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。     

深部煤巷开掘断面优化的数值模拟研究

从深部煤巷的赋存条件为入手,测试分析了刘庄煤矿深部煤巷的围岩力学特性,比较了直墙三心拱、矩形、直墙拱3种断面的围岩稳定性,从塑性区、垂直位移及垂直应力分布分析得到,当巷道为三心拱、直墙拱、矩形时,巷道顶板塑性区为1.5、2.5、1.5 m,底板塑性区宽度为1、1.5、1m,两帮塑性区宽度1、2、1.5 m;垂直应力分别为21、 21.7、22.2 MPa;顶底板移近量分别为40.8、85、100 mm,综合分析得到深部煤巷开掘为直墙三心拱形断面最为有利,为类似条件巷道开掘断面优化提供了借鉴.     

非软顶底板煤巷锚杆支护及围岩松动规律

分析巷道围岩松动规律是优化锚杆支护的基础.通过对非软顶底板煤巷围岩松动特征与锚杆支护关系的分析,理论计算了非软顶底板煤巷围岩的松动范围,提出了非软顶底板煤巷锚网索耦合支护方案,运用数值计算分析了非软顶底板煤巷锚杆支护前后围岩松动规律,并对试验巷道围岩松动范围进行了钻孔窥视和超声波探测.结果表明:非软顶底板煤巷围岩松动范围在顶板两角及两帮中部,两帮呈半圆形破坏,顶板呈马鞍形破坏.锚杆支护后,围岩松动范围减小,围岩应力由顶板两角沿两帮向底板两角深部转移,顶底角锚杆(索)耦合支护利于巷道围岩的稳定.     

厚顶煤巷道顶帮整体锚固支护体系研究与应用

针对深部应力作用及常规支护条件下厚顶煤矩形断面巷道围岩变形量大的问题,分析主要原因是巷道肩部围岩裂隙发育,顶帮锚固体相互独立,支护结构松散。从厚顶煤巷道围岩失稳破坏机理出发,采用FLAC3D数值计算,对顶帮整体锚固支护体系及传统锚固支护的支护预应力场分布特征及巷道围岩变形破坏规律进行了对比分析。结果表明,顶帮整体锚固支护体系能够改善肩部围岩为挤压式传力机制,抑制肩角处围岩剪切裂隙的产生和发育,增强顶帮围岩在空间上的相互支撑作用,有效提高围岩自承能力,防止厚顶煤巷道发生冒顶、片帮等非线性大变形现象。现场应用表明,采用顶帮整体锚固支护体系后,巷道顶板最大下沉量为50 mm,两帮移近量最大为100 mm,支护效果良好。     

特厚煤层大断面煤巷过密集断层群支护技术

以大同马道头煤矿20m特厚煤层大断面煤巷过密集断层群支护为背景,井下超前探测了密集断层群及富水区域分布特征,现场实测得出巷道顶板煤岩体强度和结构分布规律,数值模拟研究了全煤巷道锚杆支护预应力扩散特征;提出了特厚煤层大断面煤巷过密集断层群巷道动态支护设计,即提高锚杆的锚固力和支护密度,在保证锚固力的前提下适当增加预紧力,且根据顶煤厚度变化确定锚索长度,提高对巷道围岩的控制效果。现场应用后,巷道稳定后顶底板移近75mm,两帮移近102mm,未发生顶板垮落、突水等事故,保证了巷道安全。     

大倾角工作面回采巷道断面形状优化

针对开采大倾角煤层时,矩形回采巷道出现围岩变形不对称的问题,在3308工作面轨道巷开挖前,设计矩形和直墙微拱形巷道断面,采用FLAC3D对巷道应力分布特征、巷道围岩移进量及塑性区进行比较.结果表明:应力方面,直墙微拱形断面帮部和顶部破坏减少,承载能力较强.位移方面,直墙微拱形断面巷道围岩移进量总体比矩形小.综合可得,直...     

