掘进工作面巷道围岩压力及变形规律分析研究

伯方煤矿二盘区巷道围岩为第Ⅳ类不稳定围岩,围岩压力大,矿压显现剧烈,评价巷道支护效果,在实验室取得的3号煤煤岩物理力学参数及巷道支护参数基础之上对巷道支付方式进行数值模拟分析,通过分析巷道开挖后的围岩应力、变形及破坏深度得出:巷道变形量左帮65mm、右帮66mm、顶板32mm,围岩破坏深度顶板1.5m、底板1.5m、两帮1.5m。对3211回风巷掘进工作面的围岩变形及锚杆受力监测结果说明联合支护对动压有一定的承受能力,在现有伯方煤矿巷道围岩支护情况下,围岩得到了有效地控制。     

复杂顶板条件下巷道合理支护参数研究

葛泉矿1192工作面巷道顶板包含8~#和9~#两层煤及夹矸,顶板条件复杂多变,巷道支护参数的设计和稳定性存在难题。通过FLAC3D数值模拟软件分析了薄顶煤型和厚顶煤型两类顶板结构巷道围岩塑性区分布特征,当顶板由薄顶煤型变为厚顶煤型时,顶板围岩破坏深度随之增大,两帮和底板的破坏深度不变,顸板破坏深度最大值2.5 m,帮破坏深度最大值2 m。结合塑性区特征和悬吊理论提出合理支护参数,结果表明煤帮松动圈范围0.6~0.7 m,顶板和两帮位移量60~80 mm,巷道变形量小,基本能够维持稳定。     

考虑采空区压实效应的矩形巷道支护设计研究及应用

为解决73上16工作面运输巷工作期间围岩变形量大难支护等问题,采用理论计算及数值模拟验证73上16工作面运输巷支护设计参数（锚杆长度3.3 m、锚索长度6.2 m）合理性。结果表明：基于巷道松动圈理论,计算出巷道顶板松动圈高度为2.9 m,两帮松动圈范围为2.1 m,锚杆及锚索长度有效穿过松动圈范围;建立了考虑采空区压实效应的数值计算模型,通过数值模拟得出了巷道围岩顶板破坏是逐步发展的过程,未发生完全破坏的细砂岩层不能阻断砂质泥岩的破坏;采用该支护参数后,巷道顶板围岩塑性区破坏面积减少,变形量得到有效控制。经现场实践后,巷道顶板、底板、左帮及右帮最大位移量分别达到69 mm、58 mm、74 mm、78 mm,且巷道在服务期间未出现大变形情况。     

厚煤层大断面巷道支护技术研究

为了研究厚顶煤大断面巷道掘进过程中的巷道围岩破坏情况及合理支护方式,采用数值模拟和井下试验方法分析了不同巷道宽度下巷道围岩的变形破坏情况及不同支护方式对巷道围岩稳定性的影响,研究结果表明:巷道宽度变化对厚煤层顶板稳定性影响较大,巷道宽度由4 m增加到6 m时,顶板沉降量增加了55 mm,最大变形出现在厚煤层顶板中部,采取高预应力锚杆索支护方式并适当提高顶板支护密度,可以对浅部围岩施加更大压应力,进而更好地控制顶板沉降,井下工程实践表明:合理的锚杆索预紧力及支护参数可保持巷道围岩结构稳定性,矿压监测数据显示,两帮变形最大均未超过40 mm,顶板最大离层值未超过100 mm,锚杆、锚索受力始终保持稳定,支护效果良好。     

松软破碎围岩回采巷道支护技术研究

针对松软破碎围岩回采巷道中存在的大变形及支护困难等问题,开展了理论分析和工程实践的研究工作。首先从理论上阐述了岩浆活动及水的长期作用是引起回采巷道围岩弱化的主要原因;其次提出了相应的支护对策,对于巷道围岩以顶板变形为主的区域,采用"锚网带+锚索梁+工字钢棚"的耦合支护方式;对于巷道围岩以顶板和右帮(岩浆岩冲断条带一侧)变形为主的区域,首先将断面优化为圆弧拱形,然后采用"锚网带+锚索梁+喷浆+中心点柱"的耦合支护方式。支护参数优化后的回采巷道矿压观测结果表明:矩形巷道区域顶板下沉量不超过237mm,巷道右帮横向变形量不超过161mm;圆弧拱形巷道区域顶板下沉量不超过172mm,巷道右帮横向变形量不超过163mm。     

