巷道顶板蝶叶塑性区穿透致冒机理与控制方法

针对高偏应力环境下层状顶板巷道冒顶事故频发、支护困难等问题,采用理论分析、数值模拟、现场探测和现场工程试验等综合研究方法,揭示了层状顶板巷道蝶叶塑性区的分布规律,阐明了蝶叶塑性区穿透分布致使巷道冒顶的力学机制,结果表明：蝶叶塑性区具有隔层穿透发育的特征,未发生塑性破坏岩层的存在不能阻断蝶叶塑性区在软弱岩层形成;顶板蝶叶塑性区穿透分布伴有强烈的变形压力,使软弱岩层塑性区下位未发生塑性破坏岩层受到持续巨大的“挤压”载荷,致使其发生断裂破坏,是巷道存在冒顶隐患的内在原因。据此提出了防止此类巷道冒顶的关键在于维护塑性区围岩稳定,需锚杆(索)长度大于塑性区边界,且具备可承受大变形而不破断的能力。基于以上研究,对神东保德矿81306二号回风巷进行了支护补强设计和试验,试验结果表明该支护对策能够有效维持巷道顶板稳定。     

工作面切眼顶板冒顶危险区预测体系研究

为了解决单指标巷道顶板冒顶危险区预测方法在进行切眼顶板冒顶危险区预测时预测精度不足和预测结果不准确的问题,利用RFPA数值模拟和层次分析法,研究了切眼顶板冒顶机理和冒顶影响因素。结果揭示了切眼冒顶机理:岩层强度和刚度大小的不同会对岩层间的离层大小产生重要影响,离层量的大小决定了冒顶的程度。同时发现切眼顶板冒顶的2个主要因素为锚杆(索)支护质量和顶板岩层结构。以这2个影响因素为预测指标,建立了切眼顶板冒顶危险区预测体系。利用预测体系对12018工作面切眼顶板冒顶危险区进行了预测,预测结果显示超过50%面积的切眼顶板存在冒顶危险,危险区主要分布在切眼的上下端头位置和切眼中部位置,据此对危险区域进行了补强支护设计。补强支护后的顶板平均离层量仅为12 mm,顶板下沉速率为0.2mm/d,保证了切眼的安全。     

采动巷道复合顶板离层破坏机理与预测方法

复合顶板产生的离层破坏对巷道顶板整体稳定性起着较大的控制作用,针对巷道离层破坏机理不明、难以预测等问题,以赵固一矿复合顶板回采巷道为工程背景,采用理论分析、数值模拟、现场探测和现场工程试验等综合研究方法,揭示巷道复合顶板离层破坏机理,获取不同软弱岩层位置和不同应力环境条件下的顶板离层区分布特征.结果表明:采动巷道塑性区...     

深部巷道复合顶板全锚索一次支护研究

城山煤矿一采区3B煤层右0巷顶板为复合顶板岩层,为解决城山巷道顶板易离层冒顶的问题,提出了新型的巷道复合顶板全锚索一次支护方案。采用弹塑性基本理论分析了锚索加固机理,指出了高预应力全锚索大幅提高支护结构的早期支护强度与刚度,有效控制复合顶板的离层和下沉,高预应力为复合顶板岩层提供了法向约束应力,明显改善了顶板岩层应力状态。针对右0巷顶板岩层岩性及分层状况,运用数值模拟和现场实测的分析方法综合评价了巷道复合顶板全锚索一次支护效果,分析了掘进、回采期间顶板下沉及锚索承载规律,掘进期间顶板最大下沉量为34 mm,回采期间顶板最大下沉量为63 mm。现场试验表明:全锚索一次支护对控制深部复合顶板变形效果十分显著,为深部复合顶板巷道支护提供了参考。     

多软弱夹层的巷道顶板稳定特性及支护设计

建立了多层软弱夹层条件下巷道坚硬层状复合顶板的力学模型,分析了其结构特征、离层破坏机理及判据,基于关键层理论、组合梁理论和悬吊理论的基本原理提出了巷道顶板锚固支护参数的计算方法。研究表明:含多个软弱夹层的坚硬复合顶板由于顶板岩层的离层导致顶板刚度降低从而致使顶板下沉、破裂、冒落;顶板岩层的离层状况主要由各层的弯曲挠度的差异性所决定;通过锚杆形成的顶板组合梁需要具备足够的组合强度,否则很容易和老顶发生离层并造成岩梁两端发生弯曲断裂或剪切破坏而形成简支梁结构,最终使岩梁失稳冒落;合理的顶板锚固参数尤其是预紧力设计对于控制巷道顶板岩层的失稳作用明显。     

