煤矿大断面托顶煤巷道变形机理及控制技术研究

为了解决煤矿大断面托顶煤回采巷道支护问题,以王庄煤矿7105工作面运输巷为工程背景,通过数值模拟分析了大断面托顶煤巷道裸巷平衡时围岩塑性区形态、位移及应力演化规律;基于普氏自然平衡拱理论,建立了两帮稳定时大断面托顶煤巷道顶板冒落拱力学模型,通过数学计算得到了分层冒落拱高度,运用两帮塑性区力学模型计算托顶煤巷道帮部塑性区宽度,结合数值模拟方法,设计了锚杆锚索联合支护参数和支护方案,并应用于工程实践。研究结果表明:巷道周边出现"蛙形"塑性区,顶板拉伸破坏区呈规则穹隆形,与巷道顶板普氏拱效应相吻合,托顶煤离层严重,冒落拱高度超过托顶煤厚度;两帮在该工况下塑性区发展有限,帮部较为稳定;在厚顶煤存在情况下,大断面托顶煤巷道变形特点是顶板最大,帮部次之,底板最小。现场监测结果证明,借助大断面托顶煤巷道顶板冒落拱力学模型、两帮塑性区力学模型理论计算,结合数值模拟比选的巷道锚杆支护参数和支护方案,能有效控制围岩变形,保持巷道稳定。     

大采高切眼煤巷支护参数合理性力学分析

为了有效控制大断面复合顶板大采高开切眼围岩稳定,根据白龙煤矿2-1101大采高综采工作面开切眼的特点提出了支护结构及参数。为验证支护参数的合理性,分别建立了煤巷稳定性分析模型,提出巷帮稳定状态准则。对于巷道两帮失稳状态准则为锚固体内锚杆的应变量不能超过其极限应变量。对于巷道顶板失稳的一种形式是剪切面上的下滑阻力F不足以克服下滑的剪力V,出现剪切破坏;另一种形式为顶板岩石发生压缩破坏。根据开切眼两帮和顶板稳定性的力学计算分析模型,研究结果表明白龙煤矿大采高开切眼的顶板和两帮均处于稳定状态。     

综采面对接中部大断面切眼围岩控制技术

对某矿1341工作面大断面切眼对接期间的巷道变形进行了分析,并从对巷道顶底板及里帮进行加强支护的角度出发,提出了对中部切眼顶板采取注浆加固、里帮增加锚杆、底板锚杆支护等加强支护方案。通过数值模拟分析中部切眼在工作面采动影响下巷道的围岩变形特征,结果表明：顶底板移近量为126 mm,两帮移近量为80 mm,与原支护围岩的变形量相比,对中部切眼进行加强支护设计以后可以有效控制中部切眼围岩变形。     

大断面切眼围岩稳定性分析及耦合支护技术

大断面切眼尤其是在顶板为软弱顶板时,支护将非常困难。根据现场某矿工程地质条件、综采大断面切眼围岩力学破坏机制的理论研究,提出围岩破裂的"三区理论",得到巷道破坏的深度,提出锚网索梁柱的耦合支护方案。最后通过现场实测证明采用锚网索梁柱的耦合支护方案在技术上是可行、安全上是可靠的。     

大跨度开切眼巷道支护参数设计研究

针对工作面开切眼跨度大、围岩变形严重等问题,采用数值模拟和现场实测的方法,对大断面开切眼巷道支护参数进行了设计。首先对巷道大跨度开切眼巷道支护参数进行设计,并提出了设计方案;采用FLAC^3D数值模拟软件和现场实测,分析了大跨度开切眼巷道水平位移和垂直位移变化情况,并对该方案进行验证。研究得出,该支护方案减少了支护材料成本,有效降低了顶板支护密度,巷道支护效果良好。     

软弱厚煤层大断面切眼掘进与支护技术

针对园子沟煤矿综放工作面软弱厚煤层大断面切眼掘进和支护问题,通过类比法确定了切眼"二次成巷"施工方案,通过FLAC3D软件模拟了切眼"二次成巷"过程中顶板应力及位移演化规律,研究结果表明:切眼顶板垂直应力随顶板跨度增加而大幅度降低,浅部2 m内煤体失去承载能力、顶板表面煤体拉伸破坏、深部煤(岩)体强度保存较好,以及最终切眼顶板下沉呈偏向性。分析了大断面切眼"锚梁网"、"锚索梁"和桁架锚索联合支护的原理,提出了具体支护参数并进行了现场应用,切眼顶板最大下沉量269 mm,两帮最大移近量320 mm,能够满足运输和安装要求,支护技术可以有效控制软弱厚煤层大断面切眼围岩变形。     

