泥岩顶板巷道失稳特性及“三顶二区三支护”控制体系建立

泥岩顶板巷道围岩力学性质差、裂隙发育,且遇水或失水后,巷道变形破坏严重,极易发生冒顶事故。针对某煤矿的工程实践,对顶板进行分类,通过钻孔窥视等手段对顶板围岩裂隙演化规律和破裂特征进行研究,得到泥岩顶板失稳机理并提出了其控制技术体系:掘前探测围岩状况,掘后采用"三顶二区三支护"控制技术,应用锚杆、锚索和注浆对巷道实行分顶分区控制。现场工业性试验表明:采用该控制体系后,巷道维护较好,能满足生产需求,为类似条件下巷道围岩控制提供了参考。     

泥岩顶板巷道裂隙演化规律及控制的应用研究

 在煤矿实践中，泥岩顶板巷道围岩力学性质差、裂隙发育，且遇水或失水后，巷道变形破坏严重，极易发生冒顶事故，给矿井的安全生产带来隐患。本文针对某矿首采3212工作面的运输巷和回风巷的具体条件，对巷道维护状况进行现场调研，指出围岩力学性质差、顶板存在含水层、地质构造异常和支护不合理是巷道失稳的主要原因；进一步通过钻孔窥视的研究手段得出巷道顶板围岩裂隙演化具有非均匀性和阶段性。在上述研究的基础上，提出了通过高预紧力高性能锚杆抑制围岩初期的松散扩容，进而通过锚索和注浆加固提高围岩的自稳能力，减弱松散扩容变形的扩展和结构变形的程度，确保巷道稳定。现场实践表明，采用该技术后，围岩变形在允许范围内，能满足正常的生产需求。     

大跨度穿断层软岩巷道顶板非对称破裂机制与控制对策研究

针对大跨度穿断层软岩巷道顶板非对称大变形失稳的工程难题,总结分析原支护条件下巷道变形破坏特征及其主控影响因素,给出基于MATLAB图像处理技术的钻孔裂隙发育程度定量表征方法,模拟研究巷道顶板位移场、主应力场及裂隙场演化规律,揭示巷道顶板渐进非对称破裂机制;根据不同区域巷道变形破坏情况与离散模拟结果,针对性地提出顶板"非对称分区强化控制、减跨控顶支护、破碎围岩分区深浅注浆、强化联合支护"的过断层支护对策,优化支护方案并进行现场应用.研究结果表明:1)巷道顶板破坏深度、变形特点、破裂模式等均呈现明显的非对称变化特征,断层左侧(I区)及右侧(II区)顶板裂隙密度均随巷道表面至深部距离变化呈负对数衰减特点,后者数值较大且降速较快,表明II区顶板整体较为破碎且破坏深度较广,应为重点控制对象;2)巷道开挖至稳定过程中,II区浅部围岩首先发生张拉破坏,并伴随大量裂隙的萌生与扩展,然后左帮顶角位置因应力集中也出现裂隙密集区且逐渐向顶板断层部位延伸,而后顶板表面裂隙均随开挖时间的增加向深部非对称渐进扩展,浅部离层发生并伴随局部块体脱落,顶板发生非对称冒落失稳;3)采用优化支护方案后,顶板最大变形量低于91 mm,较原支护降低了63.89％;浆液与破碎岩体黏结形成复合结构,围岩完整性提高;锚杆受力最大值为81.76 kN,最小值为60.5 kN,分别为屈服载荷的43％和31.8％,基本满足工程需求.     

