高应力软岩巷道大变形机理及返修支护技术研究

针对高应力软岩巷道围岩破坏及持续变形,已发生大变形巷道如何科学合理返修支护等问题,以白皎煤矿+300水平4号石门运输大巷为例,根据巷道围岩钻孔窥视、围岩力学状况及支护技术综合分析了巷道围岩变形破坏特征,指出构造应力突出、巷道围岩岩性软弱、巷道集中布置、巷道围岩支护强度低、支护材料不匹配、施工质量不达标等是导致巷道持续变形的原因。指出对于已发生离层、破坏的巷道破碎围岩,仅采用锚杆、锚索补强支护时,围岩中不连续变形的存在会导致巷道围岩结构整体稳定性不足,无法有效抵抗应力的持续挤压作用,巷道易发生持续变形,需进行注浆加固将围岩中不连续变形产生的裂隙进行充填,进而通过锚杆、锚索进行支护。在此基础上,提出了"高压注浆+高强高预应力锚杆、锚索联合支护+喷浆"的巷道返修支护方案,即首先通过注浆加固将围岩裂隙及不连续结构面进行及时加固,进而通过强力锚杆、锚索支护对围岩进行支护,在围岩中形成承载结构,通过表面喷浆封闭围岩,阻止围岩风化,提高表面围岩稳定性。数值模拟和现场试验结果表明,采用"高压注浆+高强高预应力锚杆、锚索联合支护+喷浆"后,顶底板最大移近量为109mm,两帮最大移近量为212mm,能有效控制巷道围岩变形。     

屯宝煤矿逆断层破碎带巷道变形控制研究

针对屯宝煤矿逆断层破碎带煤柱侧巷道受采动影响造成的巷道变形量大、巷道底鼓、煤柱侧帮鼓、巷道顶板局部下沉等问题,采用锚杆测力计对锚杆应力进行监测,采用PASAT-M应力探测方法对逆断层煤柱侧巷道应力分布和巷道变形规律进行了研究。研究结果表明:胶带巷煤柱侧锚杆应力峰值出现在超前工作面10~15 m,轨道巷上帮锚杆应力峰值出现在超前工作面5~10 m;巷道不同位置的锚杆应力、围岩应力及巷道变形量均受T 2逆断层影响,应力和变形量集中分布在逆断层附近;距离逆断层25 m内围岩应力中等危险区分布相对集中。根据研究结果,提出了巷道补强支护和大孔径卸压综合治理措施,工程实践结果表明,该措施为围岩提供了稳定的支护力,适用于屯宝煤矿逆断层影响区域围岩变形的防治。     

高应力区巷道支护结构采动破坏特征研究

高应力区巷道围岩裂隙发育,支护结构更易受采动影响而失稳破坏,而目前对巷道支护结构在采动过程中破坏演化特征的研究鲜有报道。针对双柳煤矿3316工作面地质特征,采用井下动态载荷实测、原位探测、数值模拟等方法,对3316抽采巷支护结构受采动影响破坏动态演化特征进行研究。结果表明:(1)采动对高应力区巷道支护结构动态载荷影响明显,采动影响增强系数达2.1～5.8,致使部分锚杆(索)达到屈服极限甚至发生破断,巷道围岩有失稳破坏风险。(2)采动应力增大引起围岩内部次生裂隙扩展,集中在0～2.44m范围内,围岩裂隙受采动影响系数为1.92～2.54,围岩黏聚力减小,加速支护结构破坏,导致巷道变形加剧。(3)采动对支护结构破坏影响具有显著的时效特性,工作面超过测点10～70m处支护结构受力受采动影响最明显,且两帮支护结构受力具有非对称性。通过优化锚杆强度、锚索直径及间排距等关键支护参数,可有效提高支护强度,巷道顶板变形量为146mm,较优化前减少了71.7%,实现了巷道围岩稳定控制。     