特大断面开切眼二次掘进合理支护参数

对竹林山煤矿1408工作面特大断面开切眼的支护机理进行了分析,提出了采用二次掘进的施工方式以及"锚杆+金属网+钢带+锚索+单体柱"的支护方式。运用工程类比设计了具体的巷道支护参数,并对支护参数进行了理论验算。现场的顶板离层监测结果表明,设计的特大断面开切眼支护方案能够有效控制巷道围岩变形,确保巷道围岩处于稳定状态。     

富水破碎顶板大断面开切眼围岩控制技术

为解决麻家梁矿富水顶板条件下松软破碎大断面开切眼难以维护的问题,采用理论分析、试验模拟和现场观测的手段,揭示了富水破碎顶板围岩大断面开切眼支护失效的主要原因,采用分步联合支护、顶板疏水、定点注浆加固及封水相协调的技术,对开切眼的稳定状况进行了现场观测.结果表明:钻孔疏放顶板水近2.5万m3,有效克服了顶板水对巷道围岩和支护体的影响,一次成巷区段顶板下沉量控制在400 mm以内,二次扩帮区段顶板下沉量控制在250 mm以内.     

大断面切眼顶板分区控制技术

针对大断面切眼巷道掘进切眼宽度加大,巷道围岩破碎严重,围岩难以控制问题。对矿井巷道围岩具体的地质情况和大断面切眼围岩变形破坏情况进行了分析,提出了大断面切眼顶板分区控制技术,采用二次成巷锚网索+单体液压支柱补强支护。在切眼内布置测站,监测结果表明:该方案能够有效控制大断面切眼巷道围岩变形,控制后巷道顶底板变形量最大可达到160mm,两帮变形量最大可达165mm,围岩变形量都在一个月左右趋于稳定。相比原来变形情况明显减小。支护效果好,保证了大断面切眼安全使用。     

破碎复合顶板大跨度切眼联合支护技术

在破碎复合顶板大跨度切眼支护中,由于巷道地质条件复杂,矿压显现严重,随着地压和巷道断面的增大,存在着一般锚网索支护困难的问题。根据复合顶板巷道的地质特点及矿压显现特征,在大断面破碎复合顶板条件下采用联合支护技术。此种支护结合主动支护和被动支护的优点,减少顶板离层,实现了对大断面切眼围岩的有效控制,防止切眼强烈变形、断裂,保持了原切眼的稳定性,达到了良好的支护效果,取得了显著的技术经济效益。     

锚固复合承载体强度变化规律及其稳定性研究

当围岩的结构、力学性质条件一致时，锚固复合承载体的强度和几何参数主要由锚杆支护参数和几何参数决定的。文章计算了半圆拱形和矩形巷道的锚固承载体的几何参数以及强度，并建立了相应的力学模型，最终获得了锚固复合承载体强度计算简化公式，得出了提高锚固复合复合承载体的方法以及各参数与锚固复合承载体强度的变化规律。然后根据上覆潜在的松动岩层重量，建立了巷道顶板破坏范围计算模型，得出了锚固复合承载体的稳定性判据公式。研究为锚杆支护参数的设计提供理论基础。     

隧道围岩结构易损性测试方法

为了分析隧道出现垮塌风险,提出了隧道围岩结构易损性测试方法。计算隧道围岩结构损伤指数,选取了合适的隧道围岩结构损伤指标,采用OPENSEES方法模拟了隧道围岩结构和支护结构的力学行为;根据隧道围岩和支护结构的物理力学参数,模拟了隧道施工过程及空洞;结合隧道围岩结构易损性测试流程,实现了隧道围岩结构易损性测试。实例测试结果表明,该测试方法可以测试出隧道围岩结构的损伤概率,与实地调查结果相符,可以有效控制隧道出现垮塌风险。     

综放工作面钻孔断顶沿空留巷技术应用研究

为解决煤与瓦斯突出矿井巷道掘进工程量大、采掘接替困难的问题,对工作面煤岩力学参数进行实验室测试。工作面煤层直接顶强度小、厚度大,采用钻孔断顶沿空留巷技术对切顶留巷支护技术参数进行设计,留巷在原支护的基础上将顶板锚索布置改为3排矩形布置,并在巷道上帮搭设柱腿防止窜矸。经数值模拟及现场观测可知,巷道的顶板平均下沉量为90 mm,锚网索+巷旁支护的措施可以控制留巷的围岩变形,满足留巷需要。     

