深部煤巷底臌控制机制及应用研究

 以徐州矿区发生非线性大变形破坏现象的深部煤巷围岩结构体为研究对象,从围岩3个部位相互作用的角度提出有效控制底臌的新方法。通过对围岩物理力学性能的测试、理论分析、数值模拟、现场试验的研究,得出采用锚网索耦合支护技术控制底臌的力学作用机制：利用关键部位施加锚索,减小顶板松动岩体通过两帮传递到底板上的压力,有效减小底臌量;利用锚网注浆增加两帮岩体强度及减小收缩量,限制两帮对底板两侧形成的固定约束向深处转移,以减小发生底臌的底板宽度;对底角施加刚性锚杆及注浆,分解来自两帮的挤压应力,提高底角抵抗剪切滑移破坏的强度,控制底臌。在该原理下提出控制设计,运用到夹河煤矿－850 m水平煤巷,监测结果表明：基于技术原理下的支护设计可以有效控制深部煤巷大变形和底臌的发生。     

极近距离煤层采空区煤柱下回采巷道支护技术

针对极近距离煤层采空区遗留煤柱造成巷道大变形的问题,运用理论计算和力学分析研究新旺煤矿3101工作面回采巷道顶板破坏特征与破坏机理。提出采用锚网索+锚注+释压联合支护的方案,解析该方案的作用机理:锚网索支护与锚注支护解决顶板变形量大的问题,释压材料缓解巷道大变形造成的影响。采用FLAC~(3D)数值模拟分析在原始支护方案与新的联合支护方案下巷道顶板垂直位移量和围岩塑性区分布的变化规律:采用锚网索+锚注+释压联合支护方案时,巷道顶板垂直位移量由569 mm减小为143 mm,缩减了近75%,塑性区分布也缩小了50%。结合工程实践,证明所提联合支护方案可有效解决新旺煤矿采空区下巷道大变形问题,可为解决极近距离煤层巷道围岩的稳定性问题提供理论依据。     

复杂应力条件下软岩巷道支护的FLAC模拟研究

针对西北某煤矿2号巷道支护工程,提出了支护方案,并进行了FLAC数值模拟研究,研究表明,导致该巷道出现顶板下沉量大、底板强烈膨胀、两帮位移大的变形特征的主要原因是巷道埋深大、采空区矿山压力显现显著,进而确定了锚注锚网联合支护作为2号巷道支护方案,监测结果表明,该支护方案合理,效果良好。     

浅析软岩巷道锚网索耦合支护

受采动影响,软岩巷道支护难度较大,从软岩分类及其工程力学特征和软岩巷道锚网索耦合支护策略两方面对软岩巷道锚网索耦合支护进行了探讨,分析了锚网索耦合、最佳支护时间、围岩结构耦合、支护系统耦合等关键问题,为支护方案确定提供理论基础。     

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。     

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。     

深部复合顶板煤巷变形破坏机制及耦合支护设计

煤矿开采进入深部以后，地质力学环境远比浅部复杂得多，由此引起的各种非线性力学现象越来越严重，给深部支护与开采带来很大的难度。夹河矿2442工作面上材料道复合项板松散、破碎，采用原支护形式很难有效控制，进而加剧两帮收缩和底板臌起，严重影响巷道的正常掘进和安全生产。通过对该巷道工程地质条件的综合分析和地质力学评估，采用数值模拟和理论分析方法研究该类巷道的变形破坏机制，有针对性地提出锚网索耦合支护设计方案，现场试验结果表明该支护设计方案可取得良好的支护效果。     

