深部沿空巷道巷旁支护失稳机制与降能控制方法

侧向基本顶断裂下沉引起的巷旁支护体能量积聚及其突发释放是导致深部沿空巷道围岩失稳破坏的根源之一。以山东泰安孙村煤矿千米埋深工作面开采为工程背景,利用UDEC离散元数值模拟软件获得了实际工程条件下沿空巷道围岩能量演化规律,以及巷旁支护体宽度、侧向基本顶厚度和断裂长度等因素对沿空巷道围岩能量演化规律影响特征。在此基础上,基于顶板横向断裂边缘的弧形三角板结构,建立了沿空巷道侧向顶板结构力学模型,分析了不同采动阶段巷旁支护体的力学状态,揭示了侧向基本顶断裂下沉引起支护体动力失稳机理,获得了支护体发生动力失稳的能量判据N,并以此为指标提出了“降低外部冲击能量+改变内部承载性能”的巷旁支护体稳定性降能控制方法。当N≥1时,支护体内积聚的弹性变形能与侧向基本顶断裂所带来的新增变形能之和大于支护体完全破碎需要消耗的能量,支护体内部弹性能积聚较大,自承载能力发挥不足,支护体将发生动力失稳;反之,当N<1时,支护体不会发生动力失稳现象。现场实践表明,所建立的动力失稳能量判据与实际结果相吻合,采用降能控制方法后,沿空巷道顶底板移近量、两帮移近量最大值分别114和123 mm,锚索受力相对值最终稳定为5...     

坚硬顶板诱发冲击矿压机理及类型研究

为了揭示顶板型冲击矿压机理,建立围岩力学模型分析了围岩应力分布及演变规律,数值模拟了顶板矿震作用下煤壁应力与质点振动速度的变化规律,基于此分析了顶板型冲击矿压机理和类型,并对顶板型冲击矿压实例进行了分析验证。研究表明:震动波作用下煤壁水平应力滞后质点水平振动速度的变化,巷帮水平位移与水平应力突变直接相关,巷道水平应力突然增大对应于巷道水平位移的快速增加。坚硬顶板悬顶作用下,煤壁应力增高过程中,煤体与顶底板之间的摩擦力不断调整,当层间摩擦力达到极限时,将诱发层间错动型冲击矿压。坚硬顶板主控作用下,发生在工作面和巷道中的冲击矿压均可划分为层间错动型和煤壁失稳型2种类型。     

侧压系数对巷道变形及周边应力分布规律影响

为了确定侧压系数对巷道变形与周边应力分布规律的影响,使用岩体力学、FLAC3D有限差分数值模拟软件对1<λ<3与λ>3下圆形巷道顶板下沉量、底鼓量、左帮位移和右帮位移以及周边应力分布的影响进行了研究.结果表明,当1<λ<3时巷道周边应力为压应力,当λ>3时巷道周边应力既有压应力又有拉应力,且2种情况下周边应力分布基本上都以巷道中心呈对称分布;随着λ的增大巷道的右帮位移、左帮位移、底鼓量都增大,两帮位移比较接近,顶板下沉量随着λ的增大而减小.通过工程实例得到较大侧压下仅考虑顶压作用的传统支护设计不能有效地控制巷道帮部变形及底鼓,可选用能抵抗侧压的支架与加强帮部支护方式来控制巷道变形.     

复合顶板大跨度煤巷围岩稳定性及其控制技术研究

以李村煤矿1302工作面运输巷为基础,采用计算机数值模拟分析复合顶板条件大跨度煤巷围岩稳定性,重点研究巷道跨度增大对围岩稳定性的劣化作用。复合顶板条件大断面煤巷的变形失稳以顶板整体下沉和强烈底臌为主;复合顶板煤巷的跨度对巷道围岩稳定性劣化具有明显促进作用,当巷道跨度大于5 m时,顶板围岩内拉伸破坏深度达到3 m以上,拉伸破坏面积大于5 m2以上;提出了高强度、高预紧力、高稳定性的支护技术核心,为以后类似条件巷道支护设计提供参考。     

综放工作面充填过空巷顶板失稳机理及控顶研究

为了解决综放工作面过空巷时易造成压架、大面积冒顶等技术难题,以山西某矿4318综放工作面过空巷为背景,建立空巷基本顶力学模型,揭示空巷顶板稳定机理,确定顶板破断产生滑落失稳是造成压架的主要原因,进而确定维持空巷顶板稳定的最小支护阻力;采用FLAC3D软件对不同充填体强度下空巷围岩应力、塑性区宽度和巷道变形进行分析,确定了过空巷时的最佳充填体强度。研究结果表明:工作面空巷顶板所需支护阻力应大于4.5 MPa,合理的充填体强度为7.1 MPa。工业试验对比分析了木垛支护、锚杆(索)支护和高水材料充填3种方式,证明高水速凝材料充填支护效果最好,顶板未曾出现冒落现象,帮部也保持了稳定,能够保证综放工作面正常推进。     

