厚煤层超高巷道裂隙拓展规律及围岩控制

针对井下超高巷道围岩控制难题,选取某煤矿5205胶带运输巷超高段为研究对象,采用UDEC模拟了巷高3.5~8 m过程中围岩裂隙场的分布特征、拓展规律及相对演化趋势。结果表明:围岩裂隙场分为3个区,即裂隙贯通区、裂隙发育区和微裂隙区,均呈"半椭圆"状分布;顶、底、两帮裂隙三区深度随巷高增加而增加,加剧了顶、底板微裂隙区向裂隙发育区转化,裂隙发育区向裂隙贯通区转化,相反的,两帮微裂隙区向裂隙发育区转化和裂隙发育区向裂隙贯通区转化的趋势逐渐降低。由侧压系数1.0时不同巷高等应力轴比分析可知:顶板无效加固区高度与巷高呈负指数减小,两帮无效加固区宽度呈正指数增加。认为:锚杆可控制裂隙滑移,延缓围岩碎胀变形;帮斜拉锚索梁可锚固在肩角和底角无裂隙区,锚固基础可靠,且可挤压帮中部裂隙贯通区。基于此提出了高强高预紧力锚带网和帮斜拉锚索梁联合控制技术,超高巷道支护完成后10d实现自稳,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3.5mm。     

冲击载荷作用下锚固围岩损伤破坏机制

为研究冲击地压巷道锚固围岩损伤破坏特征,以实际发生冲击失稳的巷道为例,分析了冲击载荷作用下锚固围岩动载响应特征,现场测试了冲击载荷作用后围岩损伤、锚固界面损伤及锚固性能,对比分析了冲击载荷前后锚杆力学性能。研究结果表明:冲击载荷作用下,巷道锚固围岩和锚杆与锚索受反复压拉压作用,导致锚固系统锚固性能降低与失效;冲击载荷作用后,巷道围岩节理、裂隙发育,完整性差且强度大幅降低,锚固性能劣化或失效;锚杆支护材料性能降低,杆体延伸率降低13. 8%,抗拉强度降低6. 6%,冲击吸收功降低24. 3%,锚杆产生塑性变形,晶粒扭曲、畸变,微观金相组织紊乱。采用锚固注浆、高预应力全长锚固以及高强度、高伸长率、高冲击韧性锚杆与锚索联合支护,可以有效提高冲击载荷作用下巷道围岩的稳定性。     

深部围岩巷道支护技术的应用研究

为了研究掘进期间深部高应力区巷道变形特征,以山西某矿22614工作面为研究背景,采取了锚网梁索+底角锚杆的联合支护措施,在支护段分别布置2个测站进行监测,得出在掘进期间,巷道顶底板相对移近量平均为52.2 mm,两帮相对移近量平均为42.8 mm,巷道断面收缩率控制在5%以内,围岩变形控制效果好。锚固区内离层值大于锚固区外离层值,说明顶板离层主要发生在锚固范围内,锚固范围外离层较小,锚索支护有效控制了巷道顶板离层。     

锦界矿回采巷道围岩破坏特征与支护参数优化

针对巷道围岩破坏特征及稳定性控制问题,基于该类围岩的变形特点,对锦界矿某工作面平巷进行了锚固支护参数优化。通过钻孔窥视、岩心试验、松动圈测试等现场试验及数值模拟分析,分析了回采巷道受采动影响时围岩应力分布规律及围岩破坏特征,优化了巷道支护参数。结果表明:受工作面采动影响后,巷道两帮围岩破坏不大而顶底板完整;优化后顶板和两帮支护参数减少了支护强度。工程实践表明:优化后支护参数有效控制了巷道围岩变形,节约了支护成本,提高了掘进效率。     

采动影响下松软围岩巷道变形特征与控制技术研究

在地质力学现场测试的基础上,针对巷道顶板坚硬、煤帮与底板极其松软的特点,分析了巷道围岩变形破坏特征,指出围岩松软强度低、采动高应力环境、初期支护强度刚度不足是造成巷道破坏的原因;并提出采用预应力锚固与注浆联合加固技术解决采动影响下松软巷道围岩控制难题,井下工业试验结果表明,注浆加固后大幅度提高了围岩整体稳定性,两帮最大移近量为35mm,顶底板最大移近量为19mm,围岩变形得到有效控制,基本杜绝了巷道维修。     

