深井高地压软岩硐室围岩稳定控制技术创新与实践

丁集煤矿属于典型的"三高一深"矿井,深部开采软岩巷道支护问题一直困扰着矿井的生产。通过对-910m水平采区变电所支护方案优化,就硐室围岩稳定控制技术进行了探索,并通过现场实践,取得了很好的效果,创造了良好的效益。为深井高地压软岩巷道和硐室支护,提供了有益的参考依据。

过断层破碎带巷道围岩稳定性控制数值模拟研究

某矿103采区巷道过断层破碎带时,围岩出现大变形,支护难度大。为了防止巷道掘进后围岩发生较大的流变变形,出现底鼓,提出了“锚喷索注+底板注浆”的全断面联合支护技术。通过FLAC3D数值模拟软件,对比分析了U型钢支护、锚喷索支护和锚喷索注+底板注浆联合支护三种方案的支护效果,结果显示:相比前两者的支护方案,锚喷索注+底板注浆支护技术在巷道围岩全断面内形成了注浆加固圈,提高了巷道顶底板及两帮围岩的承载能力,减少了巷道底板围岩内的卸压区范围和应力集中系数,有效控制了巷道围岩的变形与破坏。

受掘进扰动影响的巷道围岩稳定性控制研究

龙泉煤矿胶带大巷受回风大巷掘进扰动影响变形严重,探明巷道间的扰动影响规律、优化巷道支护方案对稳定控制巷道围岩变形尤为重要。采用原位实测、FLAC 3D数值分析及井下监测等方法,对掘进扰动影响的巷道围岩稳定性进行了研究,根据数值分析和现场原位实测结果,提出了巷道支护优化方案。研究结果表明:巷道较浅部围岩在扰动影响下裂隙增加、位移量增大;当巷道间距为45 m时巷道围岩基本不受扰动影响,间距为35 m时受扰动的影响较小;当巷道间距为25 m时巷道围岩受扰动的影响明显,左、右两帮的移近量比间距45 m时高出52.4%、22.0%,且左帮移近量高出右帮24.5%,而间距为15 m时巷道破坏严重;巷道间距由25 m增加到35 m可使围岩塑性区减小53.1%,但当巷道间距(25 m)不宜变化时,通过优化支护参数亦可使围岩塑性区减少45.6%,优化方案经工程应用验证既经济合理又满足安全生产要求。

动压高帮回采巷道围岩稳定性控制研究

动压高帮回采巷道是指受动压影响严重、巷帮高度较大的巷道,该类巷道不仅在掘进期间要经历掘进过程的扰动,而且在后期使用过程中要先后经历相邻工作面和本工作面的回采扰动,使得该类巷道的围岩变形破坏过程异于常规的回采巷道,且高帮围岩的稳定性相对较弱。以某矿动压高帮回采巷道15312工作面进风平巷为研究对象,采用数值模拟和现场监测相结合的方法研究了动压高帮回采巷道变形破坏机理,并据此优化了动压高帮回采巷道的支护参数。通过分析15312工作面进风平巷的破坏特征,得出影响该进风平巷围岩稳定性的因素主要包括围岩自身强度、巷道断面尺寸、围岩所处的应力环境和围岩支护强度。从围岩自身强度低、巷道断面尺寸大和围岩所处的应力环境较为复杂的角度控制巷道稳定性较为困难,因此确定从优化巷道支护参数的角度来提高巷道整体的稳定性,即采取增大巷道两帮支护强度和支护范围的措施。数值模拟仿真结果表明,支护参数优化后的围岩支护应力场近似呈圆形,且其帮部围岩支护应力场范围较大,更适合15312工作面进风平巷围岩稳定性控制。现场锚杆和锚索受力情况监测结果表明,支护参数优化后,能实现动压高帮回采巷道的围岩稳定性控制,围岩变形量较小,控制效果较好。

强动压巷道围岩稳定性控制研究进展与智能控制对策

智能化控制是先进科学技术应用于岩土工程的时代潮流,也是岩土工程安全、高效、经济的集中体现.首先从动压巷道围岩结构与采动应力监测、动压巷道围岩变形机理与稳定性分类、巷道围岩稳定性监测与智能控制3方面进行了系统性文献综述.然后重点阐述了围岩稳定性智能控制对策,以围岩应力环境及其结构探测系统为基础,遗传算法、人工神经网络的智能优化算法为核心,建立动压巷道智能优化设计结构模型和巷道围岩稳定性评价人工神经网络模型.最后提出围岩自适应控制概念,设计一种适用于锚杆、锚索的智能液压托板.

