深部巷道围岩稳定性控制技术研究与实践

针对邢东矿深部巷道围岩大变形、支护系统严重损毁等矿压显现特征,在分析深部巷道变形破坏机制的基础上,认为改善浅部围岩力学性质、提高支护系统强度是控制深部巷道围岩变形破坏的有效途径,并据此提出了集强力锚杆索、钢管混凝土支架、滞后注浆加固技术于一体的联合支护技术,并阐述其控制机理。建立了钢管混凝土支架力学模型,得出新型钢管混凝土支架承载力及其对巷道承载体系提供的支护反力,并综合应用理论计算、数值模拟优化和工程类比等方法确定其控制方案。现场实践表明,采用该方案2个月后,围岩变形趋于稳定,两帮变形量小于150 mm,顶板下沉量为94 mm,底鼓变形量为79 mm,有效解决了深部巷道变形失稳问题,并为类似深部巷道围岩控制提供了理论和技术支撑。     

动压软岩巷道钢管混凝土支架支护围岩稳定性分析

 南山矿-225机道距离18煤工作面底板的距离小于5.8m,受回采动压影响明显,采用了高强度钢管混凝土支架进行巷道支护,高强度钢管混凝土支架的主体钢管为Φ159mm×8mm的无缝钢管,内部充填混凝土采用C40强度标准,通过理论计算可得钢管混凝土支架的极限承载能力为1894.3kN,并结合FLAC^3D数值模拟和现场监测分析18煤工作面回采对-225机道表面位移和围岩应力状态的影响.研究结果表明,距离工作面30m的范围内围岩受18煤工作面回采动压影响明显,最大垂向应力为27.4—42.9MPa,应力集中系数为2.27—3.57;钢管混凝土支架支护下动压巷道-225机道表面位移小于20mm,满足现场巷道围岩稳定性要求.     

三软煤层巷道锚网喷联合支护的数值模拟

通过数值模拟软件FLAC3D对梁家煤矿三软煤层4105工作面巷道锚网喷联合支护效果进行数值模拟,分析了联合支护后围岩位移应力分布和混凝土喷层及锚杆的力学特性.研究结果表明,三软煤层巷道锚网喷联合支护,有效地改善了围岩的应力状态,降低了顶板与两帮收敛速度与位移,但巷道底鼓较为明显,两帮锚杆承载明显大于顶板锚杆,底角锚杆最大,应确保底角锚杆的锚固效果,以限制底板和两帮的变形.锚网喷联合支护适应三软煤层变形特征,维持了巷道围岩稳定,满足梁家煤矿安全生产需要.     

“U”型钢支架-围岩接触关系及棚-索协同支护技术

针对"U"型钢支架承载能力因支架-围岩接触关系差而难以充分发挥作用的问题,通过建立不同支架-围岩接触关系模型,采用FLAC2d数值模拟软件分析了不同支架-围岩接触关系对支架变形特征、支架内力及围岩自承能力的影响,结果表明:支架-围岩接触关系将决定支架的受力状况,进而影响支架的变形特征及支架与围岩承载能力的发挥.提出了棚-索协同支护技术实现了支架整体承载能力的充分发挥,并在淮北某煤矿82联巷应用了该支护技术,巷道稳定后两帮位移量稳定在58 mm左右,顶底板位移量稳定在35 mm左右,有效控制了巷道围岩变形.     

极松散煤层复合支护技术研究

针对巷道所处煤层松软、埋深大、蠕变变形难以控制的问题,以芦岭煤矿为研究背景,在分析芦岭煤矿巷道原支护变形大的基础上,提出"平顶棚+梁锚注+网布"的复合支护技术.运用ABAQUS软件对新支护形式蠕变前后的应力及位移分布情况进行仿真模拟,给出了巷道顶中、底中和帮部中点的蠕变位移曲线,并与现场监测数据进行了对比分析.结果表明:采用"平顶棚+梁锚注+网布"巷道围岩支护方案,能有效控制围岩的蠕变变形,巷道顶板最大蠕变量仅为4mm,两帮移近量为60mm,底臌蠕变量为174mm,巷道总变形量减小,现场监测结果与数值模拟结果十分吻合且在巷道开挖13 d后变形趋于稳定,满足安全生产的要求,为极松散煤层巷道围岩的加固及支护提供借鉴.     

