深部高应力下不同巷道掘进速率对围岩稳定性的影响

研究了不同加卸荷速率条件下岩石破坏特性及其蠕变性质, 结果表明, 加卸荷速率越大, 岩体的强度越大, 蠕变越小。同时以金川二矿区巷道掘进工作面的工程地质情况及生产技术条件为背景, 研究了掘进速度对巷道围岩稳定性的影响。研究结果表明: 掘进扰动在工作面前方和巷道周围尤其在四个角点位置引起围岩破坏, 随着掘进速率的增加, 破坏区体积减小; 岩体开挖卸载导致掘进工作面前方及两帮形成耳状应力集中区, 随着推进速度的加快, 掘进工作面前方应力区向工作面移动, 围岩应力及应力区面积均减小; 掘进扰动引起围岩的位移变形, 最大位移发生在巷道顶底部, 随着掘进速率的增加, 围岩的位移减小。现场生产时适当加快工作面掘进速率, 有利于保持巷道的稳定及改善巷道维护状态。     

高应力区域掘进巷道围岩稳定性分析

本文运用FLAC3D数值模拟软件对高应力区域巷道受力进行分析.以1209材料斜巷为工程背景,对其受采动影响造成巷道围岩变形情况进行初步探讨.改进支护方式,即巷道顶板采用锚杆锚索、两帮采用锚杆配合槽钢锚索支护,应用表明,巷道围岩处于稳定状态,围岩变形控制效果良好.     

深部高应力巷道围岩控制技术研究

深部巷道具有变形量大且持续时间长,四周来压,易受扰动和整体收敛的特点。该文分析了千米深唐口煤矿高应力南部轨道大巷的变形破坏特点及规律,提出了千米深井高应力巷道围岩控制技术。现场应用结果表明,采用左旋高强螺纹钢锚杆全长锚固配合锚网索喷永久支护的支护方式可有效控制围岩变形,实现巷道稳定。     

掘进巷道应力区围岩变形机理及控制技术

针对2305巷450～530 m段过F7断层应力区时,顶板出现下沉、破碎、支护失效,应力区侧巷帮出现片帮、移近量大等围岩变形现象,分析得出2305巷围岩变形主要由构造应力、围岩特性、支护强度以及支护设计等原因所致,根据实际生产情况,对顶板采取“注浆+JW型锚索吊棚+π型钢棚”联合治理措施,对断层侧巷帮采用“超前管棚注浆+桁架锚杆”联合支护技术,通过实际应用效果来看,巷道应力区采取综合治理技术后,顶板下沉量控制在0.17 m以下,巷帮片帮深度控制在0.40 m以下,提高了应力区巷道成型率,保证了巷道安全快速掘进。     

深井高应力巷道围岩变形及控制技术研究

为了解决赵固一矿2号煤层11271胶带巷围岩变形破坏严重的问题,通过现场监测数据分析地质力学参数和原支护方案围岩变形破坏规律,指出围岩强度低、赋存水文地质环境复杂、应力集中系数高、支护强度无法达到要求是巷道围岩变形破坏的主要原因。提出了强力一次支护理论,采用全长预应力锚固强力锚杆锚索控制技术提高顶板初期支护预应力和支护强度,加强两帮支护的支护方案。现场试验效果表明:无论是从锚杆索受力还是从巷道顶底板和两帮变形量来看,采用全长预应力锚固强帮控顶技术后,巷道变形得到有了效控制,而且保证了正常回采。     

采空区侧及空巷区掘进巷道围岩控制方案分析

为解决回采巷道在采空区侧及空巷区掘进时,围岩松散破碎,变形量大,顶板岩石随掘随冒,巷道支护困难等问题,以3109运输顺槽为例,通过技术研究,提出了回采巷道空巷冒落区地段的支护方案,较好地解决了巷道过空巷区的安全问题。     