复合顶板稳定性分析及支护参数设计

为了研究复合顶板下沉量大、支护失效等矿压现象,总结了不同围岩条件下复合顶板的破坏形式,以临汾恒昇煤业9102工作面回采巷道为研究对象,采用顶板离层监测、钻孔窥视、数值模拟等方法,揭示现场复合顶板巷道失稳机理。研究分析及数值模拟结果表明,锚杆支护下在顶板浅层形成的"锚固梁"要满足强度要求;锚索支护下,将"锚固梁"与深部岩层组合,使顶板满足位移要求,从而达到控制巷道稳定性的目的。改进的支护方案顶板最大拉应力和剪应力分别减少了55%和33%,"锚固梁"垂直方向应力是原支护方案的4倍,顶底板和两帮的位移量均小于100 mm,满足现场安全回采要求。基于锚杆、锚索耦合支护模型为复合顶板巷道支护提供了分析方法,为同类巷道支护设计参数的选择提供了借鉴。     

深部巷道复合顶板全锚索一次支护研究

城山煤矿一采区3B煤层右0巷顶板为复合顶板岩层，为解决城山巷道顶板易离层冒顶的问题，提出了新型的巷道复合顶板全锚索一次支护方案。采用弹塑性基本理论分析了锚索加固机理，指出了高预应力全锚索大幅提高支护结构的早期支护强度与刚度，有效控制复合顶板的离层和下沉，高预应力为复合顶板岩层提供了法向约束应力，明显改善了顶板岩层应力状态。针对右0巷顶板岩层岩性及分层状况，运用数值模拟和现场实测的分析方法综合评价了巷道复合顶板全锚索一次支护效果，分析了掘进、回采期间顶板下沉及锚索承载规律，掘进期间顶板最大下沉量为34 mm，回采期间顶板最大下沉量为63 mm。现场试验表明：全锚索一次支护对控制深部复合顶板变形效果十分显著，为深部复合顶板巷道支护提供了参考。     

复合顶板酥软煤层巷道支护技术

复合顶板岩层构造复杂,各层黏结力低,易发生离层,巷道支护难度大。采用数值模拟的方式分析了复合顶板离层位置对锚杆支护性能的影响。结果表明:当离层位于锚固体边缘时,预应力场相互叠加,但是与深部围岩相脱离,稳定性差,但通过锚索作用,能够弥补锚杆支护的缺陷。实践证明对于复合顶板酥软煤层巷道宜采用高预应力强力支护系统,重视两帮的支护强度,采用短掘短支的方式,能够取得良好效果。     

多类型复合顶板锚杆预应力场分布特征及支护优化

针对煤矿巷道顶板岩层结构的多样性与复杂性,通过大范围顶板原位强度测试和围岩结构窥视,对巷道顶板结构类型进行划分,对比分析了不同顶板类型和锚固参数下锚杆预应力场的分布特征,对复合顶板巷道锚固参数进行了优化,结果显示:晋能集团阳泉矿区主采煤层巷道顶板类型可分为软弱型、软硬相间型、下硬上软型和硬软相间型;无论是单一岩层还是复合岩层,锚杆预应力整体上呈“两拉一压”的分布特征;在复合岩层中,层理面是阻碍锚杆支护应力传递的主要因素,层理面越多,形成的有效压应力范围越小;通过施加高预紧力和使用大护表构件,可以有效扩大锚杆压应力区范围;通过调整锚固长度或锚杆长度,使层理面位于压应力较高的区域,可以有效避免巷道顶板垂向离层和水平错动。以软弱型顶板巷道为例,开展复合顶板巷道围岩锚固支护优化现场实践,验证了理论研究的可行性。     

深井煤巷复合顶板离层发育特征分析

为研究深井锚网索支护煤巷复合顶板离层发育特征,基于刘庄矿5煤层生产地质条件,综合理论分析、数值模拟、现场工程实践等方法,研究了锚网索支护煤巷复合顶板离层发育特征及顶板离层临界值。研究结果表明:复合顶板自稳能力差,浅部区域离层主要出现在层间结构面间,深部离层主要出现在软硬岩层交界面处,回采工作面前方15～20 m范围内巷道顶板下沉速率增长较快,综合锚索索体材料所允许的最大伸长量计算结果、顶板离层考察、巷道矿压显现情况,确定了锚固区内和锚固区外离层临界值。     

