Experimental investigation on behaviors of bolt-supported rock strata surrounding an entry in large dip coal seam

In order to investigate the behaviors and stability of rock strata surrounding an entry with bolt supporting in large dip coal seams (LDCSs) dipping from 25° to 45°, a self-developed rotatable experimental frame for similar material simulation test was used to build the model with the dip of 30°, based on analyses of geological and technological conditions in Huainan mine area, Anhui, China. The strata behaviors, such as extracting- and mining-induced stresses development, deformation and failure modes, were synthetically integrated during working face advancing. Results show that the development characteristics of mining-induced stress and deformation are asymmetrical in the roadway. The strata behaviors are totally different in different sections of the roadway. Because of asymmetrically geometrical structure influenced by increasing dip, strata dislocating, rock falling and breaking occur in roof. Then, squeezing, collapsing and caving of coal happen in upper- and lower-rib due to shearing action caused by asymmetrical roof bending and dislocating. Owing to the absence of supporting, floor heaving is very violent and usually the zone of floor heaving develops from the lower-rib to upper-rib. Engineering practices show that, due to the asymmetrical characteristics of rock pressure and roadway configuration, it is more difficult to implement bolt supporting system to control rock stability of roadways in LDCSs. The upper-rib and roof of entries are the key sections. Consequently, it is reliable to use asymmetrical bolt-mesh-cable supporting system to control rock stability of roadways based on the asymmetrical characteristics of roadway configuration and strata behaviors.     

淋涌水碎裂煤岩顶板煤巷破坏特征及控制对策研究

 针对淋涌水碎裂煤岩顶板煤巷支护过程中出现的围岩剧烈破坏难题,综合现场调研、煤岩试验、数值模拟、理论分析及井下试验与实测等方法,对其变形破坏机制、工字钢与锚杆(索)支护位移场的分布及煤巷动态破坏特征、顶板钻孔淋水量分区、新型防水锚固剂的锚杆(索)锚固力测试及淋涌水碎裂顶板控制对策进行系统化研究,主要研究内容及结论如下：(1) 淋涌水碎裂煤岩顶板的破坏主要是支护结构体的非整体性承载、锚杆(索)支护受钻孔淋水持续弱化失效以及顶板复合煤岩结构刚强度差异大而导致的离层综合作用的结果;(2) 研究新型防水树脂锚固剂,并通过井下淋涌水顶板锚杆(索)拉拔试验及支护后期锚索监测结果,检验防水锚固剂稳定性能;(3) 提出控制淋涌水碎裂顶板的“四位一体”控制对策,分析具体支护措施力学效应及保持顶板稳定性方面的作用;(4) 详细介绍井下运用“四位一体”综合控制系统的一典型淋涌水型碎裂煤岩顶板煤巷成功实例。研究成果可在霍州矿区进行推广应用,对类似条件巷道支护技术具有一定的理论和实用价值。     

Behaviors of overlying strata in extra-thick coal seams using top-coal caving method

Accidents such as support failure and excessive deformation of roadways due to drastic changes in strata behaviors are frequently reported when mining the extra-thick coal seams Nos.3e5 in Datong coal mine with top-coal caving method,which significantly hampers the mine's normal production.To understand the mechanism of strata failure,this paper presented a structure evolution model with respect to strata behaviors.Then the behaviors of strata overlying the extra-thick coal seams were studied with the combined method of theoretical analysis,physical simulation,and field measurement.The results show that the key strata,which are usually thick-hard strata,play an important role in overlying movement and may influence the mining-induced strata behaviors in the working face using top-coal caving method.The structural model of far-field key strata presents a "masonry beam" type structure when"horizontal O-X" breakage type happens.The rotational motion of the block imposed radial compressive stress on the surrounding rock mass of the roadway.This can induce excessive deformation of roadway near the goaf.Besides,this paper proposed a pre-control technology for the hard roof based on fracture holes and underground roof pre-splitting.It could effectively reduce stress concentration and release the accumulated energy of the strata,when mining underground coal resources with top-coal caving method.     

