大断面切眼顶板偏应力运移及围岩稳定

为了探究大断面切眼顶板控制机理,以某煤矿5205切眼为工程背景,采用UDEC4.0模拟了切眼宽度6～10 m过程中,顶板偏应力、裂隙场、变形规律等响应特征。结果表明：①顶板偏应力呈浅部逐渐升高,深部逐渐降低的分布形态,宽度越大顶板浅部偏应力越小,而深部偏应力越大,同时,偏应力极大值逐渐降低并向深部转移。②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。③切眼宽度的增加,加剧了顶板微裂隙区向裂隙发育区及裂隙发育区向裂隙贯通区的转化,同时,顶板下沉增大。认为：顶板的控制首先保证帮不稳定三角块的稳定；高性能锚杆可更好地控制裂隙滑移。④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,可抑制顶板中部裂隙贯通区的拓展和变形。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,矿压结果：切眼掘出后10 d实现自稳,顶底板相对移近量128 mm,两帮相对移近量96 mm,顶板离层4 mm。     

破碎围岩巷道新型注浆加固工艺实验研究

破碎围岩巷道是煤矿安全生产的重大隐患之一,而注浆是破碎巷道加固的主要手段,注浆工艺的适应性对于煤矿安全生产具有重要意义。针对实验巷道极破碎围岩锚杆(索)孔成孔困难、锚固效果差等问题,采取不同的注浆工艺对巷道破碎围岩进行分区加固,并对注浆后围岩变形进行观测。观测结果表明:XV1101巷注浆加固完成后,巷道两帮变形和顶底板的移近量均比较小,两帮移近量最大72 mm,底鼓量最大为166 mm;XV1102巷注浆加固完成后,两帮移近量最大55 mm,底鼓量最大为46 mm,变形量更小。实验所提出新型注浆加固工艺对破碎巷道的加固效果较好,新的注浆工艺和注浆锚杆(索)有效地控制了巷道变形。     

松软煤层托顶煤巷道煤柱宽度优化及控制技术

以芦沟煤矿32081工作面为工程背景,采用数值模拟和现场实测等方法,研究了松软煤层沿空掘巷托顶煤巷道的变形特征及控制技术。结果表明:不同煤柱宽度下,巷道变形量的变化幅度由大到小的顺序是煤柱帮(498 mm)、顶板(260 mm)、实体煤帮(135 mm)、底板(105 mm)。以6 m煤柱宽度围岩变形最为理想,在沿空掘巷中顶底板变形和两帮变形都是巷道变形的主要方面,而在两帮变形中,小煤柱帮变形量占76%左右,在顶底板变形中,顶板变形占80%左右,得出巷道顶煤和煤柱帮是支护的关键部位。据此,提出了高强度锚网保证围岩完整,长锚索控制顶板稳定、在帮角布置加强锚杆的帮顶协同控制综合技术。通过现场实测表明,该支护方案对于此类巷道的围岩变形量有较好的控制效果,对于类似巷道的支护技术也提供了参考和借鉴。     

深部厚煤层综放沿空掘巷煤柱合理宽度试验研究

 煤柱合理宽度的确定是影响综放沿空掘巷围岩稳定性的重要因素。以深部厚煤层综放沿空掘巷赵楼煤矿11302工作面轨道巷为工程背景,首次提出一种新型侧向支承压力监测方法,通过现场应力监测和数值模拟相结合的研究方法确定区段煤柱合理留设宽度。现场应力监测与数值模拟结果显示,采空区侧向支承压力影响范围为50～56 m,低应力区宽度为12～15 m,考虑沿空巷道应处于应力降低区内,煤柱留设宽度不应大于7～10 m;同时,从有利于锚杆锚固出发,煤柱宽度不应小于4 m。综合考虑煤柱稳定性、次生灾害控制及煤炭资源回收等因素,最终确定煤柱留设宽度为5 m。采用大型地质力学模型试验与现场试验对煤柱宽度合理性进行验证,结果表明,巷道表面位移均呈现沿空帮＞顶板＞实体帮＞底板的变化趋势,掘巷稳定后,现场实测顶底板移近量最大为271 mm,两帮移近量最大为359 mm,巷道围岩控制效果较好;同时,锚杆、锚索受力均在其屈服范围内,并为回采期间预留充足的余量。研究结果可为类似开采条件下的区段煤柱宽度确定提供参考依据。     

