近距离煤层采掘关系对下位巷道围岩变形规律影响研究

近距离煤层上煤层工作面与下位煤层巷道采掘关系发生变化时,巷道围岩变形失稳机理会更加复杂,而目前针对上煤层工作面与下位煤层巷道推进方向不同时巷道受载动态演化规律及失稳特征的研究较少。以陕北能东煤矿近距离煤层为研究对象,采用理论分析、数值模拟与现场实测相结合的方法,对上煤层工作面回采后下位煤层巷道的稳定性进行了研究。理论分析得出,上煤层工作面开采后所产生的底板裂隙深度为22.5 m,未发育至下位煤层巷道。按采掘空间位置关系将回采工作面与巷道分为相向、相交、背向3个状态,数值模拟当巷道与工作面的空间位置关系发生变化时下位煤层巷道围岩的变形情况,结果表明:①上煤层工作面与下位煤层巷道的采掘关系为相交与背向推进时,巷道围岩应力呈先增后减再增的趋势,在推进距离为90 m时,最大应力为6.5 MPa,应力集中系数为1.49,在推进距离为100~110 m时,巷道围岩应力降低幅度最大,降低了53.2%,在推进距离为150 m时应力最小,为0.95 MPa,之后不断增大,直到恢复至原岩应力。②巷道围岩位移量在推进距离为100~150 m时增长幅度较大,在150 m时顶板位移量达到最大,为0.036 m,随着巷道越接近边界煤柱,其巷道位移量越小。现场实测结果表明:上煤层工作面过下位煤层巷道时,巷道位移量显著增长,顶板最大位移量为3.41 cm,与数值模拟结果一致;相交推进过程中若地质条件简单可以适当加快推进速度,减小上煤层工作面开采对下位煤层巷道的影响。

深部软岩巷道围岩与锚喷U型钢支护结构相互作用研究

收敛-约束法(特性曲线法)是将理论解析、现场实测、工程经验相结合的一种地下工程结构设计方法,是目前分析围岩-支护相互作用关系及开展支护优化设计的常用方法。基于收敛-约束法的基本原理,总结给出了经典的支护特征与支护结构变形方程,理论计算获得了喷射混凝土、锚杆(索)、U型钢支架等支护结构的支护特征曲线,分析了支护结构的几何尺寸(直径、长度)、间排距、材料强度等参数对支护压力的影响特征;随着喷射混凝土厚度及强度等级的增加,喷射混凝土提供的支护刚度和支护压力逐渐增大;随着锚杆(索)直径、长度、杆体材料强度的增加及间排距的减小,锚杆的支护压力显著增加;U型钢支架的排距越小及材料强度越大,其提供的支护压力越大。采用FLAC^(3D)内嵌的莫尔库伦应变软化本构模型,建立了考虑岩石峰后应变软化与扩容特性的深部软岩巷道数值分析模型,计算获得了不同应力状态下巷道纵剖面变形曲线、围岩特征曲线,分析了锚喷、锚杆(索)喷、锚喷U型钢等3种联合支护技术对深部巷道围岩大变形控制的适用性,验证了锚喷U型钢联合支护技术应用于深部巷道支护工程的可行性。考虑岩石峰后应变软化与扩容特性的应变软化本构模型和经典的莫尔库伦本构模型的数值模拟结果相差较大,采用莫尔库伦本构模型的数值模拟结果保守,支护结构提供的支护压力无法满足深部巷道稳定性控制要求,支护后巷道围岩变形较大甚至会发生冒顶、片帮等安全事故。