预应力锚杆支护防止巷道冒顶的机理与措施

离层弯曲型冒顶是锚杆支护巷道冒顶型式之一。文章首先分析了该类冒顶的机理、影响因素与冒顶形状及规模,然后根据有限元方法模拟结果,分析预应力锚杆防止顶板离层的作用原理,并根据现场实测结构,分析了锚杆预紧力大小与顶板离层量之间的对应关系。结果表明,目前煤矿巷道锚杆预紧力普遍偏低,是影响锚杆支护效果和锚杆支护可靠性的重要因素。提高锚杆预紧力,是充分发挥锚杆支护潜能,有效降低顶板离层量,防止顶板离层破坏的关键因素。     

煤柱内大断面复合顶板巷道围岩控制技术

为了研究顶板内软弱夹层对煤柱内大断面巷道围岩稳定性的影响及控制技术,针对昊锦塬煤矿复合顶板巷道围岩严重变形的问题,运用理论分析、数值计算并结合工程实践等方法,研究了顶板内软弱夹层对煤柱内大断面巷道围岩稳定性的影响。研究结果表明:当该矿巷道顶板软弱夹层厚度0.81 m时,巷道顶板极不稳定,易发生离层,须对顶板和两帮加强支护;运用ANSYS数值模拟及理论计算确定锚杆支护长度为2.6 m;加长锚杆长度使软弱夹层位于锚杆锚固区域内;增大锚杆直径,增强锚杆的抗拉、抗剪能力;加大锚杆预应力,使顶板及时恢复三向受力,能够有效的控制顶板的离层及两帮的变形。     

特厚复合顶板支护三维数值模拟研究

特厚复合顶板支护难度大,采用锚网索支护时经常会发生锚杆(索)破断或失效,极容易发生大面积冒顶事故,且其冒顶过程迅速、预兆不明显,较难预防。为了解决该问题,通过三维数值模拟和工程实例分析了其失稳机理,研究了支护锚索容易破断及冒顶过程迅速的原因。研究结果表明:锚杆(索)容易破断的主要原因是剪应力过大,容易失效的原因是锚固区处在围岩裂隙发育区或软弱岩层;特厚复合顶板一般都具有内部各岩层厚度较小、总厚度较大、岩性较差等特征;特厚复合顶板会发生突然冒顶的原因是其顶板中存在一层或数层相对较硬的岩层;最后,为特厚复合顶板支护提供了一些支护参数和支护建议,这为类似工程提供了参考依据。     

煤巷顶板锚固孔钻进岩层界面动力响应特征与识别

煤巷顶板岩层交界面或软弱夹层赋存特征是其稳定性的重要影响因素,锚固孔钻进是实现煤巷顶板支护的关键步骤,钻头穿过岩层交界面和软弱夹层时与其他岩层相比具有不同的动力响应。采用数值模拟方法,得出不同动力源下岩层界面与软弱夹层的动力响应特征信息,根据钻进时间、位移、钻速和转速等参数关系,提出采用平均钻速搜索法确定岩层交界面位置和软弱夹层特征。将识别结果与构建模型对比发现误差较小,为现场探测煤矿巷道顶板岩层交界面及软弱夹层提供了理论支持。     

膨胀软岩顶板回采巷道支护技术研究

膨胀型软岩巷道易变形破坏乃至冒顶,其关键问题是机理认识不清以及支护方案不当。以李家楼煤矿1202轨道巷为背景,采用室内试验、现场实测、理论分析与数值模拟等方法研究了膨胀软岩巷道的冒顶机理及其支护优化方法。研究结果表明:(1)1202轨道巷顶板2～4 m有泥岩,泥岩中黏土矿物含量高达70%,其中蒙脱石含量高达25%,因此泥岩极易遇水崩解;(2)膨胀软岩巷道冒顶原因为:直接顶有软弱夹层+强降雨与空气潮湿+支护方式不合理,且支护参数较弱;(3)膨胀软岩巷道的新型支护方式为:锚杆+金属网+钢筋梯子梁+锚索补强联合支护,应提高其预紧力与锚固力,防止直接顶离层以及基本顶悬吊作用的拉力不够。现场监测发现,随着工作面的推进,巷道顶板总离层量最大为12 mm,围岩稳定性较好。     

