叠加支承压力影响沿空巷道围岩稳定性特征及支护对策

针对急倾斜煤层叠加支承压力作用下沿空巷道围岩变形失稳问题,采用室内试验、数值模拟、理论分析和现场实验相结合的方法,对比研究了回采前后沿空巷道围岩位移、应力分布和塑性区范围等稳定性特征,开展了锚网索联合支护参数敏感性分析。结果表明：固定支承压力下,沿空巷道围岩应力非均匀分布,围岩变形以顶板下沉和两帮非对称变形为主;叠加支承压力作用下,沿空巷道围岩变形加剧,靠近采空区侧煤体弱化程度加深,煤帮及顶、底板岩层深部岩体向塑性状态转变;锚网索主要参数敏感性从强到弱依次为锚杆间排距、锚杆长度和锚杆预紧力。据此提出了非对称锚网索支护方案,有效控制了支承压力叠加影响沿空巷道围岩变形。     

煤巷倾斜层状顶板变形失稳机理及支护技术

针对鹤壁矿区二1煤层回采巷道顶板变形严重支护困难,从倾斜岩层非对称作用、水平构造应力、煤帮软弱失稳、底鼓塑性流动诱发等方面分析揭示了顶板失稳力学机理。采用高预拉力、高刚度护表构件控制围岩浅部离层,利用围岩深部自承能力;锚索减跨强力悬吊,帮角弱化区补强支护整体促稳等支护对策,并提出了预拉力锚网索梁联合支护技术参数。结果表明:掘进期,新支护方案下的巷道顶板最大下沉量44 mm,降低75%;两帮移近量最大77 mm,减小60%;回采期,顶板最终下沉量138 mm,两帮移近量为179 mm,巷道支护状况有了明显改观。     

单侧受采动影响的软岩巷道破坏规律及支护对策

针对单侧采动造成软岩巷道变形控制的难题,以象山南一石门为工程背景,采用XRD-衍射分析、物理力学参数测定和FLAC~(3D)数值模拟,测定了巷道围岩矿物成分,分析了膨胀性矿物和两煤层回采对巷道围岩稳定性的影响,研究了非均称变形巷道围岩应力场、塑性区和位移场演化特征。研究表明,3号煤层21306工作面开采结束后,巷道周围应力分布不均匀,但未导致巷道围岩产生明显的非对称变形;随着5号煤层21507工作面开采,两层煤采动应力在巷道周边应力形成叠加应力场,使靠采空区巷帮强度弱化,围岩变形以两帮不对称变形、底鼓和顶板非匀称下沉为主。据此,提出了单侧受采动影响下非均称变形软岩巷道"U型钢+反底拱+全断面注浆+锚网索喷"联合支护技术,根据物理相似模拟结果,有效控制了巷道围岩非匀称变形。     

深井综放沿空掘巷围岩变形破坏机制及控制对策

通过对赵楼煤矿综放沿空掘巷现场调查和变形监测,分析了巷道围岩变形破坏特征,深入揭示了围岩变形破坏机制,认为围岩强度低,地应力高,围岩松动破坏范围大,支护结构及参数不合理,巷道围岩应力环境复杂和断面尺寸大是围岩变形破坏的主要原因。基于强力让压耦合支护和关键部位加强支护的围岩控制原理,提出了顶板锚网带索、纵向钢带+两帮锚网梯索、纵向钢筋梯+窄煤柱帮部锚索加强和喷浆+实体煤帮钻孔卸压的支护对策并进行现场试验。结果表明:掘巷稳定后,巷道围岩控制效果良好;锚杆、锚索受力最大值均在其屈服范围内,并为回采期间留够了充足的余量。研究结果为类似复杂难支护巷道提供了借鉴。     

大断面巷道围岩控制技术研究

1301工作面两回采巷道为大断面巷道,变形速度快,支护效果不够理想,顶底板和两帮变形速度和位移量都非常大。数值模拟分析了回采巷道围岩变形规律,分析结果表明:随着应力增高系数的增加,煤巷顶板下沉量和两帮移近量加剧,尤其是底板拉应力塑性区较大。巷道宽度一定时,随着巷道高度的增加,顶底板的塑性区保持不变,两帮塑性区增加,采取锚网索优化设计后,巷道围岩变形得到有效控制。     

