深部采准巷道顶板变形及控制技术研究

深部采准巷道支护问题是当前煤炭资源向深部开采所必须解决的关键问题之一。深部岩体受到较大的水平构造应力,使得顶板在上部岩层压力和水平构造应力联合作用下发生变形。采用材料力学压弯组合变形计算顶板产生的挠度与最大拉应力公式,利用所得结论对小庄煤矿40303工作面回风巷道进行支护设计。现场监测结果表明:该公式可用作顶板变形及拉应力验算,支护优化后控制了顶板围岩的剧烈下沉,取得了良好的支护效果。     

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。     

深部煤巷围岩稳定性控制设计

对于深部巷道来说,高水平应力是影响巷道稳定性的重要因素之一。基于高水平应力影响巷道稳定性以及岩梁跨度随巷道变形而增大两个因素,建立了新的锚固岩梁力学模型,对深部煤巷支护参数进行了设计,得出了新元矿3108顺槽支护参数。通过现场监测,得到施加支护后的顶板下沉量、顶底板移近量及两帮移近量最大值分别为124,210,140mm,支护方式有效控制了围岩变形,保证了巷道围岩稳定性。     

多软弱夹层的巷道顶板稳定特性及支护设计

建立了多层软弱夹层条件下巷道坚硬层状复合顶板的力学模型,分析了其结构特征、离层破坏机理及判据,基于关键层理论、组合梁理论和悬吊理论的基本原理提出了巷道顶板锚固支护参数的计算方法。研究表明:含多个软弱夹层的坚硬复合顶板由于顶板岩层的离层导致顶板刚度降低从而致使顶板下沉、破裂、冒落;顶板岩层的离层状况主要由各层的弯曲挠度的差异性所决定;通过锚杆形成的顶板组合梁需要具备足够的组合强度,否则很容易和老顶发生离层并造成岩梁两端发生弯曲断裂或剪切破坏而形成简支梁结构,最终使岩梁失稳冒落;合理的顶板锚固参数尤其是预紧力设计对于控制巷道顶板岩层的失稳作用明显。     

深井坚硬顶板回采巷道锚网索支护技术研究

针对谢一矿5121(s)B9b工作面坚硬顶板巷道受高地应力及动压影响较大,采场坚硬顶板在垮落时垮落步距大,来压强烈等特点,采用理论分析及现场实测相结合的方法,研究了顶板的垮落特征及其对回采巷道影响,对工作面运输巷采用了树脂加长锚固强力锚杆和锚索的组合支护方式,确定了锚杆索支护参数,并制订了合理的支护方案。现场实测表明,强力锚网索组合支护系统能够满足深部坚硬顶板巷道支护要求,巷道的最大变形率控制在6.1%以内,确保了掘进及回采期间的巷道安全。     

基于梁-拱式组合结构的薄层状复合顶板锚固设计

为了保证薄层状复合顶板条件下矩形巷道围岩的锚固支护效果,通过相似模拟试验,基于锚固体强化理论和普氏压力拱理论,提出和验证了顶板锚固的梁-拱式组合结构.以岩体结构为中心,进行围岩锚固参数设计,根据库仑准则和锚固体梁的剪切破坏准则计算下位顶板锚固体梁的厚度,据此确定顶板锚杆长度;根据顶板上部普氏拱高确定锚索长度;根据直接拱脚在巷帮的深度和相邻帮锚杆作用重叠区域的相互关系,探讨了帮锚杆长度、间排距的确定及校核方法.研究表明:在保证两帮锚固稳定的前提下,通过锚索的悬吊作用,下位锚固体梁与上位普氏拱形成组合锚固体自承和承载结构.     

