动静载荷下含软弱夹层巷道围岩稳定性分析北大核心

为探究动静载荷下含软弱夹层巷道围岩变形破坏规律,以龙凤煤矿深部运输巷道为研究对象,运用FLAC^(3D)数值模拟软件对动静载荷下含软弱夹层巷道围岩力学变形特征进行了研究,并结合现场巷道实际情况提出支护优化方案。结果表明:动载荷作用对巷道两帮的影响大于巷道顶底板;动载荷作用下巷道围岩变形破坏范围相较于静载荷更加充分,软弱夹层与相邻岩层更易发生离层,且在巷道顶板形成有冒落风险的危险区域;新采用的锚杆锚索联合支护措施下围岩稳定性明显提高,保证了矿井安全生产。     

巷道交岔点锚杆支护技术研究

针对井下特定角度交叉巷道的实际情况,在数值模拟和井下工程试验的基础上,分析了巷道交岔点处围岩受力特征及锚杆锚索支护技术。研究得出,交叉巷道三角区内出现应力集中及塑性破坏,呈圆弧形分布,应力集中程度与围岩破坏范围及三角区角度有关,交叉巷道可根据等效跨度科学设计支护参数,并通过井下试验验证了结论的正确性。     

掘进工作面巷道围岩压力及变形规律分析研究

伯方煤矿二盘区巷道围岩为第Ⅳ类不稳定围岩,围岩压力大,矿压显现剧烈,评价巷道支护效果,在实验室取得的3号煤煤岩物理力学参数及巷道支护参数基础之上对巷道支付方式进行数值模拟分析,通过分析巷道开挖后的围岩应力、变形及破坏深度得出:巷道变形量左帮65mm、右帮66mm、顶板32mm,围岩破坏深度顶板1.5m、底板1.5m、两帮1.5m。对3211回风巷掘进工作面的围岩变形及锚杆受力监测结果说明联合支护对动压有一定的承受能力,在现有伯方煤矿巷道围岩支护情况下,围岩得到了有效地控制。     

含软弱夹层综放工作面煤帮大变形机理及其控制北大核心

含软弱夹层煤帮常出现大变形问题,影响巷道的正常使用。以东滩煤矿3308工作面轨道巷为研究背景,综合采用现场实测,数值模拟,理论分析等手段,分析含软弱夹层巷道帮部的大变形特征,基于莫尔-库仑强度准则研究其失稳机理,得到煤柱发生剪切破坏的判据表达式,探讨围岩力学参数对大变形的影响规律。结果表明:两帮水平位移的峰值在软弱夹层处,软弱夹层是煤帮发生大变形的关键因素;含软弱夹层煤帮发生大变形对锚杆所产生的轴向拉力不足以使锚杆(索)杆体发生破坏,锚杆(索)承载能力的丧失可能由于锚固区黏聚力低或尾部脱锚;通过提高围岩内摩擦角和黏聚力可使剪切带范围减小甚至避免发生剪切破坏。基于研究成果,提出了锚索注浆改性、摩擦让压锚杆适应大变形及锚杆尾部增锚、限位抗剪锚杆补强的支护原则并进行了工程验证。     

煤柱内大断面复合顶板巷道围岩控制技术

为了研究顶板内软弱夹层对煤柱内大断面巷道围岩稳定性的影响及控制技术,针对昊锦塬煤矿复合顶板巷道围岩严重变形的问题,运用理论分析、数值计算并结合工程实践等方法,研究了顶板内软弱夹层对煤柱内大断面巷道围岩稳定性的影响。研究结果表明:当该矿巷道顶板软弱夹层厚度0.81 m时,巷道顶板极不稳定,易发生离层,须对顶板和两帮加强支护;运用ANSYS数值模拟及理论计算确定锚杆支护长度为2.6 m;加长锚杆长度使软弱夹层位于锚杆锚固区域内;增大锚杆直径,增强锚杆的抗拉、抗剪能力;加大锚杆预应力,使顶板及时恢复三向受力,能够有效的控制顶板的离层及两帮的变形。     

塔拉壕矿软岩大巷支护参数优化研究

针对塔拉壕煤矿2煤大巷软弱围岩的条件,采用数值模拟对大巷围岩塑性区进行分析。结果显示顶板最大破坏深度1 m,帮部破坏不明显,结合理论分析对大巷支护参数进行了优化设计。工程试验表明:巷道最大位移量约10 mm,位移主要发生在顶板上方0~2 m,巷道能够保持稳定。     

极软煤层动压巷道围岩大变形特征及全锚索支护技术研究

极软煤层回采巷道巷帮变形破坏严重,传统锚网索支护无法有效控制巷道稳定,常常出现前掘后修的问题.以郭二庄矿22311工作面回风巷煤帮强烈变形问题为背景,分析极软煤体物理力学特征及破碎机理,研究巷道煤帮强烈大变形规律,提出巷道短锚索支护+长锚索补强的全锚索加固技术.结果表明:煤体表观上结构致密,实则其内部孔隙由大量的黏土矿物填充,致使煤体极易发生崩解破坏,煤体原始强度及开采扰动后残余强度均较低;煤样在外载荷作用下内部会形成竖向贯通性X型裂隙,巷帮煤体在该裂隙扩展中形成由外向内的渐进性滑移破坏线,导致巷帮部分锚杆失效、锚索破断;巷道全锚索支护较原锚杆支护围岩支护强度提高了1.67倍,煤体承载能力得到了加强,锚固结构控制围岩范围增大了近1倍,抑制了围岩滑移破坏.现场试验表明:巷道围岩变形满足正常使用要求,锚索受力在合理载荷范围内.全锚索支护技术是极软弱煤岩体巷道支护的重要方法之一.     

