深部强采动大断面煤巷围岩外锚-内卸协同控制技术

针对深部剧烈动压扰动影响下软碎煤体巷道围岩持续大变形破坏的控制难题,以某矿深部强采动影响区典型大断面软碎煤体巷道为研究对象,分析了深部煤巷经历强采动影响下的矿压显现规律,阐明了引起围岩大变形破坏的主要原因,得出了煤巷围岩的主要控制难点。基于此提出了深部强采动大断面煤巷围岩外锚-内卸协同控制技术,煤巷浅部围岩锚索注强化锚固技术提高了主体承载结构的围岩强度,为内部造穴卸压创造了良好的施工环境;两帮煤体深部应力高峰区采取大直径孔洞造穴卸压,阐明了在不破坏浅部锚固围岩稳定性基础上使煤巷两帮高支承压力峰值转移至造穴孔洞实体煤侧的卸压机制。内部大直径造穴孔的布置使深部煤岩体的变形向卸压孔洞群转移,为深部煤岩体持续向外运移提供让压补偿空间,浅部强化锚固能有效阻断深部煤岩体向煤巷空间运移,减少煤巷两帮围岩变形量;提出大断面煤巷围岩外锚-内卸的“固结修复、桁索强锚、内卸转移、内外协同”控制机理,并通过相似模拟及数值模拟的方法验证了煤巷围岩外锚-内卸协同控制技术的可行性。现场工程实践表明：煤巷采取外锚-内卸协同控制技术,有效抵御了大断面软碎煤体巷道在强采动影响下的两帮围岩大变形,显著改善了煤巷围岩应力状态...     

弹-塑性基础边界一侧采空基本顶板结构初次破断研究

为了研究一侧采空条件下基本顶板结构的破断规律,构建考虑煤柱宽度及承载能力与实体煤弹塑性变形的基本顶板结构力学模型,全面计算探究了侧方采空条件下基本顶板在煤柱区及实体煤区的断裂位置、顺序及形态等。结论如下:(1)煤柱区基本顶的破断形态有3类且随着基本顶厚度h、弹性模量E及弹性煤体基础系数k_t增大,而煤柱宽度L_m与煤柱基础系数k_sm、煤体塑化范围L_ts与塑化程度ξ_s及跨度L减小时的破断形态变化规律为"单一连续长弧形"→"临界对接双长弧形"→"分隔式双短弧形";(2) L_m及k_sm主要影响煤柱区基本顶的破断位态;L_m及k_sm增大,实体煤区主弯矩减小;(3)实体煤区基本顶破断位态有5类且随着h,E及ξ_s增大,而L_ts,k_t及L减小时的断裂模式演变规律为:"长边与短边断裂线均处于塑化煤体区"→"长边断裂线处于塑化煤体区而短边处于煤体弹塑...     

深部大断面巷道交叉点围岩稳定性分析及控制技术

针对邢东矿-760 m水平大断面巷道交叉点顶板明显下沉、两帮剧烈收敛、底板强烈鼓起、柱墙岩体破碎松散等巷道变形破坏特征,采用理论分析、数值模拟、工程类比及现场观测等方法,针对性地提出了集多层次交错密集高强度锚杆(索)支护技术、多层混凝土喷层拱支护、壁后注浆加固拱和柱墙浇注混凝土加固于一体的锚喷网注联合支护技术,剖析了深部大断面交叉点具体支护方法的围岩控制机理。研究表明:①当锚杆安装越密集时,压应力叠加所形成承压拱的最小厚度越大,压力拱承载能力越强;②锚杆间距大于700 mm时,喷层结构最大承载力小于0.55 MPa,随着锚杆间距减小至400 mm,喷层承载能力与锚杆间距呈类幂函数增长关系;③喷层结构承载能力与喷层厚度呈类线性关系,即喷层承载能力随喷层厚度增大而线性增大;④数值模拟结果表明围岩塑性破坏深度较大的区域位于顶部两肩窝处,且交叉点大部分塑性区深度小于2.4 m,锚杆长度确定为2.4 m时,能够使得锚杆锚固在岩体的弹性区内。基于以上研究,结合现场地质生产条件确定巷道交叉点围岩支护方案,并进行现场工程应用。工程实践表明,采用锚喷网注联合控制技术后,顶底板、两帮移近量最大分别为166、134 mm,移近速率最大分别为9.8、7.3 mm/d,巷道围岩总体收敛情况较好,有效控制了-760 m水平大断面巷道交叉点围岩变形。