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。     

综放面端面顶煤稳定性数值模拟

采用数值模拟计算的方法,对综放面端面顶煤失稳因素进行了模拟分析.模拟结果表明顶煤稳定取决于顶煤本身的力学性质及老顶、直接顶运动对它的影响,同时也受工作面支架工况的影响,其中,端面距是影响综放面端面顶煤失稳的一个重要因素.     

老顶给定变形下直接顶受力变形分析

根据砌体梁理论,上覆岩层破断以后仍可以形成能够承受载荷的稳定岩体结构,因此老顶通常以给定变形的方式作用于直接顶。这使得在老顶给定变形下直接顶成为一个混合边界条件的复杂力学问题,其位移至今尚未给出。根据“砌体梁”理论的支架－围岩整体力学模型,运用能量变分方法对老顶给定变形情况下直接顶的变形进行了初步求解,进而探讨了顶板下沉量、支架工作阻力、直接顶高度、直接顶弹性模量及老顶回转角之间的相互关系。     

赵庄矿深部巷道围岩变形机理研究

随着煤炭开采不断向深部地层发展,深部高应力条件下巷道容易发生较大变形,造成冒顶、片帮等事故,因此以赵庄矿× ×矩形巷道为工程背景,结合现场试验测得的围岩力学参数,采用FLAC 3D数值模拟软件对不同条件下巷道围岩变形机理进行研究,研究结果表明了巷道宽度、高度、埋深、侧压系数的改变对巷道围岩塑性区分布状态和围岩变形量的影...     

富水巷道围岩表面渗透性对底鼓的影响

富水巷道开挖后若对表面进行封闭支护会降低围岩表面的渗透性,改变渗流场分布,渗流场的变化会导致巷道破坏变形不同,对巷道底鼓产生影响.采用FLAC 3D模拟研究了围岩表面渗透性对巷道底鼓的影响,结果显示随着围岩表面渗透性降低巷道底板岩层孔隙水压升高,底鼓量增加.     

金川二矿区1098m分段巷道稳定性研究

运用金川比较成熟的围岩稳定性分析法,结合巷道围岩现场工程地质调查,对1 098 m分段围岩进行了分类.并以此为基础,针对1 098 m分段目前的巷道支护型式,应用巷道收敛变形监测的成果信息,进行了巷道稳定性评价.分析探讨了一次支护、二次支护以及其它支护类型的支护时机问题,为二矿区深部巷道的支护技术研究提供了有价值的借鉴.     

沿空巷层状顶板变形特征及对锚固结构的影响

从理论上分析了沿空巷道顶板的变形机理;运用数值分析方法研究了沿空巷道层状顶板的变形特征及其影响因素;对沿空巷道顶板变形对锚固结构的影响进行了分析,得出了以下主要结论：（1）沿空巷道顶板的变形主要是由于老顶回转引起的;（2）沿空巷道层状顶板的横向变形较为显著;（3）层状顶板的横向错动变形增大了对锚固结构的剪切应力,对锚杆及锚固结构提出了新的要求。     

锚固长度对深埋回采巷道支护效果影响规律

以淮南矿区潘三煤矿17102(3)运输顺槽地质条件为背景,采用FLAC 3D计算软件对深埋回采巷道围岩稳定性进行模拟计算,获得不同锚固形式对深埋回采巷道围岩稳定性影响规律,并结合现场不同锚固区围岩变形实测,获得全长锚固支护对巷道围岩抗变形能力有更好的提高,全锚支护下巷道围岩变形整体增加但速率较为平缓,而端锚支护下巷道围...     

沿空留巷顶板下沉变形的力学分析

基于支架—围岩整体力学模型,将直接顶的左边界可简化为固定边界,右边与采空区冒落矸石接触,简化为破碎矸石作用于直接顶的横向阻力,上边界为老顶施加给定变形的边界,给出的是位移边界条件,而下边界受支架支撑作用,给出的是应力边界条件。根据沿空留巷围岩的变形特点,可将直接顶视为可变形体,利用能量变分理论求解巷道顶板下沉变形问题,进而探讨了顶板下沉量与巷内支护阻力、巷道宽度、直接顶厚度及直接顶弹性模量之间的相互关系。     