超大采高工作面覆岩断裂结构及稳定性控制技术

针对超大采高工作面超大空间、强扰动岩层运动带来的围岩稳定性控制难题,以金鸡滩煤矿8.0 m大采高开采实践为基础,采用理论分析、数值模拟等方法分析了超大采高工作面顶板岩层破坏的应力路径效应,提出了超大采高工作面顶板岩层断裂的"悬臂梁+砌体梁"结构及稳定性控制技术,并进行了超大采高工作面矿山压力实测分析。研究结果表明,不同层位顶板岩层的峰值应力、差应力及强度-应力比存在较大差异,直接影响顶板岩层的断裂状态及破断结构形式。金鸡滩煤矿8 m大采高工作面顶板岩层易形成"悬臂梁+砌体梁"结构,通过开发ZY21000/38/82D型超大采高液压支架、提高液压支架的强度及支架与围岩的组合刚度,实现了8 m大采高工作面的安全高效开采。

平沟煤矿020903工作面回风巷多次采动影响围岩稳定分析

采煤工作面回采巷道受采动影响矿压显现剧烈,复杂采动影响不利于回采巷道围岩稳定控制,致使支护工程问题日益凸显。本文以平沟煤矿020903工作面回风巷为研究对象,运用FLAC3D数值模拟技术,对多次采动影响下的回采巷道围岩应力环境变化、围岩变形破坏特征、承载结构进行数值模拟分析,分析得知:903回风巷处于邻近902采空区的围岩应力环境,同时存在来自903工作面回采影响,多重采场围岩应力叠加,围岩应力环境复杂变化造成巷道变形速率快、变形量大且支护较为困难,为此提出903回风巷采动巷道"锚索+锚杆+钢筋梯子梁+网"联合支护方案,实现对巷道的帮顶围岩的保护,进而充分发挥围岩本身的自承能力实现采动巷道的围岩控制。

隧洞破碎带围岩失稳破坏模式及控制措施研究

随着水电工程向西南山区的进一步发展,隧洞工程的地质条件也变得更加复杂。为解决在隧洞开挖过程中遇到节理带、断层等软弱破碎岩带时发生大变形、塌方等围岩失稳破坏等问题,本文以长河坝水电站泄洪洞工程为研究对象,探索围岩支护措施,以确保洞室围岩的稳定及施工安全。通过对现场勘测资料、隧洞开挖施工方案、工程地质条件的分析及有限元计算等,分析围岩破坏的原因和解决方法。首先,根据泄洪洞工程0~30 m段的现场围岩破坏情况及实际地质条件,结合具体的开挖和支护施工措施,对该段围岩的失稳破坏因素和失稳破坏模式进行研究。然后,建立典型的泄洪洞进口30 m剖面开挖有限元模型,在考虑围岩非线性变形的基础上,采用摩尔-库伦本构关系,利用有限元计算软件,对围岩内部的应力和位移进行分析计算。从对围岩失稳破坏影响因素和破坏模式的分析中可以发现,影响因素可以分为3点:1)该段泄洪洞周围岩体内部裂隙节理发育,岩体结构破裂,围岩稳定性差;2)工程区域内地应力较高,岩体内部储存有一定能量,洞室开挖导致地应力的释放,让围岩变得更加破碎;3)支护措施设计不合理,普通锚喷支护无法有效控制围岩变形,导致围岩破坏。洞室围岩自身物理力学性质差是围岩破坏的主导因素,即围岩破坏模式为岩体结构主导型破坏模式。有限元计算结果表明:经原支护处理的隧洞围岩在受结构面切割部位存在较大的变形,隧洞破碎带处经及时加强支护后,围岩变形得到有效控制。针对隧洞破碎带处围岩的潜在失稳问题,综合采用超前支护、开挖后及时进行"喷锚+钢支撑+锚筋"束联合支护,能有效抑制隧洞围岩变形,保证破碎带围岩不会失稳破坏,现场监测数据及实施效果也表明及时加强支护措施对围岩稳定控制的有效性。

