巨厚薄层状顶板回采巷道围岩裂隙演化规律的相似模拟试验研究

运用相似模拟试验和分形几何理论，研究了受采动影响的回采巷道围岩裂隙产生-扩展-贯通-破坏的演化规律。巷道两帮围岩裂隙呈弧形向巷帮深处扩展，并按幂函数规律衰减；两帮顶板裂隙呈二次曲线演化规律：巷道上方顶板裂隙主要集中在巷帮上方。用裂隙密度分形维数定量描述了巷道围岩裂隙的分布和演化。研究结果有利于了解巷道围岩内部破裂的发生与发展规律，为选择巷道锚固方案和优化锚固设计参数提供了依据。     

含裂隙水围岩巷道变形破坏数值模拟

巷道围岩在地下水渗透作用下慢慢软化,使得围岩内部的裂隙不断发生扩展,在这些裂隙达到贯通或者通过损伤演化扩展形成新的裂隙后,就成为了宏观状态下的裂缝,当这些裂缝不断的发生积累演化,最后导致岩体失稳破坏。这种失稳破坏改变了围岩应力分布状态,影响到围岩位移场分布及破坏范围,从而大大降低了围岩的稳定性,给煤矿的安全生产带来了隐患。结合断裂力学和损伤力学的相关理论,笔者建立了FLAC3D二次开发模型并进行了验证,将此模型应用于工程实践的稳定性分析。     

煤柱宽度对巷道围岩稳定性影响分析

由于煤柱宽度的变化以及相对工作面位置的不同,矿山压力作用下造成的岩层移动和应力重新分布将对巷道维护及其稳定性产生重要影响.在现场实测分析基础上,应用计算机数值模拟(FLAC3D)综合分析了煤柱宽度变化对巷道围岩应力场分布及应力演化的影响.研究表明,不同宽度煤柱回采期间巷道围岩应力场分布特征均有很大差异,煤柱和工作面内煤体应力随煤柱宽度变化发生转移,巷道围岩稳定性是煤柱宽度变化引起巷道围岩应力分布及其演化共同作用的结果;煤柱的合理宽度应小于工作面内应力向煤柱内转移的临界宽度.该研究为煤柱留设、巷道布置、支护参数选择、巷道围岩稳定性控制等方面提供了理论依据.     

爆炸载荷诱发地应力瞬态卸荷对深部围岩的损伤特性

地应力瞬态卸荷是造成深部巷道空间变形垮塌的主要诱因。近似认为爆炸荷载与地应力瞬态卸荷的耦合应力场是在一定的地应力条件下,由爆炸荷载激发的动态应力场和地应力瞬态卸荷激发的动态应力场在相应的时域和空间上叠加而成。采用数值模拟的方法研究了爆炸载荷扰动诱发的高地应力瞬态卸荷对巷道围岩的损伤规律。研究表明:爆炸载荷对围岩的扰动先于地应力瞬态卸荷,二次应力分布时程曲线受爆炸应力波的影响显著,耦合应力场对巷道顶板拐角、两帮、顶板、底板中央围岩处的动力扰动仍以爆炸载荷为主,且对顶板的扰动作用更强。巷道两帮的围岩损伤比顶、底板深,质点振动速度峰值随着向围岩远处的传播呈衰减趋势。随着侧压系数的增大,巷道两帮围岩塑性损伤范围减小。     

动压巷道煤柱合理宽度与巷道围岩稳定

以临涣煤矿六采区的地质条件为背景,使用FLAC^3D有限元计算方法,对比探索在不同区段煤柱宽度下,巷道围岩稳定性的差异。结果表明：在区段煤柱宽度增加的同时,围岩垂直应力和水平应力峰值随之减小,且巷道两侧应力峰值差值不断减小;煤柱宽度增加,煤柱稳定性逐步增强;巷道两帮塑性区破坏形式39 m和49 m煤柱以张拉破坏为主,59 m和69 m煤柱以剪切破坏为主,巷道两帮塑性区范围较大;区段煤柱的留设宽度为59 m。     

