最大主应力方向对巷道围岩稳定性影响研究

为了研究最大主应力方向对巷道围岩稳定性的影响,以贵州某矿1101工作面矩形运输巷为工程背景,采用FLAC~(3D)数值模拟软件,研究了最大主应力为水平或垂直应力时巷道围岩变形情况。研究结果表明:当最大主应力为水平应力时,顶板受影响较大,易发生较严重的剪切破坏,且顶板位移较两帮大,应着重加强顶板支护;当最大主应力为垂直应力时,两帮受影响较大,易发生剪切破坏,且顶板和两帮位移均随垂直应力增大而明显增大,应着重加强两帮支护。根据数值模拟结果及该工作面水平应力大于垂直应力的情况,近似将水平应力作为最大主应力,提出了以顶板支护为主的支护方案。现场监测结果表明,采用该支护方案后,巷道顶板及两帮位移均较小,验证了该方案能较好地维护巷道围岩稳定性。     

淋涌水型煤泥岩顶板巷道破坏机制与控制技术

针对华亿五一煤业淋涌水型煤泥岩顶板巷道变形破坏问题,以该煤矿11101工作面运输巷为例,采用现场观测与室内试验方法,对巷道破坏特征及机制展开了研究。结果表明:11101工作面运输巷煤泥岩顶板下沉变形显著,最大下沉量达700mm,锚杆索和工字钢支架损坏现象严重;顶板泥岩含有大量高岭石和蒙脱石成分,遇水易发生泥化、软化和膨胀变形;巷道破坏失稳是围岩强度低、泥岩遇水易泥化、未采取防水措施、支护方式不合理等因素综合作用的结果。提出了顶板全锚索支护+防水型锚固剂+泄水孔排水的淋涌水型煤泥岩顶板巷道破坏控制措施,并应用于11101工作面回风巷。实践表明,回风巷掘出约30d后,巷道变形趋于平稳,顶板最大下沉量约为112mm,巷道断面满足生产需求。     

回采巷道锚杆支护可靠性设计数值模拟研究

针对回采巷道的围岩特点,采用岩梁理论对回采巷道进行了力学研究与分析。当岩梁自重和沿应力引起的拱座处水平推力不足以阻止剪切滑动力时,顶板将发生整体剪切滑动,当锚固体的强度不足以抵抗最大水平应力,则发生压缩破坏。采用RFPA软件对五虎山煤矿的回采巷道进行数值模拟实验,确定了安全经济的支护方案,结果表明改变角锚杆安装角可以提高回采巷道顶板的抗剪能力。     

大采高垛式液压支架设计

针对榆林矿区某矿大采高综采工作面回风巷采用超前支架、单体支柱或木垛进行超前支护存在支护效果差、支护速度慢、支护成本高、工人劳动强度大等问题,设计了一种大采高垛式液压支架。对该支架在顶梁偏载与底座扭转、顶梁扭转与底座集中载荷、顶梁集中载荷与底座偏载3种工况下进行有限元分析,通过分析应力云图和变形云图发现该支架整体受力均匀,无明显应力集中现象,且支架未出现较大变形;对该支架进行现场测试,结果表明,该支架支护作用下的巷道围岩变形量小,有效保证了工作面巷道的安全。     

综采工作面过上覆房采区煤柱爆破应力演化规律研究

为解决下煤层采动时工作面顶板压力大、支架压死等问题,以韩家湾煤矿为工程背景,从多煤柱相互影响的角度出发,采用UDEC模拟软件对残留煤柱爆破前后的应力演化规律、顶板活动规律进行了研究。研究结果表明,下煤层采前对上层煤柱进行爆破,能够有效消除巷道围岩应力集中的问题;长壁工作面位于煤柱的正下方时,顶板垂直应力达到最大,易出现因载荷集中造成支架压死的现象。该研究成果对类似条件矿井安全开采的顶板控制具有一定的指导意义。     

动载作用下巷道超前支护区域划分

巷道超前支护区域划分和支护方式是影响回采巷道围岩稳定性的关键因素。现有研究大多在静载条件下对超前支护区域进行划分,对于动载冲击作用下的超前支护区域划分及巷道围岩与液压支架之间的关系需进一步探讨。以赵楼煤矿5304工作面巷道为研究对象,分析了液压支架受动载冲击时工作阻力的变化特征及围岩与液压支架的关系,提出了动态系数概念。在动载扰动作用下,超前支承压力峰值点向煤体内部转移,将会产生新的塑性区,因此将超前支承压力影响区划分为破裂区、塑性区、弹性区、原岩应力区、新增塑性区。根据煤岩状态及动态分界点,以动态应力为界限将超前支护区域划分为加强支护段、辅助支护段和原始支护段：加强支护段由破裂区、塑性区和部分弹性区构成,需要较高强度超前支护设备加强顶板支护;辅助支护段主要以弹性区为主,需要单体液压支柱或单元式液压支架辅助支护;原始支护段整体处于原岩应力区,不需要加强支护。运用数值模拟研究了动载作用下超前支承压力变化规律,建立了动载作用下巷道超前支承压力计算模型,推导出各支护段动态应力表达式。现场实测结果表明,根据巷道超前支护区域划分结果设计的支护方案支护效果良好,可满足超前支护区域支护质量要求。     

