Analysis for interaction of supports and surrounding rock of gateways in longwall minging

Gateway supporting in long wall mining has been a problem that restricts the mine production and safety, the paper sets up an interaction model between support and surrounding rock (rock mass structure) and probes the elementary theory about ground pressure behaviors of gateway. Based on the analysis of supporting theories, some new viewpoints about gateways supporting and ground pressure controlling are put forward.

Study on Harnessing of Roadway with Badly Damaged Surrounding Rock

This paper, based on the strain softening character of rock, and the de formation feature of roadway with badly damaged surrounding rock and adopting the ideal elastoplastic softening model, derives the formula for calculating the supporting resistance for the roadway. It is pointed out that controlling the rheid speed of the rock in the plastic softening area is critical and that the combined supporting, i. e. combining surrounding rock internal rein forcement with external supporting f is the reasonahle supporting to this kiud of roadways. The theory and practice introduced in this paper are of universal significance for harnessing the roadway with badly damaged surrounding rock.

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。

锚杆钻车运行中支护承载结构及围岩受力变形分析

目的针对单轨液压锚杆钻车运行过程中支护承载结构及围岩受力变形难以观测分析的问题。方法利用研发的CMMD4-35煤矿用单轨液压锚杆钻车,结合长城五矿1902S回风巷巷道现场情况综合分析钻车在大断面大倾角巷道动态运行的支护、承载及围岩协同受力变形特征。结果研究表明,钻车运行过程中吊挂板的受力变形在悬吊点处均达到峰值,工字钢在悬吊点的部分位移最小,与钻车直接接触的部分受力最大;锚索中部主要受到拉应力,靠近巷道一侧主要受到剪应力,而巷道两帮的锚杆拉应力主要分布在靠近巷道内部一侧;巷道顶板悬吊点处位移最大,两帮靠近顶板位移高于底板处,而巷道偏向低帮处底板的位移大于高帮处;以单轨液压锚杆钻车为核心的新型配套工艺可以有效控制围岩变形,支护效果良好,比传统以掘锚一体机为中心的机器化工艺掘进效率更高。结论研究明确了CMMD4-35煤矿用单轨液压锚杆钻车在实际应用的可行性,解决了现有掘锚一体机难以在复杂地质条件下大断面煤巷自动化掘进支护的问题,提升了煤巷支护效果掘进效率,为CMMD4-35煤矿用单轨液压锚杆钻车的现场应用提供了理论依据。

特厚煤层沿空掘巷围岩支卸协同控制技术

针对特厚煤层小煤柱沿空掘巷大范围塑性全煤巷道锚网索的支护难题,以塔山煤矿8204-2小煤柱工作面为工程背景,采用现场实测、理论分析等方法,揭示了锚杆、锚索对沿空大范围塑性全煤巷道的支护机理。锚杆支护主要作用于浅部二次破碎区煤体,形成浅部连续承载结构;锚索主要作用于深部处于三向受力状态的稳定煤体,形成更大范围的连续稳定承载结构;进一步明确了锚杆、锚索有效长度的计算方法,形成了以高预紧力、高强“锚-网-索”支护为基础,以坚硬顶板井下磨料水射流切顶卸压、巷帮大直径钻孔卸压、底板卸压槽卸压为辅的“支卸协同”小煤柱沿空巷道围岩控制技术体系。工程应用结果表明,试验巷道围岩最大变形量小于700 mm,能够满足使用要求。

锚杆-围岩结构的耦合振动和减振

锚杆支护是隧道施工中常见的支护手段,而随着施工工况日趋复杂,锚杆与围岩的组合结构也承受着各类动力荷载的影响。针对隧道中单根锚杆的受力特性有较多研究,而对于锚杆和围岩组合体的动力特性研究较少。对锚杆-围岩结构进行整体分析,简化出一种巷道顶板锚杆支护模型,结合动力学双梁理论,建立并求解出模型动力学方程;运用MATLAB软件进行数值模拟,研究不同支护参数下结构的自振特性以及在外荷载作用下的动力响应,提出减振措施;利用有限元软件GTS NX建立二维模型,验证支护体系的安全性。结果表明:锚杆-围岩结构的动力特性与锚固段长度、锚杆间距和锚杆直径有关。在所建模型中,随着锚固段长度与锚杆间距的适当增加,结构动力响应明显减弱;随着锚杆直径的变化,结构动力特性的变化情况较复杂,结构不同部位的动力响应变化趋势差别较大。