深部软弱破碎复合顶板煤巷稳定控制技术

针对深部软弱破碎复合顶板矩形断面煤巷易冒顶、大变形、难支护等特点,基于锚杆和锚索支护理论,提出了兼具组合梁和组合拱承载效应的梁-拱锚固承载结构,分析了梁-拱锚固结构的几何特征,揭示了不同锚固参数条件下梁-拱锚固结构的形成过程及演化规律,反映了不同支护形式下煤巷顶板的锚固结构效应。采用FLAC~(3D)模拟研究了4种支护技术方案条件下深部软弱破碎复合顶板煤巷围岩位移与塑性区损伤扩展演化规律,揭示了不同支护技术方案对矩形断面煤巷围岩的控制效果,验证了采用基于梁-拱锚固结构的深部软弱破碎复合顶板矩形断面煤巷支护技术方案的合理性,并进行了井下工业性试验。监测结果表明,采用"梁-拱锚固结构"支护技术方案有效地控制了深部软弱破碎复合顶板煤巷离层与大变形,维持了深部软弱破碎复合顶板煤巷围岩与支护结构的稳定及安全。     

孤岛工作面回风巷围岩控制与支护技术

以鹤壁四矿2604孤岛工作面回风巷为研究对象,采用FLAC3D模拟了巷道围岩的垂直应力,得出了巷道垂直应力与围岩深度的关系曲线。围岩垂直应力峰值点位置相差较大,顶板和采空侧围岩深部垂直应力趋于一定值,煤柱边缘垂直应力较小。针对围岩破碎,顶煤厚度大,提出了高强高预紧力锚杆与斜拉锚索梁结构联合控制技术,使浅部围岩与深部围岩形成统一的承载结构,矿压观测结果:顶底板相对移近量为215mm,两帮相对移近量为157mm,顶板离层量为35mm,为类似条件下的巷道支护提供借鉴。     

复采巷道过破碎顶板区钢梁支护研究

为了解决复采巷道掘进时频繁过空巷和破碎顶板区巷道支护的难题,采用理论分析、数值计算和现场实测相结合的方法,通过分析"破碎顶板-工字钢梁"相互作用机理,建立2种梯形棚梁力学计算模型,研究了复采残采松软破碎围岩梯形棚被动支护强度确定问题;并根据梯形巷道几何参数及覆岩力学参数,计算不同棚梁跨长不同棚距下顶板压力值并与工字钢梁最大支护载荷进行比较;对复采巷道过实体煤和破碎顶板区围岩控制平面应变力学模型进行数值计算。结果表明:将梯形棚立柱和顶梁简化成简支压弯构件模型,更符合实际;当棚梁跨长为3.2 m,单梁最大允许棚距为0.7 m;巷道顶板压力小于梯形棚梁抗拉强度和屈服强度,可满足复采掘进巷道支护要求。研究为复采矿井破碎顶板工字钢梯形棚支护方案确定提供理论依据。     

深部锚拉支架支护巷道顶板稳定性分析

为研究深部锚拉支架支护参数对巷道顶板稳定性的影响,通过梳理矩形巷道顶板破坏和锚拉支架支护机理,建立了锚拉支架支护下巷道顶板加固岩石梁应力分析力学模型,推导保证巷道顶板稳定条件下,拉杆预紧力的理论表达式,以及巷道顶板岩石梁最小加固高度的理论表达式;探讨了锚拉支架支护巷道顶板稳定条件下拉杆所需施加预紧力和加固岩石梁最小高度与巷道跨度、巷道高度、巷道围岩参数之间的关系。应用Matlab进行分析,结果表明:在巷道尺寸和巷道围岩参数确定的情况下,通过采取合理方式增大岩石梁加固高度对提高巷道顶板稳定性效果很明显,并可以显著减小拉杆所需预紧力。     

薄层复合顶板回采巷道锚杆锚索梁联合支护技术

针对泥岩顶板承载能力小、稳定性差的特征，采用桁架及锚索梁联合支护减小围岩拉应力或将拉应力转变为压应力，提高围岩整体稳定性；同时，采用树脂药卷加长锚固高强度锚杆提高围岩自承能力，显著改善了薄层复合顶板巷道维护状况。     

大倾角煤层组合覆岩结构力学特征及失稳判据研究

针对大倾角煤层开采过程中顶板覆岩结构特征及应力演化,建立了组合岩体梁计算模型,分析了其受力荷载分布情况;提出顶板覆岩多层岩体梁截面几何特征的计算方法。相关煤矿巷道工程断面的实践应用表明评判结果与实际工况一致,证明模型构建科学合理,开拓了关于大倾角顶板覆岩失稳评判的新思路。     