区段煤柱气相切顶卸压围岩应力转移机理研究

浅部煤层数量减少,煤矿开采开始往深部发展,深部围岩具有顶板坚硬分层厚度大、强度高、完整性好等特点,在开挖过程中,围岩可储存大量弹性能,当储存弹性能达到极限强度时出现突然释放,导致强矿压显现,严重威胁安全生产。以马脊梁煤矿8105工作面为研究对象,通过搜集资料、现场调研等方法,获取了马脊梁煤矿工程地质条件,建立了临空巷道切顶后的力学模型,进行了临空巷道切顶后的围岩应力特征演化分析,分析了气相切顶卸压的切顶高度、切顶角度等关键影响参数,研究了气相切顶卸压效果,消除了强矿压显现,保障了工作面的安全高效生产。     

不同埋深条件下深部巷道变形特征分析

针对深部巷道围岩支护难、变形大等特点,理论分析了深部巷道围岩变形破坏特征、围岩力学特性以及应变软化理论。数值模拟分析了不同埋深条件下沿帮部路径的应力水平、顶板应力差峰值和所处围岩深度关系、深部巷道塑性区和残余区变化规律以及巷道埋深和位移的关系。研究为深部巷道支护参数设计提供了理论基础。     

浅埋超大跨四线高铁隧道开挖力学特性研究

以新建杭绍台高铁下北山隧道为工程依托,该隧道为浅埋超大跨四线高铁路隧道,基于现场取样进行室内岩石力学试验,合理确定了不同围岩等级的力学参数,在此基础上建立三维计算模型,分析浅埋超大跨隧道采用开挖工法时的力学特性。结果表明:双侧壁导坑法在围岩位移控制方面优于三台阶法,双侧壁导坑法中上导洞加临时钢支撑的措施能有效控制位移的变化速率,优于中上导洞一次开挖的做法,设计中应注意控制拱部导洞的开挖面积;在初支结构内力控制方面,双侧壁导坑中上导洞加钢支撑的方法初支结构的拉应力最小,结构受力最为安全。     

复杂条件下深井软岩开拓巷道变形破坏分析

某矿-650 m开拓大巷地质条件比较复杂,且受到东西相邻工作面回采影响,巷道围岩发生了严重的变形破坏。现场围岩探测分两步：前期围岩松动圈探测和后期围岩钻孔可视化探测,得到了松动圈的范围及围岩裂隙发育情况,同时对比得出围岩破坏范围向深部延伸,松动圈进一步扩大,甚至出现松动破坏现象。根据深井巷道围岩变形规律及其力学特性,在软岩巷道围岩稳定控制理论的基础上,建立巷道受力模型并分析了大巷周围受力关系,提出了倾斜工作面倾向的“传递梁”结构和两工作面顶板垮落后大巷顶板所形成的“局部块”结构。结合现场钻孔可视化探测结果及现场观测,总结出大巷变形特点及造成巷道围岩变形的原因,为大巷二次支护提供理论依据和科学指导,同时为类似矿井开拓巷道的支护提供借鉴。     

巷道支护设计方法研究

为了确保矿井巷道的安全支护,采用现场锚杆拉拔试验,分析了原有巷道的支护的物理力学参数以及顶底板岩石完整性程度,得到了前期断面中支护锚杆的极限剪切抗剪强度和锚杆荷载传递规律等锚杆设计参数,依据现场锚杆拉拔试验结果,对原有巷道支护参数设计进行了优化,结合现场监测的反馈信息,得出优化后的巷道可以满足支护要求。     

动压巷道组合锚索的“应力柱”效应研究

为有效控制动压巷道围岩变形较大、支护控制困难等问题，以山西某矿8102工作面为工程背景，通过现场调研、数值模拟、现场试验等手段，对动载扰动条件下组合锚索的支护效果进行研究分析，并在现场进行了工业性试验。研究结果表明:通过对在动压巷道顶板施加组合锚索的数值模拟得知，巷道顶板应力比较集中，并出现“应力柱”效应，巷道变形较小。结合现场工业性试验，在动压巷道顶板施加组合锚索，巷道变形破坏情况明显好于未施加组合锚索段；组合锚索可以有效控制动压巷道围岩变形破坏情况。     

隧道掘进爆破方案自动化系统设计研究

针对依赖工程经验粗放式隧道爆破方案设计的低效率、精细化不足的问题,依托寨山隧道工程,应用现场试验、需求分析、软件编程和互联网+相结合的技术,开发完成了隧道掘进爆破方案设计系统,实现了高效、精细化和实用性的爆破方案设计。研究结果表明:通过考虑隧道轮廓几何参数、开挖方法与施工台车框架结构,可实现炮孔参数的参数化、流程化和形象化设计。按照炮孔设计、装药量与装药结构设计和爆破方案生成的步骤,可快速生成隧道爆破开挖方案。装药量由爆破负担的围岩体积和经验公式确定。装药结构为炸药与爆破介质的纵向不耦合结构。研究成果可为类似隧道爆破方案自动化设计提供一定的指导。