基于3DEC的深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护

以某矿三采区运输下山为工程背景,基于原锚网索支护巷道变形破坏特点和原因,提出了深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护技术,并利用3DEC数值模拟分析其围岩应力、位移、塑性区等特征。结果表明:相比于原支护,巷道两帮及顶板浅部围岩应力明显增加,变形量、塑性区深度降低显著,顶底板移近量108.56 mm、两帮变形量61.39 mm、最大塑性区深度3 m,支护效果显著;现场巷道顶底板和两帮变形量为115.95 mm和67.00 mm,顶板离层基本为0,验证了支护技术的可靠性。     

塔拉壕矿软岩大巷支护参数优化研究

针对塔拉壕煤矿2煤大巷软弱围岩的条件,采用数值模拟对大巷围岩塑性区进行分析。结果显示顶板最大破坏深度1 m,帮部破坏不明显,结合理论分析对大巷支护参数进行了优化设计。工程试验表明:巷道最大位移量约10 mm,位移主要发生在顶板上方0~2 m,巷道能够保持稳定。     

浅埋煤层弱黏结顶板巷道支护对策研究

针对塔拉壕煤矿2102辅运输巷掘进期间曾发生冒顶事故,为了保证弱黏结顶板巷道支护安全可靠,通过计算机数值模拟研究了主应力偏转方向为0°、15°、30°、45°、60°、75°及90°时,弱黏结顶板巷道围岩塑性区的分布特征,揭示了巷道围岩的破坏规律,当主应力偏转方向为30°和45°时,顶板围岩塑性区尺寸最大,破坏深度达3.9 m,帮部围岩塑性破坏程度较小,塑性区尺寸为0.5 m。重点对顶板进行支护,根据悬吊理论计算,提出了防冒顶的锚杆索支护参数。结果表明,顶板位移量很小,为5~12 mm,离层主要发生在0~2 m层位,占65%以上,巷道几乎不发生变形,没出现冒顶事故,基本能够保持稳定。     

寺家庄矿煤巷帮顶协同强力支护技术研究

针对以往煤巷围岩控制研究中帮顶协同支护的问题,选取寺家庄矿15117工作面回风巷作为工程背景,综合运用现场调研、围岩地质力学参数测试、理论分析与现场工程实践相结合的方法,研究煤巷协同强力支护技术。研究成果表明,巷道围岩是由顶板、两帮及底板共同构成的整体,两帮一旦发生变形破坏,巷道整体依然会失稳;开挖卸载使得巷道围岩发生变形破坏,协同强力支护技术能够一定程度上改善围岩受力状态,减轻其变形破坏程度。矿压监测数据表明,现场工程实践效果良好,煤巷帮顶协同强力支护技术具有一定的推广应用价值。     

非均称变形巷道变形破坏规律及支护对策

针对回采等造成的非均称变形巷道支护难题,采用实验室实验、数值模拟、理论分析和现场工业试验的综合方法,研究了非均称变形巷道围岩位移、应力和塑性区等围岩稳定性指标变化规律,以及高强度分区锚网索支护作用,提出了非均称变形巷道高强度分区锚网索支护技术。研究结果表明:煤层回采等造成巷道周围应力非均称分布,导致围岩变形以顶板非均称下沉和两帮不对称位移为主;靠近采空区侧煤帮强度弱化,促使巷帮及顶板深部岩体向塑性破坏状态转变,围岩稳定性急剧劣化;同时,巷道帮部稳定性与顶板稳定性呈非线性正比关系,随着帮部变形量增加,顶板下沉量急剧增加,而顶板急剧下沉加速帮部煤体破坏。对顶板和两帮分区设计支护参数,增大采空区侧煤帮承载能力,减小顶板及实体煤帮围岩破坏范围,提高顶板以及作为顶板基础的两帮强度和抗变形能力,有效控制巷道非均称变形。     