Distributions of airflow in four rectangular section roadways with different supporting methods in underground coal mines

A study has been carried out in four rectangular section roadways with different supporting methods in Yuwu Coal Company (a longwall mine), by measurements of airflow velocities in cross-section of the roadways. The asymmetrical distributions of airflow in each roadway section was obtained. The paper analyzes the low airflow velocity region of roadways through the drawing of the distributions of airflow in each roadway section. The supporting methods influence the low airflow velocity region around the roof and wall of roadways. It is shown that the low airflow velocity region increase with surface roughness of the roof and wall. The high airflow velocity region was located around the floor of the roadway with rough roof and wall. However, in the roadways with smooth roof and wall the high airflow velocity region was located around the center of section. The risk assessment should be carried out in the low airflow velocity region in the roadway with rough roof and wall. To ensure the safety of coal mining, higher volume of air intake or more smooth roof and wall of the roadways should be achieved in a dangerous zone.     

超千米深井巷道围岩变形特征与支护技术

为解决超千米深井巷道支护难题,以新汶矿区深井巷道为工程背景,分析深部矿井地应力、围岩强度与结构等地质力学参数分布特征,超千米深井巷道围岩、支护体变形及破坏状况。采用UDEC数值模拟软件,研究不同支护方式与参数下超千米深井岩巷围岩变形、破坏特征与支护作用。基于实测与数值模拟研究结果,确定新汶华丰矿-1180回风大巷采用全断面高预应力、高强度锚杆与锚索及注浆联合支护加固方式。详细介绍-1180回风大巷支护井下试验,包括支护参数设计、支护材料、底板注浆锚索施工工艺及矿压监测结果。通过分析围岩位移、顶板离层及锚杆、锚索受力监测数据,评价回风大巷支护效果。井下试验表明:高预应力、高强度锚杆与锚索及注浆联合加固技术,能够有效控制超千米深井岩巷大变形,保持围岩长期稳定。最后,针对井下试验中存在的问题,提出改进意见。     

互层岩体中巷道顶板应力分布及破坏特征研究

考虑巷道顶板岩层分层特性,采用Reissner厚板理论建立巷道互层顶板的应力计算模型,将巷道互层顶板视为三维应变厚板,结合力学相关知识求解得到不同条件下互层巷道顶板的应力分布。分析了软硬互层巷道顶板变形破坏特征及其规律,以山东某矿6506工作面回采巷道为工程背景,通过FLAC^3D数值模拟软件建立不同巷道顶板组合的计算模型,分析了互层巷道顶板岩层的软硬性质对巷道顶板应力和破坏深度的影响。研究结果表明：破坏发生在巷道顶板最下部岩层端部并逐渐向上扩展,最终形成冒落拱;不同岩性组合下巷道顶板应力主要集中在硬岩中,顶板各岩层岩性之间存在差异更易导致应力集中现象;硬岩能有效减弱巷道顶板的破坏深度,使顶板的变形量远小于软岩顶板的变形量,软岩顶板由于其支承能力弱,岩层内应力易达到其极限强度,导致巷道顶板的破坏深度和范围都大大增加。     

基于软弱夹层损伤破坏模型的软岩巷道支护优化研究

 深部岩体巷道开挖中,软弱夹层的存在很大程度上影响地下工程的稳定性。针对矿山深部软岩中软弱夹层易破坏离层的特点,建立岩体软弱夹层指数形式的非线性离层损伤破坏模型,并采用大型有限元软件ABAQUS对刘庄煤矿深部含软弱夹层的泥岩巷道支护方案进行优化,针对巷道施工期间出现的底臌变形大及软弱夹层围岩变形失稳现象,提出采用预应力底锚索、反底拱及全封闭钢拱架支护措施,有效遏制了软弱夹层失稳破坏和底臌变形大的问题。研究成果为类似巷道工程支护提供有益借鉴。     

