术,优化了原支护参数;工业性试验表明,采用该支护技术后,巷道顶板最大下沉量、底鼓量及两帮最大移近量分别为30、13.7、25.6 mm,锚固区内、外的最大离层量分别为3.5 mm和20.6 mm,基本控制了围岩有害变形。     

30407运输巷底鼓防治措施及其效果监测

为控制30407工作面运输巷底鼓,保证工作面安全通风及生产,在运输巷布置钻孔对巷道围岩变形移近量进行监测,发现巷道底板在靠近煤柱一侧出现应力明显集中的情况,该侧围岩变形较为严重.现场在巷道两侧布置钻孔,对巷道围岩进行泄压及加固.监测结果表明:治理段巷道的底鼓变形20 d后趋于稳定,巷道底鼓量比未治理阶段减少200 mm,巷道底鼓变形得到控制.