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。     

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...     

平顶山矿区深部大规模松软围岩巷道支护技术

针对平顶山矿区深部大规模松软围岩稳定性控制问题，以典型大规模松软围岩巷道为研究对象，研究确定其围岩的赋存条件，采用离散元方法模拟巷道围岩的变形破坏过程，揭示其破坏机制，提出相应的支护对策，结合深部巷道围岩稳定性控制理论拟定支护的总体思路，确定具体支护方案，研发围岩巷道的抗折抗裂喷层技术及深部巷道底臌治理技术。研究结果表明：围岩承受的高地应力与其自身低强度之间的矛盾是造成深部大规模松软围岩巷道失稳的主要原因；巷道首先在拱顶、底板中央区及两侧边墙受张拉破坏，拱肩及两侧底角受剪破坏，破坏区范围逐渐向深部扩展直至失稳。现场实测数据表明：在方案实施2个月后，锚杆、锚索受力在较高值趋于恒定，充分发挥了支护作用；水平收敛、拱顶下沉和底板臌起趋于稳定，大规模松软巷道围岩稳定性得到有效控制。     

巨厚煤层三软回采巷道恒阻让压互补支护研究

 针对沈阳清水煤矿第三系巨厚大地压软围岩煤层回采巷道开掘后支护失效严重、围岩大变形及4次返修无法稳定的现象,分析围岩塑性流变、非对称变形破坏、支护体与围岩大变形不协调等变形力学机制。提出采用恒阻大变形锚杆初次支护,在恒阻力作用下保护锚固体的承载力,通过恒阻锚杆的延伸多次释放变形能,将集中应力转移到深部,调动深部围岩承载能力,形成稳定的塑性承载圈;然后针对回采巷道变形特点采用顶板加强、两帮让压、底角加固的二次互补加强支护,形成适应三软巷道变形特征的围岩–支护协同承载体,将围岩变形速率控制在合理范围。基于该方法下提出的锚索+恒阻大变形锚杆+钢带+底角锚注联合支护设计,在该矿南二采区205工作面运输顺槽中使用后,顶板下沉降低75%,两帮收缩减小60%,底臌减小42%,巷道支护状况得到明显改善。实践证明,恒阻让压互补支护系统可有效控制三软巷道围岩稳定。     

新疆中生代复合型软岩大变形控制技术及其应用

 针对新疆沙吉海矿区中生代复合型软岩产生的顶板离层冒落、侧墙鼓出、底板鼓起等非线性大变形破坏现象,综合应用现场工程地质调查、理论分析、数值计算、物化分析、软岩水理作用测试、现场测试等手段和方法,深入分析本区中生代复合型软岩巷道围岩的分子膨胀+岩体结构面错动+开挖扰动的复合破坏机制,提出以恒阻大变形锚网索耦合支护为核心的主动支护技术体系。通过恒阻装置充分释放围岩膨胀能和塑性能,减小支护荷载及高应力集中,同时借助高阻性能抑制过大有害变形,合理控制围岩塑性圈;然后通过锚网索二次耦合支护消除围岩塑性大变形、层间软弱结构面的错动引起的围岩–支护之间的变形不协调,并采用注浆锚管控制底鼓大变形,最终形成围岩–支护结构协同承载体系。基于非线性大变形力学设计方法及数值分析,进行施工过程设计及参数设计。工程实践表明,该技术得到成功应用,保证了巷道的稳定。     

恒阻大变形锚杆力学特性及其工程应用

 传统刚性锚杆允许巷道围岩的变形量一般均在200 mm以下,不能适应巷道围岩大变形破坏而被拉断失效。自主研发的恒阻大变形锚杆能提供恒定工作阻力和稳定变形量,该锚杆主要由恒阻装置和弹性杆体组成,适应于软岩巷道、深部巷道的围岩支护,可以有效控制冲击地压等工程灾害。利用自主研发的恒阻大变形锚杆(索)试验系统对恒阻大变形锚杆进行室内力学特性试验,试验结果表明,恒阻范围内累计变形量最大值可达1 000 mm。在我国典型深部软岩矿井巷道支护进行现场科学试验,效果良好。     