煤巷强帮支护理论与应用

 在分析煤巷帮部破坏机制和加固机制的基础上,通过建立煤巷力学模型、分析支护力与莫尔圆的关系、研究帮部极限平衡区宽度及巷道耗能机制,提出强帮护顶概念设计,从理论方面对煤巷强帮支护理论进行论证。应用FLAC3D软件对煤巷进行模拟,详细分析巷道开挖引起的围岩力学响应情况,阐明帮锚杆对帮部强度的影响,从数值模拟角度对煤巷强帮支护理论进行论证。最后,煤巷强帮支护理论被成功应用于马兰、官地等矿山煤巷支护设计,在实践中取得良好效果。研究结果表明：(1) 提高煤巷帮部支护强度,一方面可提高帮部对顶板的承载力,另一方面会减小帮部极限平衡区宽度和顶板广义跨度。(2) 提高煤巷帮部结构体与顶板结构体的强度比值和刚度比值,有利于减少帮部结构体塑性铰的数量,使巷道结构体形成合理耗能机制,提高整体稳定性。(3) 针对帮部比顶板岩体强度低的巷道,采用强帮护顶概念设计形成强帮护顶良性作用机制与合理耗能机制,以保证巷道的安全性。(4) 增加煤巷帮锚杆直径、长度或增大帮锚杆布置密度,可达到有效控制围岩变形、减少极限平衡区的效果。(5) 数值模拟与现场应用均表明,提高煤巷帮部的强度可以提高巷道的整体稳定性,煤巷强帮支护理论在工程实践中具有良好的适用性。     

软弱巷道围岩变形破坏综合分析

 针对软弱回采巷道变形破坏严重的问题,进行巷道围岩的岩层结构、力学参数及成分的试验研究和巷道变形破坏的实测分析。试验研究表明巷道顶底板属遇水膨胀软岩,煤层内生裂隙和构造裂隙发育,锚固可靠性差,难以形成稳定、有效的承载结构。实测分析表明巷道顶底板和两帮变形大,底鼓严重,现有的支护方式不适应围岩非线性、大变形的要求,必然导致支护失效。在试验和实测的基础上,提出锚棚联合支护的综合加固措施,并取得显著的应用效果。     

松软煤层托顶煤巷道煤柱宽度优化及控制技术

以芦沟煤矿32081工作面为工程背景,采用数值模拟和现场实测等方法,研究了松软煤层沿空掘巷托顶煤巷道的变形特征及控制技术。结果表明:不同煤柱宽度下,巷道变形量的变化幅度由大到小的顺序是煤柱帮(498 mm)、顶板(260 mm)、实体煤帮(135 mm)、底板(105 mm)。以6 m煤柱宽度围岩变形最为理想,在沿空掘巷中顶底板变形和两帮变形都是巷道变形的主要方面,而在两帮变形中,小煤柱帮变形量占76%左右,在顶底板变形中,顶板变形占80%左右,得出巷道顶煤和煤柱帮是支护的关键部位。据此,提出了高强度锚网保证围岩完整,长锚索控制顶板稳定、在帮角布置加强锚杆的帮顶协同控制综合技术。通过现场实测表明,该支护方案对于此类巷道的围岩变形量有较好的控制效果,对于类似巷道的支护技术也提供了参考和借鉴。     

高应力软岩巷道可接长锚杆让压支护技术

高应力软岩巷道的塑性区范围和变形量均较大,其稳定型控制需要支护材料具备良好的延伸性能及深部锚固特性。基于“高阻让压”而研发的可接长锚杆长度大于4 m、延伸率为17%,破断载荷为195 kN,能够适应此类巷道的变形破坏特征。根据支护材料和围岩的变形破坏特征,分别建立了可接长锚杆和“锚杆+锚索”支护系统的本构模型,结果表明：为保证支护结构稳定,避免支护系统本构模型失稳后应变量剧增,支护系统本构模型的应变上限不能超过支护元件的最大应变量;可接长锚杆能够能提供远大于锚索的让压距离,保障软岩巷道支护系统的支护强度和稳定性。试验条件下,可接长锚杆的平均支护阻力约为170.2 kN,顶板0~4 m内围岩理论变形量为264 mm,与工程实际变形量比较接近,起到了对高应力软岩巷道顶板的让压支护的目标。     

大厚度泥岩顶板煤巷破坏机制及控制对策研究

 针对煤巷上方大厚度泥岩顶板在开挖支护后所表现的破坏现象,通过现场观察、室内试验、数值试验、相似模拟试验及理论分析,对其变形破坏机制及控制对策进行系统研究,动态分析围岩的变形和破坏过程,研究不同支护情况下巷道变形规律、破坏机制、应力分布及不同支护手段的加固效果。得出如下结论：(1) 泥岩风化崩解、碎裂扩容与应力调整过程中的高应力拉伸与剪切共同促使泥岩顶板破裂、离层和破碎的发生;(2) 原支护缺乏对围岩性质的准确判断导致巷道破坏与支护失效;(3) 大厚度泥岩顶板煤巷支护的原则：及时封闭围岩、提高下位岩层刚度、布置斜向锚索;(4) 根据地质力学与环境条件,通过断面优化及支护参数优化能够有效避免大厚度泥岩顶板煤巷的多次翻修,实现一次支护的长期稳定。研究成果在棋盘井矿区获得全面应用,对类似条件工程的支护技术具有一定的理论意义和实用价值。     