基于FLAC~(3D)模拟的软岩巷道地压显现规律研究

为了研究软岩巷道围岩矿压显现规律,采用FLAC~(3D)数值软件模拟不同侧压系数下,巷道围岩应力、位移和塑性区的变化规律,结果表明:由于侧压系数的不同,巷道开挖后在巷道底板和两帮拐角处出现应力集中,并在两帮中间位置出现了拉应力,最大拉应力为0.013 2 MPa;随着侧压系数的增加,巷道的水平位移大于垂直位移且偏帮严重;整个巷道塑性破坏明显,塑性区主要分布在巷道顶板上0.8 m左右和底板下1 m左右,说明巷道围岩自稳能力差,需要采取支护手段,为研究巷道矿压显现规律提供参考。     

深部厚煤层综放沿空掘巷煤柱合理宽度试验研究

 煤柱合理宽度的确定是影响综放沿空掘巷围岩稳定性的重要因素。以深部厚煤层综放沿空掘巷赵楼煤矿11302工作面轨道巷为工程背景,首次提出一种新型侧向支承压力监测方法,通过现场应力监测和数值模拟相结合的研究方法确定区段煤柱合理留设宽度。现场应力监测与数值模拟结果显示,采空区侧向支承压力影响范围为50～56 m,低应力区宽度为12～15 m,考虑沿空巷道应处于应力降低区内,煤柱留设宽度不应大于7～10 m;同时,从有利于锚杆锚固出发,煤柱宽度不应小于4 m。综合考虑煤柱稳定性、次生灾害控制及煤炭资源回收等因素,最终确定煤柱留设宽度为5 m。采用大型地质力学模型试验与现场试验对煤柱宽度合理性进行验证,结果表明,巷道表面位移均呈现沿空帮＞顶板＞实体帮＞底板的变化趋势,掘巷稳定后,现场实测顶底板移近量最大为271 mm,两帮移近量最大为359 mm,巷道围岩控制效果较好;同时,锚杆、锚索受力均在其屈服范围内,并为回采期间预留充足的余量。研究结果可为类似开采条件下的区段煤柱宽度确定提供参考依据。     

倾斜煤层综放工作面沿空留巷围岩稳定性模拟研究

以倾斜煤层综放工作面为研究对象,运用数值模拟的方法,对不同煤层倾角、不同煤层厚度、不同巷旁支护体宽度及不同巷内支护阻力时,沿空留巷围岩应力和位移随工作面推进的动态分布和变化规律及围岩的塑性破坏进行了模拟研究,以揭示不同工况条件对巷道围岩稳定性的影响规律。结果表明:随煤层倾角的增大,两帮垂直应力和顶板垂直位移逐渐减小,底板垂直位移逐渐增大,巷道两帮水平位移量先增大后减小,留巷围岩的塑性破坏程度加剧,尤其是巷道两帮及底板塑性区范围增大;在工作面推进相同距离时,煤层厚度越大,两帮垂直应力及顶板和右帮位移量越小,底板和左侧煤帮位移量越大;随巷旁支护体宽度的增大,左帮的垂直应力逐渐增大,右帮垂直应力先增大后减小,顶板垂直位移和两帮水平位移逐渐减小,底板垂直位移逐渐增大;随着巷内支护阻力的增大,两帮的垂直应力均先增大后减小,巷道变形量先减小后增大,巷道底板和右帮位移量随支护阻力的变化并不明显。     

松软煤层托顶煤巷道煤柱宽度优化及控制技术

以芦沟煤矿32081工作面为工程背景,采用数值模拟和现场实测等方法,研究了松软煤层沿空掘巷托顶煤巷道的变形特征及控制技术。结果表明:不同煤柱宽度下,巷道变形量的变化幅度由大到小的顺序是煤柱帮(498 mm)、顶板(260 mm)、实体煤帮(135 mm)、底板(105 mm)。以6 m煤柱宽度围岩变形最为理想,在沿空掘巷中顶底板变形和两帮变形都是巷道变形的主要方面,而在两帮变形中,小煤柱帮变形量占76%左右,在顶底板变形中,顶板变形占80%左右,得出巷道顶煤和煤柱帮是支护的关键部位。据此,提出了高强度锚网保证围岩完整,长锚索控制顶板稳定、在帮角布置加强锚杆的帮顶协同控制综合技术。通过现场实测表明,该支护方案对于此类巷道的围岩变形量有较好的控制效果,对于类似巷道的支护技术也提供了参考和借鉴。     

