Influence of dynamic pressure on deep underground soft rock roadway support and its application

Due to high ground stress and mining disturbance, the deformation and failure of deep soft rock roadway is serious, and invalidation of the anchor net-anchor cable supporting structure occurs. The failure characteristics of roadways revealed with the help of the ground pressure monitoring. Theoretical analysis was adopted to analyze the influence of mining disturbance on stress distribution in surrounding rock,and the change of stress was also calculated. Considering the change of stress in surrounding rock of bottom extraction roadway, the displacement, plastic zone and distribution law of principal stress difference under different support schemes were studied by means of FLAC3D. The supporting scheme of U-shaped steel was proposed for bottom extraction roadway that underwent mining disturbance. We carried out a similarity model test to verify the effect of support in dynamic pressure. Monitoring results demonstrated the change rules of deformation and stress of surrounding rock in different supporting schemes. The supporting scheme of U-shaped steel had an effective control on deformation of surrounding rock. The scheme was successfully applied in underground engineering practice, and achieved good technical and economic benefits.

Study of dynamic pressure roadway supporting scheme under condi- tion of thick composite roof

This paper analyzed the strata behaviors of solid-coal roadway, gob-side entry driving and deformation law of surrounding rock in depth under high stress and thick composite roof based on the dynamic pressure roadway as engineering background in Fengcheng mining area, Jiangxi province. The results, both field measurement and numerical simulation show that gob-side entry driving results the deformation of coal roadway main wall, however, entity-coal roadway driving results deformation of main roof and floor. The maintenance state of gob-side entry driving is better than entity-coal roadway, this situation is relevant to thick composite roof layered and easy collapse characteristics. At the same time, this paper put fox＇ward and proved proper dynamic pressure roadway supporting scheme under the surrounding rock condition and stress environment.

三向非等压应力场下围岩主应力差与塑性区分布关系研究

首先,以弹性理论为基础推导出考虑巷道轴向应力影响的主应力差解析式,通过变化水平侧压比、轴向侧压比研究完全弹性条件时不同应力场下主应力差分布形态演化规律。其次,推导出考虑轴向应力作用的围岩塑性区近似解,研究不同应力环境下围岩的塑性区形态演化规律。最后,对比分析主应力差及塑性区形态特征,研究二者分布形态的对应关系,并通过数值模拟验证理论分析的正确性。研究结果表明:在弹性理论下,三向应力场条件的主应力差值分布会呈现圆形、椭圆形、蝶形3种形态的演化规律;在考虑巷道塑性破坏的情况下,主应力差值在σx、σz较小一侧形成峰值壳,在较大一侧形成卸压壳。在不同水平侧压比及轴向侧压比情况下,围岩塑性区形态会呈现圆形—椭圆形、椭圆形—蝶形、蝶形恶性扩展3个阶段的演化过程。巷道主应力差的分布形态在一定程度上可以反映塑性区形态,主应力差和塑性区在相同应力条件下的形态特征具有逐一对应关系,且二者形态在很大程度上由水平侧压比决定,轴向侧压比对塑性区形态影响较小。160206回风巷在偏转式主应力差集中区形成非对称异化特征。本文基于分析及现场破坏情况提出的联合协同支护技术在现场应用效果较好。

特厚煤层大巷变形破坏特征及控制技术研究

针对特厚煤层大巷变形破坏特征分析及控制技术难题,以砚北煤矿二水平回风大巷为研究背景,在分析巷道围岩地质力学测试及围岩变形破坏特征与机理的基础上,提出了全断面注浆加固与高预应力支护综合围岩控制技术,制定了煤层大巷修复加固具体实施方案,并确定了相应的技术参数,开展了井下工业试验,试验结果表明:修复加固后35 d左右巷道变形趋于稳定,两帮最大位移量63.5 mm,顶底板最大移近量79.8 mm;注浆后水泥浆液与巷帮煤体裂隙及破碎区充分胶结,围岩裂隙明显减少,钻孔成型效果显著提高。研究表明采用高预应力锚杆支护及全断面注浆加固后,在巷道围岩内形成锚注加固体,提高了巷道围岩稳定性与抗变形能力以及浅部锚杆(索)锚固基础力学性能,巷道围岩变形得到有效控制。

