层状岩体巷道顶板冒落拱高度计算方法研究

 普氏理论广泛应用于煤矿巷道顶板冒落拱计算中,但煤矿巷道顶板岩体多为层状岩体与普氏理论的假设存在一定差别,本文基于普氏理论的基本思想,通过分层冒落和层状岩体全冒落两种假设推导出了层状顶板巷道冒落拱高度分层计算公式。利用推导出的水平和倾斜层状岩体冒落拱分层计算公式可以方便的计算层状岩体巷道冒落拱高度。通过工程实例对比分析,发现冒落拱高度分层计算公式的结果更符合实际情况,这也为层状岩体中修筑地下工程巷道支护设计提供了参考依据。     

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。     

复合顶板煤巷围岩稳定性分析与支护技术

针对西南某煤矿采区巷道顶板为复合顶板,两帮强度低,传统架棚支护难以控制围岩变形量大这一问题,采用数值模拟的方法,系统分析研究了复合顶板巷道围岩稳定机理,得出复合顶板煤巷两帮及顶板浅部以及围岩深部破坏形式为拉剪混合破坏,巷道顶板浅部破坏形式主要为拉破坏,而锚杆的作用可明显减少巷道围岩深部以及两帮浅部的拉剪破坏,增强了巷道稳定性。结合工作面的实际地质概况,确定了巷道的支护参数,并进行了工业性试验,证明了所提出的支护参数有效约束了围岩变形,验证了研究成果的合理性和可靠性。     

基于顶板探测研究的巷道支护参数设计

利用先进井下视频探测仪器,对巷道顶板进行探测研究,能直观准确地描述试验巷道煤层顶板赋存特征,得出顶板岩层的岩性及厚度情况,结合梅花井煤矿整体巷道围岩情况,为根据巷道围岩特性制定相应的支护参数提供更为直接的数据支持。同时,通过对巷道表面位移的监测统计,了解巷道表面位移随时间的变化规律,从而得出巷道围岩活动与支护参数之间的关系,对巷道的支护效果做出较客观的评价,消除巷道安全隐患,为巷道后期维护提供科学依据。     

大跨度复合顶板综采切眼锚索支护

运用冒落拱计算理论和复合性顶板受压离层的破坏规律,分析了大跨度切眼巷道在复合顶板条件下的破坏机理。选择锚杆锚索组合支护方式,配以合理的施工方法,控制了围岩破碎失稳,阻止了复合性顶板离层下沉,取得了显著的支护效果。     

松软破碎顶板巷道支护技术研究与应用

为了解决大同侏罗纪15号煤层松软破碎顶板巷道支护技术难题,对该煤层及顶底板岩层进行了物理力学性质测试,在此基础上分析了巷道顶板类型,针对煤层顶板实际情况,阐述了及时支护、可缩性支护、大工作阻力、整体加固的破碎顶板巷道支护原则,通过理论计算确定了煤层巷道围岩锚固支护方案。现场试验表明:选择的支护方案和支护参数能够有效地控制巷道围岩变形,巷道顶板的最大离层值为13 mm,支护材料用量下降了10%,保证了巷道安全使用,取得了明显的经济效益。     

安山煤矿三盘区工作面回采巷道支护参数研究

为了有效治理巷道顶板破碎问题,以安山煤矿132203工作面回风巷为研究对象,采用现场钻孔窥视的方法确定了顶板破碎范围,分析了顶板破碎的原因。建立了矩形巷道等效圆力学模型,通过理论计算得到了巷道塑性区分布范围,并利用数值模软件对巷道塑性区分布状况进行了模拟,进一步确定了支护参数和支护方案,增大了锚杆长度。研究表明：当巷道存在顶煤且锚杆长度较小时,顶煤裂隙发育明显,不利于巷道围岩的稳定。增大锚杆长度,将顶煤悬吊于坚硬岩层中,可有效缓解煤层变形现象,现场实践证明采用的支护方案较好地控制了顶板的变形。     

安山煤矿三盘区工作面回采巷道支护参数研究

为了有效治理巷道顶板破碎问题,以安山煤矿132203工作面回风巷为研究对象,采用现场钻孔窥视的方法确定了顶板破碎范围,分析了顶板破碎的原因。建立了矩形巷道等效圆力学模型,通过理论计算得到了巷道塑性区分布范围,并利用数值模软件对巷道塑性区分布状况进行了模拟,进一步确定了支护参数和支护方案,增大了锚杆长度。研究表明：当巷道存在顶煤且锚杆长度较小时,顶煤裂隙发育明显,不利于巷道围岩的稳定。增大锚杆长度,将顶煤悬吊于坚硬岩层中,可有效缓解煤层变形现象,现场实践证明采用的支护方案较好地控制了顶板的变形。     