厚煤层超高巷道裂隙拓展规律及围岩控制

针对井下超高巷道围岩控制难题,选取某煤矿5205胶带运输巷超高段为研究对象,采用UDEC模拟了巷高3.5~8 m过程中围岩裂隙场的分布特征、拓展规律及相对演化趋势。结果表明:围岩裂隙场分为3个区,即裂隙贯通区、裂隙发育区和微裂隙区,均呈"半椭圆"状分布;顶、底、两帮裂隙三区深度随巷高增加而增加,加剧了顶、底板微裂隙区向裂隙发育区转化,裂隙发育区向裂隙贯通区转化,相反的,两帮微裂隙区向裂隙发育区转化和裂隙发育区向裂隙贯通区转化的趋势逐渐降低。由侧压系数1.0时不同巷高等应力轴比分析可知:顶板无效加固区高度与巷高呈负指数减小,两帮无效加固区宽度呈正指数增加。认为:锚杆可控制裂隙滑移,延缓围岩碎胀变形;帮斜拉锚索梁可锚固在肩角和底角无裂隙区,锚固基础可靠,且可挤压帮中部裂隙贯通区。基于此提出了高强高预紧力锚带网和帮斜拉锚索梁联合控制技术,超高巷道支护完成后10d实现自稳,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3.5mm。     

裂隙带顶板巷道围岩破坏机理及稳定性控制

针对上行开采过程中顶板巷道支护困难的问题,采用UDEC离散元数值模拟软件对上行开采过程中采场采动裂隙、塑性区以及巷道围岩裂隙、塑性区发育进行了系统的研究和分析,研究结果表明:采动作用下顶板巷道围岩破坏以巷道顶、底板破坏最为明显,靠工作面侧的巷帮破坏次之。采场采动裂隙、塑性区发育与巷道围岩裂隙、塑性区发育在工作面的推进过程中不断相互吸引和促进,最终贯通。同时,当采动作用达到一定程度时,采动裂隙会以顶板巷道顶板为起点向上发育,而巷道肩角处塑性区向上产生畸形发展,其发育方向与采场覆岩断裂角一致,其发育高度远远大于未受采动影响的巷道塑性区发育高度。基于分析结果,提出了上行开采裂隙带顶板巷道支护策略,并以山脚树矿上行开采为工程背景对其顶板巷道原有的支护形式进行了改进,改进后的支护能够有效保证巷道围岩稳定。以上研究成果可为上行开采工程中顶板巷道的支护提供设计参考,丰富采动巷道围岩稳定性控制理论成果。     

深井大断面软弱厚煤顶开切眼巷道围岩稳定性及控制

针对深井大断面软弱厚煤顶切眼巷道存在的支护难题,以郭屯矿3301大采高工作面开切眼为工程背景,采用数值模拟、理论分析与现场实测相结合的方法,研究巷道围岩变形破坏规律及相应的控制技术,研究结果表明:①切眼巷道围岩依次划分为裂隙贯区、裂隙发育区、微裂隙区,随着切眼宽度增加,裂隙区位增大特征明显,当巷道宽度为12 m时,裂隙贯通区最大高度为2.6 m,两帮裂隙贯通区为1.1 m,顶板裂隙贯通区高度为1.5 m;②大断面、高采掘应力与煤体低强度是深井大断面厚煤顶切眼巷道稳定性主要影响因素,三者相互作用、相互影响,导致顶板和两帮裂隙快速发育进而发生塑性破坏,产生显著表面变形;③结合实际地质生产条件,提出了"高强锚杆支护+大直径锚索支护+单体柱加固"为核心的控制技术,并阐述了其控制机理,现场工业试验验证了支护方案的合理性。     

节理裂隙岩体巷道变形规律的模拟研究

首先分析了研究区矿山地质特征,构造裂隙分布状况与发育程度对巷道的稳定性影响很大,采用模型实验、数值模拟计算相结合的综合研究方法,从巷道围岩裂隙的分布特征角度,探讨了裂隙因素对巷道围岩变形规律的影响,为裂隙岩体巷道变形及稳定性的定量化评价奠定了基础。     