深埋综放工作面顺槽围岩动力破坏机理及其支护技术

为探究西部深埋综放工作面围岩动力破坏机理,提出了高强度锚索支护与围岩卸压协同作用的支护方案,完成了5×10^(5)J冲击能量下、不同卸压技术围岩动力破坏计算机仿真分析,确定了工作面顺槽卸压参数,制定了围岩变形规律监测方案并完成了实测工作。数值模拟表明:锚索由原设计φ21.6 mm×8200 mm提高至φ28.6 mm×8200 mm,顶板锚索数量由原7根减少至5根;冲击能量为5×10^(5)J时,顺槽的部分锚杆被拉断,巷道发生失稳破坏,围岩进行卸压后,顶板应力减小15.03%,帮部应力减小6.61%;顶板位移减小31.23%,帮部位移减小38%;地面水平井压裂深度为20~30 m,顺槽围岩应力和围岩变形下降较快,应力下降率降幅明显。实测结果表明:高强度锚索与围岩卸压协同作用,可以有效控制围岩变形。

坚硬顶板切顶卸压技术对巷道围岩变形规律影响

针对特厚煤层坚硬顶板、宽煤柱条件下临空巷道面临的高围岩应力、大变形等问题,以老石旦煤矿16403综放工作面为工程研究背景,从宽煤柱顶板侧向破断结构角度对临空巷道大变形的影响因素进行了理论分析,采用数值模拟方法研究了对16402运输巷实施不同切顶卸压方案时,临近采空区的16403回风巷侧向顶板采动应力传递规律,并在现场施工水力压裂钻孔进行切顶卸压,实现临空巷道围岩变形控制。研究结果表明:“低位坚硬岩层悬臂梁+高位坚硬岩层砌体梁”破断结构是特厚煤层宽煤柱临空巷道大变形的主要原因,可采用切顶卸压技术破坏宽煤柱顶板侧向破断结构来控制临空巷道围岩大变形;切顶角变化可使关键块B长度发生改变,切顶角越大,则关键块B长度越小,临空侧顶板载荷向煤柱传递的程度越弱,临空巷道围岩承受的采动应力越小,切顶角为100°时临空巷道围岩垂直应力与变形量最小;在16402运输巷以切顶角100°施工水力压裂钻孔后,16403回风巷顶底板变形量较未实施切顶卸压的16402回风巷减小86.5%,两帮变形量减小87.1%,临空巷道围岩稳定性得到极大提高。

祁东煤矿厚硬顶板回采巷道锚杆(索)式主动超前支护技术及应用

针对我国当前被动式超前支护为主的超前支护形式难以匹配回采工作面自动化、少人化与智能化发展趋势这一问题,以8237工作面机巷为研究对象,提出了回采巷道主动式超前支护技术:在两巷超前区域采用主动式支护工艺,通过顶板损伤特征原位测试进行现场评估,采用FLAC^(3D)软件对比分析了无支护,无超前支护和主动式超前支护不同方案支护时的围岩应力演化与变形过程。矿压监测结果表明:巷道顶板最大下沉量32 mm,锚索受力最大变化量7 kN;主动式超前支护可显著提高围岩结构稳定性,确保工作面回采期间安全。

动压影响孤岛工作面巷道围岩“卸-支平衡”协同控制技术

煤矿深部工作面回采过程中,经常受到强开采动压作用影响,矿压显现强烈,巷道围岩变形破坏程度大,尤其对于孤岛工作面,动压影响更加显著,围岩控制难度成倍增加。为了解决深部孤岛工作面强动压影响回采巷道围岩控制问题,以2308工作面为研究背景,采用理论分析、数值模拟、现场验证等方法,首先对巷道围岩结构模型进行分析,确定影响工作面围岩稳定的主要因素;进一步对煤柱宽度和钻孔卸压2种方案进行研究,并根据巷道围岩的实际变形情况,确定巷道围岩的非对称支护参数,实现受强动压影响回采巷道的“卸-支平衡”协同控制方案。经过现场实践验证,2308工作面巷道顶底板移近量为260 mm,两帮移近量为471 mm,巷道围岩的整体性得到增强,变形得到有效控制;采用“卸-支平衡”方案对受动压影响巷道围岩的控制效果显著。

厚煤顶动压影响巷道支护方案优化设计及应用

针对8206回风巷厚煤顶动压影响巷道存在的顶板易随采随冒的问题,综合运用现场调研、文献检索、理论分析等研究方法,分析该巷道原支护方案的缺陷及应该优化的方向,设计了一套“高预应力锚索整体支护方案”,并成功进行了工程实践。掘进支护后的矿压观测表明,实施优化后的支护方案后,巷道顶底板移近量、两帮移近量、顶板离层值均得到了有效控制,实现了安全高效掘进。

双临空综放面巷道变形能量时空演化机理及防治技术研究

以塔山矿8204-2特厚煤层综放不规则双临空工作面工程地质条件为背景,基于数值模拟揭示了不同煤柱宽度下采动应力及煤柱应变能密度分布特征。结果表明,双临空工作面回采期间,30~60 m宽的煤柱处于高应力状态,峰值超过25.96 MPa,为原岩应力的2.09倍;当煤柱宽度在30~60 m时,煤柱表现出高应力、高应变能密度的“两高”特点,发生强动压的危险性高。为防止三角变宽煤柱动力失稳,现场成功实践了“超深高密大直径卸压钻孔+补丁锚索加强支护”的强动压治理技术,使得巷道掘进和回采期间均未发生冲击地压及显著动压事故,实现了不规则综放面的安全回采。

