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.

Stability analysis of longwall top-coal caving face in extra-thick coal seams based on an innovative numerical hydraulic support model

The relationship between support and surrounding rock is of great significance to the control of surrounding rock in mining process.In view of the fact that most of the existing numerical simulation methods construct virtual elements and stress servo control to approximately replace the hydraulic support problem,this paper establishes a new numerical model of hydraulic support with the same working characteristics as the actual hydraulic support by integrating numerical simulation software Rhino,Griddle and FLAC3D,which can realize the simulation of different working conditions.Based on this model,the influence mechanism of the supporting strength of hydraulic support on surrounding rock stress regulation and coal stability in front of the top coal caving face in extra thick coal seam were researched.Firstly,under different support intensity,the abutment pressure of the bearing coal and the coal in front of it presents the “three-stage”evolution characteristics.The influence range of support intensity is 15%–30%.Secondly,1.5 MPa is the upper limit of impact that the support strength can have on the front coal failure area.Thirdly,within a displacement range of 2.76 m from the coal wall,a support strength of1.5 MPa provides optimal control of the horizontal displacement of the coal.

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。

基于塑性区控制的巷道围岩支护理论与技术研究进展

随着煤层开采深度的不断增加,深部巷道围岩稳定性控制已成为采矿领域的重大难题之一,深部巷道围岩控制效果直接关系煤矿井下的安全生产和人员健康。巷道开挖后,塑性区的出现是影响巷道围岩稳定的主要原因。从塑性区形成与扩展的视角出发,在整理和归纳现有巷道破坏机理和围岩塑性区理论等成果的基础上,探讨了巷道破坏模式与围岩塑性区分布的内在关系,认为巷道围岩控制从本质上来说就是控制围岩塑性区形成与扩展的过程。围岩塑性区扩展的时效特性以及锚杆支护对围岩塑性区的控制作用,成为科学有效控制巷道围岩的重要理论依据,并基于此提出巷道围岩稳定性的控制理论与技术。结果显示,塑性区是巷道开挖的产物,围岩塑性区的形成与扩展是矿山压力作用的结果,对于深部巷道,围岩塑性区的出现是必然的。科学控制塑性区需要全面认识塑性区在巷道围岩中所起的作用,既要让围岩通过塑性破坏释放体内能量,又要防止塑性区的无序扩展。因此,在巷道围岩控制过程中应以充分发挥围岩自承能力为主,支护干预为辅。深部巷道围岩塑性区的控制具有全局性和过程性,将对巷道全周期内围岩塑性区的控制划分为3个阶段,通过调控塑性区形态、抑制塑性区扩展,实现深部巷道围岩的稳定控制。

6~10 m厚煤层超大采高液压支架及其工作面系统自适应智能耦合控制

厚煤层储量及产量占我国原煤总储量及产量的一半,通过梳理厚煤层开采历史沿革,总结了我国厚煤层开采40年来的技术及装备研发实践,系统分析了以高端大采高液压支架及围岩智能耦合理论为代表的6~10 m大采高综采高效智能化综采技术及装备研究进展,提出了大采高支护理论及围岩智能耦合控制的突破是厚煤层一次开采高度突破的首要因素,完善的感知体系建立是液压支架自适应支护的前提,数字技术的应用为大采高工作面高效推进及装备智能协同控制提供了新的技术途径;阐明了大采高综放液压支架与围岩耦合关系,剖析了采高增加对硬煤层冒放性的有利影响,提出了基于煤矸识别、放煤机构控制的“纯煤段记忆放煤+煤岩分界模糊段人工反馈式干预放煤”的智能放煤控制策略;分析了大采高开采“采–运”协同智能耦合控制关键技术,构建了基于采煤机牵引速度与刮板输送机链速间联动调节的工作面装备间多机异构耦合自适应协同控制模型;研发了厚煤层开采中10 m超大采高液压支架,分析了厚煤层开采不断突破开采高度极限的新认识,从开采装备、控制系统等方面提出厚煤层一次开采高度的突破的研发方向。