平煤十矿曲面D型钢管混凝土支架支护技术

U型钢支架作为一种传统的巷道支护方式,在围岩破碎和复杂地应力条件下并不能起到很好的支护作用。以平煤十矿-320开采水平专用回风下山支护为工程背景,研发了曲面D型钢管混凝土支架,通过设置与U型钢支架支护的对比试验巷道,观测巷道围岩动态及矿压显现规律,对曲面D型钢管混凝土支架支护技术进行观测研究。现场观测表明:曲面D型钢管混凝土支架支护的巷道顶板在初期经一段时间较明显下沉后,支架的支护作用逐渐显现,巷道表面位移速率明显降低,最终巷道相对位移量趋于稳定,能够有效控制围岩变形,取得了显著的支护效果。     

断层影响下千米深井巷道围岩破坏机制及控制

为解决深部巷道断层附近围岩变形量大的问题,以山东鑫汇金矿-1 070 m水平石门巷道为研究背景,现场调查发现巷道存在冒顶和片帮等隐患,且巷道断面尺寸在原有支护下2个月后由3.6 m×3.1 m缩减到3.1 m×2.5 m.采取修正后的Hoek Brown准则引入Hoek Brown常数(m1)、岩体地质强度指标(GSI)和扰动因子（D）3个参数,计算后发现临界失稳半径与Hoek Brown常数、地质强度指标和岩石单轴抗压强度呈负相关,与围岩应力和扰动因子呈正相关.在此基础上,通过数值模拟对比了原方案和 “超前管棚注浆支护+锚梁网喷+长锚索+钢支架”联合支护方案的效果,结果表明：巷道顶底板变形量最大分别减小了400和300 mm,底板变形量两帮变形量最大减小了200 mm,检验了支护方案的有效性.方案实施后,现场监测表明,巷道顶底板及两帮的围岩变形量维持在250 mm以内,巷道围岩状况满足工程的需要.     

软岩开挖卸荷变形及支护效果的数值模拟

金川Ⅱ矿区岩体属于高应力软岩,文章研究了深部软岩巷道开挖卸载过程中围岩变形及支护效果等问题,通过建立3D有限元模型对巷道开挖进行动态模拟,并对巷道不同支护情形下的围岩变形进行对比分析。结果表明:巷道开挖卸载引起周围岩体应力释放,致使围岩向巷道径向挤压,产生的最大位移达到13.1cm,影响巷道的安全使用;采用U型钢+底部反拱共同支护后,对巷道两帮及顶板的支护效果比较明显,巷道两帮围岩的水平位移减少6.1cm,顶板围岩的沉降范围减少,且围岩应力释放速度减缓,但对巷道底板围岩的支护未达到要求,底板隆起值增加1.5cm;采用全断面喷锚支护后,巷道顶、底板处围岩的竖向位移显著减小,同时巷道两帮围岩水平位移也相应减小,但围岩应力释放的速度加快。     

加固顶板和两帮控制回采巷道底臌研究

回采巷道围岩是由顶板、两帮和底板共同组成的复合结构体,各部位的岩体强度、应力状态及变形破坏等特性方面的差异显著,尤其受采动影响后,巷道围岩各部位变形发展不均匀性显著,往往造成巷道围岩产生结构性失稳破坏。为提高巷道围岩的结构稳定性,通过理论分析和数值模拟分析了提高顶板和两帮强度对底板岩层稳定性的影响。研究结果表明:加固顶板减小了顶板挠曲位移量,同时可以促使围岩应力向深部围岩转移,降低了底板岩层的应力集中程度,有利于控制底板变形;加固两帮可以提高巷道两帮围岩强度,促使应力向两帮转移,有利于减小发生底鼓的底板岩层宽度和两帮移近量,从而减小底板的挠曲效应和压曲效应。分析结果还表明,加强两帮对于减小底鼓量的效果更为明显。在上述分析的基础上,进行了加固顶板和两帮控制巷道底鼓支护技术的现场工业性试验,试验结果表明加固顶板和两帮可有效地控制巷道底鼓。     

缓斜煤层拱形沿空巷道煤柱设计及控制

针对缓斜煤层沿空巷道偏载应力作用,两帮煤体呈现非对称大变形、破坏,巷道维护困难的问题,以魏家地煤矿2303工作面运输巷为工程背景,采用理论分析、数值分析并结合现场实践的方法,确定煤柱合理宽度并揭示倾斜煤层沿空掘巷围岩控制机理。结果表明:基于应力极限平衡及广义H-B强度破坏准则确定的煤柱塑性区宽度是个变化值,开挖扰动权重参数在0～1之间变化,煤柱塑性区宽度范围为8.1～8.5 m,结合数值分析结果,最终确定煤柱合理宽度为5.0 m.提出煤柱帮中部近水平位移为零区域(承压区)短锚索支护、实体煤侧压剪破坏严重区域(深度达6～7 m)高强度锚索支护的高预应力让压控制技术。巷道掘进期间两帮移近量为160 mm,顶板下沉量为65 mm,只需起底一次,围岩控制效果良好。     