黄陵二号煤矿厚煤层留巷围岩变形特征分析

厚煤层煤柱留设宽度对煤炭资源回收率与围岩稳定性具有重要影响。为黄陵二号煤矿煤柱留设合理宽度,运用数值模拟方法与现场实测技术,对不同煤柱留设宽度的围岩应力进行分析,并对锚索应力、顶板离层量的演化趋势进行监测。结果表明,煤柱尺寸在12~18 m时应力峰值与位移峰值变化范围最小,最终确定煤柱尺寸为15 m。工程监测表明,回采动压超前影响范围为220 m,工作面距离四联巷的-50 m到75 m范围为矿压快速显现阶段。工作面回采过后50 m,锚索应力与顶板离层量趋于稳定状态,验证了黄陵二号煤矿303工作面的煤柱留巷稳定性满足围岩的支护控制需求。

长城六矿中硬顶板倾斜工作面切顶留巷关键参数研究

针对长城六矿1301S工作面沿空巷道围岩破坏失稳控制难题,首先,采用UDEC数值模拟方法揭示了1301S工作面侧向覆岩破断运动规律,发现侧向覆岩破断位置均位于巷道上方,且直接顶悬臂结构长度约为1.8m;其次,通过构建侧向覆岩结构力学模型,获得了切顶前后实体煤和矸石支撑体支承应力解析表达式,根据表达式进行算例分析得到切顶前后实体煤支承应力保持不变,均为1.27MPa,靠近巷道左侧矸石支撑体支承应力降低了56.89%;再次,通过理论计算确定了巷旁切顶参数,即切顶高度11m、切顶角度20°、切缝孔间距500mm;最后,设计了1301S工作面运输顺槽切顶留巷技术方案并开展了工业性试验。研究结果表明:切顶后巷道顶底板移近量和两帮移近量分别为1240mm和265mm,与未切顶相比分别降低了12.68%和70.22%,围岩整体稳定性较好。该研究可为相同或相似条件下切顶留巷技术应用及关键参数设计提供参考和借鉴。

高应力断层构造区巷道冲击破坏特征研究

断层构造区静动载应力耦合作用加剧了井下断层区围岩冲击危险性,断层构造区巷道围岩应力分布规律及冲击动载响应特征存在显著特殊性。目前对于断层构造区的冲击研究主要集中于工作面采场附近,但对于断层构造区巷道冲击破坏鲜有研究。以陕西某矿深埋高应力断层构造区巷道为工程背景,分析了断层构造区巷道围岩变形破坏力学特征:①断层面存在明显应力阻隔效应,正断层附近存在上盘应力集中区和下盘应力降低区2个特殊应力区。巷道由于断层面影响,巷帮静载集中应力呈现非对称分布特征,远离断层面侧应力集中程度大于靠近断层面侧,该侧巷道围岩冲击破坏危险程度增大。②断层面对于应力波传递产生明显阻隔作用,正断层上盘动载响应大于下盘动载响应,由于巷道两帮应力非对称分布特征,右帮动载响应明显大于左帮。基于上述特征,提出了断层构造区巷道围岩“卸(大直径钻孔卸压)−支(梯次加固成层式吸能防冲支护)”协同防冲控制技术,工程试验结果表明:①巷道围岩采取“卸−支”协同防冲处理措施后,巷道两帮应力集中区往围岩深部转移3~5 m,应力峰值降低18.5%~20.3%,巷道帮部围岩应力集中程度显著降低。②采用“卸−支”协同防冲处理措施前,巷道顶底板及两帮变形量分别为856,334,325,567 mm,巷道围岩变形破坏严重,采用“卸−支”协同防冲处理措施后,巷道围岩变形量降低35.69%~62.03%,巷道围岩稳定性增强。③钻孔煤粉量显著低于临界粉煤量,巷道围岩动力显现降低。

动压影响区松软留顶煤巷道支护技术研究

厚煤层开采工作面回采巷道断面普遍较大,随着矿井采掘深度和开采范围的不断增大,回采巷道围岩控制难度增加,这就需要做好动压巷道围岩变形控制。本文以某煤矿11307回顺为研究对象,分析动压影响下松软留顶煤巷道围岩变形特征及影响因素,并提出具体支护方案。总体来说,采用锚杆索、注浆、钢筋托梁及金属网组合支护顶板,采用锚杆索、金属网组合支护巷帮。工程应用后,11307回顺巷道位移变形量较小,可满足使用需要。

