动力扰动下不同硬度煤层巷道围岩响应特征研究

为了探讨动力扰动对不同硬度煤层巷道围岩稳定性的影响规律,对动力扰动下不同硬度煤层巷道围岩力学响应进行了数值分析。结果表明：动力扰动对软硬煤煤层巷道围岩稳定性显著影响时间为0.4 s;在巷道顶板水平应力波动幅值、顶板及帮部围岩变形程度方面,软煤大于硬煤,而在帮部垂直应力波动幅值、底板水平应力波动幅值、底板变形程度及帮部和底板的塑性区面积方面,硬煤大于软煤;软硬煤煤层巷道顶板变形程度均大于底板和帮部,软煤帮部变形程度明显大于底板;在巷道变形位移显著上升时间段内,软硬煤煤层巷道帮部和底板位移变化速率不一致,而顶板位移变化速率一致。     

不同强度动载叠加下巷道围岩力学特征数值模拟研究

为研究不同强度叠加动载作用下底板巷道围岩力学特性,以朱仙庄煤矿Ⅱ5采区879瓦斯抽采巷道为工程背景,运用数值模拟软件FLAC~(3D)对不同强度叠加动载作用下,巷道围岩应力、位移及塑性区分布规律进行研究。结果表明:巷道应力集中系数随扰动强度增加以不规则简谐运动波形形式增加,巷道顶底板及两帮应力集中程度加剧,峰值位置朝围岩深部转移;巷道顶板及两帮变形量随着扰动强度增加呈增加—下降—增加的变化趋势,其中右帮变化速率最大,顶板次之,左帮最小;巷道在剪切破坏的主导作用下产生破坏,且当扰动强度小于40 MPa时,巷道围岩塑性屈服网格数增量每兆帕0.2个,强度超过40 MPa时,塑性屈服网格数平均增量为每兆帕0.6个。     

非均称变形巷道变形破坏规律及支护对策

针对回采等造成的非均称变形巷道支护难题,采用实验室实验、数值模拟、理论分析和现场工业试验的综合方法,研究了非均称变形巷道围岩位移、应力和塑性区等围岩稳定性指标变化规律,以及高强度分区锚网索支护作用,提出了非均称变形巷道高强度分区锚网索支护技术。研究结果表明:煤层回采等造成巷道周围应力非均称分布,导致围岩变形以顶板非均称下沉和两帮不对称位移为主;靠近采空区侧煤帮强度弱化,促使巷帮及顶板深部岩体向塑性破坏状态转变,围岩稳定性急剧劣化;同时,巷道帮部稳定性与顶板稳定性呈非线性正比关系,随着帮部变形量增加,顶板下沉量急剧增加,而顶板急剧下沉加速帮部煤体破坏。对顶板和两帮分区设计支护参数,增大采空区侧煤帮承载能力,减小顶板及实体煤帮围岩破坏范围,提高顶板以及作为顶板基础的两帮强度和抗变形能力,有效控制巷道非均称变形。     

叠加支承压力下松软煤层巷道支护技术

针对象山煤矿临近工作面采空区侧向支承压力叠加作用下的巷道支护难题,利用数值模拟和现场试验,围绕叠加支承压力作用下松软、破碎煤层巷道的围岩变形规律,提出强预紧力全长自攻锚杆+帮部结构补强支护技术。结果表明:21303和21502工作面采空区侧向支承压力发生明显的叠加作用,21503回风巷距离叠加支承应力峰值约10 m,巷道垂直应力为20.7 MPa,应力集中系数1.41;巷道两帮围岩位移明显大于顶底,整体位移场表现出明显的非均匀性。     

高水平应力下大断面巷道围岩破坏机理及支护方案

为研究水平构造应力下大断面巷道围岩破坏机理,基于压力拱理论分析了巷道跨度对巷道围岩稳定的影响,并在理论上分析了水平构造应力对巷道顶板和两帮的影响,通过建立PHASE2D数值模型,分别模拟了不同巷道断面和水平应力下的巷道围岩应力和位移分布,表明巷道跨度的增大对巷道顶板两侧有较大影响,使其水平和垂直应力集中系数增大,强度系数减小,巷道顶板两侧围岩更易失稳破坏。随着侧压系数增大,巷道两帮强度系数大范围减小,表明水平应力的增大会使两帮煤体发生破坏。最后通过具体案列对理论分析结果进行了验证,提出了合理的支护方案。     