高应力厚煤层不同宽度护巷煤柱数值模拟研究

为研究高应力厚煤层巷道掘进过程中护巷煤柱宽度留设的问题,根据掘进工作面工程地质概况,采用FLAC~(3D)数值计算方法对不同煤柱宽度进行模拟,研究不同宽度煤柱下的垂直应力、水平应力及塑性区分布规律。研究结果表明:煤柱宽度的留设对巷道围岩应力影响较大,留设5m煤柱,峰值应力达到43.3MPa,煤柱宽度为25m时,峰值应力为27.5MPa;巷道开挖过程中,受到压应力远大于拉应力,拉应力随煤柱宽度增加"先增后减",当煤柱宽度为15m时,压应力最大,为20.7MPa,当煤柱宽度为20m时,压应力最小,为17.7MPa;煤柱宽度小于10m,煤柱整体呈塑性状态,煤柱宽度大于10 m,弹性核区宽度随煤柱宽度增大而增大。综合考虑,留设护巷煤柱最佳宽度为20m。     

沿空留巷顶板下沉量计算及分析

基于支架-围岩整体力学模型,利用位移变分原理研究了沿空留巷时基本顶在给定变形下直接顶的受力、变形情况,探讨了顶板下沉量与巷内、巷旁支护阻力、直接顶厚度、巷道宽度及充填体宽度之间的相互关系.结果表明:巷内支护阻力对顶板下沉量几乎没有影响;顶板下沉量随巷旁支护阻力的增大而减小;直接顶厚度在2.5 m以内时,顶板下沉量变化不大;而直接顶厚度大于2.5 m时,顶板下沉量随直接顶厚度的增加而显著减少;巷道顶板下沉量随巷道宽度的增加而加大;巷道顶板下沉量随充填体宽度的增大而增大.     

大跨度巷道顶板层面剪切失稳机理及支护方法

针对煤层巷道顶板的层状特征,基于梁的受力-变形原理和岩体粗糙结构面剪胀原理,分析大跨度巷道薄层状顶板结构在整个失稳过程中的受力特征和位移特征,揭示了大跨度巷道顶板结构在失稳过程中依次存在两端固定梁结构特征和三铰拱结构特征2个阶段,以及顶板岩层层面相对滑动是导致巷道顶板结构失稳的原因之一;在建立结构平衡条件的基础上给出了顶板基本结构的失稳判别条件;根据失稳判别条件提出了巷道顶板的锚固支护方式及相应的锚固强度计算公式。研究表明:岩层沿层面的滑动是引起巷道顶板岩层结构的失稳原因之一,层面的滑动引起剪胀效应和结构受力效应共同作用引起顶板岩层变形破断以致形成三铰拱结构;当巷道顶板岩层未发生破裂时,巷道顶板支护的重点是提供锚固应力维持层面满足不滑动条件。     

浅埋煤层无墙体沿空留巷及切顶组合支架试验研究

针对浅埋煤层无墙体沿空留巷围岩稳定问题,重点分析了基本顶沿巷旁支护体断裂后顶板结构失稳特征,得出了留巷顶板沿巷旁支护体侧切断并垮落后,留巷所需的支护阻力迅速减少。基于此种基本顶断裂位态,提出了无墙体沿空留巷切顶组合支架巷旁支护技术,结合在给定载荷、给定变形、采空区矸石侧压和底板比压等条件,对切顶组合支架的切顶阻力、支架可缩量及抗侧压能力等分别给予计算并进行校核,并在老母坡煤矿3101试验工作面进行工程验证。结果表明:在留巷工作面后方90 m以外,稳定后巷道两帮移近量为243 mm,顶板下沉量225 mm,移近速度不超过1 mm/d,证明巷旁切顶组合支架配合单体支柱能够在顶板回转切顶过程中提供足够的工作阻力,在类似条件下实施无墙体沿空留巷技术是可行的。     

