掘进工作面巷道围岩压力及变形规律数值模拟研究

山西省常村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65 mm、右帮66 mm、顶板32 mm,围岩破坏深度顶板1.5 m、底板1.5 m、两帮1.5 m。在现有巷道围岩支护情况下,围岩得到了有效地控制。     

大佛寺矿大断面巷道围岩失稳机理及支护技术研究

以大佛寺矿41103工作面采区巷道为研究对象,采用数值模拟,研究巷道断面的增大对巷道的变形破坏机制的影响,得出随着巷道宽度的增大顶板及两帮塑性区范围、深度不断增大,同时巷道两肩角处的压剪破坏区与顶板张拉破坏相交,加剧顶板与两帮的破坏程度,引起围岩失稳的现象。因此,针对大断面巷道支护难题,提出了高强度预应力锚杆支护和锚索加强支护,并成功地应用于工业实践。     

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。     

层状顶板煤巷均压补强支护设计及应用

以晋华宫矿2105巷为研究背景,建立了层状顶板力学模型,发现顶板最大拉应力与巷道宽度、煤帮承载宽度呈二次函数关系,与岩层厚度的二次方成反比,分析提出了层状顶板煤巷"均压补强"支护思想,消除围岩的集中应力,加强两帮的支护,减少巷道支护的短板效应为该类巷道支护的关键所在;基于上述思想对巷道进行了支护设计,数值模拟及现场实测结果表明,在锚杆预紧力的作用下,顶板形成了明显的组合梁结构,提高了顶板岩层的整体厚度,增强了稳定性;巷道开挖20 m后保持稳定,两帮收敛15.2 mm,顶板下沉7.9 mm,底鼓5.0 mm,效果良好。     

层状顶板煤巷均压补强支护设计及应用

以晋华宫矿2105巷为研究背景,建立了层状顶板力学模型,发现顶板最大拉应力与巷道宽度、煤帮承载宽度呈二次函数关系,与岩层厚度的二次方成反比,分析提出了层状顶板煤巷"均压补强"支护思想,消除围岩的集中应力,加强两帮的支护,减少巷道支护的短板效应为该类巷道支护的关键所在;基于上述思想对巷道进行了支护设计,数值模拟及现场实测结果表明,在锚杆预紧力的作用下,顶板形成了明显的组合梁结构,提高了顶板岩层的整体厚度,增强了稳定性;巷道开挖20 m后保持稳定,两帮收敛15.2 mm,顶板下沉7.9 mm,底鼓5.0 mm,效果良好。     

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。     

厚煤层大断面巷道支护技术研究

为了研究厚顶煤大断面巷道掘进过程中的巷道围岩破坏情况及合理支护方式,采用数值模拟和井下试验方法分析了不同巷道宽度下巷道围岩的变形破坏情况及不同支护方式对巷道围岩稳定性的影响,研究结果表明:巷道宽度变化对厚煤层顶板稳定性影响较大,巷道宽度由4 m增加到6 m时,顶板沉降量增加了55 mm,最大变形出现在厚煤层顶板中部,采取高预应力锚杆索支护方式并适当提高顶板支护密度,可以对浅部围岩施加更大压应力,进而更好地控制顶板沉降,井下工程实践表明:合理的锚杆索预紧力及支护参数可保持巷道围岩结构稳定性,矿压监测数据显示,两帮变形最大均未超过40 mm,顶板最大离层值未超过100 mm,锚杆、锚索受力始终保持稳定,支护效果良好。     

跨石门开采巷内加强支护技术研究

为解决工作面跨石门回采过程中出现的石门巷道变形量大、破坏严重的问题,采用理论分析方法对综采工作面跨石门开采时的顶板临界安全岩柱厚度和加强支护距离进行研究,结果表明:跨采期间,工作面和石门巷道之间的垂直距离越小,石门巷道的稳定性越差,反之,稳定性越好,特定的地质和采动条件下,工作面和石门之间存在临界安全岩柱厚度,可作为石门巷道加强支护和一般支护的分界线;巷内支护的临界安全岩柱厚度主要由工作面底板破坏深度、承载层厚度和巷道顶板破坏高度3个部分组成;采用岩体极限平衡理论、温克尔弹性地基梁理论和平衡拱理论,分别推导得出了工作面底板破坏深度、承载层厚度和巷道顶板破坏高度的计算公式,基于得到的临界安全岩柱厚度,可确定石门巷道内加强支护段的范围。以湾田煤矿11002回采工作面跨1490运输石门开采为例进行了工程应用。计算得出11002工作面底板破坏深度、承载层厚度和1490运输石门巷道顶板破坏高度分别为2.9、3.4、0.7 m,考虑一定的安全系数,最终取顶板临界安全岩柱厚度为10.5 m,需要加强支护的石门巷道距离为29 m,包括14 m的充填支护段和15 m的抬棚支护段。工程实践表明,跨采期间对运输石门采用充填支护和抬棚支护结合的加强支护方式既能保证巷道稳定,又能提高采出率,产生了可观的经济效益。     

