软岩巷道顶、帮、底全支全让O型控制力学模型及工程实践

软弱岩体的阶段性、持续性流变,导致软岩巷道围岩深度破坏和支护失效。软岩巷道顶、帮、底三者在围岩系统稳定过程中所起的作用不同,软岩巷道围岩稳定性控制应做到整体性和协调性支护。在分析巷道顶、帮、底相互作用效应基础上,针对软岩巷道强流变四周均表现出大变形的破坏特征,提出了全断面、全支全让O型封闭控制的支护原理。该原理强调,开挖初期就应对软岩巷道顶、帮、底全断面进行强力支护,同时全断面又适时让压,在高阻支护力作用下又能适当释放围岩应力,达到对软岩巷道的整体性和协调性控制。通过力学模型对软岩巷道围岩塑性区范围和表面位移与支护力的作用关系进行了分析计算,得出巷道围岩变形破坏与支护力呈负相关关系。工程实践表明,采用该支护原理有效控制了深部软岩巷道的大变形。研究成果对类似工程实践具有一定的参考借鉴价值。     

深井高应力软岩沿空留巷围岩破坏机制及控制

针对深井高应力软岩沿空留巷围岩大变形难题,通过现场调研、理论分析和相似模拟试验,分析了围岩特性、支护结构破坏形式及其破坏演化过程,并对围岩破坏机制和围岩控制技术进行了深入系统研究。结果表明:厚层泥岩低强度、软化吸水膨胀及其在强采动高应力状态下碎裂扩容、长期蠕变是围岩大变形的诱因;围岩变形破坏相对于巷道横截面铅垂和水平方向呈明显不对称状态;原有围岩支护系统没有形成一个完整承载结构,使支护体被各个击破,围岩破坏顺序:充填区域顶板破碎→充填体偏心受载压裂片落→巷内顶板急剧倾斜下沉→实体煤帮外鼓片帮,最终导致围岩失稳;提出顶板分区耦合支护和以充填区域顶板为关键纽带的"四位一体"围岩控制技术,该技术能够提高巷道整体稳定性,避免围岩局部破坏造成的支护结构失稳,保障巷道安全畅通。     

煤巷弱胶结顶板稳定性分析与变形控制技术

煤层顶板为弱胶结岩体时稳定性差,常在煤炭回采过程中或巷道掘进时发生大变形或失稳等现象,维护难度较大。针对煤巷弱胶结粉砂岩顶板力学特征与变形控制等问题,以广西林场煤矿煤巷弱胶结粉砂岩顶板支护工程为工程背景,采用现场调研、实验室试验、理论分析等方法进行研究。通过现场调研,发现研究巷道有顶板岩层自承能力差、受水环境影响、支护结构失效率高、底板受水影响底鼓量大、受采动影响等特征;顶板岩石点荷载试验表明,其单轴抗压强度仅为1.9～ 2.3 MPa,采用电镜扫描发现,弱胶结粉砂岩以粗粒矿物为骨架;在普氏理论的基础上,推导了巷道顶板和两帮承压极限表达式,提出了提高巷道围岩整体强度和承载能力、确定合理的锚杆支护参数、顶板设计锚索加强支护等弱胶结巷道围岩控制要点。依据试验分析与理论研究成果,提出了以注浆加固为基础,锚杆和锚索联合支护的控制方案,并在林场煤矿进行了工业性试验。现场监测数据表明,设计的支护方案可以有效地控制煤巷弱胶结粉砂岩顶板变形。     