锚固体参数对冲击危险性巷道围岩稳定性的影响分析

针对冲击危险性的锚网支护类回采巷道,运用动力学理论分析了巷道锚固体抑制冲击矿压灾害机理,采用数值模拟软件FLAC3D研究了不同锚固体参数对冲击危险性巷道围岩稳定性的影响程度。研究结果表明,巷道围岩变形量的主要影响因素是锚杆长度与锚杆间距,巷道巷帮变形量对锚固体参数的灵敏度反应远高于巷道顶、底板。     

基于ANSYS的构造应力场条件下实体巷道锚杆支护模拟研究

在ANSYS大型有限元软件基础上开发了巷道锚杆辅助设计软件ANSYSBOLT;在该软件环境下,根据某工作面煤岩层的物理参数,建立了构造应力场条件下的实体巷道锚杆支护模型,并按照不同的埋藏深度、锚杆支护结构和预紧力条件,经软件分析计算,得出了实体巷道围岩应力及位移分布情况,进而分析了不同埋藏深度、锚杆支护和预紧力条件对巷道顶底板稳定性的影响,最终根据分析结果得出了可行的锚杆支护方案。现场试验结果验证了上述方法的可行性和有效性。     

动载作用下巷道超前支护区域划分

巷道超前支护区域划分和支护方式是影响回采巷道围岩稳定性的关键因素。现有研究大多在静载条件下对超前支护区域进行划分,对于动载冲击作用下的超前支护区域划分及巷道围岩与液压支架之间的关系需进一步探讨。以赵楼煤矿5304工作面巷道为研究对象,分析了液压支架受动载冲击时工作阻力的变化特征及围岩与液压支架的关系,提出了动态系数概念。在动载扰动作用下,超前支承压力峰值点向煤体内部转移,将会产生新的塑性区,因此将超前支承压力影响区划分为破裂区、塑性区、弹性区、原岩应力区、新增塑性区。根据煤岩状态及动态分界点,以动态应力为界限将超前支护区域划分为加强支护段、辅助支护段和原始支护段：加强支护段由破裂区、塑性区和部分弹性区构成,需要较高强度超前支护设备加强顶板支护;辅助支护段主要以弹性区为主,需要单体液压支柱或单元式液压支架辅助支护;原始支护段整体处于原岩应力区,不需要加强支护。运用数值模拟研究了动载作用下超前支承压力变化规律,建立了动载作用下巷道超前支承压力计算模型,推导出各支护段动态应力表达式。现场实测结果表明,根据巷道超前支护区域划分结果设计的支护方案支护效果良好,可满足超前支护区域支护质量要求。     

最大主应力方向对巷道围岩稳定性影响研究

为了研究最大主应力方向对巷道围岩稳定性的影响,以贵州某矿1101工作面矩形运输巷为工程背景,采用FLAC~(3D)数值模拟软件,研究了最大主应力为水平或垂直应力时巷道围岩变形情况。研究结果表明:当最大主应力为水平应力时,顶板受影响较大,易发生较严重的剪切破坏,且顶板位移较两帮大,应着重加强顶板支护;当最大主应力为垂直应力时,两帮受影响较大,易发生剪切破坏,且顶板和两帮位移均随垂直应力增大而明显增大,应着重加强两帮支护。根据数值模拟结果及该工作面水平应力大于垂直应力的情况,近似将水平应力作为最大主应力,提出了以顶板支护为主的支护方案。现场监测结果表明,采用该支护方案后,巷道顶板及两帮位移均较小,验证了该方案能较好地维护巷道围岩稳定性。     

采区轨道运输大巷支护技术研究

针对现行锚杆支护设计方法存在指标选取简单、计算误差较大、测试过程复杂等局限性,以某煤矿3号煤北翼准采区轨道运输大巷为研究背景,通过现场调查、实验室力学试验确定巷道围岩稳定性等级,以此为依据提出了不同的支护方案。通过数值模拟分析不同支护方案的支护效果,得出如下结论:巷道采用"锚索+锚杆+网+钢带"的支护方式时,巷道围岩塑性变形范围最小,巷道顶底板及两帮位移量也最小,该方案是所有支护方案中最合理的。现场实测结果表明,采用"锚索+锚杆+网+钢带"支护方式时,巷道围岩变形较小,支护控制效果较好。     