不同围压下软岩巷道全长锚固支护优化研究

以淮南矿区丁集矿西三采区地质条件为背景,采用FLAC 3 D计算软件对深井软岩巷道全长锚固支护条件下围岩稳定性进行模拟计算,获得不同围岩应力和支护强度作用下巷道围岩稳定性影响规律.得知,随着围岩应力环境增大,巷道顶帮下沉量和底板底鼓量增大,巷道顶底板变形位围岩移量变化趋势与巷道两帮变形趋势基本一致,在10 MPa围岩环...     

迎上下采空孤岛面沿空掘巷围岩变形破坏特征

为了研究分析上下煤层两侧都采空而形成的孤岛面沿空掘巷和煤层开采时围岩应力分布及变形破坏特征,应用理论分析、计算机数值模拟与具体工程实践相结合的研究方法,分析了上下煤层两侧采空情况下,下孤岛工作面迎上孤岛面沿空掘巷期间及煤层开采过程中,采场围岩应力分布、变形破坏规律。结果表明:该情况下孤岛工作面围岩结构特征因受多次开采影响,其整体性和联动性都有所降低,采场围岩应力分布特征有所不同,且煤柱宽度尺寸对巷道受力变形有较大影响。掘巷期间轨道巷煤柱帮的变形量大于实体煤帮变形量,顶板下沉量大于底鼓量;回采期间顶板运移特点决定了两巷围岩主要呈现拉剪破坏,随着工作面的推进,采动影响阶段和影响剧烈阶段范围逐渐增大,巷道断面收缩率随着距工作面距离的减小而增大。对于孤岛面开采沿空巷道的特殊围岩条件,应遵循“强顶、固帮、控底的全断面围岩控制技术思路,对上下隅角附近巷道加强支护,提高围岩自身强度,为类似条件孤岛面巷道维护及安全开采提供理论技术保障。     

“三软”煤层冲击地压诱导煤与瓦斯突出力学机制研究

 以新安煤田为工程背景,通过现场调查、测试、实验室试验、理论计算和相似条件类比,探讨“三软”煤层冲击地压作用下煤与瓦斯突出力学机制。研究结果表明,在原岩和采动应力作用下,巷道底板存在的高弹性模量夹层砂岩向上挠曲,造成煤体正常瓦斯溢出通道被封闭,煤体内部产生裂隙促使吸附瓦斯解吸为游离瓦斯,可实现煤与瓦斯突出的外部准备条件;底板高弹模夹层的破断冲击,打通被压实煤体的瓦斯溢出通道,可实现煤与瓦斯突出的外部激发条件;掘进迎头附近底板产生的105J以上量级冲击地压,其孕育和发生过程导致的迎头煤墙闭合–破裂,可诱导每立方米煤初始瓦斯膨胀能小于1.3×106 J (瓦斯压力小于0.74MPa)的煤层发生瓦斯突出或异常涌出,而每立方米煤初始瓦斯膨胀能大于1.3×106 J(瓦斯压力大于0.74MPa)的煤层,可诱导发生煤与瓦斯突出。通过对高弹性模量岩层(夹层)底板实施钻孔或爆破措施,防止底板弹性变形向上挠曲与破断冲击,可破坏此类煤与瓦斯突出准备和激发的外部条件。     

迎采动工作面沿空掘巷预拉力支护及工程应用

迎采动工作面留小煤柱沿空掘巷受邻近工作面侧向顶板破断、转动及稳定的全过程动压影响后，顶板煤体离层，小煤柱破裂，围岩稳定性急剧恶化。为了保持巷道形状，防止大变形状态下的支护结构失效成为支护的关键。常规锚杆支护、锚杆与锚索联合支护等不能维持其稳定；而预拉力钢绞线桁架系统是控制顶板离层的有效支护方式，结合高性能预拉力锚杆、M型钢带、小孔径预拉力短锚索等，形成预拉力组合支护技术，可以较好地解决该类问题。针对三河尖矿的典型试验对此作了详细说明。     