巷道支护的自稳平衡圈理论

基于软岩巷道围岩变形破坏的自稳平衡现象,通过数值模拟揭示了巷道顶板、两帮和底板之间的相互影响关系,得出了巷道围岩不稳定区是以巷道为中心的椭圆形。基于普氏理论,考虑“底板-两帮-顶板”相互影响,提出了巷道围岩自稳平衡圈理论,给出了自稳平衡圈的椭圆曲线方程,明确了巷道支护对象为自稳平衡圈内的岩体,支护的目的是控制自稳平衡圈岩体的稳定性。研究表明,“底板-两帮-顶板”共同构成巷道稳定性的整体系统,巷道顶板自稳平衡拱的大小随着两帮塑性区的增大而增大,两帮塑性区随底板变形而增大。加强底板和两帮的支护,将大大缩小顶板自稳平衡拱的高度。提出了“治顶先治帮,治帮先治底”的巷道支护理念,得到多年实践验证,为软岩巷道支护控制提供了新的依据。     

洼东煤矿软岩巷道支护方式选择

结合山东龙口洼东煤矿软岩巷道支护实践,通过主要含煤地层的物理力学性质分析和软岩岩层的工程地质特征研究,指出随着开采深度的增加,巷道围岩应力和变形量明显增大、返修率高,成为影响巷道层位及其支护方式选择的主要因素,应采取符合围岩工程地质特征和力学机制特点的联合支护方法取代单一支护。研究结果对软岩巷道支护具有一定的指导意义。     

大断面厚顶煤巷道顶板冒落破坏的上限分析

根据大断面厚顶煤巷道顶板的破坏特性,考虑了顶板围岩应力水平与支护荷载的影响,利用Hoek-Brown强度准则及其相关联的流动法则,构造出厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机构。基于塑性力学中的上限分析方法,结合变分原理,推导得到了大跨度厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机制,并以赵楼煤矿某巷道现场实践为例,分析了不同计算参数对顶板冒落破坏机制的影响。计算研究表明：随着岩体经验参数A、抗拉强度、抗压强度及支护荷载的增加,冒落体尺寸随之增大,而当岩体经验参数B、围岩应力及岩体重度增加时,冒落体尺寸则随之减小;冒落体尺寸代表了巷道顶板安全性能的大小,其尺寸越大,表明使巷道顶板发生冒落破坏所需外力功越多,顶板安全性能也越高;岩体经验参数B、围岩应力水平与支护荷载对顶板围岩破裂机制影响较为显著,参数B决定了冒落体的破裂形状,随着参数B的增加,冒落破裂迹线的曲率不断减小;增大支护阻力是提高顶板稳定性的有效途径,其研究结果可为大断面厚顶煤巷道支护设计提供一定的理论依据。     

深部软岩巷道锚注支护数值模拟研究

采用大型有限元数值模拟软件ANSYS,对深部软岩巷道锚注支护前后围岩变形破坏规律进行了数值模拟,对锚注支护前后围岩的应力、位移及塑性区的变化情况等进行了系统分析,结果表明,锚注支护显著提高了围岩的强度和承载能力,有效地控制了深部软岩巷道的损伤变形。     

深部软岩巷道锚网索耦合支护非线性设计方法研究

由于深部软岩巷道工程岩体介质已进入到塑性大变形阶段,其破坏主要是由于支护体与围岩之间的不耦合造成的,因此提出了锚网索耦合支护非线性设计方法。与传统的线性参数设计不同,该方法在变形设计的基础上,针对最佳耦合过程进行强度设计,提出锚网索耦合支护参数,并在施工过程中通过反馈设计进行修正。与新奥法不同,采用该设计方法进行锚网索耦合支护既能充分发挥锚网主动支护浅部围岩的能力,又能通过锚索调动深部围岩强度的支护能力,从而可以实现软岩巷道支护体与围岩在强度上、刚度上和结构上的耦合,保证软岩巷道围岩的稳定性。     

