深部巷道等强支护控制理论

本文调查了大量的煤矿巷道现场破坏案例,提炼了6类15种典型破坏模式,分析了圆形与矩形巷道的围岩受力特征及应力分布规律。基于巷道围岩梯度破坏机理及矩形巷道等强梁支护模型,提出了深部巷道等强支护控制理论力学概念模型,即根据巷道围岩受力特征,采用开槽卸压、注浆加固、锚杆(索)主动支护、钢管混凝土被动支护等综合手段,有效调整巷道围岩的应力状态,以期实现不同位置围岩能够达到安全且与地应力比相匹配的等效应力状态,获得应力分布趋于均匀、塑性区范围相似的理想状态。给出了不同埋深、不同断面形状巷道所需的等强支护强度计算公式,数值模拟了圆形与矩形巷道在等强支护前、后围岩应力变化,验证了等强支护后围岩应力场能明显改善。等强支护控制模型一定程度上为深部巷道围岩控制提供了理论和实践指导。

软岩大变形巷道等强支护方法与试验应用

为保持软岩大变形巷道顶板稳定,引入了可适应围岩大变形的加长锚杆,提出了长短锚杆等强支护方法,杜绝了锚杆与锚索在大变形环境下力学性能不匹配的弊端,同时使用相似模拟实验及现场实测的方法进行分析。结果表明:选用加长锚杆支护巷道后,巷道顶板完整性有了很大的提高,变形量大大减小,并作为一个整体向下运动,破坏显著减小,破坏区处于锚杆锚固范围内;而普通锚杆支护巷道肩部裂隙发育,顶板发生了垮落,支护完全失效,等强支护巷道顶板岩层始终保持稳定,由此表明采用长短锚杆等强支护方法有助于控制顶板变形,提升巷道的稳定性。

超前支护液压支架非等强支护技术及自动控制装置研究

煤矿运顺和回顺巷道采用锚杆锚索或金属棚支护,超前支护液压支架在推进过程中对顶板反复支撑作用,使巷道顶板结构受到破坏,引起顶板破碎,不利于巷道顶板管理和煤矿安全生产。根据巷道顶板条件和压力分布情况控制超前支护液压支架的初撑力,在巷道不同的相对位置实现非等强支护,而支架的工作阻力和其他功能不受影响,最大限度保证巷道顶板完整,实现对巷道顶板的安全科学管理。

浅埋煤层回采巷道等强支护技术研究

巷道围岩稳定是保障煤矿安全开采的关键。魏墙煤矿巷道在支护过程中出现了局部锚索、锚杆强度支护现象。因此提出了锚杆、锚索等预应力支护方式,以便对围岩变形进行控制,通过理论分析和数值模拟的手段分析了围岩应力和变形规律。分析结果表明:采用该方法可以有效在巷道周边形成应力壳,保护了围岩的稳定。此时的巷道围岩稳定性系数为1.29。通过对等强支护对巷道围岩变形控制方法的研究,为后续巷道围岩支护提供参考。

深部煤矿巷道等强支护力学理论与技术

本文分析总结了国内外煤矿巷道支护方式的发展历程.国外煤矿巷道支护方式经历了型钢被动支护到锚杆-索主动支护的转变;我国煤矿由于埋深不断加大,巷道地质环境复杂,支护方式整体经历了被动支护→主动支护→强主动支护→强被动支护的发展轨迹.基于国内外支护现状,特别是受钢管混凝土支架支护技术启发,提出了深部煤矿巷道等强支护力学理论,其核心为基于巷道轴比与地应力关系,通过“深层应力调控、浅层岩性改善和表层结构支护”三位一体支护技术体系对巷道开挖后形成的不规则应力场进行调控,使巷道围岩应力场恢复至与地应力场相匹配的等强状态.具体支护技术措施包括:开槽卸压或钻孔卸压将巷道围岩高应力区域转移至深部;纳米基注浆加固材料填充微小裂隙,打设锚杆-索提高巷道围岩内聚力与摩擦角,改善巷道围岩整体自承载性能;钢管混凝土支架或U型钢为巷道围岩提供足够表面支护阻力,控制巷道围岩变形.深部巷道等强支护技术已初步在深部典型矩形巷道、圆形巷道、直墙半圆拱形巷道中进行应用,并在山西潞安王庄煤矿、新元煤矿与晋能控股装备制造集团胡底煤矿等深部软岩动压巷道的大变形控制中取得良好应用效果,为深部煤矿巷道支护提供了新的支护理念及有效控制技术.