复合顶板大跨度煤巷围岩稳定性及其控制技术研究

以李村煤矿1302工作面运输巷为基础,采用计算机数值模拟分析复合顶板条件大跨度煤巷围岩稳定性,重点研究巷道跨度增大对围岩稳定性的劣化作用。复合顶板条件大断面煤巷的变形失稳以顶板整体下沉和强烈底臌为主;复合顶板煤巷的跨度对巷道围岩稳定性劣化具有明显促进作用,当巷道跨度大于5 m时,顶板围岩内拉伸破坏深度达到3 m以上,拉伸破坏面积大于5 m2以上;提出了高强度、高预紧力、高稳定性的支护技术核心,为以后类似条件巷道支护设计提供参考。     

大跨度开切眼锚索桁架支护技术研究与应用

为保证新元矿9104大跨度开切眼顶板稳定,提出采用桁架锚索的支护方式,分析了该系统的支护原理。通过理论计算得出了9104开切眼的两帮破坏深度为1.6 m,顶板的破坏深度为5.3 m,在此基础上,确定了具体的支护参数。该技术现场应用后,巷道顶板稳定,断面收敛率小,表明桁架锚索系统适用于大跨度巷道的支护。     

深部沿空巷道围岩主应力差演化规律与控制

针对千米深井沿空巷道围岩控制难题,以邢东矿2122运输巷为研究对象,采用FLAC3D模拟埋深550～1 250 m时巷道围岩主应力差与塑性区响应特征以及两帮主应力差演化规律。结果表明：① 沿空巷道顶板与实体煤帮主应力差由浅到深均呈先增高后降低至趋稳的趋势,煤柱帮主应力差呈山峰型对称分布;② 在埋深增加过程中,沿空巷道顶板和实体煤帮浅部主应力差敏感性度较小,进入中深部后变化较大;③ 随着埋深增加,两帮剪切、拉伸破坏区逐渐呈扇形分布并向深部扩展,且采空侧范围略大于巷道侧;④ 深部高应力和煤柱帮被主应力差长时间破坏使得实体煤帮主应力差峰值明显高于煤柱帮。基于此提出采用高预应力、强力支护系统进行深部沿空巷道围岩控制,并结合数值模拟研究结果确定了关键参数,现场实践表明,支护效果良好,实现了深部5 m宽煤柱沿空巷道围岩的有效控制。     

深井断层破碎带穿层软岩巷道锚网索耦合控制对策

旗山矿开采深度近千米,随着开采深度的增加,在高地应力、特别是在水平构造应力和断层切割条件的影响下,巷道围岩出现顶沉、帮缩和底鼓等大变形破坏现象,其中顶沉及帮缩量最大处超过1 100 mm,原有支护很难控制巷道围岩稳定性,严重影响和制约了煤矿的安全生产。基于此,以旗山矿千米深井断层破碎带穿层软岩巷道为例,详细分析了巷道破坏特征及主控因素,得出了高应力膨胀型软岩巷道的破坏力学机制,提出了注浆+非对称锚网索+底角锚杆耦合支护控制对策,实现支护体与围岩在强度、刚度和结构上的耦合,从而达到控制深部软岩巷道稳定的目的。上述成果在现场进行了应用,监测结果表明耦合支护对深部高应力断层破碎带穿层巷道的稳定性起到很好的控制效果。     

深井强动压作用巷道强化控制技术研究及应用

煤系地层围岩软弱,在高地压作用下开采深部煤层时,由于埋深大使得巷道的围岩变形严重,巷道的顶板及底鼓量均大于浅埋深巷道,导致深部巷道围岩稳定性控制与支护的难度加大,影响顶帮的稳定从而使得整个巷道失去稳定。通过分析巷道变形破坏机理,根据锚杆索支护理论与注浆加固理论制定了“巷道扩刷+顶帮分区耦合强力支护+底角卸压与加固+底板注浆加固、底板锚索束+喷射钢纤维混凝土+顶板与两帮高压注浆加固”的高强度联合支护方案,确定了支护参数,有效解决了深井强动压大变形巷道的支护问题。通过对现场进行监测,巷道变形量明显减小,巷道变形得到了有效控制。为同类条件下的深井强动压巷道的全断面支护问题提供了新的思路和方法。     

耦合让均压支护技术在蠕动变形顶板中应用

基于马脊梁矿5127巷掘进期间应力区顶板蠕动变形严重,导致巷道顶板锚杆(索)支护失效、断裂、变形等现象,根据巷道原支护现状分析了蠕动变形区顶板支护失效原因,提出了耦合让均压支护技术。通过实际应用效果来看,该支护技术实现了锚杆(索)与顶板耦合支护作用,锚杆(索)失效率降低至2%以下,应力区顶板蠕动变形量控制在0.14 m以下。     