相邻空区影响下三软巷道变形破坏规律与煤柱留设宽度研究

为了探究相邻空区影响下三软煤层巷道掘进时不同煤柱宽度下巷道围岩变形破坏规律,采用理论计算、数值模拟、物理相似模拟与现场实测相结合的研究方法,分析存在临空区后不同区段煤柱宽度下巷道围岩应力演化规律、塑性破坏范围以及位移分布特征。结果表明:临空区是造成巷道掘进后非对称破坏的主要原因,使煤柱主应力方向与垂向夹角增大,巷道两帮应力呈煤柱侧大于实体煤侧的非对称分布特征;三软巷道破坏形式以剪切破坏为主,破坏主体为两帮,随着煤柱宽度增大,主应力方向与垂向夹角减小,巷道围岩破坏程度降低,临空区对巷道不同位置的影响程度不同,巷道中部围岩破坏程度大于端头处且煤柱侧破坏程度大于实体煤侧;煤柱宽度增大对巷道围岩应力以及煤柱破坏的改善程度有限,现场结果显示当煤柱宽度为20 m时巷道正常维护满足需求。

高地应力缓斜半煤岩巷道断面形状优化研究

为了优化高地应力缓斜半煤岩巷道的断面形状,以东欢坨矿3018工作面运道为工程背景展开研究。通过复变函数理论推导得出了倾斜煤层中不同断面形状的应力解析解,然后运用FLAC3D数值模拟求解了不同断面形状巷道的应力集中和塑性区情况,并以此为基础确定了巷道最优断面形状,最后结合现场工业性试验对研究结果的可靠性进行了验证。研究结果表明:高地应力作用下缓斜半煤岩巷道破坏呈现非对称形式;不管断面形状如何,巷道均在左、右两底角处呈现高应力集中,且应力集中程度矩形>梯形>直墙拱形;直墙拱形巷道稳定性最佳,梯形巷道次之,矩形稳定性最差,确定直墙拱形为最终巷道断面形状;现场巷道表面位移量监测结果表明,直墙拱形巷道更能满足现场安全生产要求。

深井跨采巷道群开采扰动模拟分析与围岩控制对策研究

针对工作面开采扰动下底板巷道围岩控制难题,以安居煤矿1315工作面跨采底板巷道群为研究背景,通过数值模拟及现场实践的方法,分析了上覆工作面回采过程中巷道围岩的应力和塑性区分布特征。研究结果表明:工作面推进至终采线100 m时,超前支承压力在水平方向影响范围约35.8 m,在竖直方向影响范围约37.8 m。底板巷道按照到工作面距离的大小先后受到回采影响,具有过程性。针对3_(上)煤底板巷道群围岩受扰动变形等特点,提出“锚网索+T型钢带+金属网”联合支护技术方案。现场监测表明,支护方案对底板巷道群围岩变形量控制效果显著,确保了工作面下覆巷道群在回采期间的稳定使用。

深部特厚煤层综放沿空掘巷煤柱优化及巷道支护

为研究深部大采高综放工作面窄煤柱沿空掘巷巷道矿压控制问题,以国能宁煤集团枣泉煤矿2^(-2)特厚煤层130203大采高综放工作面回风巷道为背景,基于实用矿山压力理论,建立了巷道围岩内、外应力场动态结构力学模型,运用理论计算和数值计算针对不同尺寸煤柱煤体应力对比分析,将原留设15 m护巷煤柱缩小至5 m进行了煤柱优化。结果表明:在稳定的内应力场掘巷有利于巷道的稳定性,避免了顶板事故及冲击地压相关灾害的发生,现场5 m小煤柱护巷工程应用中,130203回风巷道小煤柱侧变形量为1050 mm,实体煤帮变形量为400 mm,两帮呈现不对称性变形,底板局部底鼓量为1400 mm;深部特厚煤层综放开采沿空掘巷采用5 m小煤柱护巷方案设计正确,极大改善了巷道围岩的应力环境,整体设计满足生产要求,现场应用良好。130203工作面小煤柱沿空掘巷技术成功应用,为矿井开采提供了可靠的科学依据。