动压高帮回采巷道围岩稳定性控制研究

动压高帮回采巷道是指受动压影响严重、巷帮高度较大的巷道,该类巷道不仅在掘进期间要经历掘进过程的扰动,而且在后期使用过程中要先后经历相邻工作面和本工作面的回采扰动,使得该类巷道的围岩变形破坏过程异于常规的回采巷道,且高帮围岩的稳定性相对较弱。以某矿动压高帮回采巷道15312工作面进风平巷为研究对象,采用数值模拟和现场监测相结合的方法研究了动压高帮回采巷道变形破坏机理,并据此优化了动压高帮回采巷道的支护参数。通过分析15312工作面进风平巷的破坏特征,得出影响该进风平巷围岩稳定性的因素主要包括围岩自身强度、巷道断面尺寸、围岩所处的应力环境和围岩支护强度。从围岩自身强度低、巷道断面尺寸大和围岩所处的应力环境较为复杂的角度控制巷道稳定性较为困难,因此确定从优化巷道支护参数的角度来提高巷道整体的稳定性,即采取增大巷道两帮支护强度和支护范围的措施。数值模拟仿真结果表明,支护参数优化后的围岩支护应力场近似呈圆形,且其帮部围岩支护应力场范围较大,更适合15312工作面进风平巷围岩稳定性控制。现场锚杆和锚索受力情况监测结果表明,支护参数优化后,能实现动压高帮回采巷道的围岩稳定性控制,围岩变形量较小,控制效果较好。     

煤巷底鼓破坏特征及支护技术研究

针对煤层巷道底鼓破坏问题,以某矿53082巷为研究对象,采用UDEC离散元模拟软件对该巷道掘进期间的围岩应力状态、位移分布及破坏模式进行了分析研究,结果表明:在较大的水平构造应力下,53082巷底板软弱煤层成为应力释放的主要区域,破坏特征主要表现为浅部拉伸破坏和深部的剪切破坏。针对53082巷原有支护方案无法控制底板位移,造成底鼓比较严重的问题,通过对不同底板支护方案进行支护效果模拟分析,提出了底板注浆与锚杆锚索联合支护方式,试验结果表明:底板注浆与锚杆锚索联合支护方式优于单一的锚杆锚索支护方式,大大改善了底板应力状态,抑制了底板深部的剪切破坏,顶底板位移量控制在150mm以内,两帮位移量控制在60mm以内,巷道围岩的控制效果较好。     

孤岛工作面水侵沿空巷道围岩稳控技术研究

目前对孤岛工作面采空区积水弱化围岩条件下的合理煤柱留设研究较少,仅从积水侵蚀煤柱承载强度弱化影响因子、煤柱常规应力简化模型、实验室测定积水弱化煤柱强度等某一方面进行简化分析或理论研究,沿空巷道围岩控制效果不佳。针对该问题,以国能蒙西煤化工股份有限公司棋盘井煤矿I020908回风巷为工程背景,针对孤岛工作面采空区积水弱化条件下沿空巷道围岩变形严重这一特征,采用实验室测定和数值计算分析法,通过室内物理力学实验测定了干燥和吸水饱和2种条件下的煤岩体物理力学参数;基于测定的参数利用FLAC~(3D)数值软件建立了围岩弱化数值计算模型,分析了采空区积水条件下巷道围岩侧向支承应力演化规律、塑性区分布特征;建立了考虑积水弱化的煤柱力学模型,确定了水侵条件下合理煤柱宽度为6～12m;针对回风巷煤柱帮受积水侵蚀影响,容易产生冒顶和片帮的问题,提出了孤岛工作面水侵条件下沿空巷道围岩稳控技术方案,当煤柱宽度为6m时,对巷道进行锚索加强支护能够有效控制巷道围岩的大变形。采用加强支护后巷道围岩变形在52d内趋于稳定,顶底板最大移近量约为200mm,两帮最大移近量约为130mm,比原支护条件下围岩移近量降低85.6%,巷道围岩控制效果较好。     

