特厚煤层回采巷道顶板变形特征及控制技术

为了解决特厚煤层回采巷道顶板变形严重、支护困难等问题,通过现场观测和理论分析得出特厚煤层回采巷道变形因素及其特征,并利用FLAC3D数值模拟软件分析了在原支护和高强恒阻让压锚网索联合支护2种护巷方式下巷道围岩变形情况.研究结果表明:含软弱夹层的特厚煤层回采巷道自稳时间短,变形速度快,顶板破碎严重,塑性区破坏范围较大,巷道顶板整体变形明显;高强恒阻让压锚网索支护系统能够适应围岩高应力的特点,遏制顶板过度变形破坏,满足该地质条件下巷道顶板大变形的趋势.工程实践表明,高强恒阻让压锚网索支护时巷道顶板最大下沉量为206 mm,并且现场未出现锚杆(索)破断失效的情况,支护结构能够满足巷道顶板变形特征,保障综放工作面的安全高效生产.研究结果可为类似条件下的巷道顶板控制提供参考.     

孤岛工作面窄煤柱尺寸模拟

基于查庄煤层地质条件,利用数值模拟法确定合理的煤柱宽度。采用数值模拟软件FLAC3D建立了坚硬顶板孤岛工作面数值模拟力学模型。模拟方案确定为四个,煤柱宽度分别为2m、3 m、4 m和5 m,研究了巷道围岩垂直位移和水平位移分布、塑性破坏状态、垂直应力和水平应力分布情况。研究表明,在孤岛工作面中,由于回采巷道受采动影响较大,巷道变形破坏极其严重,水平应力和垂直应力也相应增加,是造成巷道顶板下沉和底臌以及两帮变形破坏的主要原因。煤柱宽度为4 m时,无论从经济上还是技术上都最为有利,此时巷道变形破坏较轻微,围岩位移量较小,对巷道维护有利。     

复合顶板巷道围岩变形与破坏特征数值模拟

为了研究复合顶板巷道围岩变形及破坏规律,结合镇城底矿工程实际,应用RFPA分别模拟了一般顶板巷道和复合顶板巷道开挖后围岩的动态变化过程,得出了复合顶板条件下巷道围岩变形和破坏的特征,从而为该矿巷道的支护设计提供科学依据.     

深井厚煤层综放沿空掘巷煤柱合理尺寸研究

以山东新河煤矿为研究背景,采用理论分析与计算、数值模拟、现场监测等方法,对深井厚煤层综放面沿空掘巷小煤柱合理尺寸进行研究,建立了深井厚煤层综放面沿空巷道顶板(煤)破断结构模型,计算出上工作面侧向支承压力低应力区范围为13.3m,小煤柱合理尺寸为5~6m;利用FLAC3D模拟上工作面侧向支承压力分布特征及不同宽度煤柱下小煤柱应力分布特征。结果表明:上工作面侧向低应力区范围为14m;一方面,随煤柱宽度增加,具有承载能力的煤柱宽度增大,另一方面,煤柱上方高应力区范围也在增大,仅5m和6m煤柱顶板高应区的范围较小。现场工业实践选择留5~6m煤柱进行掘巷,由巷道表面位移监测结果知,巷道变形满足工作面回风、运输等生产要求。     

大淋水泥化弱胶结软岩巷道分阶段闭合支护技术

大淋水条件下泥化弱胶结软岩巷道的变形及失稳机理比较复杂,淋水会造成岩体软化、泥化,使围岩承载力下降、支护体失效,最终导致巷道产生非线性大变形.通过现场围岩变形观测与FLAC 3D软件数值分析,充分了解了新上海一号煤矿软岩巷道的变形破坏特征.在大量软岩巷道支护实践经验的基础上,提出了以防治水为前提,一次支护卸压、二次支护定型、关键部位强化为原则,顶板注浆、底板钢筋混凝土反底、底角格栅、全断面喷浆为手段的综合性分阶段巷道围岩闭合支护方案.在113采区回风巷进行了70m现场应用试验,结果表明该方案有效控制了软岩巷道的围岩变形.     