大断面半煤岩巷道变形破坏机理研究及控制技术

针对大断面半煤岩巷道围岩变形控制难题,以小保当煤矿一号井大断面半煤岩巷道为研究背景,测试了巷道围岩岩层分布、围岩地应力分布及裂隙发育,分析了巷道围岩的变形破坏演化特征。通过实验室试验以及数值模拟分析了半煤岩组合体力学性能及其变形破坏形态,揭示了强度较低的煤体最先在煤岩交界面发生破裂、滑移,变形不断向深部延伸,随着煤岩体完整性及强度的持续弱化,造成巷帮由下而上的非均匀渐进性失稳破坏,揭示了提高大断面半煤岩巷道围岩稳定性的关键在于控制煤岩交界面非协调变形。基于此提出了采用高预应力锚杆支护与薄弱区域加强支护的变形控制思路,制定了小保当一号井大断面巷道半煤岩巷道围岩变形控制方案,并开展了井下工业试验,取得了较好的应用效果,在监测期内巷道顶板的位移量为28 mm,两帮的位移量为80 mm,底板的位移量为43 mm,随后围岩变形趋于稳定,巷帮煤岩交界处的变形控制效果显著,表明采用该方案可有效控制大断面半煤岩巷围岩变形。

废弃矿井巷道围岩蠕变稳定性分析

针对废弃矿井巷道再利用过程中因长期蠕变产生大变形,导致地下空间利用效率低和安全性差等问题,采用数值模拟软件FLAC3D分析深部巷道在3种支护方案下的围岩蠕变特征及应力变化规律。研究表明:Burgers-Mohr蠕变模型能够科学地模拟巷道在地下空间利用服务期内的蠕变特征,3种支护方案中,锚杆+预应力锚索+钢拱架支护效果最差,只适用于短期支护;衬砌支护效果次之;锚杆+预应力锚索+衬砌支护效果最明显,刚柔并济的支护方式能够有效地控制巷道围岩变形,且围岩蠕变动力能够被控制在较小范围,使得巷道发生稳定蠕变。研究结果能够为废弃矿井地下空间的安全利用提供一定的理论依据。

巷道系统“三优两提高”理念探讨与实践探索——以陕煤集团巷道系统建设为例

煤炭是我国的主体能源,是稳定经济和自主保障程度最高的能源。我国煤炭产量近90%来自于井工开采,据不完全统计,我国每年煤矿新掘巷道总长度达数万千米。巷道作为井工煤矿的基本单元,为矿井生产提供了空间和系统,除地面系统外,煤矿所有活动均在巷道内完成,一切均依靠于巷道系统,因此对井工煤矿而言,煤矿就是巷道,巷道构成了煤矿。随着煤矿开采强度与智能化水平的不断提升,对巷道的消耗量与质量要求也越来越高,巷道掘进效率和质量已成为煤矿安全高效绿色开采的重要基础。

接替工作面邻采邻掘巷道稳定性研究

临近工作面掘进巷道,因受邻近工作面采动影响与巷道掘进扰动影响的叠加作用,极易导致巷道变形量大、维护困难。本文研究了100301工作面临近巷道100300运输顺槽的掘进,通过地质采样对地质力学进行了分析,同时对于掘进时巷道竖直方向上的应力分布进行模拟,对巷道稳定性支护给出了定量建议,同时为了验证建议的合理性,给出了后续矿压监测的内容和手段。

深部巷道围岩裂隙注浆加固浆液扩散规律研究

目的为了解决深部巷道围岩裂隙注浆加固难题,方法采用现场矿压观测、数值模拟等方法,结果研究得到深部巷道围岩破坏特征:深部巷道呈现“顶、帮、底”全断面大变形现象,围岩破坏深度显著增加;深部巷道围岩由浅至深形成裂隙发育区、裂隙扩展区和原生裂隙区,其中裂隙扩展区裂隙较小,注入难度较大。采用数值模拟方法,分析裂隙特征、注浆压力、浆液水灰比等因素对浆液扩散特征的影响规律,结果表明:裂隙开度对浆液扩散半径影响显著,而裂隙粗糙度的影响较小;对于裂隙开度较大的裂隙发育区,采用常规注浆压力;对于裂隙扩展区,裂隙开度较小(小于0.10 mm),应采用高于10 MPa的注浆压力;浆液扩散半径与注浆压力、水灰比呈正比,但对于深部微围岩裂隙而言,注浆压力存在临界点,不应盲目增大注浆压力,选取水灰比时,应综合考虑浆液扩散半径和浆液析水效应。结论对于注浆工程而言,选取浆液配比及注浆压力时,应考虑巷道开挖后围岩裂隙开度的发育状态。