屯宝煤矿逆断层破碎带巷道变形控制研究

针对屯宝煤矿逆断层破碎带煤柱侧巷道受采动影响造成的巷道变形量大、巷道底鼓、煤柱侧帮鼓、巷道顶板局部下沉等问题,采用锚杆测力计对锚杆应力进行监测,采用PASAT-M应力探测方法对逆断层煤柱侧巷道应力分布和巷道变形规律进行了研究。研究结果表明:胶带巷煤柱侧锚杆应力峰值出现在超前工作面10~15 m,轨道巷上帮锚杆应力峰值出现在超前工作面5~10 m;巷道不同位置的锚杆应力、围岩应力及巷道变形量均受T 2逆断层影响,应力和变形量集中分布在逆断层附近;距离逆断层25 m内围岩应力中等危险区分布相对集中。根据研究结果,提出了巷道补强支护和大孔径卸压综合治理措施,工程实践结果表明,该措施为围岩提供了稳定的支护力,适用于屯宝煤矿逆断层影响区域围岩变形的防治。     

基于深孔预裂爆破的厚硬顶板控制实践

针对厚硬顶板工作面开采强矿压问题,以潘北矿11313工作面为工程背景,通过理论分析基本顶破断特性,制定了厚硬基本顶深孔预裂爆破方案,利用数值模拟研究了厚硬基本顶在不同深孔预裂爆破厚度下围岩应力演化规律及有效深孔预裂爆破厚度下超前支承压力分布。模拟结果表明;应力拱向运输巷侧旋移且应力拱拱高随爆破厚度的增大而增大,应力拱形态由勺状转变为椭圆状;当基本顶预裂爆破厚度为12m时,工作面超前支承压力影响范围和超前支承压力峰值距工作面煤壁的距离与爆破前相比分别增大了8.5,18.8m,超前支承压力集中系数由爆破前的1.67减小为爆破后的1.3。现场监测结果表明:厚硬基本顶预裂爆破后,工作面下部支架最大载荷和平均载荷降低,支架动载系数发生明显波动,煤壁片帮得到有效控制。     

近距离煤层群重复采动下端面冒顶影响因素分析及防治

现有对于端面顶板冒漏的研究多针对单一煤层,而近距离煤层群开采下的端面顶板稳定性不同于单一煤层,在近距离煤层群开采过程中,由于相邻煤层间距较小,上位煤层开采后会使下位煤层开采区域的顶板结构和应力环境发生变化,容易出现端面冒顶、煤壁片帮和顶板压架等灾变问题。以发生过3次大范围冒顶事故的某矿井17101工作面为工程背景,根据煤壁、液压支架与端面顶板稳定性关系,建立了近距离煤层群重复采动下的"端面顶板-煤壁-支架"模型,确定了近距离煤层群重复采动下端面冒顶的影响因素主要为顶板-围岩强度、支架工作阻力、推进速度和端面距。利用UDEC模拟软件模拟不同影响因素对重复采动下端面冒顶的影响,得出以下结论:(1)重复采动过程中顶板与煤体都受到了损伤破坏,顶板与煤壁强度降低,容易出现支架前端顶板冒落,引发顶板冒落与煤壁片帮等灾害,顶板-围岩强度越大,顶板的稳定性越好。(2)液压支架工作阻力偏低是造成工作面端面冒顶的重要原因之一,液压支架工作阻力越大,端面顶板越稳定。(3)工作面推进速度对端面顶板稳定性具有明显的影响,工作面推进速度越慢,采场顶板下沉现象越严重。(4)端面距为端面冒顶的重要影响因素,端面冒顶与端面距呈线性相关,冒落高度随着端面距的增大而增加,端面距越小,端面顶板越稳定,但是端面距太小也会影响到工作面的正常开采,应根据实际情况来确定。针对4个主要影响因素,提出了重复采动下端面冒顶的防治措施,即增加顶板与围岩的强度、提高液压支架工作阻力、合理控制推进速度和减小端面距。上述防治措施可为近距离煤层群重复采动下端面冒顶提供有效的解决方法。     

浅埋深综放工作面矿压显现规律及控制研究

现有工作面矿压规律研究主要是针对浅埋深大采高工作面矿压规律和顶板结构进行研究,针对浅埋深综放工作面强矿压显现规律和控制技术研究较少。针对该问题,以某煤矿42202工作面为研究背景,采用工作面支架监测和微震监测相结合的实测方法,研究了工作面的强矿压显现规律:42202工作面的初次来压步距为60m,周期来压步距为18～26m,来压时支架动载系数高达1.58,片帮深度达1 100mm,立柱下缩量为50～80mm,强矿压导致工作面压架,来压时中部压力大、两侧小,表明工作面来压时矿压显现较为剧烈;微震事件主要集中在工作面超前位置及辅运巷,日累计能量与日频次变化趋势基本相同。分析了浅埋深综放工作面的强矿压机理,指出浅埋深综放工作面强矿压显现的主要原因是采场覆岩高位关键层形成的砌体梁结构与低位关键层形成的悬臂梁结构发生联动失稳效应。针对强矿压显现问题,提出了水压致裂的顶板弱化措施,采取水压致裂措施后,支架工作阻力最大值由59.1MPa下降到50.1MPa,降低了约15%;深孔最大应力降低了15%,浅孔最大应力降低了32%,表明水压致裂对顶板弱化和减弱巷道围岩应力有较显著作用。