金川构造应力场对巷道工程稳定性的影响

在研究金川矿区断层产状要素与构造应力场分布规律之间关系的基础上，定义了表征矿岩和围岩中2组优势节理面剪切滑移危险程度的破坏因子，分析了矿区沿脉方向上，由主应力方向变动引起的矿体上盘围岩中2组优势节理面上破坏因子的变化过程。计算结果给出，在矿区东部，F₁产状节理面是巷道稳定的主控因素，而在矿区西部，F₁₇产状节理面有可能成为巷道稳定的主控因素。理论分析与沿脉巷道变形破坏的现场监测结果相一致。     

弓长岭井下矿采准巷道破坏形式及其支护技术研究

弓长岭井下矿中央区开采急倾斜中厚矿体,随着采深的增大,采准工程出现地压显现的部位增多、规模逐渐增大,进入-280m 中段开采后,采准工程的塌冒已经严重影响生产的正常进行.经过调查巷道发生破坏的部位与破坏区岩性变化,查明上盘楔形体围岩的附加力作用是引发回采巷道大规模破坏的主要原因,为此提出卸压开采方案,即在高应力区先回采上分段沿脉进路,为下分段卸掉垂直压力后,再掘进下分段沿脉进路.此外,根据巷道破坏过程与地压显现形式,分析了现用工字钢金属架支护方法的不适应性,提出根据岩性与地应力大小选择树脂锚杆、喷锚网联合支护的改进方案.初步试验表明,改进方案可有效解决上盘沿脉巷道的塌冒难题,并可较好地适应弓长岭井下矿深部矿岩条件,不失为弓矿实用技术.     

上盘预留矿柱回采过程中应力场演化规律研究

针对某金矿具有的缓倾斜、破碎、中厚矿体的特点,提出采用分段矿房法回采矿产资源;试验采场围岩总体稳定性较好,但矿体上盘边界是破碎蚀变带,岩石较破碎,而且矿区内地表水体较发育,上盘围岩中有含水层等特点。上盘围岩的冒落,对矿石贫化及安全采矿产生了很大影响,提出了预留上盘矿柱以减缓围岩冒落的方案。采用FLAC3D进行了回采过程中采场应力迁移、位移变化及单元破坏规律的数值计算研究。结果表明：预留2 m的矿柱有利于维持上盘的稳定性,防止塑性区域的扩大,从而达到降低矿石贫化及安全采矿的目的。     

软弱矿体中巷道围岩稳定控制技术及应用

为获得软弱矿体中巷道围岩的稳定状态,采用地质雷达无损检测技术对和睦山铁矿软弱矿体中采矿进路与开拓巷道进行围岩松动圈探测,确定采矿进路围岩松动圈范围为1.5～2.0 m,以及穿脉巷围岩松动圈范围为2.0～2.5 m。基于对采矿进路与穿脉巷的井下现场调查,总结归纳井下巷道典型的3种破坏模式。针对和睦山铁矿具体的工程与地质条件,结合巷道围岩松动圈分类方法与巷道使用时间,建立和睦山铁矿巷道围岩综合分类表。采用FLAC3D开展采矿进路时效性支护技术优化分析,揭示不同支护形式对采矿进路围岩位移影响的时效性规律,提出不同围岩类型采矿进路合理的支护形式和参数,建立采矿进路时效性支护成套技术。针对软弱矿体中穿脉巷与上盘巷道围岩整体失稳的特点,提出深浅孔与高低压耦合注浆技术;并采用自钻式内注浆锚杆将锚固与注浆技术相结合,构成底角锚注加固结构,有效地控制巷道底鼓。现场工业性试验表明,各类支护技术方案有效地解决了和睦山铁矿巷道围岩稳定控制难题,保证了采矿进路在使用期限内的基本稳定和矿体回采安全及永久大巷的长期稳定。     

逆断层倾角对断层两侧巷道围岩稳定性的影响

运用UDEC数值模拟软件,建立40°、60°、80°3种倾角的逆断层模型。通过分析巷道围岩塑性破坏特征、顶底板和两帮的移近量以及围岩垂直应力分布特征,研究逆断层倾角和上下盘关系对两侧巷道围岩稳定性的影响。研究结果表明:巷道在逆断层上盘时,随断层倾角增大,围岩稳定性有降低的趋势;若巷道布置在逆断层下盘,断层倾角为60°时巷道围岩稳定性最差;若巷道布置在逆断层下盘,则顶底板移近量均小于在上盘时,而围岩塑性区范围、两帮移近量和巷道两侧应力的集中程度大于上盘,且断层倾角越大差值越大。     