深部直墙半圆拱巷道围岩时效损伤劣化特征与动态补强技术

随着煤矿开采向深部逐渐延伸,巷道的大变形和长时间持续流变特性已成为支护中极具挑战的课题之一。为了探究深部巷道围岩损伤劣化的时效特征及动态补强技术,基于实验室试验,并结合理论分析、数值模拟及现场工业试验进行了研究。研究结果表明:(1)基于Laplace逆变换推导出圆形轴对称巷道的变形规律解析解,结合理论分析、非圆形巷道等效变换和现场试验确定塑性区半径为1.5~2.1m,进一步得到直墙半圆拱巷道时效变形解析解;(2)基于弹性与弹塑性巷道模型,采用能量耗散表征了围岩损伤劣化的时效特征与塑性区演化趋势,并提出了一次支护的时机;(3)阐明了围岩在一次支护后的时效性损伤劣化的演化趋势,基于垂直应力峰值比率,提出了二次支护方案与时机,进一步分析围岩剪应力与垂直应力,确定了二次支护锚杆的长度为3.0 m,支护时机为40~70 d。研究结果可为深部煤矿巷道的设计与维护提供理论依据和实践指导。

基于冲能吸能平衡效应的冲击地压巷道分级支护研究

冲击地压是煤炭开采过程中发生的一种动力灾害,主要是由积聚在煤岩中的弹性变形能突然急剧释放造成的,约90%发生在巷道中。巷道冲击破坏不仅与冲击能量直接相关,还与冲击距离远近紧密相关,提出能距比的概念,即冲击震源释放能量与其至巷道距离的比值。根据冲击地压动静载叠加机制和冲能吸能平衡理论,综合考虑冲击震源能距比量级、巷道破坏程度、支护构件吸能、弱结构吸能等特性,建立了巷道围岩冲击矿震稳定性控制模型,分析了冲能、吸能的构成和计算过程,搭建了冲击地压能级与巷道支护强度之间的对应关系,确定了“四高锚网+”为主导技术的煤矿巷道防冲抗震支护体系。根据能距比量级大小,将冲击地压巷道支护安全可靠性分为P1~P4级别,分级对应采取不同支护强度的“四高锚网+”组合支护技术。“四高”锚网支护可对应能距比为102量级的无冲击巷道,“四高锚网+1”(O型钢棚、吸能防冲单元架、围岩弱结构)对应能距比为103量级的冲击地压,“四高锚网+2”对应能距比为104量级的冲击地压,“四高锚网+3”对应能距比为105量级的冲击地压,106及以上量级的冲击危险必须停产、撤人远场处理。结合工程实例进行了巷道防冲支护方案和参数设计,初步验证了理论研究成果的可行性和实用性。研究成果可为我国煤矿冲击地压巷道支护理论研究和工程实践提供一定的参考指导。

