呼吉尔特矿区邻空巷对掘致冲风险分析及防治技术研究

为研究呼吉尔特矿区厚硬顶板条件下小煤柱沿空掘巷贯通期间冲击地压机理,以门克庆煤矿11-3107回风巷贯通期间矿压显现为工程背景,建立了邻空巷贯通期间应力分布模型及FLAC^3D数值模型,对比了距贯通点不同距离掘进工作面应力演化特征,揭示了邻空巷贯通期间冲击地压机理,并通过十字布点法、应力、微震等多种监测手段对巷道围岩变形、煤体应力进行了实测。基于机理分析和现场实测,提出卸压-支护一体化技术。结果表明：由于煤层顶板上方存在厚硬岩层,巷道开挖后,厚硬岩层通过应力传递作用于巷道围岩,使得滞后于掘进工作面的巷道顶底板及帮部发生较大变形;随着邻空巷掘进工作面距离贯通点越近,巷道变形量逐渐增大,通过巷道变形量的增加速率明确了距贯通点约160 m时,巷道变形量开始突增;微震事件主要集中在距贯通点190～60 m以内的巷道贯通区域,理论计算与现场矿压显现相符。     

深部过断层巷道围岩支护技术研究

为研究深部过断层巷道围岩的状态,本文以山西高平云泉煤业深部地下开采巷道为研究对象,展开过断层与正常开采下的数值模拟及现场工程支护实践。研究结果显示：在巷道正常掘进时,塑性破坏区域集中于工作面顶底板及其前方约5m范围内;巷道掘进过断层时,除顶底板与工作面前方小段区域,工作面前方较大范围乃至断层另一侧都产生了塑性破坏;巷道采用全断面锚网索联合支护技术,在50d以后,位移变化速率在0.5mm/d以下,巷道变形逐渐得到控制。     

沿空巷道切顶卸压煤柱宽度与巷道底鼓变形关系研究

为探究侧向切顶条件下沿空护巷煤柱宽度变化对巷道底板的影响，通过理论计算、数值模拟和现场试验等对泊江海子矿某工作面的回采巷道展开了研究，构建了沿空巷道力学模型，得出巷道底板的应力和位移解析式；利用FLAC3D软件模拟了不同煤柱宽度条件下的底板受力情况。结果表明：沿空巷道底板应力由单峰三角形形态变为单峰梯形形态，峰值由实体煤侧逐渐向煤柱靠近采空区侧偏移，并且呈现出先增大后减小的趋势；巷道底板底鼓量随着煤柱宽度的增加逐渐减少，减少速率逐渐降低；工程试验结果表明，采用侧向切顶、联合支护以及加固底角控制技术可以有效减少底鼓量，从而提高了生产效率、保障了安全系数，为类似工况工作面煤柱宽度设计提供了参考。     

沿空留巷巷道底板破坏规律分析

为了研究沿空留巷巷道底板破坏规律,确保巷道的稳定性,分析了巷道底板塑性区扩展规律以及确定围岩破坏程度指标,采用FLAC^3D数值模拟软件,对沿空留巷巷道底板破坏规律进行了分析,研究了煤柱及沿空巷道底板塑性耗能比率变化规律。研究得出,沿空巷道掘进期间,巷道底板产生较大的塑性区,其底角的塑性区高于底板中线的塑性;靠近实体煤柱侧的巷道底角变形破坏范围和变形破坏程度低于靠近采空区侧的巷道底角变形破坏范围和变形破坏程度。     

深部沿空切顶巷道底鼓破坏机制及强化控制技术研究

为解决深部沿空切顶巷道的底鼓大变形破坏及频繁翻修维护问题,分析了深部沿空切顶巷道围岩应力环境的转变特征,基于滑移线场理论建立了不同应力扰动阶段下沿空切顶巷道的底鼓破坏力学模型,研究了不同应力扰动阶段巷道底鼓破坏机制,并开展了底板强化控制试验。结果表明：深部沿空切顶巷道的围岩应力环境转变可分为掘进后切顶前、切顶后一次采动及沿空留巷三阶段;在巷道两侧滑移线场的对称及非对称作用下,三阶段巷道底板分别呈小变形对称底鼓、采场侧高于实体煤侧的非对称底鼓变形及实体煤侧高于采空区侧的非对称大变形底鼓破坏;随采深增加,沿空切顶巷道底板支护荷载增加;底板限制性强化支护底鼓速率下降约33.3%,底鼓量可降低804mm,最适于控制深部沿空切顶巷道底鼓破坏。     