复合顶板松软煤层巷道变形破坏机理及合理支护设计

依据巷道围岩物理力学条件,结合数值模拟对复合顶板松软煤层巷道变形破坏机理进行分析,结果表明:巷道变形破坏原因主要是由于原有支护缺乏主动支护作用,复合顶板和松软煤帮物理力学性质差,在围岩应力作用下,顶板易离层、冒落,两帮易片帮、下沉,并且两者相互影响、相互作用。为此提出了在巷道掘进过程中采取的支护对策并对回采巷道进行合理支护设计。     

基于3DEC的深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护

以某矿三采区运输下山为工程背景,基于原锚网索支护巷道变形破坏特点和原因,提出了深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护技术,并利用3DEC数值模拟分析其围岩应力、位移、塑性区等特征。结果表明:相比于原支护,巷道两帮及顶板浅部围岩应力明显增加,变形量、塑性区深度降低显著,顶底板移近量108.56 mm、两帮变形量61.39 mm、最大塑性区深度3 m,支护效果显著;现场巷道顶底板和两帮变形量为115.95 mm和67.00 mm,顶板离层基本为0,验证了支护技术的可靠性。     

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。     

基于煤巷两帮基础刚度效应的控帮护巷支护原理

煤层巷道两帮煤体相对顶底板岩层强度低、可变形性强,两帮煤体大变形对巷道围岩整体稳定性有着极其重要的影响。基于煤巷两帮煤体严重变形的工程实际,考虑巷道两帮煤岩体的可变形性,建立了由Winkler可变形基础支承的顶板悬梁力学模型,分析并揭示了顶板的弯矩和挠度分布特征及规律,提出了基于煤巷基础刚度效应的"控帮护巷"支护原理:通过加强两帮支护提高锚固煤体的基础刚度,控帮支护的直接控制两帮煤体的变形和破坏,并进一步通过基础刚度效应改善整个巷道围岩的应力状态,抑制顶底板变形破坏,提高围岩承载能力和稳定性。通过数值模拟分析与现场工程试验,对基础刚度效应和"控帮护巷"原理进行了分析和验证。研究表明:在两帮垂直集中应力作用下,巷帮煤体压缩变形明显,顶板岩层随基础变形而弯曲下沉,两帮基础刚度对顶板变形量影响显著,是顶板变形的关键影响因素;在顶板支护相同的条件下,加强两帮支护不仅使掘进和采动影响期间的两帮的塑性破坏范围和移近量显著缩小,还有效地控制了顶底板的变形破坏情况,是巷道围岩整体稳定性控制的有效途径。研究工作深化了煤巷围岩控制中对巷帮支护重要性的认识,揭示了控帮护巷的支护机理。     

巷道联合支护控制技术及围岩变形规律研究

本文以木瓜煤矿南区左翼下组煤辅助运输巷支护控制为研究对象,提出了锚网索喷联合支护控制技术,通过数值模拟分析了联合支护技术的围岩变形及塑性区发展控制效果.结果表明,该支护技术能够有效控制围岩变形,巷道顶板下沉量减小了52％,两帮变形量减少约45.5％,巷道围岩塑性区范围明显减小,工程支护控制效果良好.     