构造破碎区沿空掘巷偏应力分布特征与控制技术

以黄岩汇煤矿15111轨道巷为工程背景,采用数值模拟、实验室试验及现场实测等方法,研究了构造破碎区沿空掘巷围岩偏应力分布特征及控制技术。结果表明:随着煤柱宽度的增加,巷道围岩偏应力峰值及峰值位置均有较大变化,偏应力峰值变化幅度由大到小为煤柱帮(20 MPa)、顶板(4.6 MPa)、底板(2.6 MPa)、实体煤帮(2.5 MPa);峰值位置变化幅度由大到小为底板(4.25 m)、顶板及煤柱帮(3 m)、实体煤帮(0.25 m);沿空掘巷巷道开挖引起的偏应力在15 MPa以上,在其作用下围岩发生大范围剪切破坏,构造破碎区围岩易崩解破碎,更加剧了巷道失稳,支护不合理时容易出现顶板冒落、煤帮垮塌和强烈的底鼓现象。据此,提出了包括高密度长锚索控制顶板稳定、大直径短锚索替代帮部锚杆、设置帮角加强锚杆及破碎煤体的锚注加固在内的综合控制技术。现场应用表明该技术能有效控制巷道变形,实现构造破碎区沿空巷道的稳定性控制。     

深凹露天转地下采场巷道围岩监测及稳定性分析

通过现场监测和数值分析相结合的方法,从位移和应力角度对杏山铁矿露天转地下开采过程中的露天边坡和井工巷道的围岩稳定性问题进行研究,分析了采场巷道围岩的位移、应力变化规律,揭示了露天转地下开采过程中围岩体所受复合采动扰动的力学机理,结论如下:巷道两帮和顶板围岩位移增长率均呈现出典型"S"形趋势,即"加速变形期-急速变形期-平缓期",最大复合采动应力大约距工作面40m左右,采场扰动和巷道掘进扰动的应力叠加,成为巷道变形破坏的主要原因;地下开采过程中,覆盖层下沉,巷道顶板应力由垂直转向侧向挤压,随着开采深度的增加,覆盖层下移距离增大,坡脚拉应力和巷道应力集中区域增大,导致露天转地下开采过程中围岩体发生破坏失稳。     

深部破碎巷道应力演化与围岩控制技术数值模拟

为解决某金属矿深部破碎围岩巷道支护的难题,采用FLAC~(3D)对不同支护方案下巷道围岩失稳破坏情况进行了数值模拟。分析了巷道在无支护、锚杆支护、锚喷支护和锚喷+锚索支护等不同条件下围岩的变形规律。结果表明:在不同支护条件下,巷道围岩垂直应力在距离巷道帮部约2m～5m处出现了"耳廓型"的压应力集中;巷道围岩水平应力呈现非对称"蝴蝶型"分布;锚杆、锚喷、锚喷+锚索支护对控制巷道变形有较好的效果,较无支护条件,顶底板最大位移量分别减小约50%、60%、80%;在巷道掘进过程中,巷道围岩变形量的规律为:两帮顶板底板。然而,对两帮和顶板采取支护后,巷道底鼓现象仍然严重,对此建议矿山对巷道底板采用混凝土硬化处理。     

直角梯形巷道围岩应力非对称特征数值模拟研究

针对石炭井二矿区倾斜煤层直角梯形巷道围岩出现非对称变形破坏,给巷道的稳定性控制和支护带来很大困难的问题,采用数值模拟方法,对该矿区巷道垂直应力、水平应力及水平位移进行了系统分析研究,给出了倾斜煤层直角梯形巷道围岩应力的分布规律及破坏特征。研究结果表明:巷道两帮、顶板及尖角处均呈现明显的非对称应力集中现象,主要表现为两帮应力集中峰值和距帮部侧壁的距离差异明显,并随着倾角和地应力增大而增大,当倾角为18°～27°,低帮应力集中峰值为高帮的1.07～1.33倍,高帮到巷道帮部侧壁的距离比低帮大1.26～3.79 m。其次沿煤层倾角相同方向对称的两尖角处表现为明显的压应力区,而相反方向两尖角处则表现为明显的拉应力区,且压应力和拉应力的最大值均出现在巷道顶板的两尖角处,其破坏特征表现为低帮一侧及底板严重的变形破坏。     

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。     

上湾煤矿运输大巷过断层围岩变形破坏特征研究

针对巷道过断层极易产生大变形、支护结构失稳等问题,以上湾煤矿中六运输大巷过断层为工程背景,采用数值模拟和现场实测方法分析巷道过断层中围岩变形特征。结果表明:巷道过断层中围岩以剪切变形为主,在断层前后10 m范围内围岩变形量较大,围岩破坏先后顺序依次为底板、两帮和顶板,上盘影响段巷道底板和帮部围岩为主要控制区域,下盘影响段顶板和帮部围岩为主要控制区域,并提出巷道关键部位密集锚索支护+反底拱全断面锚杆支护的围岩控制技术,围岩最大位移量均小于120 mm,工业试验结果较为理想。     

