煤层底板巷道围岩性质对巷道变形的影响

文章在对跨采巷道进行观测结果分析的基础上， 从理论上进一步分析了巷道围岩性质对巷道变形的影响， 为煤层底板巷道的合理布置提供依据。     

多次采动影响下巷道围岩稳定性数值模拟研究

采用数值模拟方法,分析了芦岭煤矿上部工作面多次采动对底板巷道围岩稳定性影响,包括上部8#煤、9#煤工作面重复采动影响下的围岩应力分布规律,研究了轨道上山在采空区下方、停采线下方及煤柱下方的围岩应力分布情况及巷道变形特征,计算结果与现场实际观测一致。对于预测巷道的变形和破坏具有指导意义。     

深部矿井下山采区底板巷道跨采技术研究

针对平煤十矿采区底板回风下山巷道工程地质条件,通过数值计算研究了深部回风下山底板巷道变形破坏严重的主要原因、跨采前后底板巷道围岩应力场和位移场以及跨采期间巷道围岩变形规律。研究结果表明,原岩应力高、围岩岩性差以及工作面采动影响,是采区回风下山巷道围岩变形失稳破坏严重的主要原因。跨采前巷道底板应力场呈"泡形"分布规律,巷道围岩最大应力集中系数为2～3;跨采后底板巷道围岩应力恢复到原岩应力。跨采期间底板巷道围岩移近量为底板巷道与跨采工作面水平距离L的单调递增函数。研究结论对于实现采煤工作面安全跨采提供了技术支撑。     

极近距离煤层采空区下回采巷道位置及围岩控制研究

为解决准南煤矿极近距离煤层采空区下1501工作面安全回采问题,运用理论计算、数值模拟及现场实测等手段,研究了1501工作面巷道位置及支护方式。结果表明：为有效避开上部采空区残留煤柱影响,1501回采巷道与上部残留煤柱的合理水平错距应为9m|针对极近距离煤层采空区底板应力分布规律、岩层厚度和力学性质等,提出了巷道支护对策及支护方案;1501工作面回采过程,巷道顶底板相对移近量最大为222.5mm,两帮相对移近量最大为151mm,巷道未出现棚腿压折、冒顶、片帮现象,工作面实现了安全回采。     

采动影响下底板巷道围岩变形观测与分析

通过对平朔井工一矿9006辅运巷在4106工作面采动影响下发生的围岩变形进行观测与分析,掌握了巷道在采动影响下的变形情况。分析了两帮移近量、顶板下沉量和底鼓量的变化特征,揭示了测站变形量与工作面水平距离之间的定量关系,总结归纳了9006辅运巷变形经历的不同阶段,提出了在采动影响到达后加强巷道支护和加快工作面推进速度的建议,为今后4煤与9煤同采条件下安全回采提供了有力地支持。     

采动影响下底板巷道合理布置位置研究

以首山一矿己_(15)-12050工作面实际生产条件为研究对象,采用极限平衡理论分析回采工作面底板垂直应力分布规律。运用FLAC3D数值计算软件研究多次采动影响下,"内错式"和"外错式"布置对底板巷道围岩应力环境、巷道变形的影响。研究结果表明:采用"内错式"布置可以较好地实现巷道围岩的相对稳定。     

采动影响下底板巷道合理布置位置研究

以首山一矿己_(15)-12050工作面实际生产条件为研究对象,采用极限平衡理论分析回采工作面底板垂直应力分布规律。运用FLAC3D数值计算软件研究多次采动影响下,"内错式"和"外错式"布置对底板巷道围岩应力环境、巷道变形的影响。研究结果表明:采用"内错式"布置可以较好地实现巷道围岩的相对稳定。     

近距离煤层上行开采围岩应力演化特征分析

基于潘一东煤矿地质概况及原始地应力测试数据,采用相似模拟与数值模拟相结合的方法,分析了近距离煤层上行开采过程中两煤层采场超前支承压力变化规律和覆岩裂隙发育特征。结果表明:下保护层开采弱化了覆岩关键层的承载能力,采空区后方形成的覆岩断裂线对上覆被保护层基本顶初次垮落步距具有一定影响;下保护层采场超前支承压力峰值呈线性增长趋势,而被保护层采场超前支承压力峰值受保护层采动影响呈增大—稳定—减小的趋势,工作面推进距离达到1/2“见方”及“见方”时,悬顶岩梁会发生大面积垮落失稳,应注重采场动力灾害防治工作。     

北岭煤矿4号煤层围岩松动圈测量及围岩分类研究

采用超声波测试方法对北岭煤矿4号煤层主运大巷、回风大巷和405工作面两巷围岩松动圈进行了测量,并对实测数据进行了分析。基于松动圈理论对北岭煤矿4号煤层围岩进行分类,通过对比巷道支护围岩松动圈分类表,从而得出4号煤层所测试巷道围岩分类中,巷道两帮属于Ⅲ类围岩（一般中等稳定围岩）,巷顶围岩松动圈介于中松动圈与大松动圈之间,考虑安全因素取大松动圈,在松动圈分类法中,顶属于Ⅳ类围岩（不稳定围岩）。     