厚煤顶大断面切眼裂隙场演化及围岩稳定性分析

针对厚煤顶大断面切眼宽度日益增大,围岩控制难题日益凸显的窘境,选取山西五家沟煤矿5203切眼为工程背景,采用UDEC数值模拟了切眼宽度6~10 m过程中,围岩裂隙场分布特征、拓展趋势及相对演化规律。结果表明:围岩裂隙场分为3个区:裂隙贯通区、裂隙发育区、微裂隙区,均呈"半椭圆"状;切眼宽度的增加,顶板裂隙3区深度与切眼宽度成正比关系;两帮裂隙3区呈"台阶式"增长;底板裂隙贯通区呈"台阶式"增长,其余两区线性增长。同时,加剧了顶板微裂隙区向裂隙发育区的转化和裂隙发育区向裂隙贯通区的转化。由侧压系数1.0时不同切眼宽度等应力轴比分析,可知:顶板塌落区高度与巷高呈正指数增大,两帮塌落区厚度呈负指数减小。认为:性能优越的锚杆可更好的限制裂隙滑移,延缓围岩碎胀变形;双桁架锚索可锚固在肩角无裂隙区和顶板深部预应力叠加区,可封闭顶板中部裂隙贯通区。基于此提出了高强、高预紧力锚带网和双桁架锚索联合控制技术,切眼掘出后10 d实现自稳,顶底板相对移近量125 mm,两帮相对移近量94 mm,顶板累计离层3 mm。该研究丰富了大断面切眼围岩控制理论及实践经验。     

锚杆支护超长煤巷顶板稳定性动态分类研究

针对神东矿区煤巷长度超长、巷道断面大、顶板岩层结构变化复杂及锚杆支护率高等实际情况和锚杆(索)支护的工程特性,依据围岩稳定性分类指标的科学性、实用性及可定量化的选取原则,在深入分析神东矿区锚杆支护煤巷顶板稳定性主要影响因素的基础上,研究确定了单层厚岩层离顶板表面距离L、单层厚岩层抗压强度σc、单层厚岩层厚度D、巷道跨度B、巷道埋深H、采动影响指标N六个分类指标作为神东矿区锚杆支护超长煤巷顶板稳定性分区动态分类指标,并构建了神东矿区锚杆支护超长煤巷顶板稳定性分区动态分类的BP神经网络预测模型,经检验该神经网络模型的识别准确率大于95%,利用该网络模型进行动态分类的结果与现场实际高度吻合。     

葫芦素煤矿21405运输巷支护参数优化及快速掘进研究

针对葫芦素煤矿煤巷掘进效率低的问题,以21405工作面运输巷为对象,基于顶板连续梁控制理论和高预紧长锚固技术,对巷道原支护方案进行了改进,采用单一柔性大锚杆支护、并将锚杆排距增加为1.5 m,巷道掘进平均日进尺达到25.3 m,最大日进尺达到31.5 m,实现了煤巷的安全高效快速掘进。     

基本顶断裂位置对窄煤柱护巷的影响及应用

针对天煜能源恒昇煤业埋深浅、煤层厚、顶板坚硬地质情况,留设煤柱过宽,则浪费煤炭资源;留设过窄,则采动必定会破坏或损伤煤柱,导致相邻采区采空区和本采区采空区遗煤漏风氧化自燃的问题。在基本顶断裂位置围岩结构力学模型的基础上,分析了基本顶断裂线位置与关键块回转角和煤柱上覆载荷之间的关系,理论计算了煤柱宽度和基本顶断裂位置,研究得到:综放工作面留设窄煤柱时,必须考虑基本顶断裂线的位置,避免巷道于基本顶断裂位置下方掘进;基本顶断裂位置为3~5 m,护巷煤柱宽度最小为4.6~6.3 m,基本顶断裂线位置正处于所留煤柱上方,煤柱此时承受的压力较大,考虑该煤层为易燃煤层,因此需增加煤柱的承载面积,最终确定该矿9205机巷护巷煤柱的合理宽度为8 m,并提出了相应的锚网索支护方案。工业性试验表明,该方法确定的煤柱宽度科学、可靠,采用的支护方案有效减小了巷道变形,增强了窄煤柱稳定性。     

大采深综采工作面充填留巷围岩稳定性关键技术研究

为解决大采深综采工作面无煤柱沿空留巷围岩稳定性问题,通过对充填体切断和支护顶板动力学过程进行理论分析,得出了充填体抗压强度22 MPa条件下,宽度不小于2.4 m;采用FLAC3D数值模拟,对不同厚度及不同强度充填体下巷道顶板下沉量和围岩塑性区变化规律进行了研究,得出了充填体厚度为2.5 m、强度为22 MPa时顶板下沉量达到工程需求,并提出了沿空留巷超前区、待充填区和滞后区分段支护技术,为类似地质条件矿井中该技术的应用提供借鉴。     

72911工作面巷道锚杆支护合理参数的确定

为优化72911工作面巷道支护,以锚杆支护理论为基础,结合掘进期间现场实测结果,获得72911工作面巷帮破坏深度、顶板破坏高度、巷帮载荷集度和顶板载荷集度,确定采用顶板“锚杆+锚索+钢带+金属网”、两帮“锚杆+金属网”的支护形式。监测分析发现巷道表面变形速率降低,巷道变形趋于稳定。