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.     

综放大跨度三心微拱形开切眼围岩破坏机理与控制技术

针对松软厚煤层综放大跨度开切眼围岩控制难题,以魏家地煤矿2303工作面开切眼为工程背景,采用数值模拟与现场实践相结合的方法,提出了三心微拱形开切眼断面形状,探讨了三心微拱形开切眼围岩应力分布特征及破坏机理,并与矩形切眼对比分析。结果表明:三心微拱形开切眼的肩角和顶板受力均匀,能够将顶板垂直应力传递到两帮,肩部所受压应力明显减小,未出现较大应力集中现象;肩角附近围岩主要受到压剪破坏,破坏区域集中,呈"蝶形"分布;顶板围岩受到拉剪破坏,破坏区域面积减小,围岩相对稳定;且弧形顶板、肩角有利于锚杆安装。基于三心微拱形开切眼围岩破坏特征,提出了锚杆-锚索-锚网联合支护的围岩控制技术,顶板下沉量减少50%,两帮移近量减少55%;在2303工作面进行工业性试验,现场实测顶板下沉量为170 mm,两帮相对移近量为220 mm,围岩控制效果良好。     

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.     

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。     

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.     

金能煤矿软岩掘进巷道变形破坏特征及控制技术研究

摘 要：针对软岩巷道围岩在掘进过程中呈现出的顶板下沉量大、两帮收敛严重等特点，为解决巷道围岩稳定性控制的难题，本文以某矿二采区1201工作面的运输顺槽为研究对象，基于工作面巷道工程地质条件，采用现场实测、数值模拟和工业性试验等方法，阐述了软岩巷道的变形破坏特征，提出了三种不同的围岩控制方案，利用FLAC3D软件模拟了该巷道围岩水平位移、垂直位移和塑性区分布情况，并进行现场测试，工程应用结果表明：“锚索+W钢带+U型钢+注浆”的支护方案效果明显，提高了围岩的承载能力，实现了巷道围岩的稳定性控制。     

特殊条件下巷道锚索支护结构与参数研究

现场采集五家沟矿5#煤层及顶板煤岩试样,实验室测定其力学参数。运用数值模拟方法,研究简式桁架锚索与单体锚索不同组合结构围岩控制效果,得出厚煤顶块裂煤巷简式桁架锚索关键支护参数。结合工程类比法设计5#煤层辅运大巷简式桁架锚索与单体锚索"交错布置"组合支护方案。实测顶底板相对移近量152 mm、两帮移近量125 mm,围岩控制效果良好。     

复合顶板围岩结构失稳分析及支护方式优化

针对金家渠煤矿二煤复合顶板支护难题,通过对巷道围岩变形表现形式、复合顶板围岩破坏准则、围岩变形、控制机理的研究,提出了"柔性抗剪支护+髙预应力帮部加固+弱面补强+喷浆封闭"控制方式。顶板支护采用髙预应力锚索桁架,形成加强锚索支护为骨架、短锚索支护为连续带的支护体系,其中锚索采用?17.8 mm×4300 mm预应力钢绞线,间排距800 mm×900 mm;补强桁架锚索采用?21.8 mm×7300 mm预应力钢绞线锚索+11~#工字钢,沿巷道中心对称布置,间排距2000 mm×1800 mm;巷帮高侧区域施工??17.8 mm×4300 mm钢绞线锚索,低侧区域施工?20 mm×2400 mm螺纹钢锚杆;最后喷浆(厚度50 mm)封闭作业。矩形断面能够减少岩层之间的滑动,进而降低对互层结构的破坏,最大程度提高复合顶板的完整性。通过支护方式及掘进断面优化,巷道收敛量≤30 mm,减少了后巷维护工程量,有效控制顶板变形。     

深井穿断层回采巷道围岩变形机理与 稳定控制对策

以海石湾矿穿断层的回采巷道围岩控制为工程背景,综合运用理论计算、数值计算和现场监测的方法研究深井穿断层回采巷道围岩控制技术与对策.不同埋深条件下数值计算结果表明:深井穿断层回采巷道顶板下沉量明显大于底鼓量,近断层巷帮变形量明显大于远断层巷帮变形,巷道变形呈现明显的非对称性特点;巷道埋深增加,浅部围岩承载能力迅速减小,尤其是近断层侧;无论掘进时期还是回采时期,深井巷道围岩破碎区和塑性区范围较浅埋深巷道增大.针对性地提出了围岩稳定控制技术方案,即"工字钢架棚支护+围岩滞后注浆加固技术+锚杆二次支护"分步联合支护的围岩稳定控制技术.巷道支护效果分析表明:围岩整体稳定已基本得到控制.     