急倾斜特厚煤层综放工作面采场运移与巷道围岩破裂特征

急倾斜煤层的赋存环境及水平分段综放的开采方式加剧了综放工作面采场结构与应力演化的复杂性,增加了综放工作面稳定性评估的难度,为此采用多手段联动的方法对煤岩体结构与巷道围岩破裂特征进行综合探测。通过急倾斜煤层综放工作面覆岩结构与应力分析巷道围岩产生分区破裂的力源条件;基于钻孔应力监测、声波探测、光学钻孔摄像等监测方法,获得了巷道围岩质量与离层区分布位置,钻孔内壁裂隙发育程度、裂隙数量与长度以及动态破裂演化特征。综合分析表明：急倾斜特厚煤层巷道围岩破碎具有分区分布特征,顶板与两帮裂隙呈现不规则的分区演化特征,裂隙区与完整区交替出现,煤体侧巷道帮的裂隙分布区域大于岩体侧。     

浅埋高强度采动巷道围岩松动圈演化规律研究

为研究浅埋采动巷道围岩松动圈演化规律,保证煤矿地下水库的安全运行,以补连塔煤矿典型浅埋高强度综采面为工程背景,综合运用理论分析、数值模拟、现场实测等方法对采动影响下的矩形巷道受力变形特征进行了分析。研究表明:浅埋高强度采动巷道松动圈主要集中在两帮呈"凸"型发育,受采空区残余支承压力影响程度大于工作面超前支承压力,巷道煤柱侧松动范围较工作面侧严重;巷道在二次采动阶段受一次采动和回采稳定的叠加影响破坏最严重,为保证遗留煤柱长期稳定性提出了锚网喷联合支护方法。研究成果为煤矿地下水库安全运行及类似条件下巷道围岩控制提供了科学依据。     

裂隙带顶板巷道围岩破坏机理及稳定性控制

针对上行开采过程中顶板巷道支护困难的问题,采用UDEC离散元数值模拟软件对上行开采过程中采场采动裂隙、塑性区以及巷道围岩裂隙、塑性区发育进行了系统的研究和分析,研究结果表明:采动作用下顶板巷道围岩破坏以巷道顶、底板破坏最为明显,靠工作面侧的巷帮破坏次之。采场采动裂隙、塑性区发育与巷道围岩裂隙、塑性区发育在工作面的推进过程中不断相互吸引和促进,最终贯通。同时,当采动作用达到一定程度时,采动裂隙会以顶板巷道顶板为起点向上发育,而巷道肩角处塑性区向上产生畸形发展,其发育方向与采场覆岩断裂角一致,其发育高度远远大于未受采动影响的巷道塑性区发育高度。基于分析结果,提出了上行开采裂隙带顶板巷道支护策略,并以山脚树矿上行开采为工程背景对其顶板巷道原有的支护形式进行了改进,改进后的支护能够有效保证巷道围岩稳定。以上研究成果可为上行开采工程中顶板巷道的支护提供设计参考,丰富采动巷道围岩稳定性控制理论成果。     

深埋动压巷道“高强度、低密度”支护技术研究与实践

针对冶坪煤矿深埋受采动影响的1301材料巷围岩变形大、支护难度高和采掘接续紧张等问题,采用FLAC~(3D)数值模拟软件对不同顶锚杆间排距和长度影响下巷道顶板围岩锚固预应力场分布规律进行研究,提出了"高强度,低密度"支护方案。现场实测结果表明:采用"高强度,低密度"支护方案后,巷道顶底板和两帮最大移近量分别为106.66 mm和132.31 mm,有效控制了巷道围岩变形。     

矿井深部沿空软碎巷道主动支护技术研究

为解决矿井深部沿空软碎巷道支护困难的问题,针对陈四楼煤矿埋深800 m及以下的沿空掘进工作面地质条件和巷道变形破坏特征,通过理论分析、数值模拟,分析巷道失稳破坏原因,提出了"高强度高密度锚杆+高强度锚索钢梁+顶板高强度注浆"的主动联合支护技术。结果表明:通过对沿空掘巷软弱破碎顶板进行高强度注浆,将顶板内的裂隙充填,使软弱破碎的顶板与高强度注浆液胶结成整体,从而提高巷道直接顶板岩层的黏聚力和内摩擦角,增强顶板的整体稳定性和强度;利用"高强度、高预应力、高强度、高锚固点"锚杆以及高强度锚索钢梁对巷道顶板和两帮实行协同支护,有效控制了巷道围岩变形,巷道掘进45 d后围岩变形趋于稳定,顶板下沉量最大为79 mm,两帮位移最大183 mm,保证了巷道安全生产过程中的正常使用。     