近距离煤柱下巷道围岩裂隙演化规律研究

针对近距离煤层斜穿遗留煤柱巷道围岩大变形难题,基于登茂通矿地质条件,构建UDEC-Trigon数值模型,分析了距2~#煤层区段煤柱中心0、10、20、30 m处巷道围岩变形破坏特征及裂隙演化规律;结果发现:掘进期间,距煤柱中心0 m,两帮变形破坏严重,两帮移近量达602 mm,呈对称分布,距煤柱中心10 m,两帮变形呈不对称分布;回采期间,巷道变形破坏程度显著加剧,距煤柱中心10 m,顶板结构易失稳破坏,变形具有不对称性,距煤柱中心20 m处,巷道顶底板变形严重,距煤柱中心30 m处变形破坏相对较小。研究表明:距2~#煤层区段煤柱中心不同位置处巷道结构变形破坏呈显著差异性,围岩变形与裂隙发育呈正相关,小变形时以剪切裂隙发育为主,围岩失稳破坏伴随张拉裂隙快速增加。     

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。     

钻孔摄像技术在巷道围岩控制中的应用

利用TYGD10型岩层钻孔探测仪,对巷道围岩进行静态和动态观测。对摄像结果进行处理分析,直观地反映了巷道围岩构成以及裂隙发育和分布情况,并找出了巷道顶板裂隙水出水位置。结合巷道支护方案,对不同时期掘进巷道围岩进行钻孔探测,分析不同测站裂隙分布及发育情况,不仅对巷道支护效果进行了检测,同时得出了巷道围岩裂隙发展发育规律。     

裂隙岩体巷道围岩稳定性模拟研究

首先分析了某矿山的工程地质条件及构造裂隙分布情况,并对关键区域岩体结构进行研究。采用数值模拟手段研究了裂隙岩体在开挖及回采条件下的应力变化及围岩变形规律,分析得到不同采掘阶段无底柱分段崩落法对裂隙岩体围岩稳定性的影响。     

采场小断层对导水裂隙高度的影响

采用相似模拟实验对采场小断层（落差小于5 m）区域覆岩破断规律和断层构造裂隙的演化过程进行了研究,得出了采场小断层对导水裂隙高度的影响规律.工作面由下盘向上盘推进至正断层面附近时,下盘岩块回转导致煤壁前上方的断层面挤压闭合,煤壁后上方的断层面则处于张开状态;随工作面推进断层面经历张开-闭合-张开-闭合的过程,断层面导水裂隙高度比上、下盘竖向采动导水裂隙高度分别增大40%和61%.工作面由上盘向下盘过逆断层时,主要控制上盘岩层对支架的压力和推力;工作面进入下盘后顶板周期破断距变小,来压频繁;上盘主要表现为沿断层面的滑移;断层面导水裂隙高度与两盘岩层导水裂隙高度基本相等.     

极近距离下分层开采导水裂隙带发育高度研究

通过数值模拟、现场实测等方法对鲁西煤矿极近距离下分层开采导水裂隙带发育高度进行了研究。研究结果表明:通过FLAC3D数值模拟计算得出3上107工作面煤厚2.3 m,裂隙发育高度33.6 m,3下107工作面煤厚3.42 m,裂隙发育高度39.4 m;现场实测结果表明下分层开采后导水裂缝带发育高度为41.51 m,下分层开采后裂缝带发育高度增加较少;3上107工作面导水裂缝带发育类比高度值降低了4.33 m,随着工作面停采时间的增大,采动裂隙尤其是上部的微小裂隙会部分闭合,导致导水裂缝带发育高度有所降低。     

深部顶板夹煤层巷道围岩变形破坏机制及控制

深部矿山顶板夹煤层巷道顶板围岩变形破坏严重,控制难度大。现场探测发现此类巷道围岩具有独特的二分区破裂模式,存在相对独立的巷道周圈松动破裂区和夹煤层界面离层破裂区。建立计算模型,研究了夹煤层厚度、位置和分岔巷道岩柱宽度3个因素对巷道关键点位移、塑性区、非对称变形的影响规律,分析了围岩变形破坏机制：夹煤层界面离层破裂区的发展,造成围岩自承结构的失效和自承能力的丧失,破裂区超过支护体系控制范围,最终导致围岩破坏失稳。提出了“内修+外控”的以注为主的非对称联合控制对策,现场试验显示取得了较好效果。     