深部厚顶煤巷道围岩变形破坏机制模型试验研究

为研究深部厚顶煤巷道围岩变形破坏特性及其机制,以赵楼煤矿千米深井厚顶煤巷道为工程背景,开展了大比尺地质力学模型试验,对让压型锚索箱梁支护系统作用下的巷道围岩位移、应力演化规律进行的研究表明：巷道顶底板围岩竖向应力释放较两帮剧烈,水平应力释放反之,巷道顶板中部围岩是顶板竖向应力释放的主要部位。通过与现场试验结果对比验证,总结出深部厚顶煤巷道围岩变形破坏的3个主要特征：顶板变形破坏较两帮和底板严重、顶板围岩变形破坏主要发生在煤岩交界面以下的煤体中、巷中是顶板变形破坏的关键部位,并进一步分析了相应机制：顶板煤岩松软破碎、自承能力差、顶板及其巷中竖向应力释放相对更为剧烈、矩形巷道顶板受力状态差等因素,导致顶煤所受径向应力低,碎胀变形剧烈,且弯曲变形、离层严重,顶板受力结构恶化,最终导致顶板控制困难。     

含软弱夹层厚煤层巷帮外错滑移机制与支护研究

含泥岩软夹层大采高工作面回采巷道外错式变形破坏是巷道支护的新课题。通过对三道沟煤矿含软夹矸层5-2厚煤层回采巷道变形实测和围岩钻孔窥视,发现了巷道顶板存在垂直裂隙,巷道两帮破坏区集中于夹矸层附近,且具有副帮大于正帮的特征,巷道变形主要来自于相邻采空区的影响。通过数值计算和物理模拟,揭示了相邻工作面侧方支承压力导致顶板产生垂直向裂隙,引起顶板与巷道夹矸层以上煤体沿软夹层向相邻采空区外错滑移的机制。建立了含软夹矸层巷道自稳平衡拱支护模型,提出了加强巷道上帮支护,控制外错滑移破坏的控制原则,给出了顶板锚索与煤帮长锚杆加强支护方案,工程实践取得了成功。     

Seismic identification of geothermal prospecting in Harrat Rahat,Northern Arabian Shield

Influenced by mining activities in adjacent coal seams, stresses on rocks surrounding roadway were redistributed, and the roadways in lower coal seam were subjected to the asymmetrical roof falling and roof sagging. Considering stresses effect on the plastic zone around the roadway, numerical models were carried out by FLAC to investigate plastic zone with respect to stress ratio and direction of stresses. The relationship between the properties of surrounding rock and plastic zone boundary was also investigated by another numerical model and analytical study, whereby the tailgate stability of panel 30,501 in Tashan coal mine was implemented. It is shown that the rocks surrounding a roadway in the lower coal seam were subjected to unequal stresses, and the principal stress direction was deflected from the original direction. High stresses and big stress ratio can produce butterfly-shaped or X-shaped plastic zone. The direction of stresses was deflected, causing the plastic zone around the roadway to be transferred from the shoulder to the roof of the roadway. Consequently, asymmetrical stresses produce asymmetrical plastic zone. On this basis, the tailgate should be assigned conditions of the stresses and stress ratio at a low level. In this way, the tailgate was arranged at the position where the horizontal distance from the roadway in the lower seam to the centre line of the coal pillar in the upper seam (x) is 52.5 m, and was stable relatively.     

深部大断面厚顶煤巷道围岩稳定原理及控制

针对深部高地应力、大断面、厚顶煤巷道围岩控制难题,采用理论分析、数值计算等方法研究了其变形破坏机制及其控制技术。研究结果表明,深部大断面厚顶煤巷道顶煤塑性区呈“拱形”或上宽下窄的“倒梯形”形态,直接顶塑性区则呈“矩形”形态,且存在肩角稳定区域。提出了“倒梯形”塑性区形成的层理面剪切破坏作用机制：在深部高应力（尤其是高水平应力）以及顶煤较大下沉产生的附加水平应力作用下,顶煤和直接顶之间的层理面发生剪切破坏,并引起其附近煤体破坏,促进了顶煤“倒梯形”塑性区的形成。基于此,提出了高强高预紧力锚杆和斜拉锚索梁联合支护围岩控制技术,认为斜拉锚索可锚固在肩角稳定区域,并起到限制顶煤与直接顶岩层之间层理面的剪切变形、阻止顶煤塑性区由“拱形”向“倒梯形”发展的作用。研究成果成功应用于工程实践     