向斜构造区特厚煤层开采覆岩结构稳定性及突水压架机理

针对陕西省永陇矿区褶曲构造带突水压架事故频发问题,以陕西省郭家河煤矿为工程背景,采用现场调研、物理实验与理论分析的方法,确定了导致工作面突水压架的主要含水层,得出了向斜构造区煤层开采覆岩破断失稳特征,建立了考虑承压水作用的覆岩结构力学模型,推导了工作面突水压架的临界水压力,揭示了向斜构造区突水压架机理。研究表明:①1303、1304、1308等已开采工作面在向斜轴部区域均发生过突水压架事故,宜君组岩层是导致工作面突水事故的主要含水层,煤层之上102.5 m处厚度为28.53 m的中粒砂岩为隔水关键层。隔水关键层断裂后,其上部100.51 m载荷层同步破断,导水裂隙带导通宜君组含水层。②在向斜构造区俯采阶段,顶板覆岩具有多层亚关键层并形成多离层区。向斜轴部岩层破断角竖直发育,顶板破坏程度最高,压架风险最大。③顶板突水致使覆岩结构失稳是导致压架事故发生的关键。承压水对顶板岩层稳定性的影响主要表现为:增加了覆岩载荷传递的连续性,降低了组合亚关键层的承载能力;构成了组合亚关键层的附加载荷。④防止突水压架所需的支护阻力随承压水压力的增大而加速增加,工作面发生突水压架事故的临界承压水压力为0.98 MPa。控制导水裂隙带发育高度与降低宜君组承压水压力是保证工作面不发生压架事故的关键。

基于收敛——约束法的剪胀——软化型隧道围岩——支护结构相互作用

目前的隧道围岩支护结构计算方法未能很好地同时考虑围岩剪胀及软化特性和中间主应力的共同影响。首先介绍了考虑岩石剪胀及软化效应的隧道围岩力学模型及考虑中间主应力的广义SMP强度准则。而后,根据收敛—约束法中隧道纵向变形曲线、围岩特征曲线、支护特征曲线的相互关系,建立了能够同时考虑隧道围岩剪胀及软化特性和中间主应力影响的隧道围岩—支护结构相互作用力学模型,并验证了其合理性。最后,采用敏感性分析分别探讨了地应力参数、支护结构参数和岩石参数对围岩最终位移、支护结构最终支护力及变形量的影响。结果表明:地应力的增加将导致围岩变形及塑性区增大,所需支护力增加。中间主应力系数对计算结果有较大影响,应予以考虑;支护结构弹性模量的增加可以提高支护力,并大幅度减少围岩和支护结构变形;岩石弹性模量及临界软化系数的增加可以降低围岩变形及支护结构受力。

超前注浆在巷道掘进过断层破碎带围岩控制中应用

为确保双柳煤矿5301回风巷安全高效掘进通过BF36断层,以及断层影响范围内巷道围岩稳定,提出采用“超前注浆+锚网索梁”组合方式控制围岩。通过超前注浆提高断层破碎带围岩整体稳定性,并为巷道掘进创造良好条件;采用锚网索梁方式为围岩提供较大的支护作用力,确保围岩稳定。工程应用后,回风巷在断层破碎带内掘进期间未出现漏顶、冒顶、片帮等问题,在断层影响范围内,巷道顶底板、巷帮变形量分别为52、53mm,围岩变形量整体较小,使回风巷安全掘进及围岩变形得到了有效控制。

大变形巷道限阻耗能型支护结构研究

为了解决深部煤矿开采过程中所遇到的“高地应力、大变形、支护结构破坏”等问题,以朱集东矿东部辅助轨道大巷为工程背景,采用变形监测与数值模拟的方法研究深井软岩巷道围岩变形特征规律;依据围岩耗能支护理念,设计出控制巷道围岩能量释放与变形的“限制支护阻力阻尼器”(简称“限阻器”);通过数值分析与室内静压试验相结合的方式得到限阻器试件的性能指标与设计参数之间的关系,并验证限阻器的工作性能;最后通过数值模拟对比巷道常规支护与限阻耗能支护形式的变形与受力情况,验证巷道限阻耗能型支护方案的可行性。结果表明:限阻器的试验压缩量均达到了80%以上,具有较大的变形行程,在保证初期支护发生较大变形的前提下,达到降低围岩压力、耗散围岩能量的目的。限阻耗能支护较巷道常规支护最大主应力值分别降低51.2%、89.8%,提高了结构的安全性。