不等强锚杆支护技术在常村煤矿动压巷道的研究与应用

矿井随着采深的不断增加,瓦斯涌出量急剧增加,威胁矿井安全,通过采取在两个工作面之间共用瓦斯尾巷的方法解决这一问题,在两个工作面采动的影响下瓦斯尾巷的支护变得更加困难。本文通过利用FLAC3D软件模拟瓦斯尾巷在等强加固支护和不等强加强支护情况下的变形破坏情况。通过分析比较结果表明瓦斯尾巷顶底板、两帮移近量等强加强支护的情况超前支承压力影响下急剧增加,而采用不等强支护技术能有效控制巷道变形,且在二次动压的影响下可以确保围岩稳定。

超大采高液压支架支护安全特性研究

针对燕子山矿12401工作面超大采高液压支架稳定性问题,通过建立超大采高液压支架群组-围岩耦合模型,利用模型分析工作面及顶板的不同因素对模型的力学影响,得到不同因素影响下支架立柱上端的顶板变形和支架支护强度的变化规律,进而得出能有效适应工作面顶板变形的支护策略,分析工作面超大采高液压支架的强度特性,得出最高应力在液压支架上具有局部化以及区域化的特点。实际应用表明,可知理论值与试验值的误差较小,均在可接受范围内,非等强支护强度能有效控制顶板的变形,可以采用超大采高液压支架群组-围岩耦合模型来判断支架支护特性。

开采扰动下非等强超前支护巷道围岩响应

开采扰动对超前巷道围岩稳定性的影响是研究超前液压支架非等强控制策略的重要方面。首先通过EDEM仿真获得了采煤机滚筒与煤岩间的截割载荷,通过数据拟合方法建立了滚筒载荷扰动数学模型,再运用Flac3D软件建立非等强支护条件下的超前巷道模拟仿真模型,将采动扰动模型引入非等强支护模型中,仿真分析了滚筒截割扰动对超前巷道围岩稳定性的影响规律,并通过相似性实验对仿真模型的准确性进行了验证,试验结果表明,在非等强支护下,各点起始应力为-0.1~0 MPa之间,顶板围岩内应力值小,有利于顶板稳定;滚筒截割扰动对0~5 m内顶板垂直应力波动明显,10~20 m内顶板垂直应力变化基本一致,只需对靠近采空区的第一组支架的控制方式进行调整,即可削弱开采扰动对围岩稳定性的影响。

地质软岩矿井巷道支护方法研究

为了合理、有效地控制软岩巷道的围岩变化,必须要从根本上认识软岩巷道的变形与破坏机理,为合理的支护理论与技术提供科学的理论依据。榆树井煤矿根据矿区地质软岩的特点,软岩巷道全断面等强支护方法及锚网索加砌碹支护方式取得良好效果,对邻区矿井软岩巷道的支护具有重要借鉴意义。

采矿岩石多尺度破坏力学

采动复杂应力环境下围岩的多尺度破坏行为是诱发煤矿灾害的一个根本因素。本文系统总结了团队十多年来在岩石宏细观破坏力学、巷道围岩控制及岩层移动等采矿岩石多尺度破坏力学的研究进展。在岩石力学室内实验尺度方面,利用带加载装置的SEM高温试验系统研究了热力耦合作用下岩石细观裂纹的萌生、扩展和断裂全过程,揭示了细观断裂机制;研究了不同加卸载条件下煤岩体及煤岩组合体宏观破坏力学特性,建立了煤岩体宏观破坏非线性模型。在巷道围岩尺度方面,揭示了巷道围岩应力梯度破坏机理,建立了深部巷道等强支护理论,明确了巷道支护方向,据此提出了巷道全空间协同控制技术并进行现场应用。在采场岩层破断移动尺度方面,实验研究了不同厚度顶板破断演变的4种模式;基于关键层理论,提出了采动覆岩整体移动“类双曲线”模型和内外“类双曲线”模型,分析了该模型随着关键层位置和煤层倾角的演化规律。上述成果为我国煤矿开采灾害防治提供理论和技术支持。