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。     

软岩大变形巷道底臌破坏机制与支护技术研究

 随着资源开采由浅部向深部转移,如何有效地控制底臌成为深部软岩巷道支护中首要考虑的问题。针对国投新集刘庄煤矿围岩破坏严重、难支护的情况,结合刘庄煤矿制冷硐室所处的地质环境特点,在巷道围岩的物理力学特性、岩石矿物成分分析、现场地应力测量、现场大型真三轴流变试验的基础上,分析巷道底臌的主控因素,研究表明：本巷道底臌变形主要是由于软弱围岩在较高的水平构造应力作用下,产生明显的流变变形所致。在此基础上,对该巷道进行支护设计优化,提出一种由U型钢可压缩支架和泡沫混凝土填充结合预应力锚索的被动卸压与主动施压相结合的底臌变形控制方案,并通过数值方法验证该方案的合理性。     

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。     

巨高巷道帮不稳定三角块滑移及控制

 为解决超高巷道围岩控制难题,选取五家沟煤矿5201主运巷超高段(断面尺寸：5.25 m×8 m)为研究对象,采用UDEC和平衡拱理论分析帮不稳定三角块的响应特征。结果表明：(1) 帮受力状态如单侧无侧限单轴压缩,其破坏形式以侧壁夹角为45°－?/2方向上的三角块剪切滑移为主;(2) 帮深部垂直应力与水平应力差逐渐升高,构成帮不稳定三角块滑移的主要力源;(3) 帮沉降和水平位移曲线存在明显拐点,且拐点随巷高增加逐渐向深部转移;(4) 不稳定三角块最大宽度和顶压随巷高增加而增加,稳定性逐渐降低。认为：(1) 高性能、高预紧力锚杆可更好提高围岩力学性质,减小三角块顶压,保持帮不稳定三角块的完整性,帮中下部锚杆穿过主剪切滑移面可抵抗帮不稳定三角块的剪切滑移;(2) 斜拉锚索梁结构可发挥锚索抗拉强度大的优势,锚固在冒落拱迹线外的肩角和底角稳定区内,增大帮不稳定三角块滑移面的摩擦力。基于此提出高强高预紧力锚带网和帮斜拉锚索梁联合控制技术,掘出后顶底板相对最大移近速度4.1 mm/d,两帮相对最大移近速度4 mm/d,顶底板相对移近量104 mm,两帮相对移近量150 mm,顶板累计离层3.5 mm,支护完成后10 d实现自稳,帮不稳定三角块完整性好且无明显滑移迹象。     

煤矿高地应力软岩巷道支护技术现场试验研究

根据高地应力软岩巷道顶底板情况,通过对该软岩巷道围岩松动圈进行现场实测,给出了该巷道的支护设计方案,并利用多点位移计对支护效果进行现场变形监测。检测结果表明,采用＂耦合支护＂和＂关键部位＂加强支护等技术和措施,实现了对高地应力软岩巷道大变形的有效控制。     

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。     

动载作用下圆形巷道锚杆支护结构破坏机理研究

将冲击应力波进行合理简化,建立平面P波与圆形锚固巷道相互作用简化模型。结合算例,通过分析深部围岩径向应力、巷道表面切向应力、巷道表面径向位移以及深部围岩与巷道表面径向位移差等代表性指标,确定了重点支护位置,推导了重点支护位置的锚杆受力机制并提出了相应破坏类型及判据。结果表明:迎波侧与侧向位置是重点支护位置。迎波侧锚杆总应力是静载轴应力、锚杆振动的动应力和动载下围岩变形引起的附加应力的叠加,强冲击下迎波侧支护结构的破坏类型为单次瞬间摧垮破坏,围岩受压破裂,锚杆松动失去加固作用;循环弱冲击下的破坏类型为循环累积损伤破坏,受压围岩逐渐损伤致裂,锚杆反复受压、受拉直至松动,这进一步加剧围岩的损伤破裂,当承载拱强度降低到一定值后,一次小冲击就能诱发巷道冲击破坏。侧向位置锚杆总应力是静载轴应力、动载下围岩变形引起的附加应力的叠加,锚杆始终受拉,在强冲击下可能发生拉断破坏。通过相似模拟试验,较好地验证了理论分析结果,表明理论分析结果对工程实践具有一定的指导意义。     