深部高应力巷道大变形机理与控制对策

为解决深部高应力大变形巷道围岩控制难题,采用理论分析和现场踏勘的方法,分析了双河煤矿深部巷道大变形机理.提出"围岩改性增强+围岩表面应力恢复+围岩卸压应力转移"相结合的围岩控制对策,并结合实际提出"钻锚注一体化+高预应力多维锚索桁架支护系统+顺层钻孔与巷道基角药壶爆破卸压"成套技术体系,通过现场工业试验,取得良好的技术效果.     

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.     

预掘回撤通道末采应力叠加效应及围岩破坏规律分析

为得到末期期间回撤通道围岩破坏控制方法,通过数值模拟对回撤通道周围集中应力与工作面采动支承压力叠加效应及围岩破坏规律进行分析,并开展了现场验证。研究结果表明：随着工作面与回撤通道距离减小,叠加应力值逐渐增加且向回撤通道正帮转移,导致回撤通道破坏由正帮侧向工作面方向移动。由于应力叠加效应增强,工作面在距离回撤通道20 m时,随着工作面推进,顶板塑性破坏由原先稀疏破坏变为密集破坏。工作面与回撤通道间的煤柱破坏前,工作面靠近回撤通道过程中回撤通道正副帮均发生破坏,且在煤柱小于5 m时正帮破坏较副帮严重,煤柱全部破坏后,顶板失去支撑,导致回撤通道顶板回转,顶底板破坏范围相应增加。控制回撤通道正帮的稳定性是控制回撤通道大变形的关键。     

浅埋偏压软弱围岩高铁隧道施工技术

通过建立FLAC 3D模型,对浅埋偏压Ⅴ级围岩条件下高铁隧道CRD施工的关键技术进行了数值模拟,结果表明:临时支撑对控制围岩竖向位移及初期支护封闭成环控制水平收敛各自起到重要作用;通过改变施工顺序,先开挖埋深小的一侧导洞可减小围岩塑性区,围岩水平收敛也可得到一定程度的控制,但对地表沉降影响不大;仅靠改变施工顺序提高围岩稳定性效果有限,应注重管棚、小导管注浆等加固措施。     

高应力软岩巷道预应力桁架锚索支护技术

曲江矿212风巷属于深部高应力软岩巷道,原有的"锚索+锚杆+梯子梁+金属网"联合支护并没有从根本上解决大变形问题.通过数值模拟与实践经验,在原有支护的基础上分析了巷道破坏的原因并提出了预应力桁架锚索支护方案.实践表明:预应力桁架锚索与传统锚杆、锚索相比具有抗剪强度高和有效加固两帮减少顶板下沉等优点,能减小塑性区范围,提高围岩的稳定性.     

动力扰动对采空区稳定性影响的离散元分析

 采用离散元程序对地下采空区进行动力扰动数值计算,通过改变扰动应力波峰值的大小,考查动力扰动强度的变化对采空区稳定性的影响,对模型分别静力和动力状态下进行了计算。结果表明,采空区开挖后,最大位移量2.98mm;施加动载荷后,最大位移量增至5.0mm,增幅与动载荷应力大小呈正比;围岩位移、最大主应力、最小主应力分布受动载荷影响较大,围岩应力发生二次分布,塑形区明显增大。分析结果表明,邵东采空区基本稳定,但应加强顶板、底板支护。为了避免采空区在外力扰动下产生灾害,给出了建议。     