煤矿大断面托顶煤巷道变形机理及控制技术研究

为了解决煤矿大断面托顶煤回采巷道支护问题,以王庄煤矿7105工作面运输巷为工程背景,通过数值模拟分析了大断面托顶煤巷道裸巷平衡时围岩塑性区形态、位移及应力演化规律;基于普氏自然平衡拱理论,建立了两帮稳定时大断面托顶煤巷道顶板冒落拱力学模型,通过数学计算得到了分层冒落拱高度,运用两帮塑性区力学模型计算托顶煤巷道帮部塑性区宽度,结合数值模拟方法,设计了锚杆锚索联合支护参数和支护方案,并应用于工程实践。研究结果表明:巷道周边出现"蛙形"塑性区,顶板拉伸破坏区呈规则穹隆形,与巷道顶板普氏拱效应相吻合,托顶煤离层严重,冒落拱高度超过托顶煤厚度;两帮在该工况下塑性区发展有限,帮部较为稳定;在厚顶煤存在情况下,大断面托顶煤巷道变形特点是顶板最大,帮部次之,底板最小。现场监测结果证明,借助大断面托顶煤巷道顶板冒落拱力学模型、两帮塑性区力学模型理论计算,结合数值模拟比选的巷道锚杆支护参数和支护方案,能有效控制围岩变形,保持巷道稳定。     

综采工作面两巷巷道断面对支护效果影响的研究

针对新华一矿原先综采工作面两巷锚杆支护断面形式为矩形或梯形断面,顶板易产生离层,顶底板移近量较大状况,改后采用拱形断面的锚杆支护(顶部挑成拱形,围岩与锚杆、锚索一起形成组合拱),拱部的应力向两帮转移,同时两帮的应力对顶部有一个夹紧和拱托作用,加上围岩周边的锚杆锚索的加固作用,形成一个较稳定的组合拱,受力结构较为合理。实践证明,煤巷拱形断面锚网索支护形式具有很好的支护效果,可以有效降低劳动强度及支护成本,大大提高安全系数,为工作面快速推进创造良好条件,是一种理想的支护方式。     

大断面厚顶煤回采巷道锚杆索协同支护技术研究

以大断面厚顶煤巷道的围岩破坏机理为依据,采用FLAC~(3D)数值模拟计算,对传统联合支护和锚杆索协同支护的围岩变形、塑性区分布等进行了对比分析。结果表明:单纯增加锚索的局部支护密度对顶板支护意义并不大,支护过程中应重视顶板锚索的均匀布置,使得锚杆、索充分发挥协同支护作用;研究发现锚杆、索协同支护体系可以将锚杆、索等支护构件的锚固作用最大化,节省支护成本,并有效改善围岩的变形状况,防止巷道围岩出现大变形甚至片帮、冒顶等事故。现场应用试验表明,采用锚杆、索协同支护体系后,巷道顶板下沉量和两帮移近量较传统支护方案分别减少了21.3%和18.4%,支护效果良好。     

综采工作面回采巷道断面形状优化设计探讨

针对目前西铭矿48710工作面矩形巷道变形大、难以维护等问题,结合具体条件,采取UDEC模拟分析了矩形巷道、圆形巷道、直墙半圆拱形巷道的破坏特征、受力情况及围岩变形量,得到了直墙半圆拱形巷道断面为最优断面,并采取了锚杆+锚索+金属网+钢筋梯子梁联合支护进行了数值模拟,为类似条件工作面的巷道断面选取提供参考。     

不同形状巷道断面对深部破碎回采煤巷的影响分析

为了确保煤矿巷道断面的合理设计,以云盖山煤矿一矿实际矿井地质条件为例,采用数值模拟软件,分别对梯形、矩形、直墙半圆拱形断面巷道进行数值模拟研究,研究了巷道周围煤岩体位移、塑性区分布,巷道周围煤岩体最大主应力、最小主应力云图。研究得出:在无支护的情况下,当采用直墙半圆拱形断面时,巷道顶板变形量、左帮变形量最小,因此该煤矿运输巷断面设计为直墙半圆拱形最合理,有利于确保矿井安全生产。     