采动巷道矿压显现特征及力构协同防控技术研究

以西北地区典型冲击地压矿井为工程背景,研究采动巷道冲击地压力构协同防控技术的有效性,通过对典型厚硬顶板条件下重复采动巷道冲击地压显现特征及主控因素的分析,采用"点-面-区"相结合的方式对深部厚硬顶板采动巷道应力分布进行了探测,确定了回风巷冲击地压严重的主要原因为区段煤柱侧向覆岩结构破断和采动应力的叠加作用。提出冲击地压防治要从采动巷道围岩结构和应力环境双方面入手,通过调整采动巷道围岩应力环境,人为干预高低位岩层破断位态,增加高低位厚硬顶板破断所释放弹性能量的传递损耗,优化巷道围岩支护参数,提高工作面超前应力峰值附近巷道刚性支护系统瞬时吸能让压能力,并根据采场煤层赋存条件、围岩结构特征和应力环境不断改变的特点,动态调整各种措施的时空组合方式进而实现采动巷道的围岩稳定性控制。通过典型冲击地压工作面现场防冲实际,验证了采动巷道冲击地压力构协同防控技术的有效性,为西北地区深部厚硬顶板条件下采动巷道冲击地压防治提供理论指导。     

切顶卸压自成巷巷内支护及其稳定性控制

针对恒源煤矿2632工作面大埋深、复合、破碎顶板的工程地质条件,为保证2632机巷顺利切顶进而沿空留巷,首先建立了上覆顶板"悬臂梁+铰接岩梁"的结构模型,通过力学分析、理论计算,确定了切顶卸压下巷内支护强度,相较于小煤柱护巷,切顶能够大幅降低巷内支护强度,覆岩压力向采空区和实体煤深部转移,留巷巷道位于相对低应力区;通过数值模拟,验证了切顶对巷道围岩的卸压效果,确定了切顶的高度和角度。恒源煤矿2632工作面机巷应用切顶卸压自成巷技术后,实现了大埋深破碎顶板的沿空留巷,同时回收了500 m巷道的煤柱,下一工作面可以少掘500 m巷道。     

跨采影响下巷道围岩变形力学机制及其控制技术

以鹤煤公司九矿东总回风巷为工程背景,采用理论分析和数值模拟方法研究了跨采期间巷道围岩应力、位移和塑性区的变化特征。结果表明,跨巷采动导致巷道围岩垂直水平应力比值发生变化,应力比值最大为1.34,是巷道发生变形破坏的主因;巷道最大破坏部位位于顶板与底板部位,顶板破坏深度已超过锚杆锚固范围,底板破坏深度为3 m左右,并因缺乏支护导致底鼓。因此,必须在跨采工作面回采前,对顶底板进行加固,使塑性破坏区域位于锚固范围以内。     

近距离跨采巷道预加固技术研究

近距离跨采巷道在受到原岩应力和超前动压的共同作用下,维护变得十分困难。针对近距离跨采巷道围岩控制难题,以桃园煤矿Ⅱ4采区运输上山为研究背景,通过理论分析上覆1042工作面回采时跨采巷道的采动支承压力分布规律,提出了针对性的巷道预加固技术。研究结果表明:随着上覆工作面的推进,在工作面前方底板形成应力增高区,在采空区下方形成应力降低区。由上覆工作面回采引起的垂直应力峰值随着埋深的增加逐渐远离工作面,且应力集中系数随着埋深的增加逐渐减小。沿工作面推进方向的水平应力集中程度远小于垂直应力的集中程度,且受上覆工作面回采引起的水平应力对跨采巷道围岩稳定性的影响较小。当上覆工作面推进至距离跨采巷道50 m时,跨采巷道开始受到超前动压影响;当上覆工作面推进至距离跨采巷道15 m时,垂直应力峰值位于跨采巷道的正上方,此时跨采巷道受超前动压影响最大。采用注浆锚索加底板注浆对巷道底板和围岩深部进行预加固支护,通过预加固能够有效地控制跨采巷道的围岩变形,实现了煤矿的安全高效生产。     