高应力炭质板岩隧道开挖支护结构受力评价研究

为探究高应力下炭质板岩隧道开挖过程中围岩位移、支护结构内力变化规律,依托渭武高速木寨岭公路隧道,采用有限差分软件FLAC3D建立三台阶七步开挖法下炭质板岩隧道的数值模型,提出强、中、弱3种支护方案;分析开挖距离对围岩位移、支护结构内力等因素的影响,并对支护设计参数合理性评价。研究结果表明:开挖过程中围岩累计沉降和收敛变形量比较:强支护<中支护<弱支护;开挖相同距离下,随着支护强度上升,支护提供的弹性抗力越强,围岩沉降和收敛变形减小;以强支护为例,支护结构轴力呈现先增大后减小的趋势,最终轴力不断上升但趋势变缓的特征,开挖距离50 m趋于稳定;支护设计参数评价时,开挖距离(50 m)结束,强、中、弱3种方案钢架受压安全系数最小值分别为3.903、3.718、3.264,#1拱顶处强支护钢架较喷射混凝土先破坏,混凝土安全系数最小值分别为3.491、2.987、2.666,#2左拱腰处喷射混凝土较钢架先破坏,故选择中支护方案,材料I25b×C25、初衬厚度26 cm、钢架距离0.8 m。研究成果可为类似软岩隧道开挖和支护结构的设计提供一定参考。

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。

王庄煤矿构造应力扰动下大断面巷道围岩控制技术研究

针对王庄煤矿9105工作面受构造应力影响导致的大断面巷道变形严重问题,采用数值模拟与现场监测相结合的方法,研究了大断面巷道变形特征及其围岩控制技术。分析表明,巷道断面尺寸效应在4.5 m×4.5 m以上时表现更加突出,不利于巷道稳定;随着侧压系数的增加,巷道顶底板及两帮移近量均呈现增加趋势,侧压系数越大,巷道变形增加越剧烈;9105工作面巷道由于宽度较大,导致巷道顶板及两帮变形严重。据此设计了大断面巷道采用“高强度螺纹钢锚杆+预应力锚索+金属网+工字钢棚”联合支护技术。通过工程实践,顶底板移近量降低48.1%,两帮移近量降低55.4%,实现了构造巷道的有效控制。

基于覆岩破断特征的极薄煤层工作面支架工作阻力确定

延安子长矿区极薄煤层分布广泛,因赋存煤炭为稀缺配焦煤,回采价值较高,但该矿区未有过开采极薄煤层的先例,开采过程中面临支架选型不合理的问题,且国内在该方面的研究成果较少,因此,以禾草沟二号煤矿极薄煤层综采工作面为背景,通过数值模拟、理论分析等研究了极薄煤层综采工作面顶板覆岩结构破断特征及其演化过程,建立了采场顶板岩梁断裂前后力学解析模型,获得了极薄煤层综采工作面直接顶周期破断距,确定了合理支架工作阻力。结果表明:极薄煤层工作面开采初期顶板垮落后会较快的对上覆岩层形成支撑,至顶板极限跨距后,直接顶与基本顶周期破断,且基本顶破断位置位于直接顶破断线前方,两者间存在离层空间,共同回转下沉;工作面液压支架主要受直接顶回转载荷作用,其作用载荷为3 980.89 kN,确定支架选型为ZZ4000/6.5/13D四柱支撑掩护式液压支架;现场应用后,可以有效发挥支架支护性能,满足采场围岩控制要求。研究成果为国内极薄煤层开采工作面支架选型提供了一定的参考。

基于Mohr-Coulomb准则隧道围岩-支护体系协同作用下支护强度分析

确定围岩-支护结构体系动态协同变形关系是地下工程支护需要解决的关键问题之一。运用Mohr-Coulomb准则推导隧道开挖支护后围岩径向变形与支护结构径向变形的协同方程,探讨Ⅳ级围岩塑性半径、围岩位移及支护刚度随支护强度的变化关系;并运用FLAC3D数值模拟验证协同变形方程的合理性和有效性。结果表明,围岩-支护结构体系协同变形方程能很好地反映围岩位移和塑性区半径随支护强度变化的关系,且相互关系是非线性的。支护强度为0.75 MPa时,理论计算拱顶沉降为18.9 mm,数值模拟拱顶沉降为21.6 mm;支护强度为1.5 MPa时,理论计算拱顶沉降为11.2 mm,数值模拟拱顶沉降为11.1 mm,表明围岩-支护结构动态协同变形方程的有效性。针对Ⅳ级围岩在采用超前支护和交叉中隔壁法(cross diaphragm,CRD)施工时,建议支护强度设计为0.75~1.5 MPa,支护刚度设计为59.8~375.0 kN/mm。