不同围压下软岩巷道全长锚固支护优化研究

以淮南矿区丁集矿西三采区地质条件为背景,采用FLAC 3 D计算软件对深井软岩巷道全长锚固支护条件下围岩稳定性进行模拟计算,获得不同围岩应力和支护强度作用下巷道围岩稳定性影响规律.得知,随着围岩应力环境增大,巷道顶帮下沉量和底板底鼓量增大,巷道顶底板变形位围岩移量变化趋势与巷道两帮变形趋势基本一致,在10 MPa围岩环...     

地应力对深部回采巷道布置方向的影响分析

为分析地应力对深部回采巷道布置方向的影响,在参考相关文献和实测淮南矿区7个深部矿井20组地应力的基础上,获得高水平构造应力赋存特征。针对某深部矿井首采面两回采巷道布置方位与最大水平应力一致时,断面收缩仍然严重,对比Tresca理论与Gale理论,确定前者更适合分析此类巷道变形破坏状态。按点的应力状态计算不同侧压下巷道最优布置方位与最大水平主应力夹角β,得到首采面两巷的β为45°。根据巷道帮、顶应力差值越大围岩稳定性越差,进一步探究了β从0°偏转为12°,其围岩变形的应力差影响程度降至91%。接替面工程实践表明:初期支护方案相同时巷道围岩变形略有改善,后期支护方案改为帮、顶角增加两根锚索外加信号柱及时补强后支护效果良好,研究结果为类似条件下巷道布置与围岩控制提供了一定参考。     

巨高巷道帮不稳定三角块滑移及控制

 为解决超高巷道围岩控制难题,选取五家沟煤矿5201主运巷超高段(断面尺寸：5.25 m×8 m)为研究对象,采用UDEC和平衡拱理论分析帮不稳定三角块的响应特征。结果表明：(1) 帮受力状态如单侧无侧限单轴压缩,其破坏形式以侧壁夹角为45°－?/2方向上的三角块剪切滑移为主;(2) 帮深部垂直应力与水平应力差逐渐升高,构成帮不稳定三角块滑移的主要力源;(3) 帮沉降和水平位移曲线存在明显拐点,且拐点随巷高增加逐渐向深部转移;(4) 不稳定三角块最大宽度和顶压随巷高增加而增加,稳定性逐渐降低。认为：(1) 高性能、高预紧力锚杆可更好提高围岩力学性质,减小三角块顶压,保持帮不稳定三角块的完整性,帮中下部锚杆穿过主剪切滑移面可抵抗帮不稳定三角块的剪切滑移;(2) 斜拉锚索梁结构可发挥锚索抗拉强度大的优势,锚固在冒落拱迹线外的肩角和底角稳定区内,增大帮不稳定三角块滑移面的摩擦力。基于此提出高强高预紧力锚带网和帮斜拉锚索梁联合控制技术,掘出后顶底板相对最大移近速度4.1 mm/d,两帮相对最大移近速度4 mm/d,顶底板相对移近量104 mm,两帮相对移近量150 mm,顶板累计离层3.5 mm,支护完成后10 d实现自稳,帮不稳定三角块完整性好且无明显滑移迹象。     

急倾斜三软厚煤层留小煤柱沿空护巷技术

在急倾斜三软厚煤层走向长壁俯伪斜采煤条件下实施留小煤柱沿空护巷十分困难,煤柱稳定性和巷道围岩变形极难控制。针对这一难题,提出了包含煤柱小角度锚固法和十字护顶方法的留小煤柱沿空护巷技术,有效解决了煤柱易沿顶底板剪切破坏并向巷内搓动的问题,降低了巷道软弱围岩的破碎程度和变形量。现场试验结果显示,留设小煤柱的完整性保持较好,其中相较于原支护方式顶底板移近量减少了40%,两帮收敛量则减少了42%,巷道围岩变形得到了有效控制。与此同时,还得到工作面前后方回采巷道的矿压显现呈现明显的6个分区,分别为工作面前方无影响区、工作面前方矿压显现影响区、工作面前方矿压显现强烈区、工作面后方顶板激烈活动区、工作面后方顶板活动减缓区和工作面后方基本稳定区。其中,工作面前方矿压显现强烈区和工作面后方顶板活动激烈区的范围明显大于缓斜近水平煤层,这为分区制定围岩控制措施提供了有利依据。所得研究成果可为我国急倾斜走向长壁俯伪斜工作面沿空护巷技术研究提供一定的补充。     