大跨度巷道顶板层面剪切失稳机理及支护方法

针对煤层巷道顶板的层状特征,基于梁的受力-变形原理和岩体粗糙结构面剪胀原理,分析大跨度巷道薄层状顶板结构在整个失稳过程中的受力特征和位移特征,揭示了大跨度巷道顶板结构在失稳过程中依次存在两端固定梁结构特征和三铰拱结构特征2个阶段,以及顶板岩层层面相对滑动是导致巷道顶板结构失稳的原因之一;在建立结构平衡条件的基础上给出了顶板基本结构的失稳判别条件;根据失稳判别条件提出了巷道顶板的锚固支护方式及相应的锚固强度计算公式。研究表明:岩层沿层面的滑动是引起巷道顶板岩层结构的失稳原因之一,层面的滑动引起剪胀效应和结构受力效应共同作用引起顶板岩层变形破断以致形成三铰拱结构;当巷道顶板岩层未发生破裂时,巷道顶板支护的重点是提供锚固应力维持层面满足不滑动条件。     

单轨吊巷道顶板深梁支护结构的构建及应用

针对单轨吊作用下区段平巷顶板控制难题,提出将巷道顶板视为深梁进行稳定性分析,并采用密集布置的高预应力锚索和强力锚杆支护系统构建顶板锚固复合深梁承载结构。采用FALC3D数值模拟软件研究了余吾矿S1203回风巷实际支护参数条件下的顶板预应力场分布特征,揭示了单轨吊巷道顶板的成梁机制,得出S1203回风巷顶板深梁厚度为6 m。通过对S1203回风巷顶板进行受力分析,建立了单轨吊作用下巷道顶板锚固复合深梁承载结构的力学模型,根据应力叠加准则,推导出深梁内部最大剪应力分布表达式,据此结合Matlab数值分析软件得出顶板深梁最大剪应力分布随单轨吊载荷变化的响应规律,阐明了单轨吊作用下巷道顶板的稳定性控制机理。根据S1203回风巷的矿压观测结果,单轨吊作用前后巷道顶板均未出现离层现象,顶板最大下沉量及两帮收敛量不变,分别为72,48 mm,表明巷道顶板深梁支护结构的构建有效实现了单轨吊作用下巷道顶板的控制。     

坚硬复合顶板沿空留巷围岩控制技术研究

通过对坚硬复合顶板切顶卸压沿空留巷顶板运动特征 的研究,明确了留巷顶板运动及应力演化规律,得到了顶板 覆岩荷载的传递机制.基于围岩结构演化特征,建立了留巷 顶板下沉量计算模型,确定顶板下沉量由坚硬顶板关键块旋 转下沉和顶板离层共同控制,给出了顶板最终下沉量的计算 公式,并提出了非对称支护的控制对策和锚索支护强度计算 公式.以邱集煤矿１１０２工作面坚硬复合顶板沿空留巷为研 究背景,借助 UDEC数值模拟软件,对巷道顶板位移与应力 变化进行计算.结果表明:切顶后的顶板悬臂梁具有越靠近 切缝竖向位移越大的特征,且顶板应力向深部转移,巷道顶 板无应力集中现象.据此设计恒阻大变形锚索＋锚杆＋单 体支柱的非对称支护结构,现场应用效果良好.     

高应力软岩工作面巷道失稳机理探析及支护对策研究

针对新桥煤矿2107综采工作面高应力软岩巷道围岩变形量大、维护困难问题,通过理论分析、数值模拟、现场实测的方法,对巷道破坏过程及影响软岩巷道失稳的因素进行了研究。最终确定顶板采用锚杆组合支护、两帮采用高强锚杆加长锚固,在巷道围岩中形成预应力结构控制巷道围岩变形。现场应用表明:在回采过程中,顶板下沉量累计约232 mm,两帮最大移近量累计约192 mm,可满足巷道正常使用。