基于煤巷两帮基础刚度效应的控帮护巷支护原理

煤层巷道两帮煤体相对顶底板岩层强度低、可变形性强,两帮煤体大变形对巷道围岩整体稳定性有着极其重要的影响。基于煤巷两帮煤体严重变形的工程实际,考虑巷道两帮煤岩体的可变形性,建立了由Winkler可变形基础支承的顶板悬梁力学模型,分析并揭示了顶板的弯矩和挠度分布特征及规律,提出了基于煤巷基础刚度效应的"控帮护巷"支护原理:通过加强两帮支护提高锚固煤体的基础刚度,控帮支护的直接控制两帮煤体的变形和破坏,并进一步通过基础刚度效应改善整个巷道围岩的应力状态,抑制顶底板变形破坏,提高围岩承载能力和稳定性。通过数值模拟分析与现场工程试验,对基础刚度效应和"控帮护巷"原理进行了分析和验证。研究表明:在两帮垂直集中应力作用下,巷帮煤体压缩变形明显,顶板岩层随基础变形而弯曲下沉,两帮基础刚度对顶板变形量影响显著,是顶板变形的关键影响因素;在顶板支护相同的条件下,加强两帮支护不仅使掘进和采动影响期间的两帮的塑性破坏范围和移近量显著缩小,还有效地控制了顶底板的变形破坏情况,是巷道围岩整体稳定性控制的有效途径。研究工作深化了煤巷围岩控制中对巷帮支护重要性的认识,揭示了控帮护巷的支护机理。     

深部软岩巷道应力分布特征及合理支护设计

为有效地解决深部软岩巷道受高应力、高温等特殊地质环境发生蠕变现象导致巷道失稳的问题,以山西某矿山西组2~#煤3201材料巷为研究背景,采用巷道原岩应力测试得出软岩的应力分布特性,提出高预紧力锚杆、锚索安装,以及帮部补支锚索改进支护方案。采用UDEC方法模拟了深部软岩巷道注浆锚索下巷道应力场和位移变化。结果表明:采用改良支护巷道两帮与顶板得到了稳定控制,顶板位移量由133 mm降低至50 mm,两帮移近量由大于150 mm降低至50 mm以下,巷道围岩变形量降低了60%～70%,效果显著,较好地保证了巷道的稳定。     

主应力对弱胶结软岩马头门围岩稳定性影响

以弱胶结围岩条件下马头门为工程背景,采用岩石力学实验、理论分析和数值模拟等技术手段,研究了主应力大小和方向对马头门顶板、底板和两帮围岩变形规律的影响及最大主应力区的分布特征。研究结果表明:随?和H的增加,马头门围岩的最大位移值和应力扰动区深度呈线性增加,围岩变形受侧压力系数影响程度表现为两帮底板顶板;马头门布置最危险的走向并非与最大水平主应力垂直,而夹角?在20°与60°时马头门顶板围岩应力集中系数最大,夹角?=0°时,马头门围岩相对最稳定,围岩变形量受夹角变化影响程度表现为顶板底板两帮;马头门围岩变形、应力分布及应力集中程度受马头门断面形状的影响显著,夹角?与应力集中系数呈非线性关系。根据研究结果对马头门的支护结构进行设计优化。     

高应力大断面煤巷支护技术研究

为解决陕西省某矿辅助运输大巷强烈大变形、维护极差的难题,采用数值模拟方法,重点研究了不同构造水平应力、不同断面尺寸条件下巷道围岩的变形特征、塑性区及最大主应力分布情况。研究结果表明,巷道底板和两帮受开挖扰动最为明显,围岩变形量最大,且随着水平应力和巷道断面尺寸不断增大,围岩破坏范围不断扩大,且底板和帮部围岩破坏范围和围岩变形量最大。在此基础上,提出了巷道二次补强加固技术,即首先实施高强锚网索支护,待围岩产生一定变形后,采用预应力锚索对巷道围岩变形突出部位实施二次补强加固,重点加强巷道帮部及底角部位,避免巷道因局部大变形导致的整体失稳。现场试验结果表明,该支护技术应用后,巷道两帮移近量、顶底板移近量分别为121,185 mm,巷道维护效果良好。     