沿空留巷整体浇注护巷带围岩控制技术

介绍了我国沿空留巷整体浇注护巷带发展历程及其围岩控制技术理论基础,分析了整体浇注护巷带在绿色开采体系中的地位,指出存在的主要问题是机械化水平较低、充填系统相对复杂、成形效果与漏风的控制不是十分理想,对护巷带周围煤岩应力分布规律研究不够深入。在此基础上,提出应重视并加强护巷带不连续面结构分析,采用非等强支护技术发展沿空留巷整体浇注护巷带技术的建议。

基于Terzaghi理论的综采面超前液压支架静力学分析

为研究在巷道围岩垮落这类危险工况下的超前液压支架支护性能,基于Terzaghi理论计算围岩应力,并推导出超前液压支架最大支护强度,采用Pro/E构建了超前液压支架的三维实体模型,利用ANSYS软件对超前液压支架顶梁施加围岩压力并进行静力学分析,仿真结果表明:超前液压支架的顶梁、底座、前后立柱的最大应力值分别为392 MPa、17 MPa、104 MPa和154 MPa,均远小于超前液压支架主要材料Q690的屈服强度,说明超前液压支架支护性能满足在这种危险工况下的使用条件。

急倾斜煤层综放工作面设计优化及管理分析

本文主要以黄矿的急倾斜厚煤层综放工作面作为研究的对象,探讨了与其相关的工作面设计以及回采施工的管理。在此研究的过程中,结合黄矿综放工作面设计以及回采施工为例,介绍了工程的概况,概述了工作面施工设计与回采工艺,以此基础上,分别对综放工作面的液压支架、前后刮板输送机与采煤机防倒防滑管理等工艺进行了讨论。

超前液压支架群组-锚固耦合支护力学特性研究及实验验证

为了研究超前液压支架群组与锚杆(索)耦合支护围岩的力学特性,采用中厚板理论对围岩力学特性进行描述,结合能量泛函对等效支架群组支撑力和锚杆(索)作用进行描述,建立超前液压支架群组-锚固耦合支护围岩力学模型,引入罚函数对模型边界条件进行约束,基于Hamilton原理变分获得系统控制方程。依据山西阳泉集团平舒公司温家庄煤矿15106工作面回采巷道超前支护参数,运用Ritz法对模型求解,获得锚固支护、等强支护、非等强支护三种策略下顶板变形量、弯矩、应力分布情况。通过对比3种支护策略下支护效果表明:超前液压支架群组耦合支护下顶板最大位移相对比锚固支护降低36.87%、弯矩降低35.85%、应力降低47.81%,耦合支护能够有效的维护顶板的稳定性;非等强耦合支护相对比等强耦合支护顶板最大位移降低10.29%、弯矩降低12.2%、应力降低29.53%,证明了非等强耦合支护策略对维护围岩稳定的有效性,进而提出超前液压支架群组-锚固耦合“连续渐变”非等强支护策略。采用辽宁省教育厅矿山沉陷灾害防治重点实验室设计的三维相似模拟实验台进行物理实验分析,验证“连续渐变”非等强耦合支护策略的有效性,并将实验结果与理论结果对比分析,等强支护位移最大误差7.2 mm,最大应力误差0.48 MPa,非等强耦合支护位移最大误差5.9 mm,应力最大误差0.19 MPa,考虑实验的复杂性认为误差在控制量范围内,验证所建立的超前液压支架群组-锚固耦合支护围岩力学模型的准确性和揭示耦合支护力学特性的有效性。最后,在温家庄煤矿15106工作面对“连续渐变”非等强支护策略进行现场应用实验,验证研究结果的有效性,研究结果为深部矿井围岩的安全稳定维护和智能化支护控制提供理论支撑。