薄煤层开采软弱煤岩体巷道变形特征与稳定控制

针对百色矿区薄煤层开采条件下半煤岩巷道大变形及难控制等问题开展了一系列研究工作。首先,在巷道工程资料与数据的基础上,开展了薄煤层回采巷道工程地质特征的分析,发现薄煤层巷道围岩地质构造普遍较为复杂,岩体完整性差;现场监测了回采巷道围岩的变形全过程,分析了掘巷影响阶段、掘巷影响稳定阶段和工作面回采期阶段等时期的围岩工程行为及变形特征。然后,根据所收集的岩样和自制的煤岩组合体试样,分别进行了点载荷强度和不同高度比的煤岩组合体力学强度试验,结果表明,此类岩石力学强度较低,煤体与岩体破坏呈不均匀性。最后,在现有的理论基础上,分析了半煤岩巷道的滑移机制,推导了煤岩体层间滑移与巷道围岩失稳的本构方程,根据锚索的挤压承载和锚杆抗剪作用机理等阐明了软弱半煤岩巷道控制原理和支护要点,提出了以"顶板预应力长锚索+帮高刚度桁架锚索"为主体的"锚、网、索、梁"整体支护技术。支护试验表明:所提出的支护技术对于半煤岩巷道的控制效果较好,围岩变形在可控范围之内。     

松软煤层大巷围岩变形机理及控制对策

针对潞安漳村矿井深埋煤巷持续大变形难题,在开展地应力、煤岩体强度及围岩结构测试的基础上,分析了软弱围岩破坏变形的机理;基于强力一次支护原则提出了高预应力强力锚喷支护方案,重点对煤帮进行短锚索补强支护。矿压监测结果表明,掘巷阶段巷道顶板最大下沉量16 mm,两帮最大收敛量153 mm,底板变形不明显,锚杆锚索受力在掘进工作面推过50 m时开始稳定,锚杆受力最大值稳定在154 kN,锚索受力最大值稳定在235 kN。研究成果可为类似采矿条件下煤巷支护提供经验指导。     

上覆煤层开采围岩变形规律研究

为了研究上覆煤层开采围岩变形规律,确保下伏煤层的安全开采,采用FLAC^3D数值模拟软件,研究了上覆煤层开采过程中煤岩体的垂直应力变化情况、煤层顶板垂直应力与工作面推进距离关系以及上覆煤层开采围岩变形特征。研究得出,随着上覆煤层的不断推进,工作面下伏煤层支撑应力呈“M”型分布;随着工作面的不断推进,下伏煤层应力形成应力恢复区、膨胀变形区和压缩区3个区。     

深部动压巷道围岩控制技术研究

为了确保深部矿井巷道围岩的稳定性,根据理论和经验分析,煤矿巷道稳定性影响因素主要为巷道围岩性质、开采深度、采动影响剧烈程度、巷道与上部煤层间的垂距、巷道支护不合理等因素。采用采场远距离卸压保护技术、预应力锚索束技术和钻孔卸压联合主动支护技术,预防了浅部围岩变形和工字钢在锚索端部出现的弯曲变形,遏制了巷道底部浅部围岩的变形,确保了巷道的稳定性。     

深部厚顶煤巷道围岩稳定性相似模型试验研究

针对深部厚顶煤巷道围岩控制难题,采用相似模型试验方法,分析了埋深、构造应力等因素对厚顶煤巷道围岩变形、围岩应力及支护结构的影响,揭示了厚顶煤巷道围岩稳定性规律:随着埋深增大,两帮及顶煤内应力峰值增大,围岩变形破坏程度增大;随着构造应力增大,围岩变形破坏程度增大,构造应力对顶煤稳定性影响显著,顶煤水平应力呈现出"两端低、中部高"分布形态,且应力峰值位置随构造应力增大向深部转移,下位顶煤、煤层与顶板交界面附近的顶煤破坏严重,最终发生"尖顶型"垮冒;顶板锚杆和穿过煤岩层交界面的锚索易被剪断。对于深部构造应力作用下的厚顶煤巷道,认为提高顶煤锚固体的抗剪能力尤为重要,提出采用"高强高预紧力锚杆及斜拉锚索梁"支护技术,以此增强厚顶煤锚固体的抗剪能力、提高两帮承载能力,顶煤和两帮稳定性的提高则有助于减小底臌量。研究成果成功应用于工程实践。     

基于窥视法的围岩稳定性评价研究

针对深部软岩巷道工程地质条件复杂、巷道支护难度大等问题,以丰峪煤业实际矿井地质条件为例,采用试验室试验以及窥视法对该矿围岩稳定性进行研究,通过单轴压缩试验、巴西（劈裂）试验和三轴压缩试验研究了该矿运输巷的基本顶、直接顶、直接底的单轴抗压强度、单轴抗拉强度、三轴抗拉强度、弹性模量等参数;采用窥视法对该巷道围岩松动圈进行研究。研究得出:该矿运输巷的左帮产生的围岩松动圈在3.0~4.2 m,右帮产生的围岩松动圈在2.2~3.8 m,顶板产生的围岩松动圈在1.0~2.4 m,围岩稳定性差,应该加强支护,确保矿井的安全开采,研究为巷道的超前加固提供了可靠的理论依据,保证巷道的正常使用和回采的顺利进行。     

薄煤层开采支架与围岩的作用关系

通过薄煤层综采工作面矿压观测研究 ,运用传递岩梁理论 ,分析了支架与围岩作用机理 ,围岩活动与支架受载关系以及支架支护效果     

深部巷道围岩稳定性控制技术

针对深部巷道开挖后易失稳、难维护等特点,基于巷道基本地质概况,分析了围岩控制技术路线,主要包括提高围岩强度和减小围岩应力,研究了“四高”锚杆支护技术、锚架联合加固技术、注浆加固技术等围岩稳定性控制技术,并结合巷道围岩分级类别进行了巷道支护。研究为类似工程条件下巷道支护提供了借鉴。