基于弹性地基梁理论的端面顶板稳定性分析

端面冒顶一直是影响工作面安全高效开采的一大技术难题。本文采用弹性地基梁理论建立了端面顶板挠度微分方程,并运用PHASE 2D有限元软件建立了端面顶板稳定性数值模型,获得了煤层埋深、支架刚度、煤体刚度等因素对充填开采工作面端面顶板稳定性的影响。研究结果表明：（1）采深越大或液压支架刚度越小,端面顶板下沉越明显;煤层地基系数或顶板弹性模量增大时,端面顶板下沉有所减小,但影响较为有限;从可行性考虑,提高液压支架刚度,可以有效控制工作面顶板变形,降低端面冒顶及煤壁片帮的风险。（2）煤层埋深从200 m增加至250 m、300 m时,工作面前方塑性区宽度及支承压力显著增大,直接顶最大下沉量分别为61 mm、78 mm、96 mm。（3）煤层弹性模量从2 500 MPa增大至3 500 MPa、4 500 MPa时,工作面前方支承压力峰值略微增大,工作面前方煤体塑性区宽度也略微增大;直接顶下沉量略微减小。（4）现场观测表明,充填开采条件下支架阻力较小,工作面区域矿压显现不明显,顶板下沉得到有效控制。     

地下水封洞库施工期洞室围岩变形松弛典型特征与规律

地下水封洞库施工期洞室围岩变形松弛特征与规律对其稳定性评价与灾害防治具有重要意义。基于地下水封洞库工程特征与典型洞库工程实例,整理分析了大量洞室围岩内部变形、表层变形、波速与锚杆应力等监测数据。结果表明：预埋的多点位移计测点位移主要为0.5-3mm,收敛位移监测值主要为4-8mm,拱顶沉降监测值主要为3-6mm,围岩时效变形不明显;围岩变形与爆破开挖有关,当掌子面或后续台阶开挖面接近监测断面时,变形出现陡增;围岩质量越差,开挖面空间效应越不明显;基于典型围岩特征曲线经验公式,结合预埋的多点位移计监测数据与数值模拟,提出了地下水封洞库洞室围岩损失位移确定方法,发现损失位移占最终收敛位移50%-60%;基于波速变化率提出围岩松弛程度评价指标,发现围岩最大松弛程度约为0.47,松弛深度为1.5m;洞室围岩锚杆受力普遍较小,锚杆拉应力与围岩变形基本同步变化。     

基于FLAC3D复合顶煤大断面煤巷围岩数控模拟

为了解决某矿复合顶煤大断面开切眼施工困难问题,采用工程类比法确定支护方案,后运用FLAC3D软件在不同支护方式下进行模拟分析,研究其主要影响因素.模拟结果表明:锚杆、锚索间排距的改变不能从宏观上改变巷道围岩的应力分布特征,但能限制围岩最大位移量,能限制浅部围岩破坏形式和破坏程度.研究结果对该矿煤层切眼支护方式的选择、支护方案设计、支护材料布局、支护参数的确定提供了科学依据.     

急倾斜厚煤层采空区稳定性分析及注浆治理效果评价

以某急倾斜厚煤层采空区为对象.首先,通过数值模拟软件进行空区形成模拟,分析最大主应力与竖向位移特征,结合实测数据评价模拟的符合性.结果表明:空区上覆岩层偏向下山煤柱处、上山煤柱偏向下伏岩层处、上覆岩层与上山煤柱交汇处随着集中应力的减小而初期破坏减弱;空区下伏岩层偏向上山煤柱处、下山煤柱与下伏岩层交汇处、下山煤柱偏向上覆岩层处随着应力的增大而初期破坏增强;地表模拟与实际沉降量高度吻合,可以反映空区围岩实际情况.其次,进行空区煤柱失稳模拟,分析并评价围岩的稳定性.表明空区场地最大剩余沉降量为0.3～0.9 m,能破环建筑地基,空区围岩处于失稳状态.最后,模拟空区注浆充填治理,结合现场监测数据评价治理效果.表明现场与模拟监测点最终竖向位移差值在-2.3～8 mm范围,两者基本一致,注浆治理效果显著.可见注浆充填法能有效治理当地类似急倾斜厚煤层采空区失稳问题.