断层破碎带大断面巷道的安全监控与稳定性分析

断层破碎带岩性复杂,巷道压力显现规律多变。对巷道过断层破碎带的监控量测能够及时掌握断层破碎带围岩的变形与支护结构受力信息,评价各种支护所取得的效果及判断施工方案的合理性。淮南矿区顾北煤矿南翼回风大巷穿越断层破碎带,区域地质条件复杂,受构造运动影响,围岩内赋存高水平地应力,巷道处于深部大规模松软围岩内。为研究施工期和运行期巷道围岩的稳定性演化规律,对围岩表面位移、深部位移、锚杆和锚索锚固力及支架压力的变化和分布规律进行监控量测。监测结果显示:(1)由于受F92大断层的水平剪切和挤压作用,与顶拱和两肩相比,巷道两帮的水平位移较大,而锚杆受力较小,锚固作用得不到有效发挥,因此,在F92大断层附近增大了锚索和注浆的支护强度;(2)围岩表面位移和深部位移的监测结果均呈现"底臌变形大于两帮收敛大于拱顶下沉"的分布规律,显示出底板是巷道支护的薄弱环节,因而提出应用底角注浆锚管和帮脚锚杆抵抗底角应力集中区的剪切滑移,底板锚索和底板注浆增强加固底板,提高底板岩体抗剪强度的支护修改方案,底臌量得到有效控制;(3)U型钢支架压力的监测结果显示,围岩作用于U型钢支架上的压力仅为0～0.24MPa,远小于0.4MPa的支架设计承载能力,说明巷道稳定主要是依靠锚注支护来维护,而U型钢支架的作用主要是巷道施工过程中工作面的安全防护。通过对监测结果的分析,为巷道的信息化施工和设计方案的优化调整提供依据。其监测分析成果也可为类似复杂条件下巷道的开挖支护设计和施工提供参考。     

深井复合顶板煤巷变形机理及控制对策

针对深部高应力条件下复合型顶板煤巷的大变形问题,以江西曲江煤矿为例进行了现场调查、理论分析和工业试验等研究。首先,经现场调查发现该矿表现出了典型“三高”矿井的特点,加上顶板锚索和两帮锚杆无法充分发挥作用,使整个巷道支护系统失去平衡而发生破坏。然后,研究了深部高应力工作面煤巷的力学作用,认为该力学作用是一个渐进过程,其变形动力主要来自于巷道顶板压力,底板变形大是直接导致整个巷道系统失效的重要标志;另外,根据深部高应力复合型顶板煤巷的受力特征,建议应将顶板的控制作为关键部位,尽力维护顶板的完整性,提高岩层自承能力,使支护结构与围岩能够协调地工作,并提出了以“预应力桁架锚索”为主体,以“锚杆+锚索+钢筋网等支护”为辅助的综合控制技术。实践证明：经以“预应力桁架锚索”为主体的综合控制技术支护后的巷道,其变形较原支护有明显好转;监测数据表明：经91 d后,巷道两帮的相对收敛速率小于1.7 mm/d,而且顶底板的相对收敛量大大减少,最大值为297 mm,变形速度小于1.4 mm/d,处于稳定状态。     

深部巷道围岩变形与支护技术

以顾桥北矿深部巷道布置为工程背景,基于大量实测数据,分析巷道围岩变形与破坏特征。采用有限元分析软件ANSYS12.0研究巷道布置方式、顶底板以及两帮相对移近量等参数对巷道围岩变形与破坏的影响。在此基础上,提出适合巷道支护形式与参数。从围岩荷载观测结果与顶板离层分析数据相互印证,变形量小的围岩压力趋于稳定。结果表明巷道围岩变形与巷道布置方式、顶底板以及两帮相对移近量等参数密切相关。     

赵家寨煤矿差异化支护方法探讨与应用

赵家寨煤矿目前年产量300万吨,在煤炭市场非常"疲软"的情况下,必须降低成本。煤矿投入成本最多相对零利润的是巷道掘进,所以我们必须在巷道支护上降低成本。为了确保安全生产,我矿必须探索一套新的支护方式。支护为大棚距巷顶加3根6~9m锚索(直径为17.8mm钢丝绳锚索)加"H"型钢带,两巷帮各打三根3m锚杆(直径20mm等强锚杆)加"H"型钢带,间排距1m。这样能保证工作面回采上下端头不替棚;中期支护为棚距加大到2m,根据实验结果采取不强措施;到后期实现取消U型钢棚,补强措施。根据不同的地质条件、煤厚采取不同的大棚距和锚索的长度。     