穿采空区巷道围岩特性分析及稳定性控制

针对芦岭煤矿穿采空区巷道围岩工程环境特性问题,采用现场测试,钻孔窥视,数值模拟等方法,分析巷道在穿采空区不同区段围岩损伤区及矿压显现规律。研究结果表明,巷道穿采空区不同区段围岩具有明显分区特性,采空区上段巷道在逐渐靠近采空区时,损伤区范围逐渐扩大,完整性变差,围岩压力却较小;远离采空区下区段巷道围岩,裂隙发育程度较低,但是围岩压力表现更为明显。因此,结合巷道围岩的工程环境特点提出分区段控制技术方案,远离采空区卸压范围的围岩,主要采用锚杆、锚索加喷层的联合支护技术,改变浅层裂隙岩体的力学性能与围岩形成整体性结构,抵抗更大的围岩应力;采空区及附近围岩采用以U型钢为主体的刚性支护,防止裂隙岩体进一步碎胀扩容而产生的变形。现场支护表明,巷道顶底板及两帮位移量均小于30 mm,现场支护效果明显。     

深井复合顶板煤巷变形机理及控制对策

针对深部高应力条件下复合型顶板煤巷的大变形问题,以江西曲江煤矿为例进行了现场调查、理论分析和工业试验等研究。首先,经现场调查发现该矿表现出了典型“三高”矿井的特点,加上顶板锚索和两帮锚杆无法充分发挥作用,使整个巷道支护系统失去平衡而发生破坏。然后,研究了深部高应力工作面煤巷的力学作用,认为该力学作用是一个渐进过程,其变形动力主要来自于巷道顶板压力,底板变形大是直接导致整个巷道系统失效的重要标志;另外,根据深部高应力复合型顶板煤巷的受力特征,建议应将顶板的控制作为关键部位,尽力维护顶板的完整性,提高岩层自承能力,使支护结构与围岩能够协调地工作,并提出了以“预应力桁架锚索”为主体,以“锚杆+锚索+钢筋网等支护”为辅助的综合控制技术。实践证明：经以“预应力桁架锚索”为主体的综合控制技术支护后的巷道,其变形较原支护有明显好转;监测数据表明：经91 d后,巷道两帮的相对收敛速率小于1.7 mm/d,而且顶底板的相对收敛量大大减少,最大值为297 mm,变形速度小于1.4 mm/d,处于稳定状态。     

锚固长度对深埋回采巷道支护效果影响规律

以淮南矿区潘三煤矿17102(3)运输顺槽地质条件为背景,采用FLAC 3D计算软件对深埋回采巷道围岩稳定性进行模拟计算,获得不同锚固形式对深埋回采巷道围岩稳定性影响规律,并结合现场不同锚固区围岩变形实测,获得全长锚固支护对巷道围岩抗变形能力有更好的提高,全锚支护下巷道围岩变形整体增加但速率较为平缓,而端锚支护下巷道围...     

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。     

极软岩回采巷道互补控制支护技术研究

 从加固破碎岩体和提高支护阻力两方面综合研究入手,分析小康煤矿巷道围岩的力学及变形破坏特征,得出小康煤矿软岩回采巷道围岩失稳机制,指出原有支护系统变形不协调、支护阻力低和没有发挥围岩的承载能力是导致巷道破坏和支护失效的主要原因。以铁法矿业集团小康矿S2N8运输顺槽为工程实例,研究高强度高预紧力锚杆、强力锚索、金属网和喷浆加固以及U型钢在控制围岩变形中的互补作用,详细介绍高强度、高预紧力锚网索配合U型钢可缩支架的互补控制综合支护方案并进行现场工业试验。研究结果表明,互补控制支护技术能够避免极软岩回采巷道的多次翻修,实现支护一次到位。     

采动影响下大跨度煤巷耦合支护技术研究与应用

 为解决多次采动影响下大跨度煤巷支护难的问题,以高家梁矿20108工作面回风巷道为例,通过分析工程地质条件和工程岩体特性可知,20108回风巷道属于应力扩容膨胀型复合地质软岩,确定力学破坏机制为IABCIIBDIIIDA复合型变形力学机制,提出采用锚网索带注耦合支护方案。基于FLAC3D数值软件,对锚网索带注耦合支护方案进行数值计算,计算结果显示,与无耦合支护对比,屈服区域显著缩小,顶底板和两帮变形都得到有效控制。现场监测煤巷围岩变形表明,多次采动影响下煤巷两帮变形速率大于顶底板,表明两帮变形速率控制着20108回风巷道的使用功能。研究结果表明,锚网索带注耦合支护在采动影响下大跨度煤巷支护中取得良好的支护效果,数值计算表明,采动影响下大跨度煤巷采用耦合支护技术是可行的;现场监测结果也验证耦合支护技术的有效性和可靠性。     

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。