深部高应力下不同巷道掘进速率对围岩稳定性的影响

研究了不同加卸荷速率条件下岩石破坏特性及其蠕变性质, 结果表明, 加卸荷速率越大, 岩体的强度越大, 蠕变越小。同时以金川二矿区巷道掘进工作面的工程地质情况及生产技术条件为背景, 研究了掘进速度对巷道围岩稳定性的影响。研究结果表明: 掘进扰动在工作面前方和巷道周围尤其在四个角点位置引起围岩破坏, 随着掘进速率的增加, 破坏区体积减小; 岩体开挖卸载导致掘进工作面前方及两帮形成耳状应力集中区, 随着推进速度的加快, 掘进工作面前方应力区向工作面移动, 围岩应力及应力区面积均减小; 掘进扰动引起围岩的位移变形, 最大位移发生在巷道顶底部, 随着掘进速率的增加, 围岩的位移减小。现场生产时适当加快工作面掘进速率, 有利于保持巷道的稳定及改善巷道维护状态。     

小峪矿402盘区2208巷围岩支护技术实践

2208巷掘进时受上覆19#煤层采空区及煤柱影响,巷道围岩控制相对困难;为确保巷掘进安全,同时为8208综放工作面回采创造良好条件,拟采用工程类比法对在采空区下、煤柱下掘进的2208巷围岩控制方案进行专门设计;现场实践表明,顶底板、巷帮变形量分别只有31 mm、27 mm,围岩控制效果良好.     

采空区巷道围岩应力分布及稳定性分析

针对煤峪口矿上煤层与下煤层距离太近,建立上覆煤层采空区数值模型,通过分析12#煤层采空区对14#煤层巷道围岩的影响,在FLAC3D中对围岩的应力和塑性区分布规律以及巷道位移量变化的分析,实际表明:进行巷道支护后,在前30 d内,巷道位移量变化相对较大,收敛速率和顶板移近速率分别为1.8 mm/d、1.64 mm/d;在巷道掘进30～60 d内,位移量逐步稳定,收敛量和两帮移近量分别为15.5 mm、31.0 mm,巷道围岩表面没有出现变形,在后续开采过程中逐渐达到稳定状态.     

工作面三掘进基本顶破断结构特征的数值模拟研究

采用数值模拟方法,对工作面三掘进巷道基本顶在工作面不同回采阶段的结构破断特征研究构表明：工作面回采过程中,基本顶岩层对上覆软弱岩层的运动起到了控制作用,上覆软岩的运动跟基本顶一致;三掘进巷道开挖后,先在巷道的顶板出现破坏区,随后底板也出现局部破坏;上区段工作面回采后,中阃回采巷道的帮部出现破坏区域,且靠近采空区域的破坏程度更大,基本顶在煤柱上方破断形成块体结构,煤柱靠近采空区域出现大范围的破坏区;下区段工作面回采后,中间巷道围岩破坏区域加大,基本顶仍然在煤柱上方破断形成块体结构,两煤柱靠近采空区域都有大范围的破坏区。     

不等长工作面覆岩活动及回采巷道采动影响变形规律

受断层影响,冀中能源股份有限公司邢东矿2225工作面沿推进方向斜长依次为50 m、80 m和126 m 3段。为研究不等长工作面覆岩活动规律和回采巷道采动影响变形规律,在工作面顶底板、巷道围岩中布置监测仪器,监测工作面生产过程中的顶板岩层位移、底板破坏深度以及巷道围岩表面位移。结果表明：随着工作面的推进,顶底板岩层移动和巷道变形逐渐增大;在工作面距一号测站-32~-42.8 m时测点底板岩层位移斜率达到4 mm/m,底板最大破坏深度超过45 m;当工作面推进至距三号测站40.1 m处时,顶底板相对位移为0.45 m左右,巷道两帮相对位移约0.5 m,位移相对速率达到20 mm/d。随工作面长度增加,工作面前方底板岩层扰动距离和底板岩层变形量明显增加;二号测点工作面长度为126 m,底板前方扰动距离约为40.5 m,该测点底板岩层位移已达300 mm左右;而一号测点工作面长度为50 m,前方扰动距离约为92.8 m,底板岩层位移最终只有90 mm。     