深部回采巷道锚网索耦合支护时空作用规律研究

针对深部巷道围岩在开挖与支护时所表现出的非线性力学过程特性，对锚网索耦合支护时空规律进行数值模拟与工程应用研究。研究结果表明，在巷道实施锚网耦合支护后，在围岩剧烈变形阶段结束或临近结束的时间施加锚索关键部位耦合支护，是实现锚索与锚网和围岩之间时空耦合的最佳二次支护时间，其主要特征是通过锚索调动深部围岩强度实现巷道围岩高应力向低应力的转化；同时，实施锚网索耦合支护的深部回采巷道能够满足巷道掘进与工作面回采期间的稳定性控制要求。     

近距离跨采对巷道围岩稳定性影响分析

针对近距离跨采时，工作面与底板岩巷的不同空间位置关系，采用数值力学分析，详细地分析了工作面开采引起的围岩应力演化过程及特点、近距离跨采引起底板岩巷围岩位移的特点以及巷道位置对其围岩稳定性的影响。研究结果表明，煤柱上支承压力分布是开采影响岩层相互作用的结果，是开采引起集中应力在煤层与直接顶界面上的直接反映。近距离跨采巷道围岩位移受开采引起的整体位移场影响较大，而不单纯决定于煤柱侧支承压力的作用。留设保护煤柱时，底板岩巷应位于集中应力区的外侧或跨采时工作面应推过足够距离，使巷道靠近采空区应力恢复区的下方。最后通过实例给予了分析。     

煤巷强帮强角支护技术模型试验研究与应用

为研究煤巷支护技术,以汾西矿区煤巷为原型进行相似模型试验。通过配比试验确定煤岩层的相似材料,设计模拟锚杆和锚索的结构形式,阐述了实现过程。建立3组模型,分别模拟煤巷在常规支护、强帮支护、强帮强角支护下的效果,对试验结果数据进行对比分析,验证煤巷强帮强角支护技术的有效性,并成功应用于工程实践。研究结果表明:(1)强帮强角支护技术能提高顶底板的竖向应力,降低帮部应力集中区的竖向应力,改善围岩应力状态,形成顶板、帮部和底板的良性作用。(2)强帮强角支护技术能减小围岩的绝对位移和相对位移。煤巷帮部相对位移大于顶板相对位移,表明帮部比顶板整体性差,易发生局部失稳。(3)强帮强角支护技术能控制裂纹的产生与扩展,防止帮部和顶板发生破坏,提高安全性。(4)新峪矿工程应用及监测表明,强帮强角支护技术具有良好的适用性。     

大厚度泥岩顶板煤巷破坏机制及控制对策研究

 针对煤巷上方大厚度泥岩顶板在开挖支护后所表现的破坏现象,通过现场观察、室内试验、数值试验、相似模拟试验及理论分析,对其变形破坏机制及控制对策进行系统研究,动态分析围岩的变形和破坏过程,研究不同支护情况下巷道变形规律、破坏机制、应力分布及不同支护手段的加固效果。得出如下结论：(1) 泥岩风化崩解、碎裂扩容与应力调整过程中的高应力拉伸与剪切共同促使泥岩顶板破裂、离层和破碎的发生;(2) 原支护缺乏对围岩性质的准确判断导致巷道破坏与支护失效;(3) 大厚度泥岩顶板煤巷支护的原则：及时封闭围岩、提高下位岩层刚度、布置斜向锚索;(4) 根据地质力学与环境条件,通过断面优化及支护参数优化能够有效避免大厚度泥岩顶板煤巷的多次翻修,实现一次支护的长期稳定。研究成果在棋盘井矿区获得全面应用,对类似条件工程的支护技术具有一定的理论意义和实用价值。