金川岩体各向异笥与巷道支护变形破坏关系探讨

央体强度和变形的各向异性直接影响岩体的稳定。通过对金川二矿区１２１８水平采准巷道围岩岩石及岩体结构面分形、弹性波波速值和巷道围岩位移各向异性特征的具体分析,得出了围岩的各向异性是造成金川镍矿深采准巷道支护变形破坏的主要因素之一,也是巷道围岩变形量大、变形时间长的根本原因的结论。     

STUDY OF DOUBLE-CABLE-TRUSS CONTROLLING SYSTEM FOR LARGE SECTION COAL ROADWAY OF DEEP MINE AND ITS PRACTICE

 针对深井大断面煤巷围岩支护过程中出现的顶帮大变形控制难题,综合现场调研、数值模拟、理论分析、井下试验及现场实测,分析围岩变形破坏特征,提出高应力大断面巷道围岩控制系统--双锚索桁架,并对其组成结构、控制机制、支护优越性、应力场分布特征、关键支护参数等进行系统化研究,得出：(1) 深井大断面煤巷围岩变形特征为：移近量大、敏感系数高、变形具有持续性及破坏针对性强;(2) 新型双锚索桁架控制系统在巷道围岩中形成厚承载层和梯次锚固体结构,提高锚固岩层抗拉(剪)强度,保障巷道围岩和支护结构的稳定性;(3) 模拟得出双锚索桁架在岩层中形成垂直顶板(帮)均匀预应力带,预应力分散度低,影响范围集中于锚索锚固点区域3～5 m处;(4) 详细介绍井下运用双锚索桁架控制系统的一典型深井大断面煤巷成功实例。研究成果在邢东矿区获得全面应用,对类似条件工程的支护技术具有一定的理论意义和实用价值。     

煤巷强帮支护理论与应用

 在分析煤巷帮部破坏机制和加固机制的基础上,通过建立煤巷力学模型、分析支护力与莫尔圆的关系、研究帮部极限平衡区宽度及巷道耗能机制,提出强帮护顶概念设计,从理论方面对煤巷强帮支护理论进行论证。应用FLAC3D软件对煤巷进行模拟,详细分析巷道开挖引起的围岩力学响应情况,阐明帮锚杆对帮部强度的影响,从数值模拟角度对煤巷强帮支护理论进行论证。最后,煤巷强帮支护理论被成功应用于马兰、官地等矿山煤巷支护设计,在实践中取得良好效果。研究结果表明：(1) 提高煤巷帮部支护强度,一方面可提高帮部对顶板的承载力,另一方面会减小帮部极限平衡区宽度和顶板广义跨度。(2) 提高煤巷帮部结构体与顶板结构体的强度比值和刚度比值,有利于减少帮部结构体塑性铰的数量,使巷道结构体形成合理耗能机制,提高整体稳定性。(3) 针对帮部比顶板岩体强度低的巷道,采用强帮护顶概念设计形成强帮护顶良性作用机制与合理耗能机制,以保证巷道的安全性。(4) 增加煤巷帮锚杆直径、长度或增大帮锚杆布置密度,可达到有效控制围岩变形、减少极限平衡区的效果。(5) 数值模拟与现场应用均表明,提高煤巷帮部的强度可以提高巷道的整体稳定性,煤巷强帮支护理论在工程实践中具有良好的适用性。     

急倾斜三软厚煤层留小煤柱沿空护巷技术

在急倾斜三软厚煤层走向长壁俯伪斜采煤条件下实施留小煤柱沿空护巷十分困难,煤柱稳定性和巷道围岩变形极难控制。针对这一难题,提出了包含煤柱小角度锚固法和十字护顶方法的留小煤柱沿空护巷技术,有效解决了煤柱易沿顶底板剪切破坏并向巷内搓动的问题,降低了巷道软弱围岩的破碎程度和变形量。现场试验结果显示,留设小煤柱的完整性保持较好,其中相较于原支护方式顶底板移近量减少了40%,两帮收敛量则减少了42%,巷道围岩变形得到了有效控制。与此同时,还得到工作面前后方回采巷道的矿压显现呈现明显的6个分区,分别为工作面前方无影响区、工作面前方矿压显现影响区、工作面前方矿压显现强烈区、工作面后方顶板激烈活动区、工作面后方顶板活动减缓区和工作面后方基本稳定区。其中,工作面前方矿压显现强烈区和工作面后方顶板活动激烈区的范围明显大于缓斜近水平煤层,这为分区制定围岩控制措施提供了有利依据。所得研究成果可为我国急倾斜走向长壁俯伪斜工作面沿空护巷技术研究提供一定的补充。     