强构造应力巷道高预紧力锚杆锚索联合支护效果研究

本文以新疆潞新二矿强构造应力巷道为背景,针对E4205下顺槽巷道围岩稳定性问题,对高预紧力锚杆锚索联合支护技术的应用效果进行了深入研究。首先,通过水压致裂地应力测试,测得最大水平主应力σ^(H)为13.33 MPa,最小水平主应力σ^(h)为7.05 MPa,垂直主应力σv为7.62 MPa,最大水平主应力方向北偏西47.0°;其次,采用FLAC^(3D)数值模拟,研究了两种预紧力等级下锚杆对巷道围岩应力分布的影响规律,揭示了高预紧力锚杆支护产生的应力值更大,形成的有效压应力区范围更广;最后,针对强构造应力地层巷道,提出了“高预紧力锚杆锚索联合支护”方式,通过监测,对比分析了采用高预紧力锚杆锚索联合支护技术应用前后巷道围岩的变形,发现高预紧力锚杆锚索联合支护方式能有效控制该类巷道的变形,保证工作面的安全生产。

煤矿巷道再造高强度承载结构快速支护技术及工程应用

针对松软、破碎围岩巷道可锚性差、受强动压和强构造应力影响等问题,开展了大量现场调研并归纳分析了3种典型煤矿巷道围岩大变形和围岩控制难题;在分析现有支护技术和理论基础上,提出再造高强度承载结构快速支护技术思路和再造方法。以贵州龙宝煤矿11205运输下山为工程背景,分析其变形破坏原因,结合实际设计出对破碎围岩进行置换加卸压的联合支护方法,理论上建立巷旁充填墙承载力学模型,分析了巷旁充填墙的承载强度,确定了巷旁充填墙的强度与巷道围岩的可适性及有效性。结合FLAC^(3D)数值模拟与Python脚本编程语言,实现飞蛾火焰优化算法,确定最优的破碎围岩巷道的置换参数(墙体厚度和卸压区宽度)。研发了高强度高韧性充填支护新材料。通过对软弱墙体进行置换再造,让巷道顶板、充填体和底板重新构成一个整体承载结构。井下工业性试验结果表明,对巷道软弱岩体进行置换再造后,巷道顶板、充填体和底板所构成的新结构可实现整体承载,充分发挥了围岩自身承载能力和抵抗变形能力,围岩变形趋于平稳,收敛速率基本都小于0.2 mm/d,无明显变形,且数值模拟计算结果与工程实践监测较为吻合,表明巷旁充填置换支护方案对松软破碎围岩巷道控制有较好的效果。最后,对深入研究再造承载结构快速支护技术进行了展望。

断层回采巷道分区支护设计与围岩变形分析验证

贵州某矿区域内断层构造发育,对巷道的安全生产运营产生了极大威胁。为优化该矿西81101外运煤巷的支护设计,运用钻孔窥视法,对掘进期间迎头后方顶板松动破坏区分布规律进行分析。结果表明:西81101外运煤巷顶板岩性条件较好,巷道掘进期间,顶板仅出现部分裂缝破坏区,岩体未观测到较为严重的破碎区。根据巷道距离断层位置的不同,设计2种支护方式,采用实验室测试方法确定岩性参数,依托数值模拟与工程监测方法确定支护方案的可靠性。数值模拟表明,正常区支护条件下,顶底板移近量为41.2 mm,最大垂直应力为30.2 MPa;断层区支护条件下,顶底板移近量为89.1 mm,最大垂直应力为30.3 MPa。工程监测表明,断层区支护巷道的测点顶底板位移量为55~65 mm,正常区支护巷道的顶底板位移量为35~45 mm,巷道围岩可得到有效控制,表明支护方案可以保障巷道的安全生产工作。

支护参数对软弱围岩隧道辅助坑道支护结构的稳定性影响分析

依托观音坪隧道辅助坑道施工实际,探究隧道结构在穿越软弱围岩时的稳定性问题,并探索最优支护参数。通过采用MIDAS GTS NX数值模拟软件,针对不同围岩等级、不同钢架间距以及不同初期支护材料建立模型,研究不同的围岩等级与支护组合,对初期支护变形及应力、锚杆轴向变形以及钢拱架最大变形等支护结构的稳定性影响。

拱腰溶洞大小对隧道围岩和初期支护的影响研究

隧道建设中通常会遇到岩溶、地下水等地质环境,岩溶水环境会对隧道的施工和运营安全造成严重威胁。隧道开挖方法、岩溶处置方式不当和施工质量不达标将导致隧道局部偏压、坍塌等安全事故的发生。以云南省威信县下坝隧道为研究背景,采用有限元分析软件Midas GTS NX对隧道右拱腰处存在的不同洞径溶洞进行数值模拟,探讨隧道围岩中渗流场、应力场和位移场的相互作用与相互影响。基于围岩应力、位移、支护结构内力分析发现,应加强对隧道墙脚和拱腰处的开挖控制,以提高隧道初期支护不利断面上的安全性,确保隧道衬砌结构的安全。