深部沿空巷道锚固围岩破坏失稳能量驱动机理

深部沿空巷道受侧向顶板断裂所产生的动载影响,锚固围岩易产生大变形,甚至破坏失稳。以山东省孙村煤矿31120工作面上平巷为工程背景,首先采用YTJ20型岩层探测记录仪获得了锚固顶板裂隙发育规律及以脆性张裂破坏为主的破坏方式。然后,通过相似材料模拟试验方法获得了深部沿空巷道侧向顶板前期、过渡期和后期3个运动阶段典型特征,并分析了不同阶段锚固围岩破裂演化及能量释放规律;其中过渡期运动阶段锚固围岩内部应力、变形量急剧增大,裂隙发育明显,能量释放显著,对沿空巷道锚固围岩稳定性影响最大。最后,构建了侧向顶板断裂运动下沿空巷道结构力学模型,给出了锚固围岩输入能量与可抵抗能量定量计算方法,揭示了侧向顶板断裂诱发锚固围岩破坏失稳能量驱动机理,并定义了失稳能量判据,即当作用在沿空巷道锚固围岩上的能量大于锚固围岩可抵抗能量时,将发生破坏失稳。进一步地,提出了锚固围岩失稳风险等级划分方法和相应地控制技术,计算结果表明,31120工作面沿空巷道锚固围岩失稳风险等级为中风险。采取加强支护措施后,沿空巷道顶底板及两帮移近量分别减小35.47%和35.71%,锚索受力减小23.43%,变形速度明显降低,锚固围岩能量积聚程度减小。

深部极松软围岩沿空巷道稳定性控制及应用

针对深部高应力作用下极松软围岩变形量大、破碎程度高、巷道难支护等问题,以丁集煤矿1232(3)沿空巷道为工程背景,采用数值模拟、现场监测和井下试验相结合的方法,对深部高应力极松软围岩沿空巷道破坏特征及阶段性控制原理和技术进行研究。结果表明:随着距巷道迎头距离的不断增大,巷道两帮应力的不对称性逐渐增大,实体煤侧应力峰值为37.18 MPa大于煤柱侧35.21 MPa,1242(3)终采线50 m范围内存在应力集中,最大达33 MPa,巷道围岩塑性区发育程度为煤柱帮大于实体煤帮大于顶底板;从巷道掘进过程中所经历的复杂围岩变化过程,将全巷道划分为5种典型的围岩变化阶段来分析围岩变形破坏特征和破坏机理,揭示了在高应力作用下深部软岩沿空巷道围岩变形量大,在空间上呈现出明显的区域性和非对称性的特征;基于巷道初步设计方案和围岩变形破坏特征,及时有效的调整支护方案,对巷道进行分段式、非对称、区域化综合治理,形成深部软岩巷道围岩控制长效机制,为同类型深部软岩巷道地压治理提供了理论和技术支撑。

厚煤层大断面沿空巷道变形破坏机理及控制技术

针对沿空巷道受多次采动叠加影响极易发生变形失稳破坏的难题,以某矿1505W工作面厚煤层综放开采工作面为研究背景,综合采用理论分析、现场实测、数值模拟等多种研究方法探讨分析了沿空巷道围岩失稳破坏机制,并提出了围岩“浅部、深部、表层”控制方案。现场试验结果表明,提出的控制方案能够使巷道浅、深部围岩形成统一的整体,有效抑制了沿空巷道围岩变形,提高了巷道的稳定性。

长壁放顶煤工作面沿空巷道的变形破坏机理

本文利用物理和数值模型研究了长壁放顶煤工作面沿空巷道的变形和破坏机理。物理模型实验表明,长壁放顶煤工作面沿空巷道的变形破坏过程可分为四个阶段:初始变形阶段Ⅰ(相邻工作面后方-47~45 m)、快速变形阶段Ⅱ(45~150 m)、变形稳定阶段Ⅲ(150~240 m)和压实稳定阶段IV(工作面后方240 m外)。值得注意的是,长壁放顶煤工作面沿空巷道围岩的大变形主要发生在快速变形阶段Ⅱ和变形稳定阶段Ⅲ。这主要是由沿空巷道上方的侧向悬臂梁结构旋转下沉过程中产生的应力集中造成的。因此,本文提出了一种创新方法,使用顶板预裂技术来优化巷道顶板结构,控制长壁放顶煤工作面沿空巷道围岩的大变形并自动留巷。数值模拟和现场应用表明,使用顶板预裂自动留巷技术后,长壁放顶煤工作面沿空巷道实体煤帮的支承压力、顶底板变形量和两帮变形量分别降低了6.49%、79.25%和60%。因此,顶板预裂自动留巷技术可以有效控制长壁放顶煤工作面沿空巷道的围岩大变形。本文所提出的长壁放顶煤工作面顶板预裂自动留巷技术可以为厚及特厚煤层综放工作面使用切顶卸压无煤柱自成巷技术提供参考。