Field investigations of high stress soft surrounding rocks and deformation control

Field investigations of high stress soft rock deformations show that the high stress soft rock roadway can slide with large deformation. Severe extrusion and floor heave can also be subsequently observed. The supported roadway can be locally damaged or completely fail, where the floor has a large deformation and/or is seriously damaged. The factors inducing large deformation of surrounding rocks in deep roadway are rock strengths, structure face cutting types, stress states, stress release, support patterns,and construction methods. Based on the deformation characteristics of high stress soft rock roadway, a comprehensive support scheme is proposed. The overall support technology of "step-by-step and joint,hierarchical reinforcement" for roadway is presented, and the anchor cable and bolt parameters to check the design methods are also given. Finally, the proposed comprehensive support method "bolt t metal mesh t U-steel arch t shortcrete t grouting and cable" is used in the extension section of east main haulage roadway at 850 m level of Qujiang coal mine. The 173-day monitoring results show that the average convergence of sidewalls reaches 208 mm, and the average relative convergence of roof and floor reaches 448 mm, suggesting that this kind of support technology for controlling large deformation of high stress soft surrounding rock roadway is effective.     

深部厚煤层综放沿空掘巷煤柱合理宽度试验研究

 煤柱合理宽度的确定是影响综放沿空掘巷围岩稳定性的重要因素。以深部厚煤层综放沿空掘巷赵楼煤矿11302工作面轨道巷为工程背景,首次提出一种新型侧向支承压力监测方法,通过现场应力监测和数值模拟相结合的研究方法确定区段煤柱合理留设宽度。现场应力监测与数值模拟结果显示,采空区侧向支承压力影响范围为50～56 m,低应力区宽度为12～15 m,考虑沿空巷道应处于应力降低区内,煤柱留设宽度不应大于7～10 m;同时,从有利于锚杆锚固出发,煤柱宽度不应小于4 m。综合考虑煤柱稳定性、次生灾害控制及煤炭资源回收等因素,最终确定煤柱留设宽度为5 m。采用大型地质力学模型试验与现场试验对煤柱宽度合理性进行验证,结果表明,巷道表面位移均呈现沿空帮＞顶板＞实体帮＞底板的变化趋势,掘巷稳定后,现场实测顶底板移近量最大为271 mm,两帮移近量最大为359 mm,巷道围岩控制效果较好;同时,锚杆、锚索受力均在其屈服范围内,并为回采期间预留充足的余量。研究结果可为类似开采条件下的区段煤柱宽度确定提供参考依据。     

近距离跨采对巷道围岩稳定性影响分析

针对近距离跨采时，工作面与底板岩巷的不同空间位置关系，采用数值力学分析，详细地分析了工作面开采引起的围岩应力演化过程及特点、近距离跨采引起底板岩巷围岩位移的特点以及巷道位置对其围岩稳定性的影响。研究结果表明，煤柱上支承压力分布是开采影响岩层相互作用的结果，是开采引起集中应力在煤层与直接顶界面上的直接反映。近距离跨采巷道围岩位移受开采引起的整体位移场影响较大，而不单纯决定于煤柱侧支承压力的作用。留设保护煤柱时，底板岩巷应位于集中应力区的外侧或跨采时工作面应推过足够距离，使巷道靠近采空区应力恢复区的下方。最后通过实例给予了分析。     

深部倾斜岩层巷道非对称变形机制及控制对策

 针对深部倾斜岩层巷道围岩在开挖支护后所表现出的非对称变形破坏现象,对其变形破坏机制及耦合控制对策进行了数值模拟与工程应用研究。研究结果表明,深部倾斜岩层巷道断面与岩层倾斜方向的钝角部位是产生非对称变形破坏的关键部位;非对称变形破坏的机制主要表现为受岩体结构的非对称性影响而产生的层间剪切滑移变形机制及高应力扩容变形机制等差异性变形机制。基于上述研究,提出非对称耦合控制对策,即在锚网索耦合支护的基础上,利用锚索、底角锚杆等对产生差异性变形破坏的关键部位进行加强支护,从而达到控制巷道非对称变形的目的。数值模拟与工程应用结果表明,采用非对称耦合支护形式,可以有效地消除巷道围岩关键部位产生的差异性变形,巷道围岩稳定性大大提高。