高应力煤巷围岩控制关键技术研究

针对深井高应力煤巷帮部煤壁整体偏移、锚杆剪切破断、巷道围岩变形剧烈等支护难题,以城郊矿二水平西翼回风大巷为工程背景,采用YTJ-20型岩层探测记录仪实测、微梯形与矩形断面巷道力学结构分析、FLAC3D数值模拟及现场试验监测分析相结合的方法,观测了巷道围岩裂隙演化规律,探究了不同地应力、侧压系数对巷道稳定性的影响特征,并提出了微梯形断面巷道支护设计方案。研究结果表明:煤巷呈大松动圈发育特征,围岩碎胀变形范围大、变形持续时间长、支护难度大,高地应力是其主要影响因素;力学结构对比分析表明微梯形断面受力小于矩形断面巷道,有利于增加巷道的抗冲击性;数值模拟显示微梯形巷道应力集中、塑性区发育范围及围岩变形量相较于矩形煤巷均有所减小,尤其帮部位移减小量明显,微梯形巷道断面有利于巷道围岩稳定性控制。断面形状优化设计及合理支护技术是实现高应力煤巷围岩变形有效控制的关键。结合现场深井高应力煤巷围岩条件,基于悬吊理论与数值模拟优化确定了微梯形巷道合理支护设计参数,跟踪监测结果显示巷道顶板下沉量达到20mm时趋于稳定,两帮移近量为82mm,底鼓量为126mm,表明深井高应力煤巷顶板采用锚网带+锚索梁、帮部采用锚网带的联合支护方案的围岩控制效果良好,可满足深井高应力煤巷长期稳定要求。

孤岛工作面水侵沿空巷道围岩稳控技术研究

目前对孤岛工作面采空区积水弱化围岩条件下的合理煤柱留设研究较少,仅从积水侵蚀煤柱承载强度弱化影响因子、煤柱常规应力简化模型、实验室测定积水弱化煤柱强度等某一方面进行简化分析或理论研究,沿空巷道围岩控制效果不佳。针对该问题,以国能蒙西煤化工股份有限公司棋盘井煤矿I020908回风巷为工程背景,针对孤岛工作面采空区积水弱化条件下沿空巷道围岩变形严重这一特征,采用实验室测定和数值计算分析法,通过室内物理力学实验测定了干燥和吸水饱和2种条件下的煤岩体物理力学参数;基于测定的参数利用FLAC 3D数值软件建立了围岩弱化数值计算模型,分析了采空区积水条件下巷道围岩侧向支承应力演化规律、塑性区分布特征;建立了考虑积水弱化的煤柱力学模型,确定了水侵条件下合理煤柱宽度为6~12 m;针对回风巷煤柱帮受积水侵蚀影响,容易产生冒顶和片帮的问题,提出了孤岛工作面水侵条件下沿空巷道围岩稳控技术方案,当煤柱宽度为6 m时,对巷道进行锚索加强支护能够有效控制巷道围岩的大变形。采用加强支护后巷道围岩变形在52 d内趋于稳定,顶底板最大移近量约为200 mm,两帮最大移近量约为130 mm,比原支护条件下围岩移近量降低85.6%,巷道围岩控制效果较好。

风化泥质砂岩地层隧道结构安全性研究

泥质砂岩地层隧道在遇水条件下易产生垮塌的灾变现象。为探明不同风化程度下的泥质砂岩地层隧道结构安全性并有效控制围岩稳定,通过室内试验和地勘资料得到弱风化、中风化和强风化泥质砂岩的物理力学参数,弱风化、中风化和强风化下的泥质砂岩地层隧道初期支护最大压应力分别为8.14MPa、10.83MPa、14.26MPa,为支护结构极限承载力的33.6%、44.8%、58.9%,满足安全性要求。基于数值模拟对不同风化程度下的结构受力和变形差异进行量化,最后提出富水泥质砂岩的围岩稳定控制技术并通过现场监测验证支护措施的有效性。研究结果表明:不同风化程度下的结构受力和变形均满足控制要求,采取控制措施后,支护结构在第47d基本能保持稳定和安全状态。