大跨度矩形巷道变形破坏机制及其控制技术

针对大跨度矩形巷道的大变形与破坏问题,以漳村煤矿+480 m水平行人大巷Ⅰ段为例,通过现场调查和理论分析研究了巷道变形破坏机理,研究发现该巷道工程地质条件差、巷道围岩所处应力水平高、设计支护形式不能适应围岩变形要求、施工管理不到位是导致该巷道变形和破坏程度严重的主要原因。结合巷道变形破坏机制,借助于工程类比、数值模拟计算等方法得到了返修巷道的锚固参数,对+480 m水平行人大巷Ⅰ段试验段巷道提出了以"整体加固+局部补强"为核心的"注浆+锚网索喷+底板锚索"的联合支护方式。应用表明:经过60 d监测,巷道两帮收敛量最大值仅为84 mm,顶底板移近量最大值仅为125 mm,围岩变形处于稳定状态,保证了巷道的正常使用。     

采矿动态环境中工程稳定的实践与探索

金川矿山地下工程围岩的工程地质条件差,地压活动强烈,尤其是处于采矿动态环境中巷道的失稳更为严重。文章以二矿区二期工程为例,论述了不良岩层巷道围岩的工程地质特性和地压活动规律,简结了控制地下工程稳定的实践经验,针对采矿动态环境中巷道变形破坏严重的问题,进行了分析探讨。     

高应力软岩巷道二次支护技术研究

周家湾煤矿轨道大巷围岩性质为软岩,埋藏较深,地应力高。一次支护后,巷道变形破坏严重,需要进行二次支护。通过分析,确定提高和利用围岩残余强度,支护体与围岩相互协调作用为二次支护技术理念,当巷道围岩的变形能得到释放后,要及时进行二次支护。确定以"锚网喷"二次支护和注浆支护为二次支护方式,防止围岩继续破坏。     

高应力巷道围岩综合控制技术研究与应用

通过分析王楼煤矿二采区行人下山巷道围岩应力分布和巷道围岩破坏情况,采用锚杆端部特殊处理的高强高预紧力锚杆,并使用"亲泥性注浆材料"对巷道进行全断面分两次注浆,有效控制了巷道围岩变形。     

不同水平应力作用下巷道围岩破坏特征研究

为掌握不同水平应力作用下巷道围岩破坏特征,通过相似模拟试验方法研究了锚网索喷+U型钢支护巷道在不同水平应力作用下巷道围岩的变形和破坏特征。结果表明:随着水平应力的提高,巷道的变形先出现在拱肩和底角,围岩裂隙经历了产生—延伸—贯通的过程,巷道两帮的破坏程度小于顶底板的破坏程度,当侧压系数达到1.6,水平应力为28.0 MPa时,巷道底板出现滑移剪切破坏,且U型钢支架变形明显,当侧压系数达到2.2、水平应力为38.5 MPa时巷道变形量最大,达120 mm。     

近距离煤层开采分组集中大巷稳定性数值模拟分析

针对西北地区某矿近距离煤层开采分组集中大巷稳定性问题,建立了近距离煤层开采分组集中大巷稳定性数值计算模型,分析了近距离煤层开采后顶板位移、顶板应力、围岩应力演化规律、锚杆（索）预应力场以及裂隙场演化规律。结果表明：（1）近距离煤层开采之后,大巷煤柱两侧的顶板发生断裂垮落,距离大巷煤柱越远,顶板下沉量越大;(2)随着近距离煤层开采,大巷之间保护煤柱的集中应力逐渐消失,工作面两侧大巷保护煤柱中出现10 MPa的应力集中现象,应力降低区范围大大增加,应力转移到左右工作面大巷保护煤柱中;（3）随着煤层开采,大巷围岩在地应力场与锚杆（索）预应力场的叠加场影响最小主应力的压应力逐渐增加,并在巷道周围形成了一个闭合连续的压应力带,其范围不断增大,最小主应力值逐渐减小,且下层煤的开采使上层煤的大巷锚杆（索）所受的力增加;（5）下层煤的开采使得上层煤两侧工作面大巷保护煤柱的剪切破坏带深度增加,最大破坏深度增加14 m,下层煤的大巷只在两帮出现深度为2 m的剪切破坏区,而两侧工作面的大巷保护煤柱出现10 m的剪切破坏。     