无煤柱自成巷预裂切顶机理及其对矿压显现的影响

预裂切顶是无煤柱自成巷技术的核心,预裂切顶的效果直接关系到成巷的稳定性。以柠条塔煤矿无煤柱自成巷工程项目为背景,首先运用理论分析方法研究了预裂切顶的机理,进而运用离散元数值模拟方法和现场试验方法,对不同切顶条件下巷道围岩的响应规律进行了研究。研究发现,非聚能爆破模式下裂隙向四周扩展,导致巷道顶板形成裂隙分支,破坏巷道顶板的完整性。聚能张拉爆破模式下,应力波在侵彻裂隙的导向作用下可实现定向成缝。为达到理想的切顶效果,装药量及孔间距需协调设计,以保证孔间裂隙贯通。切顶参数变化对巷道围岩的整体变形及矿压分布有重要影响。在一定范围内,增大切顶高度可增大矸石碎胀体积,减小巷道顶板变形和作用在实体煤帮上的应力峰值,但切顶高度不宜过大,否则会增大施工难度,且会增大留巷变形。切顶角度对矿压显现亦有一定影响。当垂直巷道顶板切缝时,巷道围岩变形最大,但当切缝向采空区偏斜10°~20°,留巷围岩变形明显减小。柠条塔煤矿4.1 m采高、砂岩为主顶板的条件下,爆破孔间距为600 mm,单孔装药量为3 200 g时,切顶高度设计为9.0 m,切顶角度为10°时,矸石垮落充分,成巷效果较好。总结认为,切顶高度影响的是采空区矸石的碎胀体积及其对切顶短臂结构的作用力,切顶角度主要影响采空区顶板在垮落中对切顶短臂结构的动态下坠力及稳定后对切顶短臂结构的稳态支撑力,无煤柱自成巷预裂切顶的关键是保证采空区顶板和巷道顶板切得开,在切顶参数设计时应综合考虑预裂效果和切顶后碎胀矸石与切顶短臂结构的作用关系。     

大采高厚坚硬顶板巷道定向爆破切顶卸压技术研究

针对马道头煤矿5209工作面回风巷在高强支护情况下,伴随着上临5210工作面回采产生的巷道大变形问题,采用理论分析、数值模拟、现场试验等方法,对大采高厚坚硬顶板巷道定向爆破切顶卸压技术进行了研究。研究结果显示：巷道爆破切顶卸压的工作机理是通过对煤柱侧未垮落基本顶岩层进行爆破切顶,使其及时垮落,进而减小煤柱载荷和基本顶岩层因为旋转下沉而对煤柱造成的挤压变形|基本顶岩层在爆破切顶卸压后初次垮落步距与周期垮落步距均减小,进而减轻了矿压显现程度|爆破切顶卸压的最佳切顶角度为60°,在爆破切顶卸压后,煤层垂直应力峰值由21.1MPa降低至16.3MPa|爆破后钻孔窥视结果显示,爆破孔与导向孔均沿着孔内聚能管聚能槽方向产生了与走向切缝方向一致裂纹|在5209回风巷进行了巷道表面位移观测发现总体变形量较小,巷道完整性较好,定向爆破切顶卸压效果显著。     

大断面煤巷变形破坏规律及控制技术

采用理论分析、FLAC3D数值计算和工程实践等方法,研究分析巷道宽度对巷道围岩变形、塑性区及应力分布的影响规律,提出了巷道临界宽度判定指标：巷道顶板拉破坏深度为1.5 m,顶板拉破坏深度大于1.5 m的巷道维护困难。并提出了超过临界宽度的巷道支护技术为：及时支护、高强高预紧力锚杆、锚索支护和高初撑力的临时支护。研究成果成功应用于王庄煤矿6207综放工作面运输巷。     

三软厚煤层超前切顶沿空留巷充填墙稳定性与尺寸优化研究

以赵家寨煤矿三软厚煤层大跨度回采巷道沿空留巷为工程背景,结合扩巷后工程实际,提出超前切顶卸压巷内充填留巷方案。通过理论分析及数值模拟方法,对比分析了不切顶与切顶条件下回采巷道围岩应力特征,确定了切顶条件下充填墙的留设宽度为2.2m。现场监测结果表明,超前切顶卸压条件下,充填墙宽度为2.2m时,能够有效维护回采巷道的稳定。研究成果可为类似条件下三软厚煤层大跨度回采巷道沿空留巷提供一定参考。     

浅埋复合顶板开切眼支护技术研究

针对凉水井矿31103工作面开切眼埋深浅、复合顶板、大断面等支护难点,结合浅埋复合顶板变形破坏特征,分析了大跨度下复合顶板围岩失稳的机制,采用理论分析,研究了巷道断面增大对顶板围岩应力的改变情况,并确定了大跨度复合顶板支护的关键区域。     

大断面回采巷道层状底板底臌机理及其防治对策

为研究大断面回采巷道底臌机理并寻求控制底臌的有效对策,通过对大断面回采巷道层状底板底臌机理进行理论推导,提出该类底板底臌的预测方法。结果表明:随着回采巷道底板断面的增大,岩梁的临界应力逐渐减小,更易失稳破坏;在水平力的作用下,几乎所有大断面回采巷道均受到底臌的威胁;随着巷道宽度的增加,底臌量大致呈线性增加。同时对巷道一般支护、加固巷道帮角和顶板及在加固巷道帮角和顶板的基础上安装底板锚杆的3种支护方案分别进行数值模拟,发现加固巷道帮角和顶板的同时安装底板锚杆可更好的防治底臌。     