数字孪生驱动的巷道自动成形截割虚拟调试方法研究

针对目前巷道自动成形截割控制调试周期长、调试成本大、安全风险大、成形质量难以评价等问题,提出了一种数字孪生驱动的巷道自动成形截割虚拟调试方法。采用基于即时外观建图(RTAP−MAP)技术重建巷道三维环境,构建掘进机控制系统模型,形成虚拟调试环境,并利用虚拟传感器技术实现物理空间到虚拟环境状态的精准映射。针对难以量化评估断面成形质量的问题,确立了巷道自动成形截割性能评价方法,以断面成形截割控制过程在数据传输中心的记录为基础,主要对断面成形精度、截割效率与油缸开关次数、硬岩切割调整、超挖欠挖4个评价指标进行计算,从而为深度学习算法的迭代优化提供精准反馈信号,并提出了一种融合强化学习的自动截割控制策略,以提高自动化作业的适应性和精确度。为验证该虚拟调试方法的有效性和准确性,搭建了掘进机自动控制实验平台,并将虚拟调试系统应用于掘进巷道成形截割自动控制程序中。虚拟仿真结果表明:①被调试软件在控制关键点位处的X,Y,Z轴定位误差的最大值分别为74.8,72.93,123.67 mm,说明虚拟调试方法的定位精度达到性能要求。②虚拟样机与物理样机轨迹基本一致,说明该调试方法实现了对物理空间的映射。应用结果表明:①强化学习控制器在虚拟掘进测试中适应了复杂环境,将虚拟传感器输入有效转换为精准控制指令,验证了模拟−现实迁移训练的可行性。通过处理掘进精度和避免超欠挖的实时反馈,控制器学习并优化了策略。②优化后的断面成形截割控制性能得到了提升,根据数据库中控制量时间戳的记录,用时126 s,较优化前耗时减少了8 s。③优化后截割部末端轨迹跟踪最大误差为6.0 mm,较优化前降低了0.3 mm,避免了截割轨迹抖动导致的欠挖,同时使得轨迹和断面更加平滑。

侧向-超前支承压力叠加影响下巷道稳定性分析

为了明确采动过程中侧向-超前支承压力叠加影响下巷道应力环境,以东滩煤矿为工程背景,构建了工作面采动模型,分析了工作面超前区域支承压力与回采距离之间的响应关系。结果表明:不同的推进距离下叠加支承压力影响范围不同,最大可使166 m范围内的围岩支承压力发生变化。巷道围岩在距工作面6~18 m的位置极易出现应力集中,距工作面30~40 m的巷道两帮变形量最大,实体煤侧巷道围岩变形量整体大于沿空侧帮部的变形量。研究成果可为回采巷道超前支护范围优化方面提供科学依据。

近距离煤层下行采动应力场分布规律与巷道合理位置研究

上层位近距离煤层开采后,形成的残留煤柱和采空区将会影响下层位的巷道布置。以新柳矿231101工作面为工程背景,采用理论分析和数值模拟的综合研究手段,研究和分析了上煤层开采后采动应力场的应力演化规律,对下层煤巷道非对称变形破坏机理进行深入探究,从而得出下层煤巷道合理布置位置。研究结果表明:①上覆煤层开采改变巷道所处位置的主应力大小、主应力比值以及应力偏转角、应力矢量的变化是导致巷道呈非对称破坏的主要原因。②巷道在距离煤柱中心11 m处,巷道围岩最大主应力达到14.43 MPa,主应力比值为2.74,应力偏转角为52.33°,此时巷道处于较差的应力环境中,致使围岩产生蝶形破坏且蝶叶旋转至巷道顶板右侧,巷道顶板右侧易发生冒顶事故。③为使巷道处于相对稳定区域,依据3个主要影响因素将工作区域划分为4个分区,在考虑煤矿经济与安全因素后建议最佳布置区域为H–IV,主应力偏转角在0°~38°或45°~90°的范围内,通过综合分析对该巷道布置及支护提供合理建议,为类似工程条件提供了借鉴和参考。

巷道蝶形破坏强度准则低敏感性研究及工程应用

巷道围岩的塑性区形态对巷道的破坏形式及破坏程度有重要影响。为探究三向应力场下塑性区形态演化过程,基于弹性力学推导了轴向应力表达式,并依据蝶形塑性区边界方程求解思路,确定了三维强度准则下三向塑性区近似解的求解方法。通过等球应力p、等偏应力q以及不同Lode角θσ来确定围岩应力加载方案,对不同三维强度准则下的围岩塑性区形态演化规律进行深入研究,论证了蝶形破坏的准则低敏感性。基于蝶形破坏理论对羊场湾160206回风巷道的非对称变形破坏机制及控制技术进行深入分析。研究结果表明:(1)在相同p、q及不同θσ的应力加载条件下,5种强度准则下的塑性区形态均呈现圆形、类椭圆及蝶形的演化规律,且每种强度准则在相同θσ的情况下围岩的塑性区形态基本一致。(2)相同应力大小、不同应力方向的加载方案下,围岩的塑性区形态大不相同。圆巷围岩的塑性区形态很大程度上由水平侧压比决定,轴向侧压对围岩的塑性区尺寸影响较大,对塑性区形态影响较小。(3)羊场湾160206回风巷道在叠加采动影响下顶板呈现非对称大变形破坏,基于蝶形塑性区支护思路,应用非对称锚杆索+超前单元支架+钻孔卸压的协同支护技术,取得了良好的支护效果。

