白庙煤矿普采工作面矿压显现规律研究

对普采工作面悬移支架工作阻力进行观测,研究了支架工作阻力、工作面顶板移近量、顶板的来压强度以及巷道变形破坏等参数,以工作面悬移支架工作阻力以及顶底板下沉量等实测数据和现场观测情况为依据,总结了白庙煤矿普采工作面的矿压显现规律,对于普采工作面安全高效回采具有重要的意义.     

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。     

高预应力支护在寺河矿西二盘区大断面顺槽巷道中的应用

针对寺河矿西二盘区巷道在掘进过程中围岩十分破碎、巷道变形严重、顶板和两帮位移较大、底鼓剧烈的问题,运用数值模拟软件,分析不同支护方案时预应力扩散情况和巷道掘进时期围岩变形破坏情况,并对支护效果进行观测研究分析。研究得出W23013顶板布置6根锚杆最为合适,压应力叠加区域非常明显,巷道顶板下沉量为86 mm,降低了69%,两帮煤体相对移近量为165 mm,降低了57%;锚杆直径为22 mm时,沿着锚杆长度方向围岩受力更为均匀。     

木瓜煤矿顶板淋水区域巷道支护技术研究与应用

为探究顶板淋水对木瓜煤矿10~#煤层回采巷道围岩稳定性的影响,通过对比分析顶板淋水和非淋水区域巷道的变形情况,发现顶板淋水区域巷道围岩位移量过大。通过对淋水区域巷道支护方式进行优化,顶底板移近量减小82.7%,两帮移近量减小77.5%,有效控制了顶板淋水区域围岩的失稳破坏。     

浅谈提高巷道支护抗压能力的几种要素

0　前言在矿井掘进过程中 ,由于井巷掘进使巷道围岩应力发生显著变化 ,在原岩体中掘进的巷道如不进行支护 ,往往要发生较大的变形和破坏。例如 :在脆性岩体中 ,常常可以看到片帮、冒顶等围岩破坏现象。在塑性岩体中 ,围岩会向巷道空间产生很大的变形位移 ,表现为巷道顶板下沉 ,两帮或底板膨胀等。为了防止围岩发生过大的变形或破坏 ,巷道掘进后要进行支护。如果支架的承载能力不够 ,支架将会遭到破坏 ,对于安全生产和经济效益都不利。因此 ,巷道支护时必须研究如何提高支架支护巷道围岩的支撑能力。下面从五个主要方面谈谈如何提高支架的承…     

深井强冲击矿压煤层巷道控制技术数值模拟研究

为探索具有强冲击危险性的深井煤层巷道控制技术,以某矿7121工作面为工程背景,基于FLAC~(2D)数值模拟软件对4种巷道控制方案的围岩应力、位移及塑性区等特征进行分析。数值计算结果表明:方案3巷道应力峰值最小,其最大应力值为30.68 MPa,应力峰值降低约5 MPa;方案4巷道变形量最小,两帮收敛量为21.36 mm,顶底板移近量为16.70 mm;大直径钻孔使围岩提前产生塑性区,释放积聚在煤岩体中的弹性能。"三结构"控制技术的卸压效果好、围岩变形量小、能量释放多,破坏了发生冲击矿压的强度和能量条件。工程实践表明,现场巷道围岩变形控制效果明显,验证了数值模拟结果的合理性。研究成果可为深井煤岩强动力灾害防治提供借鉴和指导。     

弱黏结复合顶板回采巷道围岩变形与加固技术

针对色连二矿12205工作面回采时辅助运输巷围岩变形破坏严重的问题,从巷道围岩岩性、应力变化、水的弱化作用及原支护结构失稳4个方面分析了巷道围岩失稳的原因,提出了回采巷道加固支护方案,应用FLAC~(3D)数值模拟软件对原支护方案与加固方案进行对比分析。结果表明:工作面回采前加补顶板锚索与增打两帮走向锚索,巷道围岩中垂直应力峰值位置向巷道边缘移动了0.9 m,巷道顶底板与两帮移近量分别降低了274 mm与240 mm,巷道围岩的塑性破坏区范围最小。现场实践表明:工作面回采影响期间,辅助运输巷采用加固支护方案后,顶底板及两帮累计移近量比未加固段平均降低了约50%,该巷道加固支护方案取得预期的效果。     

褶曲区域层状岩体巷道围岩变形破坏异化特征与控制对策

针对褶曲区域巷道围岩变形剧烈、冒顶隐患严重、支护维护困难等难题,以赵固二矿二1煤层褶曲区域层状岩体巷道为工程背景,采用理论分析、数值模拟和现场试验等综合研究方法,分析了赵固二矿煤层巷道褶曲区域应力环境特征及其作用下的塑性破坏形态。结果表明:褶曲构造区域巷道围岩应力环境均会呈现极不等压特征,导致巷道围岩塑性区出现异化扩展,与传统理论所认为的圆形、椭圆形等塑性区形态有很大不同,巷道所处应力环境的应力集中系数、主应力比值、主应力方向旋转角度等参数越大,塑性区异化扩展越明显,巷道变形破坏程度、隐患冒顶高度也越大。据此提出采用对接长锚杆技术为主的支护系统,可以与顶板围岩协调变形并提供持续高支护阻力,现场应用效果良好,为褶曲区域巷道围岩稳定性控制提供了新手段。     