大埋深跨采巷道变形机理分析

巷道受采动影响时,应力重新分布,围岩处于卸压状态,导致巷道变形严重。针对这一现象,在华恒煤矿-1000m水平副暗斜井,利用现场实时在线监测数据和数值模拟计算,分析了跨采巷道随采煤工作面推进的变形破坏规律。监测数据表明,巷道变形包括顶板下沉、两帮移近和底鼓,其中底板变形破坏最严重。数值模拟分析得出,跨采后的巷道底板和右帮塑性区范围比跨采前有较大增长;在巷道顶底板处,围岩垂直应力处于卸压状态,水平应力出现应力集中现象。垂直应力的卸压和水平应力的横向作用是造成巷道底鼓的力学原因,底板没有采取支护措施是造成底鼓的直接原因。     

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。     

软弱破碎围岩运输巷道变形机理及修复支护

为解决井下软弱破碎围岩巷道的支护问题,以巴鲁巴铜矿580 m水平运输巷道为研究对象,对巷道稳定性进行监测,分析巷道的变形特征及其影响因素,认为应力集中、围岩软弱破碎、支护强度低以及水的影响是巷道变形的主要影响因素。对巷道变形机理进行研究,建立巷道力学模型,在此基础上结合现场实际提出"钢拱架+长锚索"联合支护方案。使用FLAC3D对修复前后巷道稳定性进行模拟分析。研究结果表明:修复后巷道应力集中区域远离巷道表面,巷道围岩塑性区域面积下降40%。对巷道进行修复并对其稳定性进行监测,60 d内巷道两帮最大收敛变形量为39 mm、顶板最大下沉量为50 mm,没有明显的底鼓发生,巷道变形得到有效控制。     

软岩巷道变形特征与分区域分阶段控制技术数值模拟研究

以某矿南翼回风大巷为例,分析了软岩巷道变形破坏原因,并结合数值模拟软件FLAC4.0分析了该巷道围岩变形发展规律:肩角较顶板、两帮和底板变形破坏的区域更大,并且随时间推移巷道浅部围岩的变形不断增大,即空间上的非均匀性以及时间上的持久延续性.针对软岩巷道的变形特性,提出了分区域分阶段动态控制技术,包括:锚网喷支护、注浆加固以及重点部位加强支护.现场的工业性实验观测结果表明,该巷道围岩变形逐步趋于稳定,变形量得到了有效控制,可以满足使用的要求.     

“三软”煤层回采巷道围岩灾变机理

为解决"三软"煤层回采巷道围岩控制难题,以大雁矿区典型"三软"煤层回采巷道为例,采用理论分析和数值模拟的研究方法,分析"三软"煤层回采巷道围岩灾变影响因素,研究了围岩灾变机理。结果表明:掘进期间,回采巷道两帮破坏程度大于顶底板,两帮以剪切破坏为主,最大破坏深度约1.2 m,顶底板发生拉伸破坏,最大破坏深度约0.6 m;回采期间,回采巷道顶板破坏程度大于两帮,底板破坏程度最小,顶底板以拉剪破坏为主,顶板最大破坏深度4.0 m左右,两帮以剪切破坏为主,最大破坏深度2.0 m;掘进及回采期间,两帮初始最大破坏深度均位于帮角部位,顶板初始最大破坏深度均位于帮角附近,掘进期间应重点加强两帮帮角围岩灾变控制,回采期间应重点加强帮角附近顶板围岩灾变控制。     

圆形巷道围岩破坏机制解析及静动耦合响应力学行为

非等压圆形巷道围岩塑性区相关问题是影响围岩破坏失稳的重要因素。首先,基于Mohr-Coulomb破坏准则,分析非等压圆形巷道围岩塑性区边界条件,探究侧压系数对塑性区形成的影响机制。此外,利用ANSYS/LS-DYNA仿真平台对不同侧压系数下的巷道围岩力学行为进行静动载荷耦合响应数值模拟。结果表明：侧压系数的增大显著改变围岩有效应力的分布特征。有效应力场的分布特性与塑性区边界理论解具有一定的吻合性。不同侧压系数的应力场作用时,巷道围岩的变形具有显著的差异性,随着侧压系数的增大,围岩发生较大的非均匀性变形。静动耦合作用下顶板和底板的围岩破坏区域显著增加,但两帮围岩的破坏面积有减小的趋势。     