大倾角煤系地层砂岩承压裂隙水水害因素分析

以唐家河煤矿+150 m措施水仓掘进过程中发生的砂岩承压裂隙水为例,对涌水裂隙条带和水害因素进行了分析,指出受大倾角煤系地层砂岩承压裂隙分布特征控制,随倾斜地层标高的变化,1#煤层底板砂岩涌水规律呈现出承压性、分布的非均匀性、水力联系的呈带性等特点,相同层位、相近位置的下水平采掘工程对上水平起着明显的泄水作用。其涌水主要通道为呈南北方向条带状分布的砂岩裂隙带。为矿井水患治理提供技术依据和思路。     

大采高长工作面动留巷变形规律及支护技术研究

 以大采高长工作面开采条件为背景,采用现场观测和数值模拟的方法对动压巷道滞后变形规律进行了研究,并根据其规律进行巷道支护优化设计研究,结果表明,工作面留巷滞后变形可明显划分为初始变形区、剧烈变形区、趋于稳定区和稳定区;采用全断面锚索支护技术提高一次支护强度,对巷道剧烈变形区、横川口等特殊区域进行适当的二次补强支护,并在留巷进行试验取得了良好效果。     

特厚煤层分层综放开采覆岩破坏规律数值模拟

 以华亭陈家沟煤矿综放采场实测导水裂隙带发育高度成果数据为基础,应用FLAC3D反演计算模拟分层综放开采引起的煤层覆岩破坏规律,并与实测数据进行了对比分析得出：分层综放开采后覆岩移动破坏形成“拱”式承载结构,拱脚压应力高度集中;导水裂隙带发育形态也近似为“拱形”,与实际探测高度拟合度较好;分析了开采过程中覆岩的位移场、应力场和塑性破坏区分布规律。研究结果可为深入研究分层综放开采覆岩破坏规律提供借鉴。     

断层采动活化对导水裂隙带高度影响的模拟实验研究

通过物理模拟研究了断层采动活化对导水裂隙带高度的影响,实验结果表明:断层断至层位在正常导水裂隙带范围内,断层活化对导水裂隙带高度没有影响;断层断至层位在正常导水裂隙带范围之外,受断层切割的关键层因断层活化而失去控制作用,导水裂隙带将发育到上一层关键层的底部;断层断至层位高度相同时,导水裂隙带发育高度相同,但此时工作面推进方向与断层面倾向的位置关系对导水裂隙发育速度有一定影响。     

采场破碎煤体注浆加固渗流规律研究

为了解决日益增多的煤矿中煤壁片帮事故,用化学树脂浆进行注浆煤体加固．在采场煤体破碎机理研究基础上以支承压力峰值点为分界点将采场注浆区分为塑性区和弹性区两个渗透物理模型来对煤体注浆加固渗流规律进行研究．把塑性区破碎煤体作为各向同性介质来建立注浆物理模型,基于塑性区渗透物理模型、质量守恒和达西定律建立了塑性区注浆渗流数学模型,通过插值方法对模型进行了解算,得到了塑性区浆液渗流规律,并在现场进行了破碎煤壁注浆加固试验和注浆渗流规律解算,结果表明通过化学树脂浆进行塑性区煤体注浆加固是可行的．     

煤层群分组上行开采相似材料模拟和数值模拟

通过理论分析计算,得出上下2组煤开采后的导水裂隙带发育高度以及理论破坏形态预计。通过计算机数值模拟、实验室相似材料模拟,研究分析了上下2组煤开采后覆岩破坏规律及顶底板应力分布规律、覆岩沉降规律,得出导水裂隙带最大值。数值模拟下煤层开采后的覆岩破坏高度,得到模拟的导水裂隙带高度,并与理论值、模拟计算结果对比,综合分析了分组上行开采覆岩破坏与运动规律。