深部沿空留巷围岩稳定性变化规律研究

以淮南某矿沿空留巷工作面地质条件为背景,采用FLAC数值模拟软件,研究了不同留巷跨度、充填体宽度、采高对深部沿空留巷围岩稳定性的影响。结果表明:在巷道顶板坚硬、底板较软的情况下,巷道跨度和充填墙体宽度对底鼓影响剧烈,而顶板和墙体的稳定受采高影响较大。底板稳定性成为留巷成功的关键因素,必须通过选择合适的巷道跨度和墙宽,并且与采高相适应,最大限度地减小底鼓量,维持顶板和墙体稳定。数值模拟结果与工程实例中所表现出的实际情况一致。研究成果为该矿及类似条件的沿空留巷工作面安全高效开采提供了依据。     

深部高应力硐室围岩稳定性分析

针对深部高应力条件下硐室围岩变形严重、围岩稳定性差的问题,采用现场调查、试验研究和数值模拟等方法,分析了硐室围岩变形破坏特征和围岩变形机理,对硐室围岩矿物成分进行了分析,模拟了相邻硐室和巷道开挖对硐室围岩的扰动影响,对硐室围岩进行了松动圈窥视探测,确定了硐室支护方案。结果表明,新的支护方案提高了硐室的安全稳定性,硐室支护效果良好。     

深部高应力巷道围岩松动圈数值模拟研究

针对深部高应力巷道围岩软弱破碎、巷道变形大、长期蠕变、支护损坏严重的特点,基于围岩松动圈理论,运用FLAC3D进行了巷道围岩松动圈数值模拟研究,得到了巷道埋深-围岩松动圈变化关系,巷道断面形状-围岩松动圈变化关系,岩体黏聚力-围岩松动圈变化关系及岩体摩擦角-围岩松动圈变化关系,分析了它们对巷道围岩松动圈形成及发展的影响规律。     

Study on mechanism and practice of surrounding rock control of high stress coal roadway

The mechanical principle and surrounding rock deformation feature of high stress coal roadway was analyzed. The condition of stress balance of the kind of the roadway was put forward. The surrounding rock control principle and supporting technique of high stress coal roadway were discussed. It was very important to control early days deformation of coal sides. The supporting strength is should increased, so the strength loss of coal sides is decreased. The range of plastic fluid zone is reduced. The above mention-ned principle is applied in industrial test, and the new supporting technique is applied successfully.     

The test research on partial relieving pressure for the entry in the deep mine under high stress and friable surrounding rock

Based on the geological condition of Zhangxiaolou deep mine in Xuzhou mining area, under 986 m in depth, 20.6-31.6 MPa in maximum horizontal principal stress, and friable and fractured surrounding rock, test researches on partial relieving pressure were completed for the entry with U-steel arched yielding support. The relieving pressure parameters, technology process and results of springing blasting by boreholes and excavating pockets in the two sides of entry were introduced. It is demonstrated that springing will not be shaped under the condition of single borehole arrangement after exploded, the arrangement by a group, it will make borehole bottom form springing in 0.6-0.8 m in diameter, that convergence of two sides and roof to floor have some increments by using springing blasting for reliving pressure. This kind of method for reliving pressure is not suitable to use in the deep mine, and that the convergence of two sides obviously declined by excavating pocket in two sides, it can be still used in the entry with metal support, while maintenance of entry in deep mines is difficult, and can not be supported by bolt or bolt with wire mesh.     

基于煤柱应力实测的沿空掘巷煤柱宽度留设与围岩控制技术

针对复合顶板沿空巷道煤柱合理尺寸难以确定及支护困难等问题,以泊江海子矿3-1煤层一面三巷布置的工作面为工程背景,采用理论分析和现场实测的方法,研究工作面回采后煤柱应力的分布规律。现场实测结果表明,工作面回采后煤柱应力沿侧向可分为低应力区和高应力区,低应力区距采空区边缘距离为14.5m,高应力区距采空区边缘距离为14.5～20m,最大应力峰值为29MPa,考虑到煤层裂隙发育、煤壁片帮等因素,综合确定沿空掘巷煤柱宽度为9m。同时结合具体地质条件进行沿空掘巷支护方案设计及矿压观测,巷道支护实践表明,试验巷道采用所确定的煤柱宽度及锚索网支护参数后,巷道围岩稳定,实现了工作面安全高效开采。     