综放面动压巷道失稳特征及控制技术研究

针对综放工作面动压巷道失稳问题,以河北某冲击地压矿井为工程背景,通过理论分析、数值模拟、实验室实验的方法对综放工作面动压巷道失稳特征进行了研究,结果表明:工作面采动应力多以动载荷形式作用于工作面煤体,煤体强度为18.3 MPa,煤体动力失稳与煤体储存弹性能、动载荷以及耗散能量有关,弹性能积聚与极限能量差越大,动力显现越明显,工作面超前段受到组合应力影响,弹性能储存相对较高,容易发生动力失稳,动载荷影响下,工作面动压巷道围岩塑性区逐渐增大并实现贯通,弹性区减小,容易诱发连锁动力失稳。针对不同诱发因素提出了顶板爆破、超前段钻孔卸压以及补强支护的方法,对顶板动载荷、超前采动应力以及巷道围岩破碎带进行处理。

动压巷道围岩应力及变形规律研究

以盖州煤矿9106回风顺槽为研究对象,通过FLAC3D数值建模的方法对不同阶段下采掘施工对巷道围岩变形影响规律进行分析研究。分析结果表明:本巷道和顶回风巷在掘进时,巷道围岩出现应力集中现象,但是对围岩变形影响不大,邻近9105工作面回采时产生的集中破坏作用是造成9106回风顺槽煤柱垂直应力集中、侧向支承压力升高的主要原因,对巷道围岩变形具有很大影响。

强动压复合顶板巷道围岩控制技术研究

煤矿井下动压显现强烈,复合顶板的回采巷道围岩变形严重,有冒顶的潜在风险。为解决强动压影响条件下复合顶板巷道的围岩控制问题,以2329工作面为研究对象,通过优化支护方案,加强顶板和两帮巷道围岩的支护强度,对复合顶板围岩变形起到了较好的控制作用,经现场实践验证,该改进方案具有良好的适用性。

动压影响下软岩巷道围岩控制技术研究

3506回风巷围岩为软岩且巷道受本采面、邻近采面采动压力影响,围岩变形量较大且局部位置支护体系面临失效问题,给巷道后续使用带来较大影响。对回风巷现场条件及围岩变形特征分析基础上,提出采用高强预紧力锚杆(索)+底角锚杆+巷帮锚索方式进行支护,通过高强预紧力锚杆(索)强化顶板及巷帮围岩支护强度,提高支护体系与围岩耦合效果;采用底角锚杆可降低甚至阻隔顶板及巷帮压力对底板影响,提高底板抗底鼓能力;巷帮锚杆可将巷帮应力向深部转移,减少巷帮表面位移量。现场应用后,3506回风巷在动压影响下围岩变形量始终在允许范围内,为巷道正常使用创造良好条件。

耦合让均压支护在深部开采矿井软岩支护中的应用

深部软岩巷道围岩控制面临围岩变形量大、支护体受力大以及围岩控制困难等问题,是矿井深部开采期间需解决的现实问题。以11306运输巷围岩支护为工程背景,针对巷道埋深大(平均埋深680 m)、围岩松软(顶底板为砂质泥岩、泥岩)问题,在分析原有锚网索支护体系失效原因基础上,提出将耦合让均压支护应用到巷道围岩控制中。耦合让均压支护中使用的让压蛇形锚杆、让压鸟窝恒阻锚索及“JW”钢带、柔性纤维网等均具有抗变形能力强、支护强度大优点,同时让压蛇形锚杆、让压鸟窝恒阻锚索可与顶板耦合变形,可持续给顶板较大的支护作用力。工程应用后,11306运输巷顶底板、两帮变形量最大分别为191、105 mm,围岩变形控制效果显著。

综采工作面快速过空巷技术研究

以山西A矿5302综采工作面回采过空巷为工程背景,为实现采面安全高效回采,结合空巷分布位置、支护方式、围岩岩性、采面矿压显现等情况,针对性提出空巷补强加固方案及安全技术措施。工程应用结果表明:采用锚索+W钢带+架棚补强支护顶板,采用玻璃钢锚杆补强支护巷帮,同时在局部破碎围岩进行注浆加固,可显著提升空巷围岩稳定性;综采面调斜、等压可缩小一次揭露空巷范围,确保空巷处于全负压通风范围中,避免揭露空巷期间出现老顶周期来压问题;采用底板贯通方式揭露空巷,避免采煤机截割空巷顶板锚杆、锚索、 W钢带等金属物而导致顶板失稳。工程应用后,采面过空巷期间可保持4.8 m/d的推进速度,期间未出现矿压异常、空巷围岩变形量大等问题,表明现场采用的过空巷技术效果显著。