叠加支承压力影响沿空巷道围岩稳定性特征及支护对策

针对急倾斜煤层叠加支承压力作用下沿空巷道围岩变形失稳问题,采用室内试验、数值模拟、理论分析和现场实验相结合的方法,对比研究了回采前后沿空巷道围岩位移、应力分布和塑性区范围等稳定性特征,开展了锚网索联合支护参数敏感性分析。结果表明：固定支承压力下,沿空巷道围岩应力非均匀分布,围岩变形以顶板下沉和两帮非对称变形为主;叠加支承压力作用下,沿空巷道围岩变形加剧,靠近采空区侧煤体弱化程度加深,煤帮及顶、底板岩层深部岩体向塑性状态转变;锚网索主要参数敏感性从强到弱依次为锚杆间排距、锚杆长度和锚杆预紧力。据此提出了非对称锚网索支护方案,有效控制了支承压力叠加影响沿空巷道围岩变形。     

小煤柱沿空掘巷巷道变形规律研究

采用钻孔观测、位移及应力监测与数值分析方法研究了小煤柱沿空掘巷巷道变形及锚杆锚索受力特征。研究结果表明:留设的小煤柱分为破碎区、裂隙发展区与煤体完整区3个作用区,煤柱两帮在采动应力作用下破碎较为严重,煤柱内部完整性较好;巷道两帮位移量及位移速率均高于顶底板,巷道开挖初期巷道位移量及位移速率发展较快,后续逐渐平稳;煤柱侧锚杆受力强度整体高于工作面侧,两帮表现为巷道中间部位锚杆受力强度高于近巷道顶底部锚杆;切顶高度为10 m时最有利于巷道的稳定,大煤柱巷道两帮及顶底板变形量分别为小煤柱的3.4与2.6倍,变形稳定期约为小煤柱的1.8倍,小煤柱的留设具有较好的实践效果。     

近距离下分层临近采空区巷道支护技术研究

近距离下分层临近采空区巷道受应力叠加及掘进二次扰动影响,巷道掘进范围应力集中,围岩破碎且变形量大,支护困难。通过对磁窑沟11102运输巷围岩变形机理进行分析,制定注浆加固、架棚支护+锚索、抬棚补强支护方案。通过现场应用及矿压观测结果表明,采取补强支护方案后,顶底板最大位移量100 mm,两帮最大位移量140 mm,断面收缩率仅为5.6%,巷道围岩变形量得到有效控制,支护强度满足该巷支护要求,可为同类条件下巷道支护方案提供参考。     

深埋大断面软岩巷道锚网索支护在某矿的试验及应用

以某矿3采区运输下山深埋软岩大断面巷道为工程背景,开展了锚网索支护设计,并利用FLAC数值模拟分析了巷道围岩应力、位移、塑性区等特征及支护效果。数值模拟结果表明:锚网索支护时顶底板应力为0~16 MPa,两帮应力为16~24 MPa、应力峰值为24 MPa;顶底板和两帮变形量分别为110、31 mm;塑性区基本位于锚固区域内,围岩整体控制效果较好。现场试验监测结果表明,巷道顶底板和两帮变形量为117、54 mm,围岩整体变形量较小,支护效果良好,验证了支护设计的可靠性与数值计算的合理性。     

大断面巷道围岩控制技术研究

1301工作面两回采巷道为大断面巷道,变形速度快,支护效果不够理想,顶底板和两帮变形速度和位移量都非常大。数值模拟分析了回采巷道围岩变形规律,分析结果表明:随着应力增高系数的增加,煤巷顶板下沉量和两帮移近量加剧,尤其是底板拉应力塑性区较大。巷道宽度一定时,随着巷道高度的增加,顶底板的塑性区保持不变,两帮塑性区增加,采取锚网索优化设计后,巷道围岩变形得到有效控制。     