基于3DEC的大采高回采巷道围岩变形特征研究

为探究大采高回采巷道围岩变形失稳特征,通过3DEC数值模拟软件,以22204辅助运输平巷为背景,分别分析了巷道围岩裂隙发育、应力分布、位移分布以及塑性区分布特征。研究结果表明：大采高回采巷道围岩裂隙发育、变形具有非对称性,随着工作面向前推进,巷道围岩位移量不断增大,其中较大水平位移向巷帮中上部及顶板位置转移,且靠近煤柱一侧巷帮水平位移、裂隙发育较为显著;采动影响下巷道围岩发生了一定程度的剪切破坏,导致其煤岩体应力释放,且煤柱长期处于高应力状态,因而靠近煤柱一侧的巷帮及巷道顶板塑性破坏较为严重和频繁。基于此,明确了大采高回采巷道围岩变形的重点防控区域,为该类巷道围岩稳定性控制提供参考。     

云驾岭矿大倾角松散煤巷支护技术

基于云驾岭煤矿12801运输巷道地质条件,分析了原巷道支护的不足,提出了弧形巷道锚注一体化加固方案。结果表明:弧形顶板断面克服了非对称集中应力对围岩的破坏,一次锚网支护和二次煤帮注浆加固提高了围岩强度及其自承能力,顶板下沉量控制在0~55 mm,两帮位移量控制在400~660 mm之间,保证了巷道稳定。     

厚煤层高煤帮回采巷道围岩破坏分析与控制研究

为解决厚煤层高煤帮回采巷道围岩控制难题,通过数值模拟研究了顶煤厚度、巷道高度对巷道围岩破坏的影响,结果表明,巷道顶煤厚度的变化对巷道顶板变形破坏影响最大;巷道高度对两帮围岩的变形破坏影响最大。基于围岩变形破坏情况和生产地质条件,提出了巷道支护的可行方案,现场实践表明锚网索联合支护方案能将巷道围岩变形量控制在较小范围内,围岩控制效果好。     

高应力破碎泥岩巷道变形破坏模式及控制技术

针对某矿高应力破碎泥岩运输巷变形大、持续时间长、支护结构局部失效的工程难题,分析了巷道围岩变形破坏特征,确定了其变形破坏模式为典型的深部高应力流变软岩大变形破坏模式;在原支护方案的基础上,提出了"锚喷+高强锚网索"和"锚注喷+高强锚网索"2种优化方案,并采用FLAC3D软件数值模拟了2种优化方案的位移场与塑性区分布情况。工程实践表明:采用"锚注喷+高强锚网索"联合支护方案后,顶板最大下沉量为32.4 mm,底鼓量为53.7mm,两帮移近量为22.5 mm;拱顶、两帮及拱肩位置锚杆最大轴力分别为其极限破断载荷的85.16%、52.9%和73.55%,有效控制了巷道围岩有害变形。     

煤矿大断面托顶煤巷道围岩变形破坏机理

为了解决煤矿大断面托顶煤巷道支护难题,借助理论分析、数值模拟等方法对王庄煤矿7105工作面运输巷围岩变形破坏机制进行研究,分析了不同巷道断面、顶煤厚度在无支护时的围岩塑性区、位移场、应力场的演化规律。结果表明,顶煤厚度对大断面托顶煤巷道的稳定性影响重大,顶板下沉量随顶煤厚度增加而变大;随着巷道断面的扩大,围岩塑性区相应增加,两帮和顶板变化较大,底板无明显变化;适当减小顶煤厚度,即增大巷道高度,可有效控制巷道顶板变形,但应对巷道两帮加强支护;若巷道宽度,即跨度增大,顶板的位移量增加,应补打锚索加强顶板支护。监测结果显示,基于此结论设计的支护方案能有效地控制围岩变形。     

缓斜厚煤层回采巷道围岩控制技术研究

为控制缓斜厚煤层回采巷道围岩变形,以华盖山煤矿201工作面回风巷为工程背景,采用数值模拟方法研究了回采巷道变形破坏特征,结果显示倾斜厚煤层巷道围岩破碎区和塑性区范围较大,并且破碎区主要集中于顶板,浅部围岩为剪切-拉伸破坏,同时锚网索喷支护技术能够有效控制在该地质条件下的巷道围岩变形。工程实践表明,锚网索喷支护巷道两帮和顶底板最大移近量分别为105mm和127mm,并且现场没有出现锚杆(索)失效情况,可为类似条件下的巷道围岩控制提供参考。     