沿空掘巷非对称性差异化支护技术研究

针对2103工作面沿空掘巷巷道围岩变形量大,矿压显现明显,煤柱侧与实煤体侧巷道围岩呈非对称变形问题,采用数值模拟分析确定工作面留设煤柱的合理宽度为5 m,同时利用钻孔成像技术对巷道围岩裂隙变化情况进行分析,得出实煤体侧和煤柱侧巷道围岩松动圈范围分别为1.8～2.2 m、1.5～2.4 m,据此提出非对称性差异化支护方案。支护方案优化后,通过对巷道围岩顶底板及帮部位移量变化情况和岩层裂隙发育情况进行监测,监测结果巷道在采用优化后支护方式后,80%锚杆受力在20～60 kN;巷道两帮位移变化量在75～95 mm,巷道顶底板移近量在43～95 mm,巷道围岩裂隙发育大部分集中在距围岩表面深度1.1 m以内。应用结果表明:该支护方案能够有效控制沿空掘巷巷道围岩变形,为类似条件下巷道支护提供了较大的参考价值。     

底板软弱夹层对巷道围岩稳定性的影响分析

煤层底板软弱层位易出现应力集中,增大巷道围岩稳定性控制难度。基于此,本文通过FLAC3D数值软件建立含底板软弱夹层的巷道围岩稳定性计算模型,分析了软弱夹层影响下巷道的应力、变形和破坏特征,研究了软弱夹层位置和厚度对巷道稳定性的影响规律。研究结果表明:①有无软弱夹层的对比分析结果显示,底板软弱夹层增大了巷道围岩稳定性控制的难度;②巷道底板围岩最大位移和锚喷支护层最大弯矩随软弱夹层厚度的增大而增大;③巷道底板围岩最大位移和锚喷支护层最大弯矩随软弱夹层距巷道底板距离的增大而减小;④针对底板软弱夹层的特点,提出了改变巷道围岩支护方法和强化破裂围岩体强度等施工建议。     

马脊梁煤矿全煤破碎巷道锚注加固技术

针对马脊梁煤矿2107巷全煤破碎巷道围岩难以支护的问题，通过钻孔窥视仪得出了围岩破坏范围，并确定出巷道破坏程度的排序为：左帮>右帮>顶板。然后采用FLAC^3D数值模拟软件对比分析了不同锚注方案下的巷道围岩变形情况，确定出合理的注浆锚杆长度为3 m,间排距为1 600 mm×1 600 mm.现场工业试验结果表明，采用设计的锚注加固方案后，巷道稳定性得以大幅度提升。     

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。     

煤层群错位工作面煤柱应力集中区巷道围岩控制技术研究

为获取煤层群错位布置工作面煤柱应力集中区巷道发生大变形的机制，采用数值计算及现场实测的方法对巷道围岩受力特征及破坏规律进行了研究。研究结果表明，煤层群上组煤层煤柱集中应力与下组煤层31112工作面回采后的侧向支承压力叠加导致巷道受力大幅增加，原有支护强度不足导致巷道发生大变形；分析了叠加应力大幅增加的主要原因是错位工作面上组煤层传递的集中应力来源于采区边界煤柱，而边界煤柱向下传导应力影响范围较区段间煤柱大，且衰减慢，同时侧向支承压力叠加下加剧了巷道围岩受力的不平衡性，巷道围岩在邻近采空区的副帮侧及副帮顶板破坏范围较大，造成了巷道的局部失稳进而形成大变形。依据实测的破坏范围对原有支护方案进行修正，设计了补强支护方案，现场实测表明补强支护后巷道变形显著减小。     

综放工作面回风巷锚网索联合支护技术优化

裕泰煤业15104综放工作面回风巷两帮为实体煤、顶板为含夹层的软弱顶板,采用锚网与锚索联合支护,支护参数不合理,巷道掘进过程中受相邻工作面回采影响,动压显现强烈,加之巷道断面较大,出现严重煤壁片帮、顶板下沉的情况。通过分析巷道围岩稳定性,对原支护参数进行优化,提出顶板采用短锚索+加强锚索支护,帮部采用锚杆+加强锚索支护。现场应用实践表明,锚杆、锚索受力稳定,巷道围岩变形量和顶板离层量均控制在合理范围内,对条件类似的综放工作面软弱顶板巷道控制有一定借鉴意义。     