矿井沿空巷道支护方式及支护参数优化探析

针对晋能控股煤业集团某矿1306工作面在掘进与回采作业中,受原应力场与侧向采动应力场叠加的影响,易出现巷道顶板应力集中现象,顶板难支护,底板底鼓现象严重,巷道两帮易片帮巷道难维护等问题,基于1306工作面工程概况,结合松动圈理论与进行现场数据实测对该巷道的围岩稳定性进行分析,确定出了合理的支护方式,经数值模拟分析,对巷道不同支护参数下巷道顶板应力分布、底板及巷道两帮变形情况进行了模拟分析,确定出了巷道的合理支护参数,结果表明:选用600mm间排距的锚杆锚索联合支护,1306巷道的顶板不易出现应力集中现象,顶板底板及两帮的变形量是最小的,经巷道变形实测,进一步证实了该支护方式与支护参数的科学性、合理性,可为类似工况下掘进巷道支护提供参考。

煤矿不规则残采区沿空巷道煤柱留设及支护研究

为更科学合理地留设不规则残采区沿空巷道煤柱与有效控制巷道围岩,本文基于山西某矿3306工作面工程概况,通过进行数值模拟与进行现场实测,确定出了沿空掘巷煤柱合理宽度;优化了巷道支护方案,采用了高强度高预应力锚网索进行联合支护,应用该联合支护方案后,该巷道的顶底板移近量变小,两帮移近量也大幅变小,符合了矿井安全生产要求,取得了较好的巷道支护效果,有效控制了巷道围岩变形,更好地保障了矿井安全生产。

沿空巷道窄煤柱变形失稳机理与切顶护巷协同技术研究

为解决沿空巷道窄煤柱围岩控制难题,综合应用了理论分析、数值模拟、工程应用等方法,揭示了沿空巷道窄煤柱变形失稳机理,当煤柱尺寸较小时,煤柱内部煤体近乎进入残余破坏阶段,采动应力大部分转移至开采帮侧煤体内部,当护巷煤柱尺寸较大时,护巷煤柱表现出良好的承载性能,导致转移至开采帮侧煤壁内的采动应力有所减小,基于此,确定110505轨道顺槽采用切顶护巷协同支护技术,现场应用后,试验顺槽围岩整体可控,实现了沿空巷道110505轨道顺槽的稳定控制。

不同顶板关键块破断结构对沿空巷道围岩稳定性的影响

在实际工程中巷道与破断顶板通常有3种不同空间位置的结构特:巷道位于破断顶板断裂线下方;巷道位于破断顶板断裂线内部;巷道位于破断顶板断裂线外部。通过FLAC 3D模拟巷道开挖前后关键块结构的变形与力学特征,得出3种结构下顶板关键块与巷道围岩相互作用的时空演化规律,结果表明,3种空间结构形式的破断顶板对围岩压力的影响程度逐渐减小。巷道位于破断关键块断裂线下方时,煤柱侧支撑压力最大;巷道位于破断关键块断裂线内部时,煤柱侧支撑压力比前者稍低,但两者都存在单斜面剪切破坏的风险,并且此类巷道煤壁侧支撑压力范围最大,底板出现应力叠加区进而引发大范围底鼓。当巷道位于破断顶板断裂线外侧时,中位关键块处于完全垮落态势,对巷道围岩垂直方向的力学传递机制减弱,围岩最为稳定。

深部沿空巷道侧向顶板围岩失稳因素研究

深部沿空巷道顶板围岩破坏失稳的影响因素繁多,围岩体应力环境和破坏失稳机理十分复杂。为了研究深部沿空巷道侧向顶板围岩失稳因素,以孙村煤矿为背景,采用理论分析和数值模拟的方法得到了深部沿空巷道顶板失稳因素。研究结果表明:基于沿空巷道围岩结构体受力结构,揭示了侧向顶板围岩失稳主要与基本顶厚度、巷旁支护阻力、埋深以及顶板岩性有关;利用数值模拟得到了基本顶厚度在30~38 m时对顶板和煤帮的结构失稳影响最大,顶板岩性的改变与围岩最大应力集中成正相关,与围岩应力集中影响范围成负相关;埋深越大,顶板变形越大,破断风险越高;巷旁支护阻力的大小对顶板和煤帮失稳几乎没有影响。