大断面复合顶板回采巷道联合支护技术在曹村煤矿的应用

基于曹村煤矿巷道大断面复合顶板的特殊条件,通过理论分析、数值模拟计算进行不同巷道支护参数对围岩控制效果的系统研究,最终确定出合理的支护参数。现场工业性试验表明,掘进和回采期间巷道围岩变形较小,巷道围岩控制效果较好,保证了生产期间巷道的稳定。     

锦源煤矿顶板淋水巷道围岩变形规律及控制技术研究

针对锦源煤矿+302 m水平南翼辅助运输巷出现的顶板淋水现象,采用弹塑性理论计算的方法分析巷道在支护条件下水的渗流作用对巷道围岩塑性区、位移的影响。结果显示：巷道围岩塑性区的大小与外水影响半径成反比,与渗透水压力及有效水压力系数成正比。提出了顶板淋水巷道临时支护方案和采用锚网索耦合+断面喷浆封闭围岩的永久支护方案。     

深部采动巷道顶板稳定性分析与控制

深部采动巷道冒顶事故是当前煤炭资源开采中面临的重大难题。基于深部采动巷道围岩应力环境,分析了双向非等压条件下巷道围岩塑性区形成的力学机制及其形态特征,并对顶板稳定性影响因素进行了探讨。结果表明:1深部采动巷道围岩双向压力比值λ(0λ1)较小时,围岩塑性区形态不再是圆形和类椭圆形,而呈现出蝶形分布的特征,当碟叶位于巷道顶板上方时,容易发生冒顶;2采动应力方向决定围岩最大破坏深度的位置,并控制潜在冒落区的范围,当围岩最大破坏深度与潜在冒落高度相同时,顶板稳定性最差。要保持顶板围岩稳定,支护体必须要有足够的长度和延伸性能,据此,提出了可接长锚杆支护技术,现场试验结果表明,可接长锚杆较好地适应了顶板围岩的剧烈下沉,取得了良好的支护效果。     

基于断面形状效应的厚顶煤巷道支护参数优化

针对厚顶煤矩形断面巷道顶板两侧肩角锚杆易剪切破断、顶煤易离层破碎等支护难题,以唐家会矿61201综放工作面运输巷为工程背景,通过数值模拟对矩形和直墙平顶肩角微拱形厚顶煤巷道应力分布特征进行了对比分析。结果显示:直墙平顶肩角微拱形厚顶煤巷道顶板两侧肩角无应力集中、顶帮煤体松动范围相对于矩形厚顶煤巷道均有所减小,尤其顶煤松动范围减小明显,说明直墙平顶肩角微拱形断面有利于厚顶煤巷道围岩稳定性控制。在此基础上,提出了相应的巷道围岩控制对策,并进行了支护参数优化,经过现场应用,不仅顶板两侧肩角未发生锚杆剪断现象,而且掘进期间顶板下沉量达到15 mm时就趋于稳定,回采期间顶底板累计移近量仅220 mm,两帮移近量仅150 mm,支护效果显著。     

大采高综放工作面巷道围岩变形特征研究

为了解决回采工作面巷道支护方式与参数布置等问题,以山西某煤矿为研究对象,采用FLAC数值模拟软件和现场测试的综合性方法,研究了大采高综放工作面巷道围岩变形特征,得出了大采高综放采场围岩位移场的变化规律;结合矿井实际情况,采用矿压监测系统在工作面回风巷布置测点进行工业性试验、实时监测观测数据,掌握了巷道围岩位移的变化状态,指导巷道围岩的支护形式与参数等的确定,具有重要的理论意义。     

基于FLAC~(3D)分区赋值的煤巷变形破坏特征及控制研究

针对大断面特厚煤层巷道支护困难及数值模拟中围岩参数的合理选取问题,采用室内试验、现场测试和理论计算相结合的研究方法,分析巷道不同部位围岩的真实强度,并基于"分区赋值"思想研究大断面特厚煤层巷道的变形破坏特征,选取与之相符的松动圈支护理论进行控制设计,结果表明:理论计算、现场实测及数值模拟得出的松动圈厚度分别为1.51m、1.57m和1.6m,三者基本吻合;无支护时围岩变形均匀地向巷道空间发展,顶板易发生整体性垮落,围岩位移主要由松动圈范围内围岩碎胀变形引起;数值模拟表明支护方案形成组合拱的厚度与预期结果相符;工程应用效果良好,经济效益显著,说明松动圈支护理论能很好的解决大断面特厚煤层巷道的支护问题。     

王家岭矿综放沿空掘巷合理煤柱宽度与控制技术研究

针对高强度开采综放工作面区段煤柱合理宽度留设问题,以王家岭煤矿为工程背景,通过钻孔窥视勘探基本顶断裂线位置阐明了巷道围岩的非对称破坏特征;建立了综放工作面侧向基本顶破断结构模型,推导出了沿空侧巷道顶板范围内弯矩表达式;采用FLAC3D数值模拟软件分析了不同煤柱宽度下巷道围岩应力与屈服区演化特征,确定了合理煤柱宽度为8 m;基于N2103回风平巷留设8 m护巷煤柱时顶板弯矩变化规律,提出了巷道围岩的非对称控制技术,并进行现场应用。结果表明：顶板、煤柱帮和实体煤帮位移量在工作面回采期间分别为216 mm、198mm和121 mm,巷道控制效果明显。     