采空区下近距离特厚煤层回采巷道失稳机理及其控制

采空区下近距离煤层开采时,下层煤回采巷道将受到上煤层采空区遗留煤柱、本煤层相邻工作面动压的影响,针对孙家沟煤矿特厚煤层放顶煤工作面13311回风巷严重的冒顶、两帮内挤和底臌等变形破坏现象,采用现场实测、理论分析及数值模拟等研究方法,探讨了回采巷道失稳机理及主要影响因素。研究表明,13311回风巷变形失稳主要影响因素为迎邻近工作面回采动压掘进、巷道布置方式和巷道支护参数不合理。与上层煤回采巷道垂直布置、巷道支护强度低且迎采动掘进时,下层煤回采巷道容易失稳。为改善13313回风巷围岩稳定性,有效控制巷道变形,根据试验巷道围岩物理力学性质及受力特征,研究提出了有针对性的解决方案:首先改进巷道布置方式,将下煤层回采巷道布置在采空区下,且应距离上煤层采空区遗留煤柱不小于20 m;其次增大护巷煤柱宽度,把区段护巷煤柱宽度增加到20 m以上,减少迎采动掘进动压的影响;最后,采用高预应力全锚索加强支护,提高锚杆锚固段的整体性及其承载能力。据此,在13313回风巷进行了工业性试验并进行了巷道矿压观测,结果表明:经受相邻13311工作面回采动压影响后,区段煤柱整体完整,具有良好的承载性能;锚索受力达到了250～300 kN,约为其破断力的50%,锚索受力增长平稳,较好地控制了巷道离层和围岩变形;13313回风巷顶底板移近量为400 mm左右,两帮移近量为300 mm左右,巷道围岩变形量得到了有效控制,保证了巷道的整体稳定性,取得了良好的支护效果。但是,采用该种巷道布置方式,下层13号煤层13313工作面回采时,因工作面上方11号煤层区段煤柱集中应力的影响,对其顶板和煤壁管理提出了更高的要求,需引起高度重视。     

六盘区煤层大巷注浆加固技术应用

针对长平煤业公司六盘区大巷煤层存在强度低,节理、裂隙发育,沿煤层顶板掘进的大巷断面较大,矿山压力显现,变形位移量大等问题,采用了"巷道喷浆+巷帮顶板注浆+两帮锚索补强"综合加固方案.实践结果表明:巷道顶最大移近量为159 mm,两帮移近量最大为131 mm,重塑了巷道围岩的稳定性,提升了巷道围岩自身承载能力,解决了巷道...     

顾北矿沿空掘巷临空活动段围岩变形控制技术研究

为了分析临空活动段对沿空巷道围岩支护的影响,以顾北矿南一采区1322(1)工作面为工程背景,通过UDEC数值模拟及现场试验,对临空活动段沿空掘巷煤柱的应力分布及围岩稳定控制技术进行了研究,结果表明：临空活动段留设煤柱存在应力集中现象,不同支护工况下可能发生压剪破坏,并且巷道帮部压力大于顶压。现场应用表明锚网索联合槽钢梁加强支护顶板和巷帮的围岩控制技术能有效提高临空活动段沿空巷道围岩稳定性。     

矿用高强锚索束在重复跨采软岩巷道中的应用

重复跨采作用下软岩巷道变形破坏严重，为解决此类支护难题，以淮北芦岭矿II82运输上山为工程背景，分析围岩地质条件，并对巷道变形破坏特征进行总结，通过岩石力学强度试验、现场钻孔窥视，结合理论分析，分析了巷道失稳的主要原因：围岩自身强度低、围岩流变影响、重复跨采影响、支护方式选择不合理，最后提出“常规锚网喷+浅部围岩注浆强化加固+矿用高强锚索束联合中空注浆锚索支护”控制技术。现场实践表明：试验段巷道在工作面跨采期间顶板、底板、帮部位移量依次为20mm、42mm、25mm，相对于常规支护非试验段巷道降低了43%、60%、57%，实现了巷道围岩的稳定控制。     

受上覆采空区影响的巷道群稳定性控制研究

近距煤层下行开采中,因受上层煤采空区及煤柱的影响,下层煤巷道的应力环境及围岩破坏机理均发生复杂变化。采用理论分析、数值模拟与工程应用的综合方法,研究下层煤应力分布规律、巷道群的变形破坏机制及稳定性控制对策。研究表明:受上覆采空区释压作用影响,其下方巷道围岩应力集中较小、巷道较为稳定;受煤柱压力传递影响,煤柱下巷道围岩垂直应力急剧升高,应力集中系数达3.84,巷道两帮及肩部大范围压剪破坏,最终导致巷道整体失稳;煤柱下高应力区巷道宜采用拱形断面,增加支护强度与锚固预应力,顶板锚索(杆)向巷道两肩角倾斜布置,使支护体系与围岩塑性破坏区相互耦合并得到共同强化。在支护优化后巷道顶板下沉量减小42.8%,锚杆、锚索实测工作载荷分布合理,实现了对煤柱下近距煤层巷道的安全有效控制。     