基于蠕变试验的石膏矿柱长期稳定性研究

石膏矿柱的长期稳定性是影响石膏矿山安全生产和地表环境的主要因素。针对鲁能泰山石膏矿开采中矿柱稳定性问题,采用室内试验、数值模拟及现场实测相结合的方法对矿柱的长期稳定性进行分析。蠕变试验结果分析表明,石膏的蠕变强度为瞬时强度的72%~77%,采用改进的Burgers蠕变模型可以较好地描述石膏的蠕变特性。基于试验结果,对4301工作面矿柱的长期稳定性进行数值模拟计算分析,矿房顶底板及两帮围岩变形速度随时间增长而逐步递减;且顶底板的变形不同步,采后1 a底板即趋于稳定,两帮2 a后趋于稳定,而顶板采后3 a才趋于稳定;采后10 a,矿房顶底板及两帮移近量分别为155,68 mm。围岩变形监测结果表明,矿房采后100 d内围岩变形速度较大,而后呈逐渐递减趋势,但变形量仍处于缓慢增长中,并且矿房围岩趋于稳定的时间不同,采后400 d,两帮变形基本趋于稳定,而顶底板变形经过640 d后才趋于稳定。     

墩柱式结构充填底板应力传递特征及变形规律

为研究结构充填开采过程中充填体应力传递对底板岩层的影响,以沁水煤田长治矿区为例,利用相似原理构建充填体–底板复合结构模型,进行室内试验,并结合数值模拟,对不同充填体强度、不同充填间距条件下的墩柱式结构充填采空区顶底板移近量、底板破坏形态、塑性区范围进行研究。研究结果表明：(1)浅层底板中充填体下应力集中最为明显,该应力以45°方向斜向下传递,引起水平应力,并最终扩散至底板全平面,越向下传递,垂直应力越小且分布越均匀,水平应力越大,充填间距变化对底板中应力水平影响显著;(2)在墩柱式结构充填可承载范围内,顶板下沉量主要由充填体强度决定,底鼓量主要由充填间距决定,充填体强度、充填间距与顶底板移近量总体呈二元二次抛物曲面关系;(3)本工况条件下充填柱下底板剪切滑移最大深度为2.38 m,该深度以上产生椭圆形剪切破坏塑性区,以下产生波浪型拉伸破坏塑性区,并最终穿越两层软弱岩层底板。研究结果可为墩柱式结构充填的合理设计方案提供依据。     

迎采动工作面沿空掘巷预拉力支护及工程应用

迎采动工作面留小煤柱沿空掘巷受邻近工作面侧向顶板破断、转动及稳定的全过程动压影响后，顶板煤体离层，小煤柱破裂，围岩稳定性急剧恶化。为了保持巷道形状，防止大变形状态下的支护结构失效成为支护的关键。常规锚杆支护、锚杆与锚索联合支护等不能维持其稳定；而预拉力钢绞线桁架系统是控制顶板离层的有效支护方式，结合高性能预拉力锚杆、M型钢带、小孔径预拉力短锚索等，形成预拉力组合支护技术，可以较好地解决该类问题。针对三河尖矿的典型试验对此作了详细说明。     

Field investigations of high stress soft surrounding rocks and deformation control

Field investigations of high stress soft rock deformations show that the high stress soft rock roadway can slide with large deformation. Severe extrusion and floor heave can also be subsequently observed. The supported roadway can be locally damaged or completely fail, where the floor has a large deformation and/or is seriously damaged. The factors inducing large deformation of surrounding rocks in deep roadway are rock strengths, structure face cutting types, stress states, stress release, support patterns,and construction methods. Based on the deformation characteristics of high stress soft rock roadway, a comprehensive support scheme is proposed. The overall support technology of "step-by-step and joint,hierarchical reinforcement" for roadway is presented, and the anchor cable and bolt parameters to check the design methods are also given. Finally, the proposed comprehensive support method "bolt t metal mesh t U-steel arch t shortcrete t grouting and cable" is used in the extension section of east main haulage roadway at 850 m level of Qujiang coal mine. The 173-day monitoring results show that the average convergence of sidewalls reaches 208 mm, and the average relative convergence of roof and floor reaches 448 mm, suggesting that this kind of support technology for controlling large deformation of high stress soft surrounding rock roadway is effective.     