深井软弱围岩巷道变形破坏机理及支护技术研究

为解决赵楼煤矿七采区辅助运输巷变形严重的难题,通过现场监测分析原支护方案条件下软弱围岩变形破坏机制,围岩易膨胀、软化,承载能力低,巷道所处应力场复杂,支护材料支护潜力无法有效发挥,巷道断面尺寸大是巷道变形破坏的主要原因。提出增加顶板护表面积、注浆加固、施加高预紧力、关键部位加强支护等具体措施,并实施了高强锚注支护试验方案。结果表明:高强注浆锚杆、锚索受力均呈现出"顶板右帮左帮"的趋势;顶板、底板、右帮和左帮变形量比原支护方案分别降低了79.7%、81.9%、80.0%和77.8%,说明高强锚注支护方案能够有效控制围岩变形。     

深井综放沿空掘巷围岩变形破坏机制及控制对策

通过对赵楼煤矿综放沿空掘巷现场调查和变形监测,分析了巷道围岩变形破坏特征,深入揭示了围岩变形破坏机制,认为围岩强度低,地应力高,围岩松动破坏范围大,支护结构及参数不合理,巷道围岩应力环境复杂和断面尺寸大是围岩变形破坏的主要原因。基于强力让压耦合支护和关键部位加强支护的围岩控制原理,提出了顶板锚网带索、纵向钢带+两帮锚网梯索、纵向钢筋梯+窄煤柱帮部锚索加强和喷浆+实体煤帮钻孔卸压的支护对策并进行现场试验。结果表明:掘巷稳定后,巷道围岩控制效果良好;锚杆、锚索受力最大值均在其屈服范围内,并为回采期间留够了充足的余量。研究结果为类似复杂难支护巷道提供了借鉴。     

复合顶板煤巷支护技术研究

以掌石沟煤矿15301回采巷道复合顶板支护设计为背景,通过对巷道松动圈窥视以及数值模拟试验,分析了巷道围岩松动圈范围为1.5 m,巷道两帮围岩破坏呈拱形分布,顶板破坏从两顶角开始逐渐扩散。根据围岩破坏特征设计了合理、可靠的支护方案,并在现场实践中得到验证。     

强动压影响下巷道锚杆受力特征及支护优化研究

针对斜沟矿18503工作面回采过程中,动压巷道锚杆受力呈现左帮右帮顶板的趋势,阐述了动压巷道围岩非对称性破坏特征。基于研究结果,结合斜沟矿18503工作面围岩赋存特征,对原支护设计进行优化,并进行了工业性试验。试验结果表明:支护优化设计方案较好,充分发挥了锚杆的支护作用,有效实现了支护体与围岩共同承载、共同调节作用,抑制和减小了围岩向巷道空间内部移动,使得动压巷道围岩变形得到有效控制。     

高水平应力下巷道围岩破坏机理及其控制技术

针对平煤十矿-320 m新东大巷围岩软弱,水平应力高,支护难度大的问题,采用现场调研、理论分析、数值模拟以及现场试验等方法相结合,分析了高水平应力下塑性区演化规律,建立了巷道围岩受力模型.结果表明:岩石强度较低,主要以剪切破坏为主;水平应力作用突出,导致塑性区扩展范围大于锚固范围是造成围岩变形破坏的主要原因.因此,结合巷道变形特点,提出"强化最大破坏深度围岩强度,巷道关键区域强力控制"原则的巷道稳定性对策,采用高强预应力"锚杆+锚索"联合锚注支护控制技术,数值模拟结果表明,所提支护控制技术可以有效控制围岩变形.     

含软弱夹层巷道围岩失稳机理及控制技术研究

为解决滇西某铅锌矿在转向深部开采过程中面临的巷道变形失稳加剧与支护结构破坏严重等问题。通过岩石矿物成分分析、地应力测试和松动圈测试分析围岩失稳机理,建立数值模型分析开挖后和现有支护下围岩变形情况。发现研究段属于高应力作用下的急倾斜薄层状破碎岩体,巷道薄弱部位为软弱夹层区域,根据围岩松动圈理论,提出了锚喷+薄弱部位补强+全断面钢拱架主被动联合支护的优化方案,有效控制了围岩变形破坏。研究结果为类似大埋深、高应力、含软弱夹层巷道围岩的稳定性控制提供了借鉴。     

古书院矿软弱煤岩失控巷道综合加固技术研究

为解决古书院矿软弱煤岩巷道在动压影响下顶板断裂、底鼓等大变形失控问题,在地质调查的基础上对围岩变形破坏机理进行了分析,提出了注浆加固联合锚杆锚索的联合支护方案,同时进行了锚索受力、巷道围岩变形监测。工程试验结果表明,在对该破碎软弱巷道进行注浆加固-锚杆索联合支护后,提高了巷道围岩的整体性,锚索受力趋于稳定,巷道围岩变形量较小,巷道大变形得到控制,保证了巷道的安全性。