孤岛工作面回风巷围岩控制与支护技术

以鹤壁四矿2604孤岛工作面回风巷为研究对象,采用FLAC3D模拟了巷道围岩的垂直应力,得出了巷道垂直应力与围岩深度的关系曲线。围岩垂直应力峰值点位置相差较大,顶板和采空侧围岩深部垂直应力趋于一定值,煤柱边缘垂直应力较小。针对围岩破碎,顶煤厚度大,提出了高强高预紧力锚杆与斜拉锚索梁结构联合控制技术,使浅部围岩与深部围岩形成统一的承载结构,矿压观测结果:顶底板相对移近量为215mm,两帮相对移近量为157mm,顶板离层量为35mm,为类似条件下的巷道支护提供借鉴。     

深井高应力巷道围岩变形及控制技术研究

为了解决赵固一矿2号煤层11271胶带巷围岩变形破坏严重的问题,通过现场监测数据分析地质力学参数和原支护方案围岩变形破坏规律,指出围岩强度低、赋存水文地质环境复杂、应力集中系数高、支护强度无法达到要求是巷道围岩变形破坏的主要原因。提出了强力一次支护理论,采用全长预应力锚固强力锚杆锚索控制技术提高顶板初期支护预应力和支护强度,加强两帮支护的支护方案。现场试验效果表明:无论是从锚杆索受力还是从巷道顶底板和两帮变形量来看,采用全长预应力锚固强帮控顶技术后,巷道变形得到有了效控制,而且保证了正常回采。     

动压影响下纵跨巷道力学分析与围岩裂隙控制技术

采用力学分析、数值模拟、现场监测等手段研究了动压条件下煤矿工作面纵跨巷道围岩的稳定性。基于岩石材料的流变特性,采用弹塑性理论分析纵跨巷道的围岩受力特征,求出了巷道围岩的应力各分量的解析解;数值计算表明,巷道受工作面前方支承压力和侧向应力的叠加应力影响,随着工作面的推进,超前支承压力对其影响逐渐减弱,侧向应力将长期影响巷道围岩的稳定性。确定了煤层工作面端头侧向应力作用下的流变效应是影响跨采巷道稳定性的重要因素之一。采用注浆封堵技术,确保了巷道围岩不被软化,保持了巷道围岩的强度和承载能力,达到了控制巷道围岩稳定性的效果。     

中厚煤层窄煤柱沿空掘巷围岩稳定性研究

以恒源煤矿487工作面窄煤柱沿空掘巷为工程背景,基于该矿工程实况采用理论计算、数值模拟等手段综合确定487工作面回风巷最优护巷煤柱宽度为5m|基于数值模拟分析了487工作面回采后沿空掘巷超前段顶板、实体煤以及煤柱内围岩应力分布、围岩变形与塑形区演化特征,针对性提出了高强锚杆索组合非对称支护技术,并分析了巷道支护应力场的合理性。工程实践表明：工作面回采动压影响下沿空掘巷围岩剧烈扰动范围存在于超前工作面30m内,顶底板及两帮移近量最大分别为574mm、759mm|超前工作面30m后巷道围岩变形趋于稳定,顶底板及两帮移近量平均分别为190mm、315mm,5m护巷煤柱和高强锚杆索组合非对称支护技术有效控制了沿空掘巷围岩变形。     

沿空跟掘回采巷道合理煤柱留设及围岩稳定性控制

沿空跟掘回采巷道掘、采全服务周期经受相邻工作面采空区未稳定压力、相邻工作面回采侧向支承压力及本工作面回采超前支承压力多重动压影响,煤柱稳定性差、围岩支护困难、异常矿压显现。以潞宁孟家窑煤业有限公司22115回风巷为工程背景,综合运用理论分析、数值试验研究并参照已有工程实践经验确定最佳护巷煤柱宽度,提出合理可行的围岩稳定性控制技术。研究结果表明:22115回风巷净煤柱宽度应不低于15 m。提出的分阶段、重点部位针对性加强高预应力强力支护方案井下工业性应用效果良好,掘、采全服务周期锚杆（索）受力稳定,强度利用率高;顶板离层量小且在较短时间内趋于稳定;围岩整体未出现大变形,完全满足安全生产需求。