深部高地应力巷道围岩支护技术分析

对某矿西盘区底板深部高地应力巷道表面位移进行监测,监测结果表明,巷道围岩出现非线性大变形、锚索破断及支架扭曲变形等现象。利用FLAC~(3D)对巷道围岩进行数值模拟,得出高地应力巷道围岩变形属于给定变形,巷道支护体不仅要提供足够的支护强度,还必须适应高地应力巷道大变形。据此提出可接长锚杆协调支护技术,使稳定后顶板下沉量和两帮相对移近量在可控区间,得到预期的支护效果。     

高应力巨厚泥质围岩煤巷强力支护技术研究及应用

针对渝阳煤矿3701运输巷难支护问题,分析了巷道变形破坏特征及其影响因素,阐述了围岩塑性区与支护阻力的关系,探讨了煤巷强力支护原理,并提出"顶板全锚索"(长锚索+短锚索)为主构成的高应力巨厚泥质围岩煤巷强力支护方案。支护实践表明,巷道顶板下沉量、两帮移近量及底鼓量分别为108、166、122 mm,比原支护分别减少87.4%、83.4%、72.9%,有效控制了高应力巨厚泥质围岩煤巷的大变形。     

基于3DEC的深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护

以某矿三采区运输下山为工程背景,基于原锚网索支护巷道变形破坏特点和原因,提出了深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护技术,并利用3DEC数值模拟分析其围岩应力、位移、塑性区等特征。结果表明:相比于原支护,巷道两帮及顶板浅部围岩应力明显增加,变形量、塑性区深度降低显著,顶底板移近量108.56 mm、两帮变形量61.39 mm、最大塑性区深度3 m,支护效果显著;现场巷道顶底板和两帮变形量为115.95 mm和67.00 mm,顶板离层基本为0,验证了支护技术的可靠性。     

断层破碎带极松散煤体巷道强化支护技术

为解决枣园煤业断层破碎带极松散煤体巷道支护难题,归纳了此类巷道的变形破坏特征,分析认为此类巷道变形破坏的主要原因为地质构造复杂、原岩应力高,围岩峰后出现应变软化和围岩承载性能未能充分发挥。根据强化支护技术的原理,从提高支护体系和围岩自身承载性能出发,采用了以"四高"锚杆强化支护技术和预应力长锚索加固顶板为关键技术手段的强化支护技术。矿压观测表明,掘进期间巷道两帮移近量近400 mm,顶板下沉量110 mm左右,巷道围岩变形得到了有效控制,巷道断面满足生产需要。     

新城金矿滕家矿区深部巷道围岩破坏与数值分析

针对新城金矿滕家矿区深部巷道围岩进行现场工程地质调查、岩石力学实验，分别应用RMR、Q和GSI方法对巷道围岩进行岩体质量分级，确定其围岩体质量等级为III级，岩体质量差~一般。以岩体质量分级为基础，应用Hoek-brown准则和经验公式估算岩体力学参数。应用弹塑性力学解析巷道围岩塑性区破坏范围，并以此为基础应用Phase2对巷道围岩稳定性进行分析。结果表明：巷道顶板塑性破坏范围为0.598 m，两帮塑性破坏范围分别为0.84 m和0.695 m；巷道顶板位移为7.2 mm，两帮位移分别为7.6 mm和6.8 mm；从巷道围岩应力分析可以看出，深部巷道开挖产生的应力集中超过岩体强度，由此判断深部巷道围岩破坏主要是开挖扰动应力作用在节理化岩体上致使巷道围岩失稳破坏，本研究结果对该矿深部巷道围岩支护提供依据。     

巷道围岩连锁冲击破坏机理及稳定控制方法研究

利用虚拟交界面将巷道围岩整体结构分成若干岩体单元和弹性单元，建立巷道围岩连锁冲击破坏理论及其力学结构模型，分析了不同静载、动载组合巷道围岩连锁破坏形式，建立了连锁破坏的力学方程和能量方程，揭示了巷道围岩储能结构、阻力结构在冲击启动和破坏过程中的作用和影响机制。研究表明，冲击地压是动力扰动诱发煤岩体内部弹性能突然释放的结果，其中煤岩体储能结构是冲击破坏的内因和动力源泉，动载诱发局部岩体破坏和能量连续释放；煤岩体冲击破坏时，其整体结构转变为向巷道自由空间运动的多滑块（岩体单元）结构，各滑块间存在相对运动、挤压以及弹性单元触发产生的冲击力，使各岩体单元的速度和加速度均处在动态变化当中；巷道围岩防冲控制的有效思路是调整巷道围岩整体结构，合理分布储能结构和冲击阻力结构，主动破坏能量持续解锁所需的弹性单元，使巷道周边围岩由储能结构转变为阻力结构区域。     