不同水平应力对U钢支架支护巷道稳定性影响的研究

水平应力是影响巷道围岩稳定性的重要因素之一。以鹤壁二矿347工作面顺槽的实际围岩条件为基础,运用Flac3D软件模拟分析了巷道在U36钢支护的情况下,不同侧压力系数对巷道围岩的塑性区分布及位移的影响。结果表明,随着水平应力的增加,巷道两帮的变形较小,巷道的肩部变形较为严重,底臌量增加的特别明显,U36钢金属支架支护对巷道两帮的控制效果较好,而肩部和底板是薄弱环节需要加固。     

破碎围岩巷道变形特征及支护参数优化

巷道帮部破碎围岩在采动应力诱发下的动力灾害问题严重制约现场安全高效掘进。针对破碎围岩巷道帮部突然性断裂垮落致诱动力灾害问题,根据巷道地质条件和布局,考虑顶底板帮部裂隙分布规律和开采扰动影响,采用现场勘察、理论分析、数值计算和微震现场监测等手段和方法,综合分析破碎围岩巷道变形特征及支护参数优化设计。结果表明:受重力作用,岩层顶板在拉伸应力作用下拉伸应力区呈U形破坏分布,巷道经过支护后,顶板运移量大幅度减小,同时减缓覆岩整体性破坏程度;受巷道掘进扰动影响下顶板更易发生结构失稳,巷道支护能够有效阻碍覆岩顶、底板运移,缓解岩体灾变概率,动力灾害得到有效控制,巷道实现安全掘进。     

三软煤层巷道围岩变形机理及支护优化技术研究

为了解决15101工作面三软煤层巷道围岩变形破坏的问题,在确定巷道顶底板环境的基础上,对三软煤层巷道围岩侧向支承应力分布及变形机理进行了分析。研究表明:三软煤层巷道侧向应力呈现出应力峰值位置远离煤壁、应力最大值降低、侧向支承应力影响范围扩大等特点,巷道发生变形主要是由于力源集中区应力传递导致帮部剪切滑移破坏和底板挤压夹持破坏;建立了巷道围岩受力力学模型,理论分析了巷道围岩在横向变形和纵向变形的应力表达式,得出巷道变形受到巷道支护强度、底板支承能力、煤体应力传递衰减系数和底板剪切滑移等因素的影响。最后,提出了"控制顶板、加固两帮、强化底板和固定滑移"的巷道围岩控制原则,采取"长预应力锚索+帮部加密锚杆+底板注浆"的综合支护方式对巷道围岩进行了支护优化设计,确保了三软煤层巷道的安全稳定。     

大断面复合顶板硐室围岩稳定性规律及支护对策

基于潞安集团李村煤矿2302工作面回风平巷地质条件,采用理论分析和数值模拟的方法,研究大断面复合顶板巷道掘进过程中的围岩应力和变形规律,分析巷道帮部开挖钻场后形成的大断面复合顶板空间围岩的稳定性演化特征,揭示了二次扰动后大断面复合顶板硐室围岩稳定性劣化规律,提出了"高强锚杆+双层钢筋梯子梁+锚索+钢筋网"的联合支护方案。研究表明:2302工作面回风平巷掘进形成后,两帮围岩变形量为270 mm,顶板变形量达到150 mm以上;顶板应力扰动范围达到13 m以上;钻场开挖造成巷道围岩二次扰动,与2302工作面回风平巷稳定性相互加速劣化,其顶板下沉量增加至200 mm,顶板应力扰动范围增加至16 m以上。经现场围岩变形量观测可知,巷道及钻场采用联合支护方案后,其围岩变形量均在120 mm以下。     

高应力扰动破坏区巷道围岩稳定性控制研究

高应力扰动破坏区巷道围岩裂隙发育,其巷道内部的支护结构易受施工与环境的影响而失稳破坏,因此加强对高应力扰动破坏区巷道围岩的稳定性控制至关重要。针对某矿3316工作面的地质特征,采用现场实测方法对采动过程中围岩裂隙的发育特征进行分析;结合采动机理分析与数值模拟研究,对原支护方案进行了相应优化;将优化方案应用于抽采巷中,并通过工程监测对其围岩稳定性进行评价。结果表明：采用优化方案支护后,两帮载荷相近,不对称性得到较好控制,顶帮锚杆受力在合理范围内;顶板锚索的工作载荷峰值下降至174.2 kN,减为屈服载荷(500 kN)的33.4%;测站顶底板变形量、两帮移近量较小,抽采巷围岩变形得到稳定控制。