安徽和睦山铁矿楔形体地压控制方法研究

在破碎难采铁矿床地下开采中，掌控采场地压活动规律，采取有效措施控制地压活动，是实现安全高效开采的重要保障。和睦山铁矿后和睦山矿区矿体与下盘近矿围岩破碎，应用无底柱分段崩落法开采， 随着回采工作面的下降与采场结构参数的改变，在-250 m阶段的第一分段开采中，发生了大规模地压活动，下盘进路联巷与上盘侧回采进路遭到严重破坏，巷道两帮内挤、折断或碎裂片落，底板鼓起，顶板下沉，使 巷道无法修复，严重影响了矿山安全生产。基于地压活动特点与巷道破坏原因的分析，揭示了复杂地压的机理，提出巷道破坏力主要来源于顶板围岩发生断裂而又滞后冒落所形成的楔形体压力，并创建了楔形体附加 应力数学模型。计算结果表明：楔形体尖部压应力大于矿体抗压强度的平均值，是致使上盘侧采准巷道快速破坏的主要原因；而楔翼活动压力引起矿体下盘断裂构造面的滑移，是造成下盘采准工程破坏的直接原因。 根据上述分析，采用楔尖部位局部卸压开采、控制下盘地质构造面滑移破坏、增大进路间距与改进巷道支护形式相结合的综合方法，有效控制了复杂楔形体地压危害，保障了-250 m中段的安全开采。     

上下盘开采顺序对断层煤柱采动应力的影响

回采巷道沿断层边界布置时,采用基本顶断裂岩块铰接平衡理论研究了先采断层上盘或先采断层下盘2种开采顺序下,工作面采空区基本顶荷载在断层两侧的传递规律和差异性;现场实测了2种条件下断层煤柱及相邻回采巷道的矿压显现特征。研究表明:断层上盘先行开采时,断层的载荷传递系数较大,上盘断层煤柱压力小,下盘煤体压力较大。断层下盘先行开采时,断层的载荷传递系数与断层角度有关,当断层角度较大时,下盘采空区覆岩载荷可以传递给断层上盘,下盘断层煤柱压力小,上盘断层煤体压力大;当断层角度较小时下盘覆岩载荷难以传递给断层上盘,下盘断层煤柱压力较大,上盘煤体压力相对较小。为此,断层上、下盘开采顺序不同时应留设不同的断层煤柱。     

矿山巷道矿压数值模拟推演及监测技术研究北大核心

为进一步掌握矿山窄矿柱沿空掘巷成巷技术,提高资源采出率。针对具体的生产地质条件,通过矿压监测、数值模拟等手段分析了窄矿柱巷道掘进、工作面推进和二次采动窄矿柱支承应力分布特征及影响。结果表明:1)巷道掘进期间,巷道前50 m压力较大,尤其是巷道两帮移近较为明显,两帮最大移近量约200 mm;2)巷道掘进阶段、采动影响时期,回风顺槽与上运输顺槽之间留设5 m矿柱,形成较大的应力集中,矿柱内最大垂直应力为21.38 MPa,工作面前后方矿壁内的垂直应力约为30 MPa,应力集中系数约为3,影响范围约为84 m,矿柱最大垂直应力为41 MPa;3)受二次采动影响,矿柱内的应力约为40 MPa,与一次采动相比变化不大,而应力峰值出现在工作面前方的三角区域,最大可达57.4 MPa,表明该区域是工作面回采期间的防治重点。矿压监测与数值模拟结果较为一致,进一步证明了研究结果的可靠性。     

复杂构造条件下自然崩落底柱巷道变形控制

底柱巷道的稳定是自然崩落法采矿的关键,16m高的底柱中布置有密集的出矿道、漏斗、通风巷、卸矿硐室等工程,其整体性减弱。随着拉底爆破、出矿等采矿活动诱导,底柱巷道稳定性变差,特别是多断层复杂构造段巷道变形破坏严重,支护返修次数频繁,生产安全隐患大,维护费用高。本文以自然崩落法某铜矿为例,结合采矿作业中的各种影响条件,分析多断层复杂构造条件下的底柱巷道变形破坏机理,提出地压控制措施、双层喷锚网+长锚索支护体的壁后注浆、断层下盘增补钢管混凝土立柱,实现主动和被动相结合的支护型式,实施后巷道变形得以控制,保障了矿山的安全生产。     