深部沿空巷道巷旁支护失稳机制与降能控制方法

侧向基本顶断裂下沉引起的巷旁支护体能量积聚及其突发释放是导致深部沿空巷道围岩失稳破坏的根源之一。以山东泰安孙村煤矿千米埋深工作面开采为工程背景,利用UDEC离散元数值模拟软件获得了实际工程条件下沿空巷道围岩能量演化规律,以及巷旁支护体宽度、侧向基本顶厚度和断裂长度等因素对沿空巷道围岩能量演化规律影响特征。在此基础上,基于顶板横向断裂边缘的弧形三角板结构,建立了沿空巷道侧向顶板结构力学模型,分析了不同采动阶段巷旁支护体的力学状态,揭示了侧向基本顶断裂下沉引起支护体动力失稳机理,获得了支护体发生动力失稳的能量判据N,并以此为指标提出了“降低外部冲击能量+改变内部承载性能”的巷旁支护体稳定性降能控制方法。当N≥1时,支护体内积聚的弹性变形能与侧向基本顶断裂所带来的新增变形能之和大于支护体完全破碎需要消耗的能量,支护体内部弹性能积聚较大,自承载能力发挥不足,支护体将发生动力失稳;反之,当N<1时,支护体不会发生动力失稳现象。现场实践表明,所建立的动力失稳能量判据与实际结果相吻合,采用降能控制方法后,沿空巷道顶底板移近量、两帮移近量最大值分别114和123 mm,锚索受力相对值最终稳定为50 kN左右,巷旁充填体冲击破坏现象基本消除,稳定性明显提高,控制效果显著。

大采高沿空巷道底鼓变形机制及控制技术

针对大采高沿空巷道底鼓严重控制难等问题,采用理论分析、数值模拟的方法对大采高底鼓的机制进行分析,并提出支护方案。采用力学模型分析了巷道底鼓的关键因素,并采用数值模拟验证了关键因素对巷道底鼓的实质影响。结果表明:巷道底板的强度严重影响着巷道底板的垂直位移量,巷道底板物理力学性质较差,相邻工作面开采容易造成挤压型底鼓;此外,巷道在开挖后及时施加有效支护,采用了大直径锚杆作为巷道底脚锚杆,并对底板深度2 m以上岩层实施注浆,能显著改善围岩的承载能力,对巷道底板的底鼓问题具有较好的控制效果。

综放特厚煤层沿空巷道围岩控制技术研究

为解决特厚煤层沿空巷道围岩变形破坏严重的难题,以马道头矿8209特厚煤层工作面沿空回采巷道为例,运用UDEC数值模拟软件分析了巷道采空侧覆岩结构的形成及运动规律,阐明了不同阶段上区段采空区侧向支承压力的分布特征及对布置巷道区域煤体的影响,分析了5209沿空巷道在经受二次采动影响条件下围岩的破坏机理,提出了针对性不对称控制对策。研究结果表明:马道头矿5209沿空巷道顶板采用“桁架组合梁+高强长锚杆”支护系统对顶板围岩进行深-浅结合、不对称性控制,煤柱帮采用“高强长锚杆+短锚索”进行强化控制,沿空巷道围岩和支护结构不对称破坏状况得到改善,对类似特厚煤层沿空巷道围岩控制具有借鉴意义。

深井强采动沿空巷道破碎煤帮控制技术

针对14040回风巷沿空巷道煤帮变形严重问题,分析了煤帮变形破坏机制,提出采用注浆锚索以改善煤帮支护效果,根据14040回风巷现场条件设计了支护优化方案,通过FLAC^(3D)模拟研究了巷道围岩变形破坏情况。现场监测数据表明,采用支护优化方案后,煤帮变形得到了良好的控制,巷道变形量较小,顶底板移近量为52 mm,两帮移近量为56 mm。研究成果可为类似条件沿空巷道煤帮支护工作提供工程借鉴。

倾斜厚煤层沿空巷道变形破坏特征及支护控制技术研究

为解决倾斜厚煤层沿空巷道支护难题,以新疆硫磺沟煤矿(45)06工作面轨道巷为工程背景,根据巷道实际工程地质条件,运用FLAC^(3D)软件模拟研究沿空巷道4 m和7 m小煤柱情况下的围岩变形破坏特征,巷道围岩呈现出明显的非对称变形破坏,尤其是沿空小煤柱侧帮部和顶板肩窝变形严重,进而揭示了倾斜厚煤层沿空巷道变形破坏特征。基于此,提出了倾斜厚煤层沿空巷道围岩深部+浅部+表面多层次支护控制技术,对现有支护方案进行了优化。数值模拟和现场试验结果表明,该支护方案实施后巷道围岩变形控制效果显著,特别是煤柱侧变形破坏的有效改善,确保了巷道的安全使用。

特厚煤层沿空巷道煤柱留设宽度研究

针对特厚煤层综采工作面的回采巷道护巷煤柱宽度留设的问题,以南阳坡煤矿6104工作面回风顺槽为工程背景,采用数值模拟的方法,研究了不同宽度煤柱下的垂直应力及塑性区分布规律。研究结果表明:煤柱宽度在5~15 m时未出现弹性核区,宽度为20 m时出现弹性核区,平均7 m,煤柱的整体变形不大,处于稳定状态,煤柱宽度大于20 m,弹性核区宽度也渐渐增大;当煤柱宽度为20~30 m时,垂直应力出现双峰值,且随煤柱尺寸变大,峰值有所减少。综合考虑,留设护巷煤柱的最优宽度为20 m。