韩城矿区破碎围岩巷道注浆锚索加固机理研究

以陕西韩城桑树坪矿3315运输巷道为研究背景,通过对注浆锚索破碎围岩巷道加固作用的研究,揭示了注浆锚索的加固机理,提出了软弱煤层巷道支护设计的原则,并进一步优化支护方案,通过采用高强度锚索对围岩进行加固,提升围岩的整体稳定性,达到有效防止围岩变形和损伤的效果。根据监测结果得出,加固后巷道顶板下沉量由原支护方式的帮部收敛量平均为32.7 mm,顶板的平均下沉量为28.6 mm,围岩的平均变形量仅为原支护方案的15.6%,顶板变形稳定后,巷道顶板离层量较小,围岩稳定后平均深基点位移仅为原支护方案的55%。说明优化后的支护方案能够很好控制巷道的围岩变形,有效控制了锚固区范围内围岩的离层,减小了顶板弯曲沉降,增强了顶板的稳定性,该方案可有效控制围岩变形。研究为软弱煤层巷道的支护设计提供了重要的理论依据和工程经验,并为软弱煤层巷道支护提供借鉴和指导。

潞安煤矿2605工作面巷道支护方案优化设计与研究

现场调研、数值模拟、理论分析相结合的方法,结合现场工程实践,对潞安漳村2605工作面巷道稳定性进行研究。选取2605工作面运巷、中风巷和进风巷为研究对象,根据相关地质资料,设计支护方案;对区域巷道变形破坏进行数值模拟分析,包括顶板下沉量、巷道两帮收敛及锚杆锚索工作载荷等。得到各支护方案的巷道变形破坏结果,并结合数值模拟结果确定2605工作面巷道的合理支护方案。

爆破扰动高应力巷道围岩力学响应特征研究

为研究深井厚硬顶板采场巷道围岩在高静载和强动载耦合作用下的力学响应,基于相似模拟试验分析原岩应力、采动应力及爆破扰动三阶段的巷道围岩应力场与位移场,结合光纤环向应变场研究巷道围岩破坏特征,探索爆破扰动应力波在不同煤岩体中的传播规律及巷道动力响应机制。研究结果表明:巷道开挖后顶底板卸压明显,两帮产生应力集中区,采动应力阶段应力集中区范围增加50%,爆破后顶板围岩沿垮落角大范围卸压,应力沿巷道左肩窝逆时针逐渐增大;浅部巷道围岩呈现向自由面膨胀–变形,受巷道肩窝处剪切滑移错动影响,锚杆、锚索支护场产生相反的位移量,应力波扰动后,巷道左帮产生拉伸裂纹并与锚杆支护场连成宏观裂纹,裂纹发育高度大于锚杆支护场高度;巷道围岩顶底板呈现明显的张拉破坏特征,左右肩角呈现张拉及剪切复合破坏形式;应力波由小阻抗介质进入大阻抗介质的衰减速度最快,在同种介质中衰减速度次之,由大阻抗介质进入小阻抗介质中应力波峰值反而增大,应力波峰值强度衰减后仍大于巷道顶板极限抗拉强度,导致巷道围岩大变形失稳并产生一定程度的动力响应。基于应力波连续穿过层状岩体理论模型,结合动静载叠加理论,可优化爆破参数从而实现减冲抗冲主被动联合支护。