受上覆采空区影响的巷道群稳定性控制研究

近距煤层下行开采中,因受上层煤采空区及煤柱的影响,下层煤巷道的应力环境及围岩破坏机理均发生复杂变化。采用理论分析、数值模拟与工程应用的综合方法,研究下层煤应力分布规律、巷道群的变形破坏机制及稳定性控制对策。研究表明:受上覆采空区释压作用影响,其下方巷道围岩应力集中较小、巷道较为稳定;受煤柱压力传递影响,煤柱下巷道围岩垂直应力急剧升高,应力集中系数达3.84,巷道两帮及肩部大范围压剪破坏,最终导致巷道整体失稳;煤柱下高应力区巷道宜采用拱形断面,增加支护强度与锚固预应力,顶板锚索(杆)向巷道两肩角倾斜布置,使支护体系与围岩塑性破坏区相互耦合并得到共同强化。在支护优化后巷道顶板下沉量减小42.8%,锚杆、锚索实测工作载荷分布合理,实现了对煤柱下近距煤层巷道的安全有效控制。     

采空侧巷道高预应力锚索-钢棒协同控制技术

针对采空侧巷道顶板弯曲下沉、煤柱帮挤压鼓出严重的控制难题,采用有限元数值模拟软件分析了工作面回采后侧向围岩塑性破坏特征,获得了不同煤柱宽度下巷道围岩应力演化规律、塑性破坏分布特征及位移规律,确定了合理的煤柱尺寸,揭示了采空侧巷道由于煤柱失稳导致对顶板承载力降低,诱发巷道大变形的破坏机制。研究得到10 m煤柱条件下中性面位置,并在此基础上提出高预应力锚索-钢棒协同控制技术。井下工业性试验表明,巷道初期支护强度及刚度得到大幅提升,无支护体破坏现象,巷道顶底板移近量与两帮移近量分别降低39.9%与53%,保证了巷道服务期间的稳定性。     

深部高应力回采巷道变形破坏机理与控制技术

针对深部高应力回采巷道变形破坏严重与难控制的问题,以任家庄煤矿210504工作面回风巷为工程背景,研究了其变形机理和稳定性控制技术。对该工作面运输巷的变形破坏代表性地段进行了现场调查,发现该巷为典型的深部高应力回采巷道,变形破坏特征为强烈底鼓、两帮严重内挤、顶板整体下沉;采用数值模拟的方法研究了巷道围岩的变形破坏机理,认为该巷的变形破坏是由低预紧力锚杆支护体系不能控制深部高应力巷道围岩所导致;对210504工作面回风巷提出了“锚杆+锚索+W钢带+锚网”的综合支护方式。工程实践表明,巷道底鼓量为220 mm左右,两帮移近量262 mm左右,分别比原支护方案降低59.1%和40.2%左右,巷道围岩保持稳定。该研究成果可为该矿或同类矿井的稳定性控制提供借鉴。     

采动影响下超前巷道围岩应力及变形控制技术研究

为进一步提高回采效率,降低工人成本支出,陈四楼矿21015工作面超前巷道采用主动支护进行围岩变形控制,通过对回采前后超前巷道围岩应力场及位移场进行计算,分析围岩变形破坏规律、不同回采程度下巷道围岩变形情况、不同工作面长度条件下巷道围岩变形规律,探明影响超前巷道围岩变形影响因素。研究表明,回采次数的增加导致超前支承压力由218 MPa增大至406 MPa,工作面前方应力增大区为27~32 m。其中,顶板位移量增大300 mm左右,两帮增大175 mm左右,随着回采推进,端部处巷道顶板位移呈现增大变化,距端部前方10 m处,4次回采顶板位移分别为699、874、869、827 mm,在端部前方15 m左右处,顶板位移基本恢复至未回采阶段,且工作面长度对水平位移影响较大,采用松动圈支护理论对超前巷道进行锚杆（索）参数计算,提出4种支护方案,并运用FLAC3D模拟不同方案下支护效果,最后通过工业性试验检验测得最佳方案有效地控制了围岩变形。