弱胶结软岩巷道稳定性影响因素数值模拟研究

为研究影响弱胶结软岩巷道围岩稳定性的因素,以宁夏榆树井煤矿11801工作面顺槽为工程背景,采用FLAC3D程序,对弹性模量、内摩擦角、粘聚力、地应力、侧压系数及支护阻力对围岩位移的影响规律进行数值模拟。研究表明:弹性模量和粘聚力的变化对巷道围岩变形量的改变有显著的影响,而内摩擦角的影响与前两者相比较小,且一定范围内,弹性模量和粘聚力的变化对巷道顶底板收敛量的影响大于对两帮收敛量的影响,而内摩擦角的变化致使巷道四周围岩变形非对称的特征不明显;垂直应力和侧压系数的改变对顶底板围岩位移量的影响较大,对两帮的影响相对较小,侧压系数的大小是影响围岩变形的关键;较高的支护阻力能够迅速降低围岩的变形量,尤其是顶底板的位移量。研究成果可为巷道支护设计,围岩控制等工程实践提供依据。     

急倾斜厚煤层回采巷道联合支护技术

为解决急倾斜厚煤层回采巷道支护困难,基于大安山煤矿急倾斜煤层赋存特征,通过理论分析和数值模拟分析了+550水平2槽煤层巷道应力场和位移场分布规律,巷道表现出左帮和顶板变形量大,软帮上角应力集中问题.针对上述特征,提出了强化关键部位的锚网索加钢带联合支护方案,通过现场试验验证了方案的可行性.结果表明:采用锚网索加钢带支护方案后,巷道整变形量较小,各监测点巷道两帮移近量最大值为8 cm,围岩表面无破碎或突出现象,实现了急倾斜厚煤层回采巷道的有效控制.     

综放沿空煤巷不同支护方式围岩变形演化规律的数值模拟

针对综放开采沿空掘巷围岩控制的问题,采用数值模拟方法,以山西兰花集团公司大阳煤矿3203综放回风顺槽为研究对象,利用FLAC3D计算程序系统模拟了留设5m煤柱护巷时回采巷道围岩和小煤柱应力演化过程,对无支护、有支护情况下的巷道顶、底板及两帮的应力分布特征,巷道围岩位移特征和沿空煤巷围岩破坏区演化规律进行了对比分析.结果表明,锚杆(索)支护形式能有效控制围岩变形破坏,并且施加锚杆(索)支护后围岩松动范围能有效控制在锚杆(索)锚固范围之内,为保证综放沿空煤巷的稳定提供了理论与技术依据.     

深井软岩硐室群支护技术研究

为解决新河煤矿-980m水平硐室群在掘进及支护过程中的大变形问题，首先通过理论分析，研究了相邻硐室不同开挖顺序对围岩破坏的影响；其次运用FLAC^3D数值模拟软件对相邻硐室群的不同开挖顺序进行模拟，计算得到围岩塑性区最小破坏体积V_P,并得出最优施工方案，在上述研究基础上对已开挖硐室群进行支护设计，提出泵房主体及壁龛前期采用锚网、注浆锚索、喷浆，后期采用钢筋混凝土砌碹的联合支护方式，并对实施该支护方案的硐室群进行支护前后的数值模拟计算，计算结果表明，水泵房主体硐室顶板最大下沉量由927mm下降至30mm,底臌量由1 036mm下降至6mm,主体泵房左帮移近量由1 010mm下降至10.9mm,壁龛掌面移近量由700mm下降至9.9mm,围岩变形得到有效控制.顶底板位移现场监测结果表明，监测断面两帮最大移近量为8mm,顶底板最大移近量为15mm,巷道支护效果良好，能有效控制围岩变形.     