新疆中生代复合型软岩大变形控制技术及其应用

 针对新疆沙吉海矿区中生代复合型软岩产生的顶板离层冒落、侧墙鼓出、底板鼓起等非线性大变形破坏现象,综合应用现场工程地质调查、理论分析、数值计算、物化分析、软岩水理作用测试、现场测试等手段和方法,深入分析本区中生代复合型软岩巷道围岩的分子膨胀+岩体结构面错动+开挖扰动的复合破坏机制,提出以恒阻大变形锚网索耦合支护为核心的主动支护技术体系。通过恒阻装置充分释放围岩膨胀能和塑性能,减小支护荷载及高应力集中,同时借助高阻性能抑制过大有害变形,合理控制围岩塑性圈;然后通过锚网索二次耦合支护消除围岩塑性大变形、层间软弱结构面的错动引起的围岩–支护之间的变形不协调,并采用注浆锚管控制底鼓大变形,最终形成围岩–支护结构协同承载体系。基于非线性大变形力学设计方法及数值分析,进行施工过程设计及参数设计。工程实践表明,该技术得到成功应用,保证了巷道的稳定。     

软弱巷道围岩变形破坏综合分析

 针对软弱回采巷道变形破坏严重的问题,进行巷道围岩的岩层结构、力学参数及成分的试验研究和巷道变形破坏的实测分析。试验研究表明巷道顶底板属遇水膨胀软岩,煤层内生裂隙和构造裂隙发育,锚固可靠性差,难以形成稳定、有效的承载结构。实测分析表明巷道顶底板和两帮变形大,底鼓严重,现有的支护方式不适应围岩非线性、大变形的要求,必然导致支护失效。在试验和实测的基础上,提出锚棚联合支护的综合加固措施,并取得显著的应用效果。     

构造复杂区域巷道控顶卸压原理与支护技术实践

针对构造复杂区域内煤巷存在的高应力、围岩破碎和支护困难等问题，提出了控顶卸压原理及配套的三锚支护技术，即在巷道掘进过程中，首先以较小的断面进行超前掘进，并对顶板采用高强度锚杆进行及时支护，而对巷道两帮煤体不支护，允许两帮煤体产生一定的变形和破坏，形成松动圈，从而使围岩中的高应力得到释放；当两帮煤体出现片帮后再进行刷帮和锚杆支护，并对顶角补充锚杆进行支护；然后再采用预应力锚索对顶板进行加强支护，且对巷道底角采用内注浆锚杆进行锚注加固。这样形成了一套完善的控顶卸压原理和三锚支护技术。该原理和技术得以应用于肥城矿区陶阳煤矿构造复杂区域煤巷的支护实践，经回采实践和矿压观测表明，取得了较好的技术与经济效果，为构造复杂区域煤巷的支护提供了一条有效途径。     

迎上下采空孤岛面沿空掘巷围岩变形破坏特征

为了研究分析上下煤层两侧都采空而形成的孤岛面沿空掘巷和煤层开采时围岩应力分布及变形破坏特征,应用理论分析、计算机数值模拟与具体工程实践相结合的研究方法,分析了上下煤层两侧采空情况下,下孤岛工作面迎上孤岛面沿空掘巷期间及煤层开采过程中,采场围岩应力分布、变形破坏规律。结果表明:该情况下孤岛工作面围岩结构特征因受多次开采影响,其整体性和联动性都有所降低,采场围岩应力分布特征有所不同,且煤柱宽度尺寸对巷道受力变形有较大影响。掘巷期间轨道巷煤柱帮的变形量大于实体煤帮变形量,顶板下沉量大于底鼓量;回采期间顶板运移特点决定了两巷围岩主要呈现拉剪破坏,随着工作面的推进,采动影响阶段和影响剧烈阶段范围逐渐增大,巷道断面收缩率随着距工作面距离的减小而增大。对于孤岛面开采沿空巷道的特殊围岩条件,应遵循“强顶、固帮、控底的全断面围岩控制技术思路,对上下隅角附近巷道加强支护,提高围岩自身强度,为类似条件孤岛面巷道维护及安全开采提供理论技术保障。     

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。     

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。     

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...     