回采巷道锚杆支护可靠性设计数值模拟研究

针对回采巷道的围岩特点,采用岩梁理论对回采巷道进行了力学研究与分析。当岩梁自重和沿应力引起的拱座处水平推力不足以阻止剪切滑动力时,顶板将发生整体剪切滑动,当锚固体的强度不足以抵抗最大水平应力,则发生压缩破坏。采用RFPA软件对五虎山煤矿的回采巷道进行数值模拟实验,确定了安全经济的支护方案,结果表明改变角锚杆安装角可以提高回采巷道顶板的抗剪能力。     

甜水堡煤矿煤巷支护参数与设备工艺优化研究

目前巷道快速掘进技术研究主要针对巷道快速掘进的影响因素、设备优化等,对巷道空顶距、支护参数、施工工艺联合优化的研究较少。针对该问题,以甘肃省环县甜水堡煤矿2号井1309工作面回风巷为研究对象,对煤巷支护参数与设备工艺优化方法进行研究。分析了巷道掘进各工序的用时特征,得出掘进、永久支护、临时支护用时最多,占比分别为25.3%,49.9%,6.2%;以耗时最长的3个工序为重点优化方向,构建了掘进工作面空顶区顶板力学模型,得出掘进工作面理论最大空顶距为2.32 m,考虑现场受设备、地质、工艺等因素影响,确定空顶距为2.0 m;根据不同支护方案下巷道围岩应力、变形、塑性区的分布特征,结合巷道高效掘进需求,确定最佳锚杆间排距为800 mm×1 000 mm。结合巷道实际的地质条件,配套优化了掘进设备、临时支护工艺与施工工艺。现场试验结果表明,优化后最大日进尺由8 m提高到10 m,巷道掘进速度提高了25%;巷道围岩变形基本处于稳定状态,最大变形量为226 mm。优化方案不仅保证了巷道的安全稳定,还显著提高了巷道的掘进速度。     

高家堡煤矿高水平应力作用下巷道围岩变形研究

为研究高家堡煤矿高水平应力作用下巷道围岩变形特征,对高家堡煤矿进行了地应力测量,结果表明,高家堡煤矿以水平应力为主,最大水平主应力为38.67MPa,方位角为227.30°。对巷道轴向与最大水平主应力方向夹角不同的2条回风巷围岩变形进行了数值模拟和现场实测,结果表明:当巷道轴向与最大水平主应力方向夹角为12°时,塑性区分布在巷道周边附近,呈椭圆状;当巷道轴向与最大水平主应力方向夹角为78°时,顶板塑性区向巷道两角斜上方发展,出现类似方形的塑性区;巷道顶底板的破坏程度大于两帮;巷道轴向与最大水平主应力方向夹角越大,围岩变形越大。     

厚煤层软底沿空留巷围岩变形特征分析及顶帮强化支护技术

长时高叠加应力条件下的围岩变形破坏机制及控制措施是厚煤层软底沿空留巷支护技术的关键。现有对厚煤层沿空留巷围岩变形破坏机制及支护控制的研究主要针对坚硬岩底沿空巷道顶帮变形、充填体本身强度及材料配比,对厚煤层软底留巷研究较少,对沿空留巷的力学分析不全面,支护方案单一。针对上述问题,以山西潞安化工集团有限公司古城煤矿N1303工作面为工程背景,建立了顶板、煤帮、底板破坏力学模型,分析了巷道围岩变形破坏特征：顶板处于混合应力环境,易发生拉伸破坏;实体煤帮在高应力作用下发生压剪式破坏,锚杆破坏失效;充填体受压侵入底板,造成底板倾斜失稳,易发生软煤碎胀底鼓。针对围岩变形破坏特征,提出了“三位一体”的围岩支护控制方案,即控制顶板、限制煤帮、让压底板。为保证顶板在沿空留巷上方能够平衡应力分布,采取锚索+充填体切顶方式,使顶板在巷道上方不形成悬臂梁结构,只发生下沉,而没有回转变形;考虑到留巷后顶板的稳定性,采取注浆锚索方式对巷道破碎顶板进行注浆,形成一个整体,更好地控制顶板。为提高实体煤帮支护强度,补打短锚索,将极限平衡区煤层与深部弹性承载层连接,降低巷旁充填体支护阻力。对底板进行适当的让压有利于巷道整...     