小煤柱沿空留巷围岩控制应用研究

为保证小煤柱沿空留巷的顺利进行,通过分析掘巷和工作面回采时顶板的应力分布特征,结合巷道实际地质条件,设计了小煤柱和沿空留巷支护方案。小煤柱的宽度为12 m时,留巷后巷道围岩稳定,顶底板最大变形量210 mm,两帮移近量270 mm。     

倾角变化对回采工作面区段煤柱应力分布的影响

依据平煤集团十三矿二 1 煤层的具体条件,分别对煤层埋深300,500,800 m和倾角0,25°,30°情况下运输巷下帮侧向压力分布规律和不同宽度区段煤柱受力情况进行了数值分析,并对该矿12020采煤工作面下巷实体煤侧的应力、围岩变形及锚杆受力的情况进行了现场监测。结果表明：随煤层倾角增大下区段运输巷与上区段回风巷两侧应力呈非对称分布,采场顶板应力分布也是高度不均匀、不对称的,侧向水平应力峰值随煤层倾角增大而增大,且工作面后方增加幅度大于工作面前方;峰值位置随煤层倾角增大而逐渐靠近煤壁。煤层倾角加大时,应力明显偏向下区段运输巷,使得下区段运输巷顶部出现明显应力集中,并且随着煤层倾角的增大,应力集中程度更加显著。     

留底煤掘进双巷布置大采高工作面巷间煤柱尺寸优化研究

确定巷间煤柱合理尺寸是保证留底煤掘进双巷布置大采高工作面安全、高产与高效的关键所在。以某矿122106大采高工作面沿底掘进胶运巷和辅运巷之间的护巷煤柱为工程背景,对工作面生产地质条件展开现场调研,同时原位测试巷道围岩地质力学参数。基于上述原始数据理论,估算出煤柱极限强度与合理的煤柱宽度范围,通过数值试验研究手段,分析初步选定宽度煤柱条件下,二次回采阶段巷道围岩及煤柱内部应力、位移和塑性破坏特征。结果表明:煤柱的极限强度为50.48 MPa,合理的煤柱宽度为19.24~29.28 m。煤柱宽度20 m时,煤柱内塑性区是2个独立的区域;当煤柱宽度达到一定程度后,接续面回采对上个工作面侧煤柱应力影响较小,主要是对本侧煤柱影响较大;靠近煤柱侧顶板和帮部变形较大,垂直位移最大值集中在巷道肩角位置,顶板出现不均匀下沉;煤柱核区内垂直应力均小于其极限强度,能保证稳定;煤柱最大垂直应力集中在两侧,靠近采空区的位置,煤柱中部存在较明显的应力下降区域。     

巷道动力失稳下围岩松动特征分析及支护参数选取

针对煤矿开挖导致的巷道动力失稳问题,为了提升煤矿巷道安全性,对巷道动力失稳下围岩松动特征分析及支护参数选取问题进行研究。给出乌东煤矿工程概况,在巷道设3个监测点,当动力失稳现象出现时,分析巷道围岩物理学性能,对煤矿巷道动力失稳下巷道表面位移进行监测,并进行实验分析,通过实验结果实现围岩支护参数选取。实验结果表明,动力失稳现象会导致围岩岩样的抗压强度变低;在距离工作面距离为90 m时,顶底移近与两帮收敛的变形速率最大;当监测点的监测日期逐渐上升,顶板的锚杆受力与锚索受力不断加大,其中锚索受力相对较高,而锚杆下帮受力要低于锚索上帮受力。按照实验结果设计支护参数,以防止围岩松动变形对巷道带来影响。     

采动影响下底板暗斜井的破坏机理及其控制

针对采动影响下底板巷道围岩出现的大变形失稳及屡修屡坏的控制难题,综合现场调研、理论分析、数值计算及井下试验与实测等方法,对采动条件下底板应力的分布和传播规律及其与巷道围岩应力的关系、底板暗斜井受回采过程扰动的动态变形破坏特征、底板巷道的失稳机制及控制方法进行了系统研究。结果表明,围岩应力分布受超前支承压力在底板中传递的显著影响是底板巷道变形破坏的根本原因。在采动加卸载作用下,底板水平应力增量与垂直应力增量的异步变化引起围岩帮部的环向应力激增并破坏造成顶底板临空宽度的加大,进而导致顶板破断和严重底臌。采用高阻可让压锚索减小顶底板的临空宽度、抑制底臌大变形,提出了锚网索+注浆+底板锚索的控制方法。对江西高坑矿底板暗斜井进行了现场支护试验,围岩控制效果良好。