Coal Mine Roadway Stability in Soft Rock: A Case Study

Roadway instability has always been a major concern in deep underground coal mines where the surrounding rock strata and coal seams are weak and the in situ stresses are high. Under the high overburden and tectonic stresses, roadways could collapse or experience excessive deformation, which not only endangers mining personnel but could also reduce the functionality of the roadway and halt production. This paper describes a case study on the stability of roadways in an underground coal mine in Shanxi Province, China. The mine was using a longwall method to extract coal at a depth of approximately 350 m. Both the coal seam and surrounding rock strata were extremely weak and vulnerable to weathering. Large roadway deformation and severe roadway instabilities had been experienced in the past, hence, an investigation of the roadway failure mechanism and new support designs were needed. This study started with an in situ stress measurement programme to determine the stress orientation and magnitude in the mine. It was found that the major horizontal stress was more than twice the vertical stress in the East–West direction, perpendicular to the gateroads of the longwall panel. The high horizontal stresses and low strength of coal and surrounding rock strata were the main causes of roadway instabilities. Detailed numerical modeling was conducted to evaluate the roadway stability and deformation under different roof support scenarios. Based on the modeling results, a new roadway support design was proposed, which included an optimal cable/bolt arrangement, full length grouting, and high pre-tensioning of bolts and cables. It was expected the new design could reduce the roadway deformation by 50 %. A field experiment using the new support design was carried out by the mine in a 100 m long roadway section. Detailed extensometry and stress monitorings were conducted in the experimental roadway section as well as sections using the old support design. The experimental section produced a much better roadway profile than the previous roadway sections. The monitoring data indicated that the roadway deformation in the experimental section was at least 40–50 % less than the previous sections. This case study demonstrated that through careful investigation and optimal support design, roadway stability in soft rock conditions can be significantly improved.     

深井孤岛工作面巷道围岩采动应力分区演化特征

针对深井孤岛工作面煤巷大变形问题，采用现场实测手段研究了回采过程中巷道和采空区应力动态演化规律以及巷道围岩变形破坏演化特征。研究结果表明：深井孤岛工作面巷道围岩应力演化与变形破坏具有显著的阶段性特征，工作面前方大于250 m范围，巷道围岩未受采动影响，围岩应力变化较小且变形主要集中在底板与煤柱肩窝；工作面前方100～250 m支护结构受力增大，巷道浅部围岩破碎，顶底板移近及煤柱内挤变形突出，巷道出现明显的非对称变形破坏；工作面前方100 m为强烈采动影响阶段，尤其是在工作面前方20～22 m围岩垂直应力与空间主应力变化比较剧烈，顶底板移近与两帮内挤变形更加突出，巷道围岩表现出明显的大变形破坏特征。根据采空区应力分区特征分析了顶板覆岩结构的动态演化过程。结合应力与变形破坏演化特征，提出了巷道支护对策，以期为深井巷道围岩控制提供一定指导。     

大断面综放沿空巷道煤柱合理宽度与围岩控制

确定合理的区段煤柱宽度及巷道支护型式和参数,对于提高资源回采率和巷道安全性及实现综放开采高产高效意义重大。以王家岭煤矿20103区段运输平巷为工程背景,采用FLAC3D数值分析了不同煤柱宽度下围岩主应力差、变形及破坏演化规律,认为合理煤柱宽度为6～10 m,并结合实际地质和生产条件确定试验巷道煤柱宽度为8 m。采用理论分析和现场钻孔窥视方法综合确定基本顶断裂线位于距采空区约7 m处,认为由于综放沿空巷道围岩性质结构和应力分布沿巷道中心线呈明显非对称性,将引发煤柱侧顶板严重下沉和肩角部位煤岩体错位、嵌入、台阶下沉等非对称破坏特征,靠煤柱侧顶板及肩角部位是巷道变形破坏的关键部位。在此研究基础上,针对性地提出了以高强锚梁网、不对称锚梁、锚索桁架为主体的综合控制技术,详细阐明了具体支护措施的控制机制,并进行现场应用。工程实践表明,8 m煤柱宽度合理,该支护技术能够保证窄煤柱沿空巷道围岩稳定,并已在王家岭煤矿大面积推广应用,对类似工程条件的支护技术具有一定的理论意义和实用价值。     