巷道动力失稳下围岩松动特征分析及支护参数选取

针对煤矿开挖导致的巷道动力失稳问题,为了提升煤矿巷道安全性,对巷道动力失稳下围岩松动特征分析及支护参数选取问题进行研究。给出乌东煤矿工程概况,在巷道设3个监测点,当动力失稳现象出现时,分析巷道围岩物理学性能,对煤矿巷道动力失稳下巷道表面位移进行监测,并进行实验分析,通过实验结果实现围岩支护参数选取。实验结果表明,动力失稳现象会导致围岩岩样的抗压强度变低;在距离工作面距离为90 m时,顶底移近与两帮收敛的变形速率最大;当监测点的监测日期逐渐上升,顶板的锚杆受力与锚索受力不断加大,其中锚索受力相对较高,而锚杆下帮受力要低于锚索上帮受力。按照实验结果设计支护参数,以防止围岩松动变形对巷道带来影响。     

深部厚顶煤巷道围岩稳定性相似模型试验研究

针对深部厚顶煤巷道围岩控制难题,采用相似模型试验方法,分析了埋深、构造应力等因素对厚顶煤巷道围岩变形、围岩应力及支护结构的影响,揭示了厚顶煤巷道围岩稳定性规律:随着埋深增大,两帮及顶煤内应力峰值增大,围岩变形破坏程度增大;随着构造应力增大,围岩变形破坏程度增大,构造应力对顶煤稳定性影响显著,顶煤水平应力呈现出"两端低、中部高"分布形态,且应力峰值位置随构造应力增大向深部转移,下位顶煤、煤层与顶板交界面附近的顶煤破坏严重,最终发生"尖顶型"垮冒;顶板锚杆和穿过煤岩层交界面的锚索易被剪断。对于深部构造应力作用下的厚顶煤巷道,认为提高顶煤锚固体的抗剪能力尤为重要,提出采用"高强高预紧力锚杆及斜拉锚索梁"支护技术,以此增强厚顶煤锚固体的抗剪能力、提高两帮承载能力,顶煤和两帮稳定性的提高则有助于减小底臌量。研究成果成功应用于工程实践。     

特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用

针对特厚煤层(达15 m)综放沿空掘巷采动影响范围大、围岩性质裂隙以及煤柱稳定性差等特点,提出了顶板以高强高预应力让压锚杆支护系统、梯级锚固的束锚索支护系统以及多锚索-钢带桁架支护系统的强力联合控制技术,煤柱帮采用强力锚杆支护系统、高韧性材料注浆加固、钢筋混凝土墙支撑系统的刚柔协同控制技术,以及实体煤帮强力锚杆索支护系统进行特厚煤层综放沿空掘巷围岩稳定性的控制,并阐明其支护机理。结合地质生产条件与现场工程实践确定了沿空掘巷具体支护方案与工艺流程,并进行了现场应用。现场实践表明,巷道两帮和顶底板最大移近量分别为65和57 mm,变形量较小,首次实现了15 m特厚煤层综放沿空掘巷围岩的有效控制。     

顶煤破坏区采动影响下巷道变形机理与控制技术

为解决顶煤破坏区下破碎围岩巷道变形大、破坏严重的难题，以韩咀矿32103工作面辅运巷为研究对象，采用现场实测及理论分析相结合的方法对巷道围岩应力分布及变形机理进行研究。结果表明：32103辅运巷道顶板存在的顶煤破坏区呈非连续分布，32103辅运巷道围岩应力环境调整及顶煤遗留煤柱与区段煤柱有效承载宽度减小是导致巷道矿压显现明显的主要原因。基于上述探测及理论分析结果，提出以“深浅孔注浆+锚网索”联合支护为主的巷道围岩控制技术及以“架棚+底板卸压”为主的加固技术。现场应用结果表明：采用新支护方案后，32103辅运巷道围岩最大顶底板移近量为70mm，最大两帮收敛量为48mm，支护锚杆未出现破断现象，且锚杆受力与围岩变形均在合理区间，巷道支护效果良好。     