固体充填采煤沿空留巷围岩稳定性控制研究

以济宁三号煤矿63下04(南)-2运矸巷沿空留巷为工程背景,提出固体充填采煤沿空留巷上覆岩层协同控制系统的概念,分析了上覆岩层协同控制系统各要素的支护特性;以顶板允许下沉量及采煤成本等指标为依据,采用FLAC3D确定了影响巷道围岩稳定性的3个因素的参数值,也即在充填工作面充实率需达到80%,矸石带强度需达到4 MPa,矸石带宽高比需达到1∶1的条件下,可保障巷道的稳定控制;同时结合济宁三号矿具体地质条件,给出了沿空巷道加固支护方案。现场工业性试验表明:该技术的实施下沿空巷道顶底板移近量最大300 mm,两帮移近量最大240 mm,沿空巷道维护效果良好。

超大采高综采工作面支护技术及装备研究现状

超大采高一次采全厚开采具有开采效率高、资源回收率高等特点。为探求超大采高综采技术进一步突破,分析其工作面围岩稳定性控制可行性,在调研超大采高综采发展历程的基础上,总结了超大采高综采工作面围矿压显现及煤壁片帮规律,分析了现有超大采高液压支架整体技术特征及其适用性能,并介绍了10 m超大采高工作面液压支架基本情况。通过分析发现:工作面矿压显现强度与采高基本呈现正相关关系,采高越大,工作面支护阻力越大,且煤壁片帮是困扰超大采高开采高效推进的主要因素之一,通过提高工作面液压支架的初撑能力能有效减小煤壁应力;液压支架随工作面采高增加,选型工作阻力增大,支架中心距加宽,大梯度过渡方式在提供可靠支护的同时,能有效提升端头区资源回收率;为适应大体量开采装备运输,超大采高工作面煤巷断面增加,超前支架工作阻力增大;工作面配套液压支架通过设计手段、整体结构、制造工艺等方面优化升级以提升可靠性及适应性;相对较低采高工作面支护,超大采高开采更注重支护过程中的安全技术需求,需要完善架前煤矸防护、架间防尘降尘、安全的后期维检等安全措施;工作面围岩稳定性控制及其配套装备是超大采高综采技术发展及推广的重点,从支护参数选择、支护结构设计到液压支架制造、后期维检的超大采高液压支架全寿命开发是支撑超大采高开采高效推进的基础。

深部大断面煤巷支护失效分析及控制对策

为解决深部大断面煤巷高应力、支护体易失效问题,对锚网索时空耦合支护进行数值模拟与工程应用研究。以东滩煤矿1306运输巷为背景,通过现场矿压监测,发现支护体与围岩在强度、刚度、结构上耦合效果差是造成支护失效的主要原因。结合支护失效机制,提出及时支护和滞后支护的锚网索耦合支护方式,及时支护采用锚杆高强度高预紧力柔性支护,滞后支护采用锚索高强度高预紧力刚性支护,确定了锚索滞后支护距离为30 m。现场监测发现锚网索耦合支护不仅能够提高支护质量,还能将围岩变形量控制在允许范围内,保证围岩稳定。

软岩注浆力学改性试验研究

以注浆理论研究为指导,提出了一种新型注浆材料并阐述软岩力学改性原理,对软岩注浆前后采用工程实测及显微CT扫描试验的方法,分别从宏观、微观的角度并结合工程实践诠释软岩力学改性成效。

深部巷道支护失效分析及控制研究

为解决深部大断面煤巷高应力、围岩易发生大变形、支护体易失效问题,对锚网索时空耦合支护进行数值模拟与工程应用研究。以某矿1306运输顺槽为工程背景,首先,通过现场矿压监测,掌握了巷道掘进过程中矿压显现规律,得到了支护体与围岩在强度、刚度、结构上耦合效果差是造成支护失效的主要原因。提出及时支护和滞后支护的锚网索耦合支护方式,及时支护采用锚杆高强度高预紧力柔性支护,滞后支护采用锚索高强度高预紧力刚性支护。研究成果对深部大断面煤巷围岩稳定性控制具有重要意义。