特厚煤层回采巷道煤柱宽度及围岩控制研究

本文采用现场试验与数值模拟相结合的方法研究特厚煤层沿空巷道煤柱宽度及围岩控制。现场试验表明,当煤柱宽度为30 m时,顶板、煤柱和原煤壁的平均塑性破坏区域分别为7.6 m、4.9 m和3.8 m,工作面回采过程中发生了严重的顶板下沉和煤柱帮大变形。本文通过建立数值模型,研究不同煤柱宽度下塑性承载区的变化以及应力和位移的分布规律。数值结果表明,留设8 m宽煤柱能够满足上覆载荷的强度要求,使沿空巷道处于良好的应力环境,并分析了不同煤柱宽度下塑性承载区的变化及围岩变形的规律。     

沿空留巷在厚煤层的研究与应用

为控制110采矿法采空区的稳定性,需了解采空区全生命周期围岩应力和变形演化机制。为此,本文通过数值模拟和工程数据验证理论分析结果,结果表明,采空区巷道的应力变形演化可分为11个阶段,采前围岩主要表现为小变形,主要由不平衡应力引起。为控制采空区巷道围岩变形,可利用顶切和高预应力支护技术增大围岩的最小主应力,减小围岩的最大主应力,保证应力圈远离包络面。综上,从应力演化的角度揭示了巷道变形的本质,并提出了相应的控制措施,以期为110采矿法空侧巷道控制工程设计提供理论指导。     

新型MFRP锚杆的理论与数值分析

基于对任意功能梯度函数都适用的悬臂梁的理论解,运用现有的多相材料平面问题解析解验证有限元法,结果表明有限元解在求解位移时更加精确.用该方法分析锚固情况下的新型MFRP锚杆,结果表明添加功能梯度层的MFRP锚杆的轴向正应力和剪切应力比未添加功能梯度层的锚杆更有优势.     

掘锚交叉综掘工艺工业性试验研究

针对传统巷道掘进工艺存在掘进快、支护慢的难题,塔山煤矿引进了锚杆钻车,开发了掘锚交叉综掘工艺,并对其进行了工业性试验研究。通过对工艺实施过程相关参数进行监测,得出结论:巷道开挖支护60d后,左右围岩日收敛速率小于0.1mm/d,说明巷道收敛已经趋于稳定,最大锚杆受力为206kN,最大锚索受力为305kN,均在安全范围,锚固力大为提高,离层得到有效控制。该工艺实现了减员10%,支护效率提高41%,掘进工效提高33.3%,可以推广应用。     

软岩巷道岩体力学参数反演方法及工程应用

为提高地下岩石工程参数的计算效率,采用正交试验方法进行岩体力学参数反演计算,并将弹性模量、黏聚力、内摩擦角和岩体抗拉强度选作试验参数,建立了巷道岩体等效力学参数反演优化模型。以曲江煤矿-850m水平软岩运输大巷为工程背景,在现场监测数据的基础上,用建立好的巷道围岩计算模型进行数值计算与回归分析,准确地建立了巷道围岩位移与岩体力学参数的函数关系。等效岩体力学参数识别结果表明,东大巷1 500m处,原支护情况下的安全系数Fs为0.97,巷道围岩处于不稳定状态,必须进行重新加强支护。最后,针对曲江煤矿-850m水平东运输返修巷道进行了稳定性评价,试验段巷道监测数据表明,东大巷返修后的围岩体力学强度大大提高,安全系数Fs为1.58,巷道围岩处于稳定状态,说明提出的"锚杆、金属网、喷浆、锚索、注浆和底板锚索"修复方案能很好地抑制巷道变形,从而也验证了软岩巷道岩体力学参数反演方法的有效性。