松软煤帮巷道破坏机理及高强预应力支护技术

根据五一煤矿采区巷道两帮强度低,围岩变形量大的问题,基于弹塑性力学及巷道围岩控制理论,采用理论分析及数值计算的方法,对松软煤帮巷道的破坏机理及高强预应力支护体系进行了研究,得出了巷道围岩连锁失稳、破坏机理及其相关控制技术。工业性试验表明,采用高强预应力支护技术后,顶板下沉量为59 mm,两帮移近量为230 mm,离层量控制在25 mm以内,可以较好控制松软巷帮的变形及顶板的离层变形,提高巷道的整体稳定性。     

大断面煤巷变形破坏规律及控制技术

采用理论分析、FLAC3D数值计算和工程实践等方法,研究分析巷道宽度对巷道围岩变形、塑性区及应力分布的影响规律,提出了巷道临界宽度判定指标：巷道顶板拉破坏深度为1.5 m,顶板拉破坏深度大于1.5 m的巷道维护困难。并提出了超过临界宽度的巷道支护技术为：及时支护、高强高预紧力锚杆、锚索支护和高初撑力的临时支护。研究成果成功应用于王庄煤矿6207综放工作面运输巷。     

恒昇煤业窄煤柱回采巷道变形破坏特征与支护优化技术研究

为解决恒昇煤业9102工作面沿空掘进巷道受采空区覆岩运动的影响,巷道变形迅速,位移量大,矿压显现剧烈的问题。通过现场围岩变形观测、钻孔窥视、瑞利波探测等手段对恒昇煤业9102工作面机巷实施监测。瑞利波探测顶板结果表明岩体结构异常区域分布在1～1.5m、2～5m处,分析顶板钻孔窥视图像得到孔壁在1.5m、3m、4m附近破坏严重,顶板离层仪在2～3m、3～5m出现离层,根据监测结果对支护参数优化并进行工业性试验,结果表明：优化后的9102机巷围岩变形量小,测点距迎头140m时,顶底板位移量77mm,两帮位移量98mm,巷道支护效果明显。     

伊田煤业2105工作面松软煤层巷道围岩控制技术研究与应用

为保障伊田煤业2105运输顺槽机头硐室围岩的稳定,通过分析机头硐室处围岩赋存的具体情况,采用数值模拟的方式对节理发育回采巷道的变形规律进行记性分析,得出在主节理为15°时巷道围岩变形及塑性区发育最大,主节理发育倾角为65°时,巷道顶板塑性区的发育深度约为1.53 m,左帮下部和右帮下部的塑性区发育深度最大,分别为1.92和1.21 m,结合具体地质条件对巷道的支护方案进行具体设计,并进行矿压监测验证支护效果。结果表明,支护方案实施后,运输顺槽机头硐室顶底板和两帮变形量的最大值分别为12和9.5 mm,保障了回采巷道围岩的稳定。     

小间距大断面巷道群围岩控制技术研究

为有效控制潘家窑矿小间距大断面巷道围岩变形，基于普氏理论、强帮强角理论、锚杆悬吊理论，以巷道极限平衡拱、附加平衡拱下部围岩压力为主要控制对象，通过巷道帮部、角部支护以抑制极限平衡拱的形成，从而降低巷道顶部、帮部围岩压力。根据潘家窑矿巷道围岩地质力学参数试验结果，分析巷道围岩普氏拱形成过程，确定普氏拱曲线方程，研究开拓巷道顶部、帮部受力状态，计算巷道支护参数。研究结果表明：潘家窑矿开拓巷道附加平衡拱跨度为47.34 m、高度为14.241 m;附加平衡拱附加压力最大值为99.886 kPa;巷道顶部、帮部压力最大值位于主要运输巷，分别为198.608 kPa、74.8343 kPa。因此，提出了巷道顶板、帮部采用锚杆支护，同时巷道角部及帮部采用锚索加强支护的巷道支护方案。现场监测数据证明，支护后巷道整体变形量普遍较小，锚杆(索)受力稳定，围岩结构保持了较好的完整性。     