顶板锚固区岩层变形破坏特征实验研究

针对实验矿井巷道掘进期间发生局部冒顶的难题,设计了相似模拟实验和数值分析实验,对不同支护形式下顶板锚固区域内煤岩层的变形破坏特征进行对比分析。结果表明:实验条件下采用A3圆钢锚杆支护时,载荷2.4kN岩层开始出现局部垮落,载荷3.6kN巷道顶板完全垮落,达到顶板支护结构的极限承载能力,冒落高度位于顶板上方2.4m,超出了锚杆的锚固范围,难以维护顶板的稳定性;采用螺纹钢锚杆后,支护结构承载力为6.24kN,比A3圆钢锚杆提高了73%,并大于矿井上覆岩层的实际载荷;螺纹钢锚杆可使顶板形成完整的锚固结构,抑制离层,增加顶板结构的承载能力。     

巷道顶板岩层冒顶隐患分级技术研究

为了对巷道层状顶板岩层失稳破坏机理进行深入分析,确定巷道顶板岩层冒顶隐患分级,分析了冒顶机理,主要包括稳定岩层厚度变化、锚杆锚索的锚固段位于软弱夹层内、顶板存在小断层、岩层内生节理发育、构造引起巷道应力集中等因素,然后确定了破裂高度分级指标,研究了冒顶隐患分级方法,并以某煤矿为例,分析了该煤矿顶板冒顶隐患分级。研究对发现巷道内高冒顶风险区域以及控制和预防巷道冒顶事故的发生具有重要的意义。     

特厚煤层巷道顶板离层关键影响因素模拟研究

煤岩层离层破断是采掘过程中特厚煤层巷道顶板失稳的前兆。研究顶板离层的关键影响因素,控制现有顶板离层数值和离层区域再生数量是降低离层破断进而有效避免顶板失稳的基础工作。综合现场调研、数值模拟、正交试验及理论分析方法,对特厚煤层巷道顶板离层监测原理、离层影响因素分类、离层模拟方法及关键离层影响因素进行了详细分析:1)离层的影响因素分为3大类(支护参数类、煤矸性质类和巷道结构布置类)和15小类;2)详细比较有限元和离散元中离层的模拟计算方法,确定块体镶嵌系统式离散元软件模拟离层;3)基于UDEC软件和正交试验设计方法,对15个离层影响因素创建的50个数值模型进行模拟和计算分析,得出3大类影响因素程度序列图以及影响离层的6个关键影响因素。     

巷道复合顶板变形破坏特征与冒顶隐患分级

煤层顶板岩性复合及分层厚度变化大,稳定性差异显著。针对巷道层状复合顶板条件,采用现场探测、数值模拟、理论分析等方法,研究了顶板岩层结构分类、顶板变形破坏特征与平衡结构及冒顶隐患评价。研究表明:巷道复合顶板岩层结构可分为坚硬岩层、软弱岩层、下软上硬、下硬上软、软硬渐进、硬软相间及软硬相间等7个类型。对于较差的顶板岩层结构,在层面和节理影响下,巷道顶板下位分层形成离层、随动稳定状态的铰接岩块结构及亚稳定状态的裂隙弯曲结构,其范围和承载能力与顶板岩层结构类型有关,顶板变形和锚索延伸量呈现不协调性。采用锚索是否破断失效作为分级指标,建立了冒顶隐患的分级方案,划分了典型顶板岩层结构的隐患等级,对3个级别的冒顶隐患进行了安全评估。     

膨胀软岩顶板回采巷道支护技术研究

膨胀型软岩巷道易变形破坏乃至冒顶，其关键问题是机理认识不清以及支护方案不当。以李家楼煤矿1202轨道巷为背景，采用室内试验、现场实测、理论分析与数值模拟等方法研究了膨胀软岩巷道的冒顶机理及其支护优化方法。研究结果表明：( 1 )1202轨道巷顶板2～4 m有泥岩，泥岩中黏土矿物含量高达70%，其中蒙脱石含量高达25%，因此泥岩极易遇水崩解；( 2 )膨胀软岩巷道冒顶原因为：直接顶有软弱夹层+强降雨与空气潮湿+支护方式不合理，且支护参数较弱；( 3 )膨胀软岩巷道的新型支护方式为：锚杆+金属网+钢筋梯子梁+锚索补强联合支护，应提高其预紧力与锚固力，防止直接顶离层以及基本顶悬吊作用的拉力不够。现场监测发现，随着工作面的推进，巷道顶板总离层量最大为12 mm，围岩稳定性较好。