干河矿2-107B孤岛工作面超前支护技术研究及实践

针对干河矿2-107B孤岛工作面回采巷道在多重采动影响下围岩变形量大的问题,对孤岛工作面巷道围岩结构进行了分析,提出了在巷道掘进期间采用“锚杆+锚索+金属网+钢带”的支护方式,在工作面回采期间采用中空注浆锚索超前支护和空巷充填的方式。现场实测结果表明:巷道两帮和顶底板最大位移量分别为116.32 mm和141.47 mm,有效地控制了巷道围岩变形,确保孤岛工作面安全高效生产。     

掘进巷道空顶板壳理论分析与超越函数的数值解算及其验证

合理空顶距的确定对巷道安全高效掘进意义重大.采用理论推导计算与数值模拟相结合的方法,对不同空顶距离的掘进巷道围岩应力分布及塑性区演化特征进行分析,并提出安全合理空顶距离及支护优化设计.结果表明:掘进工作面超前煤体内部塑性区宽度与超越函数特征值呈负相关自然对数关系,当特征值为0时,塑性区最大宽度为2.02 m;推导所得公...     

采动软岩大巷围岩破坏演化规律及控制技术

针对曹村煤矿500水平大巷围岩变形量大和支护结构失效等现象,综合采用理论分析、数值模拟和现场实测的方法分析了大巷反复破坏的关键因素,研究了巷道围岩失稳机理及塑性区演化规律。研究结果表明:相邻工作面采动影响在500水平大巷变形反复破坏中起到了主控作用。受采动应力叠加影响,巷道塑性区由圆形演化为椭圆形,帮部塑性区向深部扩展,而顶底板受高应力压缩作用,塑性区回缩。在此基础上采用"治底先治帮"的方案,修复方案实施后,顶底板变形量从1000mm减少至103mm,帮部相对移近量从1200mm减少至113mm。在采动影响下围岩裂隙发育范围虽有所增加,但仍未超出锚杆(索)的锚固范围,巷道围岩变形得到有效控制。     

采动巷道围岩非均匀变形特征及稳定性控制技术研究

受到原岩应力与采动应力叠加影响的巷道会产生非均匀变形,甚至发现顶板事故,采动巷道围岩稳定性控制是实现矿井安全高效开采的关键。针对长岭一号煤矿152106工作面轨道巷受到采动影响变形严重的问题,采用现场监测、数值模拟等研究方法,分析了采动巷道围岩变形特征及塑性区演化规律。结果表明：在采动影响下,巷道围岩变形呈非均匀特征,工作面前方巷道围岩变形量小于工作面后方,巷道煤柱侧变形量大于煤壁侧,顶板出现离层并且靠近煤柱侧底鼓量更大,局部可达400mm|工作面前方最大主应力、主应力比值、塑性区范围均小于工作面后方,塑性区呈椭圆形分布,巷道围岩位移量与塑性区范围具有一致性。据此提出了补强支护方案,即顶板补打锚索、煤柱对穿锚索及打设单体液压支柱,现场试验结果表明轨道巷煤柱帮变形减少了65%,巷道底鼓量260mm,工程应用效果较好。     

赵固二矿孤岛工作面区段平巷围岩变形规律研究

针对孤岛工作面应力高度集中导致回采巷道难以支护的问题,分析了厚煤层孤岛工作面回采巷道的变形特征。通过对回采巷道顶底板和两帮变形量进行监测,探究在孤岛工作面回采巷道采用“锚网索+钢筋梯+槽钢梁+喷、注浆”联合支护技术时巷道围岩变形规律。结果表明,在工作面回采过程中,巷道顶底板和两帮移进量先快速增加,后缓慢增加;顶底板受采动影响范围为50 m,两帮受采动影响影响范围为70 m;顶底板移进量最大值为230 mm,两帮移进量最大值为317 mm,孤岛工作面巷道变形主要以两帮变形为主;采用“锚网索+钢筋梯+槽钢梁+喷、注浆”联合支护技术能有效控制巷道的大变形。