分层开采采空区下大断面切眼支护

针对采空区下大断面切眼掘进围岩变形规律及控制问题,采用FLAC数值模拟对设计支护方案进行分析,并通过工程应用及现场实测验证支护方案的合理性.结果 表明:采用锚网索+金属棚+单体支柱联合支护有效降低顶板位移,以中部单体支柱为界形成一大一小两个下沉区域;支护后应力重新分布,前后表面形成鲜明对比,前表面卸压区分为一大一小半椭圆形,后表面应力分布状态与无支护条件基本一致;支护前后减沉率最大达到38.73％;现场应用监测顶板最大下沉值为12 mm,两帮移近量最大为6 mm.围岩控制效果良好,不仅为后续工作面开采提供参考依据,也为中外类似条件煤炭资源的回收利用提供良好借鉴.     

深部侏罗纪软岩巷道支护对策

为研究软岩巷道的支护技术,确保巷道稳定和正常使用,采用X射线衍射荧光光谱仪对三水平回风石门围岩进行了岩性组分分析,应用钻孔探测方法测出了围岩松动圈范围和裂隙分布区域.针对围岩岩性、松动圈范围和巷道所处的应力环境等因素,支护形式确定为初次柔性支护即锚网喷支护与预应力锚索支护,二次支护用高强度支护即锚索与全断面锚注加固组成的复合支护结构.工程实践结果表明:支护1个月后,顶底板及两帮移近量在30~35 mm范围内;累计观测75 d后,顶底板和两帮移近量均控制在45 mm以内,围岩变形量较小,保证了巷道的稳定和正常使用.     

大断面煤巷锚网索联合支护安全技术研究

结合某大断面巷道(断面面积34.125m2)的现场工程实际,采用自然平衡拱理论计算围岩塑性区破坏深度,并据此设计锚杆索支护相关技术参数。采用FLAC2D数值模拟和现场工程实测等方法验证支护的合理性和科学性,现场工程实测表明:巷道开掘50m后,巷道变形趋于稳定,顶底板累计变形量为114mm,两帮累计移近量为91mm,满足安全生产需求,巷道稳定性较好。     

构造应力作用下膨胀性软岩巷道的支护方式

针对现场地质条件,分析了影响巷道变形的主要因素,采用FLAC3D数值模拟软件研究了在高、低构造应力的作用下采用U29型钢支架壁后充填、高性能锚杆和U型钢壁后充填+底角锚杆3种不同的支护方式时,巷道的位移场、应力场和塑性区的变化情况.模拟结果显示:采用第三种支护方式较为合理.现场工程应用结果表明:在采用新的支护方式后巷道两帮及底鼓变形量减少80%以上.研究成果对于相似条件下的巷道支护具有借鉴意义.     

软岩大变形巷道破坏机理与支护技术

针对软岩大变形巷道围岩控制难题,以象山矿井南一石门为工程背景,采用现场取样、物理相似模拟和FLAC~(3D)数值计算,分析了巷道围岩物理力学性质,掌握了巷道各阶段围岩基本变形规律,得出巷道变形表现为四周收敛,具有明显的软岩特征,变形速度达3～4 mm/d.研究发现:巷道底板极限平衡区最大深度为3.57 m,两帮极限平衡区最大深度为1.86 m,顶板极限平衡拱高度为4.26 m.基于上述分析,结合"自稳平衡圈理论",提出合理的巷道支护方案,采用直墙圆弧拱带反拱优化断面,确定了全断面采用锚杆锚索+钢筋梯子梁+金属网喷浆支护,对围岩极其破碎阶段进行注浆,顶锚杆长度2.4 m,锚索长度6 m;帮锚杆长度2.4 m,锚索长度4 m;底板采用长度1.5 m的注浆锚杆,全断面采用金属网喷浆封闭。该研究方案已被矿区采纳。     

综放采掘相向沿空掘巷平衡支护设计法研究与应用

为解决采掘相向沿空掘巷受上工作面回采动压及采空区影响围岩变形不均一的问题,根据付村煤矿3上411运输顺槽采掘相向的特殊条件,提出平衡支护设计法;运用理论分析和数值模拟确定巷道围岩受力的非对称性,通过经验公式计算确定合理的巷道支护参数,根据现场观测结果对该平衡支护系统的合理性进行评价。结果表明:通过平衡支护设计法确定的巷道平衡支护系统能够有效地平衡超前支撑压力和侧向支撑压力的影响,使巷道围岩达到整体的平衡稳定;支护后,巷道顶底板移近量和两帮移近量均控制在合理范围内。平衡支护设计法能够对采掘相向情况下围岩结构及应力非对称的巷道进行合理的支护控制。