临巷预切顶卸压下沿空巷道围岩稳定性影响分析

预切顶卸压技术在深埋坚硬顶板沿空巷道中得到广泛应用,但预切顶卸压对沿空巷道围岩稳定性影响机理尚不明确。以开滦集团范各庄矿9号煤层9103工作面回风巷为工程背景,综合采用理论分析和现场试验方法,优化确定9103工作面回风巷切顶卸压关键参数,设计巷道围岩支护方案,并开展现场试验对比分析。结果表明:对于该工况条件,成巷约2个月后围岩变形和锚索受力逐渐趋于基本稳定;回采期间,巷道围岩变形和锚索受力沿巷道轴向分布可分为急剧增加区、缓慢增加区和基本稳定区;确定9103工作面回风巷的最优切顶角为10°,建议钻孔深度为11m,切缝孔间距为600mm,经现场应用发现效果良好。相关研究成果可以为相邻类似开采条件下的矿井生产提供借鉴。

厚煤层软弱底板沿空巷道底鼓控制技术研究

以古城煤矿为工程背景,研究分析了厚煤层软弱底板沿空巷道的底鼓诱发机理,提出了相应的底鼓控制措施。研究结果表明:厚煤层软弱底板沿空巷道底鼓的主要诱因为底板岩层软弱特性、工作面采动以及基本顶断裂导致的留巷充填体高应力集中。根据以上分析结果,在采空区侧切顶卸压的基础上,以加固底板松软岩体为核心提出了“浅孔注浆加固+深孔高预应力锚索加强支护”的底鼓控制方案,并根据现场条件给出了具体参数以及施工方案。

煤柱尺寸对沿空巷道稳定性影响研究

煤柱尺寸是影响煤柱稳定性及沿空巷道掘进和支护的主要因素。为了保证沿空巷道的稳定,留设煤柱尺寸成为关键问题。煤柱的宽度是从采空区右侧煤壁到沿空巷道左帮煤壁的水平距离,影响上一区段工作面回采产生的侧向支承压力对煤柱及巷道围岩破坏程度。以高头窑煤矿G3-1106工作面和G3-1107工作面辅助运输顺槽为工程背景,运用极限平衡理论计算出保护煤柱尺寸范围9.2~10.8m。运用FLAC3D数值模拟软件分析留设不同宽度煤柱时煤柱和巷道稳定性。结合理论分析和数值模拟结果显示留设10m煤柱符合要求。通过在巷道布置测站,结果表明:在10m煤柱下,巷道顶板及两帮围岩变形量较小,巷道基本保持稳定。巷道及煤柱稳定性随着煤柱尺寸增大,影响逐渐变小,最后处于稳定状态,煤柱过大会造成煤炭资源浪费,选择合理的煤柱尺寸十分必要。

特厚煤层大采高综放面沿空巷道支护设计分析

以某煤矿5204巷为研究对象,介绍一种特厚煤层大采高综放面沿空巷道支护设计。此设计主要包括巷道支护方案设计和巷道超前支护设计两部分,其中巷道支护方案设计先提出巷道支护设计内容,再通过数值仿真模拟确认巷道支护设计可行性;巷道超前支护则是根据巷道支护设计数值仿真分析结果,从单体柱支护和破碎段支护两个角度介绍超前支护方案。在确定特厚煤层大采高综放面沿空巷道支护设计后,为验证支护设计应用效果,将支护设计应用于工程实践,最终确认此设计具有较强可行性。

深井厚煤层沿空巷道掘采全过程应力分布及支护技术

为解决反复加卸载作用下深井厚煤层沿空巷道围岩控制难题,以袁店一井煤矿1037工作面回风巷为工程背景,通过FLAC3D数值模拟,对反复加卸载沿空巷道全过程应力分布特征及演化规律进行了系统研究,提出了“锚带网索+帮部喷注浆+顶板非对称锚索梁补强+煤柱肩底角锚索梁补强”联合支护方案。研究结果表明:(1)上工作面采空区侧向支承压力峰值距煤壁12~13 m,其值约27.5 MPa,影响范围为60~70 m;(2)1037工作面风巷掘进后,垂直应力峰值向实体煤深部转移,距采空区煤壁约17 m处,约30.7 MPa,相比掘巷前,增大11.6%,小煤柱上垂直应力相比掘巷前,降低了约62.6%;(3)随着1037工作面的推进,工作面前方20 m处形成超前支承压力峰值,达到45.9 MPa,约为2.8倍原岩应力。现场观测结果表明,控制方案取得较好控制效果。