济宁2#煤深部回采巷道变形破坏规律及对策研究

 随着深部地质环境的不断恶化,深部资源开采中重大灾害事故增多,巷道支护出现冒顶、底臌、顶板下沉等破坏现象。以济宁2#煤矿九采区93上06回采巷道为研究对象,通过数值模拟手段再现变形破坏过程,分别对顶板下沉、底臌变形、轴向楔体破坏和沿结构面冒顶4种变形破坏规律进行分析。针对破坏特征,提出巷道支护的优化方案。工程实践表明,通过改变巷道的断面形式、挖掉直接底泥岩和打底角锚杆可以有效地控制巷道的底臌,调整支护参数可以有效控制巷道的顶沉和冒顶。     

Innovation and future of mining rock mechanics

The 121 mining method of longwall mining first proposed in England has been widely used around the world.This method requires excavation of two mining roadways and reservation of one coal pillar to mine one working face.Due to considerable excavation of roadway,the mining roadway is generally destroyed during coal mining.The stress concentration in the coal pillar can cause large deformation of surrounding rocks,rockbursts and other disasters,and subsequently a large volume of coal pillar resources will be wasted.To improve the coal recovery rate and reduce excavation of the mining roadway,the 111 mining method of longwall mining was proposed in the former Soviet Union based on the 121 mining method.The 111 mining method requires excavation of one mining roadway and setting one filling body to replace the coal pillar while maintaining another mining roadway to mine one working face.However,because the stress transfer structure of roadway and working face roof has not changed,the problem of stress concentration in the surrounding rocks of roadway has not been well solved.To solve the above problems,the conventional concept utilizing high-strength support to resist the mining pressure for the 121 and 111 mining methods should be updated.The idea is to utilize mining pressure and expansion characteristics of the collapsed rock mass in the goaf to automatically form roadways,avoiding roadway excavation and waste of coal pillar.Based on the basic principles of mining rock mechanics,the“equilibrium mining”theory and the“short cantilever beam”mechanical model are proposed.Key technologies,such as roof directional presplitting technology,negative Poisson’s ratio(NPR)high-prestress constant-resistance support technology,and gangue blocking support technology,are developed following the“equilibrium mining”theory.Accordingly,the 110 and N00 mining methods of an automatically formed roadway(AFR)by roof cutting and pressure releasing without pillars are proposed.The mining methods have been applied to a large number of coal mines with different overburdens,coal seam thicknesses,roof types and gases in China,realizing the integrated mode of coal mining and roadway retaining.On this basis,in view of the complex geological conditions and intelligent mining demand of coal mines,an intelligent and unmanned development direction of the“equilibrium mining”method is prospected.     

超千米深井巷道围岩变形特征与支护技术

为解决超千米深井巷道支护难题,以新汶矿区深井巷道为工程背景,分析深部矿井地应力、围岩强度与结构等地质力学参数分布特征,超千米深井巷道围岩、支护体变形及破坏状况。采用UDEC数值模拟软件,研究不同支护方式与参数下超千米深井岩巷围岩变形、破坏特征与支护作用。基于实测与数值模拟研究结果,确定新汶华丰矿-1180回风大巷采用全断面高预应力、高强度锚杆与锚索及注浆联合支护加固方式。详细介绍-1180回风大巷支护井下试验,包括支护参数设计、支护材料、底板注浆锚索施工工艺及矿压监测结果。通过分析围岩位移、顶板离层及锚杆、锚索受力监测数据,评价回风大巷支护效果。井下试验表明:高预应力、高强度锚杆与锚索及注浆联合加固技术,能够有效控制超千米深井岩巷大变形,保持围岩长期稳定。最后,针对井下试验中存在的问题,提出改进意见。     

近距离煤层群回采巷道失稳机制及其防治

 近距离煤层群开采过程中下层煤回采巷道将受到上煤层采空区遗留煤柱、本煤层邻近工作面动压的影响,针对崔家寨矿E12505工作面机巷出现的冒顶、底臌等严重现象,采用现场实测、理论分析及数值模拟等研究方法,探讨巷道失稳机制。研究结果表明,当上煤层采空区遗留煤柱宽度较小,下层煤巷道位于正下方、本煤层邻近工作面护巷煤柱较小时,受采动影响后巷道容易失稳;提出应距上煤层采空区遗留煤柱25 m、护巷煤柱尺寸20 m,加强巷道支护后可保证下层煤巷道稳定。据此,在E12611和E12504工作面进行工业性试验,取得较好效果。