锚索力学性能测试与分析

为了得到不同锚索的力学性能参数,基于实验室进行的4种常用锚索钢绞线的拉伸试验和5组锚索托板的压缩试验,可将钢绞线拉伸载荷-位移曲线可分为4个阶段:初始承载阶段、弹性变形至屈服阶段、屈服后强化阶段、破断阶段。钢绞线弹性范围内的位移很小,其延伸主要发生在屈服之后,且随着钢绞线直径增加有增大的趋势。5组锚索托板承载力明显大于钢绞线承载力。托板压缩载荷-位移曲线可分为5个阶段:托板拱部形状与尺寸、底面平整度是影响托板承载力的主要因素;托板在不同承载阶段压缩变形量有显著差别;底面不平整、呈弓形的托板各阶段压缩量较大;球形垫圈发生显著缩颈变形,并逐步压入托板球窝也影响托板整体变形性能。

大倾角煤层回采巷道非对称锚网索支护与实践

根据淮南矿区大倾角(25°～45°)煤层开采地质和技术条件,采用物理模拟综合分析了大倾角煤层回采巷道围岩结构特征及采用锚杆支护时的围岩变形、破坏、应力演化等力学特征,揭示了大倾角煤层回采巷道围岩力学特征非对称演化机理。研究表明,实体煤回采巷道应重点支护顶板和高帮,而留小煤柱回采巷道应重点支护顶板和低帮。基于巷道围岩力学特征的非对称性,提出并实施了大倾角煤层实体煤回采巷道和留小煤柱回采巷道的非对称锚网索支护方法。工程应用表明,非对称锚网索支护能适应大倾角煤层回采巷道围岩结构和力学特征,有效控制巷道围岩变形。

基于深孔预裂爆破的工作面坚硬顶板弱化技术研究

为有效解决慈林山煤矿工作面切眼坚硬顶板大面积悬顶的技术问题,系统分析比较了现有坚硬顶板处理技术,论证了深孔预裂爆破技术的技术经济优势。以15201工作面为试验对象,采用理论计算方法获得了包括压碎圈半径、裂隙区半径和预裂高度在内的影响预裂爆破效果的关键参数;基于工程类比法,确定了科学合理的炮孔布置、爆破方式和装药方式;在此基础上,开展深孔预裂爆破处理坚硬顶板技术的现场工业性试验。结果表明:深孔预裂爆破可以有效降低顶板完整性,实现回采期间矿山压力的平稳显现,实现坚硬顶板工作面切眼的安全管理。

近距离煤层采动及构造对预掘工作面回撤通道的影响

在近距离煤层重复采动条件下,通过研究近断层保护煤柱开采与覆岩结构演化—矿压显现与应力传递—围岩稳定与控制之间的关系,确定合理的超前预掘工作面回撤通道(或者终采线)位置及其安全支护等关键技术参数,保障采煤工作面过断层安全回撤与停采,实现灾害控制和煤炭回收的双重目的。构建多煤层重复采动条件下工作面过断层超前预掘工作面回撤通道(或者终采线位置确定)关键技术与方法,丰富和完善矿山压力理论和开采设计方法,保障工作面安全生产,解决矿井实际生产难题,同时对深部工作面过断层安全、高效开采提供参考。随着国家能源开发和资源配置中心向西部转移,西部矿井生产能力的提升和安全开采的要求进一步提高,西部浅埋或中深近距离多煤层、重复采动矿井,基于西部矿井当前特有的近距离倾斜多煤层(具有弱冲击倾向性)、断层构造、重复采动等"复杂"条件下,进行预掘工作面回撤通道,在国内其他矿井不具有相似条件,相关的预掘工作面回撤通道成功案例不能够直接指导或运用于西部矿井预掘工作面回撤通道/终采线设计,因此,通过理论演技和工程实践,提高工作面回撤通道布置的合理性、降低矿压灾害的风险,从而实现减少损失、增加收益和稳定矿区的综合效益。