复采煤层末采煤柱合理留设宽度研究

为优化煤柱留设宽度,提高采区煤炭采出率,确保工作面的回采推进速度,结合薛虎沟煤矿2-106工作面实际开采条件,运用理论分析与数值模拟相结合的方法对2-106B工作面停采护巷煤柱尺寸进行研究,通过对护巷煤柱进行极限平衡计算,确定留设合理煤柱尺寸应不小于20.32 m;通过FLAC3D数值模拟分析保护煤柱宽度为25,22,20,15,10 m条件下巷道围岩变形情况,得出留设保护煤柱宽度为22 m时,煤柱内集中垂直应力逐渐向稳定非对称拱形分布形态过渡,煤柱两侧产生一定剪破坏和拉破坏,但煤柱中部未破坏区域范围扩大,煤柱稳定性较好;煤柱留设宽度为22 m时,对2-106B工作面液压支架拆除的时间段护巷煤柱应力进行监测,结果表明,巷道围岩得到有效维护,并处于稳定状态。     

神角煤矿孤岛工作面回采巷道合理位置研究

以神角煤矿2307孤岛工作面为工程背景，采用理论分析、现场测试、数值模拟等研究方法，对孤岛工作面回采巷道的合理位置进行了研究。开展了巷道围岩地质力学评估研究，分析了围岩岩性及顶板岩层组合情况、顶板破坏情况；讨论了2307孤岛工作面的区域应力场特征，主应力峰值位于采空区侧方5 m范围，主应力方向和比值均随工作面开采推进而变化；获得了不同煤柱尺寸下回采巷道围岩塑性区的形态特征与演化规律，综合确定煤柱尺寸为20 m。在上述分析的基础上，提出了柔性支护方案并进行了工业性试验，能够保障顶板稳定。研究成果能够对其他地质条件相似的孤岛工作面回采巷道的围岩稳定控制起到一定的指导和借鉴作用。     

厚煤层沿空掘巷工作面煤柱留设研究

针对厚煤层沿空掘巷工作面煤柱留设合理宽度的问题,以沙曲一矿4305工作面为工程背景,采用理论推导、数值模拟以及现场监测等方法研究分析煤柱的合理宽度、不同煤柱宽度下围岩变形特征以及现场监测煤柱应力。研究结果表明,根据极限平衡理论计算煤柱破坏塑性区宽度并结合煤柱稳定条件确定煤柱宽度至少为7.8 m.运用FLAC3D数值模拟软件,分析4305工作面与4306采空区留设5 m、8 m、15 m煤柱对应工作面巷道掘进及回采期间的变形及破坏规律可得,煤柱应力集中程度随着煤柱宽度逐渐减小而增大。确定选用8 m煤柱。现场压力监测表明,选用8 m煤柱并采用合理支护形式的条件下可以有效控制巷道围岩变形保障安全回采。     

基于条带置换开采方法的煤柱留设与充填技术研究

为了提高资源采出率,缓解煤柱常见的高应力集中现象,降低冲击地压灾害发生概率,并实现矸石不上井直接处理和地面矸石的零排放,以阳城煤矿-650 m水平大巷保护煤柱条带置换开采方法煤柱留设与充填为背景,运用理论分析方法分别对回风巷右侧保护煤柱、1307巷道保护煤柱、充填巷两帮煤柱宽度进行计算;采用FLAC^3D数值软件对不同类型煤柱宽度的多种设计方案进行应力及变形情况模拟,并以4号充填巷为例,对充填后的应力分布、塑性区范围、位移等进行数值模拟与分析。结果表明:回风巷保护煤柱和1307巷道的保护煤柱均为15 m;按照矸石充填巷4.5 m计算,储矸空间两侧煤柱的宽度至少14.8~15.8 m时才能保证有一个稳定的柱核区的存在;与4号巷开挖未充填时相比,充填后的水平应力与垂直应力影响范围减少5 m,峰值应力影响范围减少3~4 m。     

综采工作面过空巷围岩稳定性的影响因素研究

为了研究不同因素对综采工作面过空巷时围岩稳定性的影响,采用ANSYS软件建立数值模型,分析不同埋深、不同采高、不同空巷宽度下的空巷顶板沉降、煤壁位移和煤柱切向应力的变化规律。研究结果表明:埋深增加对空巷顶板沉降、煤壁位移和煤柱应力都产生不利影响;采高增大对空巷顶板沉降和煤壁位移影响较小,对煤柱内应力分布影响较大;空巷宽度增加会显著破坏空巷顶板稳定性,同时增大煤柱应力,对煤壁位移影响较小;当工作面与空巷距离小于25 m时,随着工作面继续推进,空巷稳定性明显变差,巷道易失稳破坏。