特厚煤层大断面切眼锚索支护的作用

以酸刺沟煤矿6-1号煤层为例,采用物理模拟试验和数值计算的方法对不同埋深条件下仅锚杆支护和锚杆-锚索支护大断面开切眼围岩破坏演化特征及锚固效果进行了研究.模拟结果表明：仅锚杆支护开切眼两顶角处产生44.5～49.0°的斜向破裂,顶板呈层状垮落下沉,顶板上方164 mm处形成拱顶;锚杆-锚索支护开切眼两顶角处产生73.0～82.5°的斜向破裂,顶板呈半椭球状垮落下沉,拱顶位于顶板上方280 mm处,拱内顶板仍保持良好的完整性;随着围岩应力的增大(埋深增加),锚索对围岩的控制效果越明显.     

薄直接顶大采高综采工作面切顶留巷合理参数研究

针对薄直接顶大采高工作面顶板垮落后不能及时充满采空区,造成上覆厚硬顶板在工作面侧向形成悬臂梁结构,进而向留巷侧传递覆岩压力导致留巷围岩破坏失稳的现象,以某矿12408工作面薄直接顶、厚硬基本顶条件为工程背景,采用理论分析、数值模拟和现场监测相结合的研究方法,研究了薄直接顶大采高综采工作面切顶留巷合理参数。建立了留巷顶板的力学模型,量化了未贯穿面的拉应力与切顶高度和切顶角度的关系,确定了未贯穿面拉应力随切顶高度和切顶角度的变化规律,得出了切顶角度一定时,未贯穿面处的拉应力与切顶高度近似指数函数规律分布,拉应力随切顶高度的增大而增大,且增长速率逐渐加快;切顶高度一定时,未贯穿面处的拉应力随切顶角度的变化曲线呈抛物线形,随着切顶高度增大,未贯穿面处的拉应力超过极限所需的切顶角度的范围也增大。数值模拟方法分析了留巷中锚索轴力变化系数的变化规律、区段煤柱和相邻巷道竖直方向应力的分布特征,确定了11 m的切顶高度和大于0°的切顶角度即可切断顶板间的应力传递。现场考虑到实际岩层赋存条件的复杂多变、爆破后切缝面的不平整性和贯通程度的差异性以及保证厚硬顶板在矿山压力作用下顺利垮落,采用13.6 m的切顶高度和10°的切顶角度,结合顶板垮落后的碎涨系数,理论验证了顶板垮落后的高度大于工作面实际高度,即垮落顶板能够及早支撑上覆岩层,减轻覆岩运动对留巷和煤柱稳定性的影响。现场监测到巷道顶底板及两帮变形量较小,围岩较稳定,验证了数值模拟结果的可靠性以及切顶卸压技术的可行性,可为类似条件的切顶留巷提供借鉴和参考。     

切顶参数对沿空留巷围岩稳定性的影响研究

切顶参数作为切顶卸压沿空留巷技术的核心问题之一,对留巷围岩稳定性影响较大。本文以曙光矿1226工作面为工程背景,通过理论分析初步得到了切顶高度和切顶角度的参考值分别为7.1～9.5 m和11.4°;通过数值模拟从切顶效果和围岩变形两种角度对切顶高度分别为4 m、7 m、10 m、13 m及切顶角度分别为0°、10°、15°、20°、30°时顶板垮落形态、顶板下沉量和实体煤帮应力分布进行了分析,结果表明最优切顶参数为切顶高度10 m、切顶角度15°;通过现场爆破试验,确定了最佳炮孔间距、爆破方式及装药量;留巷后对工作面后方巷道围岩变形进行了监测,巷道围岩变形量小,留巷效果良好。     

窄煤柱综放煤巷钢梁桁架非对称支护机理及应用

针对王家岭煤矿窄煤柱综放煤巷围岩控制难题,分析指出相邻大型综放工作面覆岩剧烈活动及其基本顶对巷道区域直接顶的倾斜挤压力是导致顶板产生水平移动和非对称破坏的本质原因。建立考虑基本顶对直接顶倾斜挤压应力的窄煤柱综放煤巷直接顶力学模型,得出巷道顶板最大变形区域(7.5≤x≤9.5 m)。研发了以钢梁-槽钢组合结构和多根锚固至顶板纵深处锚索为关键部件的多锚索钢梁桁架系统,阐明其控制原理。建立多锚索钢梁桁架非对称支护的力学模型,得出非对称弯矩减小量分布特征,探讨其与非对称变形的一致性,并结合现场实践确定控制方案。现场实践表明,20103运输巷采用钢梁桁架非对称支护技术后,围岩变形量均控制在安全范围内,实现了对窄煤柱综放煤巷围岩非对称变形破坏的有效控制。