高地应力软岩下山非对称变形机理与控制研究

软岩巷道稳定性控制是当今深部煤炭资源开采面临的难点,以刘桥一矿Ⅱ66辅助下山为支护工程实践。现场实测发现巷道底板软弱破碎,围岩非对称变形严重;室内测试显示,围岩强度较低,且富含伊利石、长石和绿泥石等亲水性矿物;地应力测量表明,辅助下山处于高原岩应力区,最大主应力为水平应力且与巷道轴线方向夹角较大,不利于围岩稳定;理论分析显示,由于原支护方案没有采取控底措施,U型钢承载结构稳定性较差,底板破坏易带动帮墙失稳;采用FLAC3D数值模拟软件分析了邻近采掘工程对辅助下山的影响,获得非对称变形诱因和失稳的始发部位。基于上述分析,提出了"注浆锚杆+注浆锚索多层次"组合控制措施,现场工业性试验效果较好,满足安全生产需求。     

深部大变形巷道围岩稳定性控制方法研究

针对深部高应力巷道围岩大变形难以控制的问题,采用Kastner等相关理论,研究了支护阻力对深部高应力巷道围岩变形的影响,揭示了其变形难以控制的力学本质,提出了巷道围岩稳定性控制新的支护理念。深部高应力巷道围岩大变形主要来自于两部分:1巷道周边浅部破碎围岩的扩容与剪胀等非连续性变形;2高应力致使巷道围岩产生的以塑性变形为主的连续性变形。研究表明:目前的支护水平对巷道围岩的连续性变形影响十分有限,总是存在一部分变形量无法控制,即深部巷道围岩存在"给定变形"。为实现巷道围岩稳定控制,降低支护成本,巷道围岩支护理念应由变形控制向稳定控制转变,确保巷道围岩均匀、协调变形,消除冒顶与片帮等不安全隐患,增强巷道围岩整体性与稳定性。因此,对于深部高应力巷道围岩稳定性控制,可在巷道掘进时预留一定的变形空间以容纳围岩部分"给定变形",支护结构应具有一定的连续性变形能力,又能持续提供较高的支护阻力,以维持巷道围岩的完整性与稳定性,保障巷道围岩的均匀、协调变形。工程实践结果表明:考虑预留变形并采用"可接长锚杆+刚性长螺纹钢锚杆+锚网+W钢带+喷射混凝土"综合控制技术为主,并辅以可接长锚杆强化顶板支护方案可较好控制巷道围岩的稳定性,保障了巷道服务期间的安全使用。     

高应力深部巷道围岩变形特征与控制技术研究

分析了高应力深部巷道围岩变形特征与控制技术,采用FLAC^3D数值模拟软件,分析了巷道垂直位移变化规律以及围岩塑性区扩展规律;依据高应力深部巷道围岩变形特征,设计了以锚注为主要支护方式的耦合支护体系,并对改良后的支护方式进行了验证。研究得出,采用锚注和高强度预应力锚杆耦合支护方案,巷道围岩变形得到了有效控制。     

沿空留巷围岩控制理论与实践

在采场覆岩运动特征分析基础上,阐明了采空侧楔形区顶板的传递承载机制;提出留巷围岩区域应力优化技术思路,研究了采空侧顶板预裂卸压机理;基于巷旁支护系统刚度匹配原则,提出整体强化的沿空留巷结构控制原理。总结出预裂爆破卸压、分区治理、结构参数优化、"三位一体"围岩控制及墙体快速构筑等沿空留巷围岩控制关键技术,并给出了厚层坚硬顶板直覆和深井复合顶板2个典型条件下的工程案例。     

深部巷道围岩变形规律分析

针对深部巷道支护难、围岩变形量大等问题,采用TATW-2000岩石三轴试验机对研究区煤岩物理力学性质进行测试,得到了煤岩物理力学参数,然后采用FLAC^3D数值模拟软件,分析了现有支护状态下巷道围岩的变形规律和巷道竖向、水平位移分布。研究为后期巷道支护参数的优化提供了理论基础。