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。     

采动影响下大跨度煤巷耦合支护技术研究与应用

 为解决多次采动影响下大跨度煤巷支护难的问题,以高家梁矿20108工作面回风巷道为例,通过分析工程地质条件和工程岩体特性可知,20108回风巷道属于应力扩容膨胀型复合地质软岩,确定力学破坏机制为IABCIIBDIIIDA复合型变形力学机制,提出采用锚网索带注耦合支护方案。基于FLAC3D数值软件,对锚网索带注耦合支护方案进行数值计算,计算结果显示,与无耦合支护对比,屈服区域显著缩小,顶底板和两帮变形都得到有效控制。现场监测煤巷围岩变形表明,多次采动影响下煤巷两帮变形速率大于顶底板,表明两帮变形速率控制着20108回风巷道的使用功能。研究结果表明,锚网索带注耦合支护在采动影响下大跨度煤巷支护中取得良好的支护效果,数值计算表明,采动影响下大跨度煤巷采用耦合支护技术是可行的;现场监测结果也验证耦合支护技术的有效性和可靠性。     

超千米深井巷道围岩变形特征与支护技术

为解决超千米深井巷道支护难题,以新汶矿区深井巷道为工程背景,分析深部矿井地应力、围岩强度与结构等地质力学参数分布特征,超千米深井巷道围岩、支护体变形及破坏状况。采用UDEC数值模拟软件,研究不同支护方式与参数下超千米深井岩巷围岩变形、破坏特征与支护作用。基于实测与数值模拟研究结果,确定新汶华丰矿-1180回风大巷采用全断面高预应力、高强度锚杆与锚索及注浆联合支护加固方式。详细介绍-1180回风大巷支护井下试验,包括支护参数设计、支护材料、底板注浆锚索施工工艺及矿压监测结果。通过分析围岩位移、顶板离层及锚杆、锚索受力监测数据,评价回风大巷支护效果。井下试验表明:高预应力、高强度锚杆与锚索及注浆联合加固技术,能够有效控制超千米深井岩巷大变形,保持围岩长期稳定。最后,针对井下试验中存在的问题,提出改进意见。     

大厚度泥岩顶板煤巷破坏机制及控制对策研究

 针对煤巷上方大厚度泥岩顶板在开挖支护后所表现的破坏现象,通过现场观察、室内试验、数值试验、相似模拟试验及理论分析,对其变形破坏机制及控制对策进行系统研究,动态分析围岩的变形和破坏过程,研究不同支护情况下巷道变形规律、破坏机制、应力分布及不同支护手段的加固效果。得出如下结论：(1) 泥岩风化崩解、碎裂扩容与应力调整过程中的高应力拉伸与剪切共同促使泥岩顶板破裂、离层和破碎的发生;(2) 原支护缺乏对围岩性质的准确判断导致巷道破坏与支护失效;(3) 大厚度泥岩顶板煤巷支护的原则：及时封闭围岩、提高下位岩层刚度、布置斜向锚索;(4) 根据地质力学与环境条件,通过断面优化及支护参数优化能够有效避免大厚度泥岩顶板煤巷的多次翻修,实现一次支护的长期稳定。研究成果在棋盘井矿区获得全面应用,对类似条件工程的支护技术具有一定的理论意义和实用价值。     

我国煤矿巷道围岩控制技术发展70年及展望

总结新中国成立70年来,我国煤矿巷道围岩控制领域取得的主要研究成果,涉及巷道围岩地质力学特性,围岩变形、破坏特征与机制,围岩控制理论及技术.介绍煤系沉积岩地层强度、煤岩体结构特征及煤矿井下地应力分布规律,采煤引起的采动应力场分布特征及对采动巷道围岩稳定性的影响.指出煤矿巷道围岩变形具有分阶段性、流变性和冲击性,巷道围岩...     

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。