层状岩体圆形巷道破坏特征及锚固支护对比试验研究

为获得层状岩体圆形巷道变形破坏特征及锚固效果,采用CM60/10平面应变试验台配合三轴伺服试验机,通过相似材料模拟技术,对初始埋深400 m的层状岩体圆形巷道模型逐级施加载荷,对比分析了高垂直应力(λ1)条件下无支护及锚网索喷支护圆形巷道围岩变形破坏特征。试验结果表明:无支护状态下巷道两帮围岩出现明显的"楔形"破坏区域,以巷道腰线为中心,两帮浅部围岩亦出现相向垂向移动,顶板出现"月牙状"块状冒落,底板出现明显鼓胀,巷道围岩整体变形破坏严重;加载后期,无支护状态下巷道顶板下沉量、底板底鼓量明显增大,而锚固支护在相同地应力作用条件下,顶板下沉量、底板底鼓量基本呈线性增长且增长速率较慢,有效控制了巷道围岩的变形破坏。     

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。     

强动压“三软”煤层巷道“卸-转-固”围岩控制技术

针对强动压影响下“三软”煤层巷道围岩控制难的问题,以仲恒煤矿“三软”煤层115-101回风巷为工程背景,通过现场调查、围岩松动和地应力测试,采用UDEC数值软件根据实际建立数值模型,研究了巷道变形破坏原因,并基于应力控制原理,提出受强动压影响的“三软”煤层巷道“卸-转-固”围岩综合控制理论。研究结果表明:115-101回风巷围岩松动圈范围0~5 m,应力峰值在深入围岩5~6 m处,采用“卸-转-固”围岩控制技术,在原有的29U型钢支护条件下,降低支护排距,根据煤层倾角及厚度设计并施工爆破卸压孔,在孔底连线安装炸药,利用自制的封孔设备将加固材料通过高压风压入钻孔进行封孔,实施爆破。爆破后,围岩应力重新分布,重新形成破碎区、塑性区和弹性区,并使应力集中的弹性区转移到围岩更深处,降低巷帮及底板浅部围岩应力集中,在巷道周围表层一定范围内形成低应力卸压圈,而在围岩深部形成了应力集中的自承载圈,集中应力主要由该自承载圈的岩体承担。该自承载圈的岩体处于围岩深部,基本处于三向应力状态,降低集中应力对巷道的破坏作用,稳定性得到很大提高。巷道围岩顶底板移近速率降低了79.43%,两帮移近速率下降了54.17%,巷道围岩变形量明显减少,有效控制了强动压影响下“三软”煤层巷道围岩变形。     

综采工作面回撤通道矿压观测研究

针对煤层松软破碎顶板条件,对工作面末采期主回撤通道围岩变形和垛式支架工作阻力进行现场观测,分析研究了通道顶板来压显现规律及其围岩变形破坏特征。提出在工作面距主回撤通道9m前应完成对巷道的加强支护,并提高垛式支架工作阻力,进一步改进两帮支护形式等建议。     

深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术

针对巷道围岩遭受应力破坏,造成巷道变形,原有锚杆部分失效的问题,某矿采用"喷锚注"控制围岩技术,对巷道进行监测,观测围岩顶板下沉位移和两帮移近位移量。结果表明,该技术使破碎围岩胶结形成整体,注浆锚杆将隔离拱、压缩拱、加固拱组合起来,有效的提升了围岩的稳定性和承载性。     

深部采动影响下硬岩巷道围岩稳定性数值模拟研究#br#

深部巷道围岩稳定性与开采扰动密切相关。以红透山铜锌矿-767 m 中段 13#、14#采场斜坡道为工程 背景,根据现场地质调查和岩石力学实验,进行岩体质量分级和岩体力学参数估算;依据矿山采矿计划,建立数值 模型,分析采动影响下巷道围岩的应力、塑性区和位移变化规律。结果表明：在距离巷道帮部和顶板 0.5 m 和 1.0 m 范围内最小主应力值较小,帮部和顶板易发生张拉破坏,而最小主应力在巷道拱肩附近就达到较大值,巷道拱肩易 发生剪切破坏;随着开采的进行,最大主应力峰值呈现先增加后减小的规律;最大主应力集中区沿顺时针方向转 动,围岩出现蝶形塑性区,并呈不对称分布;巷道整体向采场方向倾斜移动,对开采过程研究表明,相同水平开采对 巷道的稳定性影响最大。