深部破碎岩体巷道围岩控制技术研究

某金矿进入深部开采后,由于围岩破碎,巷道开挖后出现了明显的变形和破坏现象,难以满足其服务期间的稳定性要求。针对这一问题,采用现场调查、数值模拟和现场试验等手段开展了研究。首先,分析了巷道变形和破坏特征,认为该矿巷道破坏表现为两帮破坏,然后发展至顶板。其次,从充分利用深部破碎岩体自承能力的角度出发,提出了马蹄形巷道设计方案,并采用数值模拟的方法分别模拟了矩形巷道,直墙半圆拱巷道,直墙三心拱巷道和马蹄形巷道的开挖过程,结果显示当采用马蹄形巷道时,能够减小围岩应力松弛区的范围,改善围岩的受力条件,极大限度地抑制了围岩的变形和破坏。再次,给出了优化的马蹄形巷道支护方案,在传统只采用顶板锚杆的基础上增加两帮锚杆和穿带,其中,顶板锚杆间距 1.5 m,两帮锚杆间距 1.0 m,排距均为 1.0 m。最后,将得到的马蹄形巷道方案应用到该矿-900 m 分段联巷的工程实践当中,结果表明马蹄形巷道施工后围岩没有发生明显的变形和破坏,取得了较好的施工效果,保证了巷道的稳定性。通过本研究可以为该种类型的深部破碎岩体巷道的围岩控制技术提供参考和借鉴。     

基于ABAQUS数值模拟的采区巷道断面形状优化研究

 选取矩形、梯形、直墙半圆拱形、圆弧拱形、三心拱形、直墙半圆加反拱形6种常用采区巷道断面形状进行数值模拟分析,研究不同巷道断面形状开挖后位移分布,分析表明直墙半圆拱形巷道变形量最小,且加设反拱后对于减少底臌量效果明显。选取矩形和直墙半圆拱形断面作为代表断面,分析不同埋深H及侧压力系数λ对采区巷道变形特征、围岩应力影响。在此类围岩条件下,当采区巷道埋深小于400 m、侧压力系数小于1.6时,矩形巷道和直墙半圆拱形巷道围岩变形量差距较小,此时可以选择矩形巷道断面以满足经济性要求。     

大断面煤巷锚杆桁架联合支护技术

选取薛村煤矿厚煤层大断面1927运输巷为研究对象,采用FLAC^3D模拟研究了巷宽对围岩的影响,结果表明:顶、底、两帮塑性区呈“半椭圆”状分布,随巷宽增加,顶板的塑性区破坏范围增加速率最大,两帮次之、底板最小;巷道围岩变形破坏向深入逐渐降低,深部破坏变形曲线呈“负指数”形式;巷道顶板表面变形量及变形增加量最大,两帮次之、底板最小;帮支承压力呈浅部升高深部降低的趋势,支承压力峰值随巷宽增加向深部转移。从而得出:桁架锚索可锚固在肩角稳定区,封闭结构可兜护顶板;桁架锚索、锚固空间附加应力网,可有效加提高围岩共同承载能力,共同抵抗变形。基于此提出高强高预紧力锚杆与桁架锚索联合支护技术。工程实践结果显示,两帮移近量98 mm,顶底板移近量128 mm,顶板离层量3 mm。     

松软煤层大巷围岩变形机理及控制对策

针对潞安漳村矿井深埋煤巷持续大变形难题,在开展地应力、煤岩体强度及围岩结构测试的基础上,分析了软弱围岩破坏变形的机理;基于强力一次支护原则提出了高预应力强力锚喷支护方案,重点对煤帮进行短锚索补强支护。矿压监测结果表明,掘巷阶段巷道顶板最大下沉量16 mm,两帮最大收敛量153 mm,底板变形不明显,锚杆锚索受力在掘进工作面推过50 m时开始稳定,锚杆受力最大值稳定在154 kN,锚索受力最大值稳定在235 kN。研究成果可为类似采矿条件下煤巷支护提供经验指导。     

注浆锚索在沿空留巷工作面超前支护中的应用研究

为解决煤矿超前支护工序繁琐、劳动强度大、影响工作面快速推进以及超前液压支架破坏顶板锚杆（索）严重等问题,以古汉山矿1604工作面运输巷为工程背景,理论分析了工作面超前巷道围岩变形特征和注浆锚索支护原理,提出在工作面超前巷道采用锚注支护技术,取消原工作面超前液压支架,减小了单体支柱支柱密度,并在现场进行了工业性试验。试验结果表明,工作面超前巷道顶板实施注浆锚索后,顶板围岩裂隙内浆液充填范围广;超前巷道受工作面支承压力和采动影响后,巷道变形不明显;进入沿空留巷后,留巷实体煤帮最大移近量为276 mm,采空区帮最大移近量为216 mm,顶板最大移近量为225 mm,底板最大鼓起量为164 mm,顶板控制效果较好。