深部高地应力区软岩巷道模型试验及数值优化

深部巷道围岩大变形和失稳破坏是高地应力区巷道普遍存在的问题,有效的支护措施是保证深部巷道稳定的重要因素。以淮南某煤矿深部巷道为工程背景,通过相似材料模型试验利用YDM-D多功能地质力学模型试验系统,研究了巷道在无支护和锚杆支护两种条件下巷道围岩的变形破坏特征。研究结果表明:相似材料选用粘土、水泥、砂及水,配合比为4∶1∶20∶1.3的试件表现出良好的塑性大变形特性;相似材料模型经过锚杆加固后,洞壁最大位移有所减小,由15.4 mm减小为12.1 mm,加固效果不明显,表明锚杆的间距偏大,并用数值分析方法模拟验证了试验结果。采用正交设计结合数值分析方法对淮南某煤矿深部巷道喷锚支护方案进行了优化分析。结果表明:拱顶锚杆长度间排距分别取2.4 m、0.8 m、0.8 m,边帮锚杆长度间排距分别取3.7 m、0.8 m、0.8 m,底板锚杆倾角45°,锚杆长度间排距分别取2.9 m、0.9 m 、0.8 m,喷层厚度取120 mm加固方案效果最优。     

淋涌水碎裂煤岩顶板煤巷破坏特征及控制对策研究

 针对淋涌水碎裂煤岩顶板煤巷支护过程中出现的围岩剧烈破坏难题,综合现场调研、煤岩试验、数值模拟、理论分析及井下试验与实测等方法,对其变形破坏机制、工字钢与锚杆(索)支护位移场的分布及煤巷动态破坏特征、顶板钻孔淋水量分区、新型防水锚固剂的锚杆(索)锚固力测试及淋涌水碎裂顶板控制对策进行系统化研究,主要研究内容及结论如下：(1) 淋涌水碎裂煤岩顶板的破坏主要是支护结构体的非整体性承载、锚杆(索)支护受钻孔淋水持续弱化失效以及顶板复合煤岩结构刚强度差异大而导致的离层综合作用的结果;(2) 研究新型防水树脂锚固剂,并通过井下淋涌水顶板锚杆(索)拉拔试验及支护后期锚索监测结果,检验防水锚固剂稳定性能;(3) 提出控制淋涌水碎裂顶板的“四位一体”控制对策,分析具体支护措施力学效应及保持顶板稳定性方面的作用;(4) 详细介绍井下运用“四位一体”综合控制系统的一典型淋涌水型碎裂煤岩顶板煤巷成功实例。研究成果可在霍州矿区进行推广应用,对类似条件巷道支护技术具有一定的理论和实用价值。     

迎上下采空孤岛面沿空掘巷围岩变形破坏特征

为了研究分析上下煤层两侧都采空而形成的孤岛面沿空掘巷和煤层开采时围岩应力分布及变形破坏特征,应用理论分析、计算机数值模拟与具体工程实践相结合的研究方法,分析了上下煤层两侧采空情况下,下孤岛工作面迎上孤岛面沿空掘巷期间及煤层开采过程中,采场围岩应力分布、变形破坏规律。结果表明:该情况下孤岛工作面围岩结构特征因受多次开采影响,其整体性和联动性都有所降低,采场围岩应力分布特征有所不同,且煤柱宽度尺寸对巷道受力变形有较大影响。掘巷期间轨道巷煤柱帮的变形量大于实体煤帮变形量,顶板下沉量大于底鼓量;回采期间顶板运移特点决定了两巷围岩主要呈现拉剪破坏,随着工作面的推进,采动影响阶段和影响剧烈阶段范围逐渐增大,巷道断面收缩率随着距工作面距离的减小而增大。对于孤岛面开采沿空巷道的特殊围岩条件,应遵循“强顶、固帮、控底的全断面围岩控制技术思路,对上下隅角附近巷道加强支护,提高围岩自身强度,为类似条件孤岛面巷道维护及安全开采提供理论技术保障。     

潘一矿东翼暗主斜井穿C13-1煤层施工及围岩控制技术

潘一矿东翼-530m--800m暗主斜井,在过C13-1煤层时,由于巷压较大、煤岩松软等原因,造成巷道围岩移近量过大,传统的U型棚支护已不能发挥作用,通过采取锚杆补强的控制措施,取得了良好效果。     

不同围压下软岩巷道全长锚固支护优化研究

以淮南矿区丁集矿西三采区地质条件为背景,采用FLAC 3 D计算软件对深井软岩巷道全长锚固支护条件下围岩稳定性进行模拟计算,获得不同围岩应力和支护强度作用下巷道围岩稳定性影响规律.得知,随着围岩应力环境增大,巷道顶帮下沉量和底板底鼓量增大,巷道顶底板变形位围岩移量变化趋势与巷道两帮变形趋势基本一致,在10 MPa围岩环...