深井岩巷破坏机理与支护优化研究

岩巷的稳定性评价与支护设计对深井岩巷掘进和维护十分重要。为了开展深埋煤矿岩石巷道围岩稳定性分析和锚网支护参数优化分析,以文家坡煤矿深埋一号辅助运输大巷为工程背景,采用多种监测手段完成了岩巷变形特征的实测分析,然后运用数值模拟的方式从巷道围岩塑性区发展规律和围岩应力变化特性两方面分析了巷道围岩变形破坏机理,最后根据现场监测和模拟结果优化了该巷道的支护方案,并进行了模拟验证。结果表明:随着巷道不断地向前掘进,巷道两帮围岩塑性区厚度先增大直到逐渐稳定,自重引起的水平应力使巷帮向巷道内收敛,顶板产生剪切破坏,两帮产生劈裂破坏;原支护方案作用下巷道围岩变形量非常小,锚杆(索)支护方案过于保守。将帮部锚杆长度由2.7 m优化到2.3 m后,在其他支护参数保持不变的情况下支护可以满足巷道稳定性的要求。     

钱营孜煤矿首采面应力分布特征的数值模拟

为了分析综采工作面超前支承压力的分布特征,以及塑性区、围岩位移分布规律和采动影响下煤层底板的破坏规律,应用UDEC软件对钱营孜煤矿3212综采工作面进行了数值模拟对比分析.结果表明工作面推进190 m,前方支承压力基本维持不变,应力集中系数为2.4左右,超前影响范围为35 m左右,底板岩层破坏的程度和深度在几个开采周期中保持一致.这些结果与现场矿山压力观测结果基本吻合,为巷道超前支护、加强支护提供了理论与技术依据,也可以为相似条件下工作面的安全开采及支护提供借鉴.     

破碎围岩条件下开采扰动区LSMA的动力失稳

破碎围岩环境下大断面巷道开挖必然形成大尺度采空区(large scale of mined-out-area,LSMA),其围岩介质的变形与失稳行为及过程很复杂,主要涉及到开采扰动区(excavation dis-turbed zone,EDZ)范围内围岩力学性态及强度劣化特征、顶部岩层非稳态下沉与水平挤压变形耦合作用诱致动力失稳、深层围岩离层演化至局部化冒落失稳等,且其变形从微尺度演化为大尺度(寸)过程具有复杂的非线性特征,这为灾害治理带来挑战。基于现场调查,利用表面变形与深部离层规律综合监测与锚杆(索)力学性态试验及测试,结合室内物理相似模拟和数值模拟试验,深入分析复杂地质条件下松软破碎围岩局部化变形与演化失稳机理,为工程防灾和减灾提供科学依据。     

采动应力作用煤巷泥质复合顶板稳定性分析

 为研究采动应力作用软岩煤巷泥质复合顶板稳定态势,以高家梁矿20307工作面皮带煤巷为例,通过岩体微观结构特性分析和钻孔窥视仪对煤巷松动圈探测,确定泥质顶板煤巷为应力扩容膨胀型复合地质软岩,变形破坏力学机制为复合型Ⅰ_ABⅡ_BDⅢ_DA机制,提出锚网索带注的耦合支护对策机制,利用FLAC^3D对采用耦合支护对策后泥质复合顶板稳定性进行数值分析,采用现场监测煤巷变形的方法并将两者结果作对比分析。结果表明,软岩煤巷泥质复合顶板稳定性得到有效控制,验证了应力扩容膨胀复合型破坏机理的正确性和耦合支护对策的有效性,为相似地质条件软岩煤巷支护提供参考。     