松软破碎围岩条件下沿空留巷控制对研究策

针对新矿集团赵官煤矿1704东运输巷沿空留巷围岩变形量大、巷道破坏严重的情况,利用围岩变形监测等手段,结合沿空留巷原有支护方案,分析了松软破碎围岩条件下沿空留巷围岩变形特点,提出了相应的围岩控制对策,并通过数值模拟得出了合理的留巷宽度和支护参数。工程实践表明:沿空留巷正常地段顶板下沉量均不超过300 mm;巷道累计卧底深度400 mm,实体煤帮横向变形量控制在240mm以内,充填体一侧变形量控制在140 mm以内,与1704东运输巷沿空留巷相比,围岩变形量减少一倍。     

三山岛金矿深部巷道围岩破坏机理及支护参数优化

随着开采深度增加,三山岛金矿深部巷道开挖后围岩变形明显,破坏现象突出,沿用传统(顶板)的支护工艺和参数已经难以满足深部巷道的支护要求。针对这一问题,采用现场踏勘、数值模拟和现场试验等手段开展研究。首先,分析了深部岩体开挖卸荷、结构面发育程度以及当前支护手段等因素对巷道变形破坏的影响,认为高应力下开挖卸荷所产生的应力松弛是导致深部巷道变形和破坏的根本原因。其次,提出了改进(顶板+两帮)的支护方案,并通过数值模拟的手段对不同支护参数进行对比分析,数值模拟结果显示,当锚杆间距为1.2 m,排距为0.8 m时,围岩右帮位移减少48.29%,塑性区体积减少58.23%,取得了最优支护效果。最后,将该支护方案和参数应用于三山岛金矿西山分矿-900 m分段联络巷支护中,结果表明:新的支护方案实施后,围岩没有出现明显的变形和破坏,保证了巷道的稳定性。研究结果可为该类蚀变岩型金矿床深部巷道支护设计提供参考和借鉴。     

倾斜厚煤层沿空掘巷围岩稳定性控制技术研究

为了解决倾斜厚煤层沿空掘巷期间动压显现剧烈,巷道支护破坏严重,维修困难等问题,通过优化巷道支护参数,布置矿压监测站,对留设不同宽度煤柱的巷道围岩表面位移、深部多点位移、顶板离层、煤帮应力、锚杆和锚索受力进行了跟踪监测。得出：巷道达到稳定状态后,煤柱宽度为6.0 m时,顶板下沉量为162 mm,两帮移近量为254 mm;煤柱宽度为8.0 m时,顶板下沉量为92 mm,两帮移近量为360 mm;煤柱宽度为9.0 m时,顶板下沉量为114 mm,两帮移近量为595 mm。结果表明：煤柱宽度为6.0 m时,围岩控制效果好,倾斜厚煤层沿空巷道立体协控技术有效地控制了巷道围岩变形。     

采动巷道煤帮变形破坏规律与控制技术

针对采动巷道帮部围岩变形破坏剧烈、支护维护困难、扩帮施工工艺复杂等问题,以刘家梁矿复合顶板采动巷道为工程背景,采用理论分析、数值模拟和现场试验等综合研究方法,监测获取采动巷帮变形破坏规律,分析采动巷道围岩周边应力环境特征及其作用下的变形破坏形态。研究结果表明:工作面回采过程中,采动巷道区域出现支承压力集中程度增大的同时,围岩周边主应力的方向也随之偏转,导致巷帮出现较大的塑性破坏深度且最大巷帮破坏深度偏向于巷帮中部,引发普通支护强度无法有效控制的巷帮围岩大变形,造成支护体损坏;采用高延伸性、可持续提供支护力、围岩变形过程中不破断的支护材料是此类围岩控制的有效途径。据此研发适用于大变形巷帮围岩控制的高延伸性组合锚杆,该锚杆杆体延伸率超过20%,具有较高的尾部抗剪能力,并可在扩帮施工后继续使用,现场应用效果良好。     

破碎顶板巷道围岩支护技术实践

31103运输巷在顶板破碎、松动破坏范围大、围岩承载能力差以及围岩支护参数不合理等多重因素影响下呈现顶板离层量大、支护困难以及围岩变形严重等问题。结合31103运输巷现场条件，提出采用锚网索+注浆+喷浆方式支护，综合使用超前注浆、围岩喷浆、长锚索以及滞后注浆方式实现破碎顶板巷道围岩加固、支护。现场应用后，运输巷顶底板、巷帮变形量分别控制在89 mm、148 mm以内，围岩变形量较小，可满足巷道掘进及后续使用需求。