彬长矿区软底巷道变形特征及影响因素分析

通过对蒋家河煤矿ZF1404工作面巷道变形特征的分析,初步总结出了彬长矿区巷道变形的影响因素:应力场的不均衡分布为控制因素;软岩底板、厚度不均、埋深较大和倾角较小为内在因素;矿山压力、顶板淋水和软岩遇水膨胀为直接因素;采动影响为间接因素。变形严重区位于赵坡向斜轴部及两侧。结合实际生产过程中采取的巷道维护措施,认为合理规划采掘布局和采掘接替、合理留设护底煤、不同区段采取不同的支护措施、及时抽排工作面涌水等治理措施能有效防止软底巷道变形,确保该工作面正常安全生产,具有一定的借鉴意义。      

内蒙古高家梁煤矿巷道加固及围岩支护结构的数值模拟分析

高家梁煤矿位于内蒙古鄂尔多斯市东胜区东南8km处,矿井设计规模年产600×104吨。建井期间在埋深50～150m的运输大巷中部,遇到一种低强度软岩,巷道掘进与施工过程中冒顶、塌方时有发生,常规锚杆支护失效,对施工安全和进度造成很大影响。基于巷道地质情况与软岩特征,根据巷道围岩松动圈理论及围岩与支护作用关系,重点分析了软岩巷道的变形、顶板失稳机理,确定了运输大巷的工程加固方法。经过ADINA数值模拟验算以及后期的运输大巷变形监测曲线都证明加固方案满足运输大巷对支护刚度和强度的要求,同时还将加固方案进行了经济评价,得出了这种加固方案对于高家梁矿的特殊软岩巷道段加固在技术上可行,经济上可以接受的结论。     

高应力大断面煤巷锚杆索桁架系统试验研究

高应力构造区大断面煤巷围岩控制技术是煤矿巷道工程中亟需研究的问题之一。以峰峰集团新三矿废矸充填复杂困难煤巷为典型研究对象,综合现场调研和数值模拟分析结果得出高应力作用下大断面煤巷变形破坏特征,提出一种基于“索-拱”结构为核心的高应力煤巷围岩控制系统-锚杆索桁架,分析该支护系统基本结构,设计流程及支护预应力场分布特征,在新三矿某一置换煤巷开展工业性试验,研究结果表明,新型支护系统结构稳定,巷道围岩控制效果良好,对类似困难巷道支护具有一定的理论和实用参考价值。     

考虑弹性核作用下的冲击地压形成机理模型试验

使用CCD相机搭建实验图像数据采集系统,采用花岗岩模拟坚硬顶底板、红砂岩模拟软岩层组合成岩层结构,近似还原顶板来压过程中软岩层的变形破坏过程,研究帮部"弹性核"对冲击地压至灾的影响机制。研究结果表明:(1)上覆顶板来压时,可将软岩层划分为塑性破坏区、弹性承压区、原岩应力区,弹性承压区易形成较大的弹性核。(2)软岩层变形能在弹性承压区大幅度积累,其积累过程是波动式上升的;在峰值荷载前,变形能积累和释放的频率加快;达到峰值荷载时,弹性承压区变形能存在明显的释放过程。(3)冲击地压发生时,塑性破坏区冲击并反作用于临近岩体使其短暂收缩。(4)冲击地压是一个渐进性的过程;一方面,由于水平约束的消失,弹性承压区的受力状态由水平方向受约束的压缩状转入单轴压缩态,导致其承载能力减弱;另一方面,承载区面积快速减小,导致软岩层承压区域承担的竖向荷载突增;两者共同作用导致冲击地压出现渐进性的冲击和破坏。