大倾角煤层回采巷道断面适应性

基于大倾角煤层回采巷道围岩应力显现规律,采用数值分析方法对不同类型断面巷道的围岩塑性区及应力非对称分布特征进行研究,并建立异形断面巷道围岩破坏力学模型,确定其合理的支护方式.结果表明,大倾角煤层回采巷道围岩塑性区沿煤层倾斜方向演化,顶底板破坏深度大于两帮,且两帮破坏程度差异大;巷道断面形状不同,导致巷道围岩应力集中程度、塑性区及变形量等有很大差异;拱形巷道围岩变形适应性好,异形巷道两侧的顶角煤易发生剪切破坏,但考虑回采巷道掘进、设备运行及服务年限等需求,常用异形巷道;采用"锚网+钢带+锚索"的支护形式,加强异形巷道顶板帮及坡顶煤的支护,满足支护阻力大于F1和F2,可明显减少巷道围岩变形,保持巷道的稳定性.     

综放工作面回采巷道围岩变形阶段确定方法

为分析综放工作面前方巷道变形特征,以河林煤矿j7401综放工作面为研究对象,采用理论分析和现场实测方法进行深入研究。根据超前支承压力的分布曲线,定义了工作面前方巷道的3个变形阶段,分别为急速变形阶段、减速变形阶段和稳定变形阶段。急速变形阶段和减速变形阶段的分界点是超前支承压力和原岩应力的交点,减速变形阶段和稳定变形阶段的分界点是超前支承压力的峰值点。对j7401工作面开采过程中的超前支承压力和巷道变形分别进行观测,并采用最小二乘拟合方法分析整理观测数据。根据超前支承压力观测数据对巷道围岩变形阶段进行划分,急速变形阶段和减速变形阶段的分界点位于工作面前方8.1m,减速变形阶段和稳定变形阶段的分界点是工作面前方19.8m。根据巷道变形观测数据划分变形阶段,急速变形阶段和减速变形阶段的分界点位于工作面前方8.9m,减速变形阶段和稳定变形阶段的分界点是工作面前方20.1m。该划分方法的两个误差分别为0.8m和0.3m,证明根据超前支承压力划分巷道围岩变形阶段的方法可行,精度较高。     

低应力软岩复合顶板大变形煤巷支护技术

 低应力软岩复合顶板煤巷,虽然埋深较浅,围岩自重应力水平不高,但因顶底板岩层岩性及结构的特殊性,巷道围岩具有软岩的特性。以黑沟煤业有限公司主采4-2煤层回采巷道为工程背景,对该地质条件下巷道支护技术进行研究,结果表示,锚杆支护产生的夹持作用可提高巷道浅部围岩完整程度及深部围岩承载能力,缩小浅部围岩的破坏范围;锚索支护能够提高深部围岩与浅部围岩的整体性,减缓围岩的整体沉降运动趋势;金属网与钢带可加强对表面围岩的约束作用,限制破坏区向深部发展和表面围岩的冒落变形,减小顶板岩层的变形;底角锚杆能够促使应力峰值向深部的转移,减轻垂直应力向水平应力的转化程度,控制巷道底臌变形。上述支护方式的综合运用,可实现复合软岩大变形煤巷的有效支护。     

利用卸压巷道技术控制深井回采巷道变形破坏

煤矿深井回采巷道除受围岩压力影响外,还受回采工作面动压及相邻采空区基本顶运动的影响。巷道围岩变形破坏严重,底臌量大,维修困难。结合东海煤矿五采区左十二面回采巷道的地质和地压情况,提出了卸压巷道的解决方法,并分析了卸压巷道解决此问题的原理,对卸压巷道位置、支撑煤柱宽度、让压煤柱宽度、巷道宽度进行了计算。同时,将让压巷道作为回采工作面的排放瓦斯尾巷。东海煤矿的实践表明,该方法取得了很好的效果,卸压巷道在一定条件下可以解决深部巷道的变形问题。