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。

矿井破碎巷道围岩变形机理分析及支护技术研究

针对矿井破碎巷道在施工中易受围岩破碎、顶底板压力大等因素的影响,存在巷道围岩易变形,难支护安全生产隐患大的问题,以山西某矿10-208破碎巷道工程概况为例,结合巷道围岩变形机理,设计了具体的巷道围岩控制方案,并进行了应用测试,测试结果表明,通过给巷道进行注浆加固与采用锚杆索进行联合支护后,该巷道围岩变形得到了有效控制,该回采巷道过破碎段过程中顶底板最大累计变形量为49.5mm,巷道两帮最大累计变形量为64.6mm,取得了较好的围岩控制效果,可为类似工况下的矿井破碎巷道围岩的控制提供参考。

窄煤柱沿空掘巷非对称支护力学特征与支护参数研究

为了研究窄煤柱沿空掘巷非对称支护下围岩变形与应力分布特征,采用理论分析方法,研究窄煤柱沿空巷道对称支护与非对称支护力学机理;基于马道头煤矿现场工程实践,采用数值模拟与工程效验方法,研究非对称支护下巷道围岩力学特征与稳定性。理论分析结果表明,非对称支护可有效降低巷道顶板弯矩,减小巷道顶底板与两帮变形量。模拟结果表明,煤柱内部压应力增高区与弹性核区保障了煤柱承载性能。现场实测结果表明,采用“锚索+槽型钢”非对称支护,巷道顶板、窄煤柱侧巷帮与实体煤侧巷帮最大变形量分别为100、79、62 mm,巷道松动圈与裂隙发育处于中等水平。

深部高应力巷道围岩控制与支护设计

以新集一矿360606工作面为研究对象,通过现场调研、理论推导,分析出深部高应力围岩变形特征以及主动支护机理。应用数值模拟分析最佳支护参数,设计出巷道支护方案,再通过现场实践验证支护有效性。研究结果表明:(1)6煤巷道选用Q335左旋预应力锚杆,型号为φ22 mm×2 500 mm,其中巷道两帮的锚杆间排距为900 mm×1 000 mm;顶板锚杆间排距为900 mm×1 000 mm;(2)理论推导出浅部顶板临界离层值确定为60 mm,总的顶板临界离层值为90 mm,进一步取80%安全值为72 mm,现场测得数据远小于安全值。为深部高应力巷道的围岩控制与支护设计提供研究参考。

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。

近距离下煤层中空注浆锚索注浆前后周边剪应力作用机理

为解决近距离下煤层破碎巷道围岩难以控制的问题,基于理论分析和数值模拟研究中空注浆锚索注浆前后对破碎围岩的控制效果,即注浆前后中空注浆锚索与围岩的周边剪应力作用机理。结果表明:注浆前锚固段符合粘弹性本构模型,剪应力曲线呈现线性增加到非线性下降再到稳定的单峰值,注浆后巷道周围预应力场沿锚索形成一个渐变式的整体,使巷道围岩应力场重新分布,剪应力强度随之降低,应力曲线转变二次线性快速增加到非线性快速下降再到稳定的双峰值曲线,有效提高破碎围岩和软岩巷道的抗剪强度。

高强度让压环力学特性试验及仿真效果分析

为解决井下支护构件受力过大而导致预应力失效的问题,提出采用让压环承压来降低预应力的损失。通过理论分析、实验室力学试验、数值仿真及井下实测对让压环的受力分析、变形状态及支护效果进行研究。结果表明:让压环在弹性恒阻阶段吸收了55.5%的围岩变形产生的载荷,但是让压环的变形仅为全部变形的1.1%;让压环在屈服恒阻阶段用8.6%的变形量吸收了20%的围岩变形产生的载荷;一次让压和二次让压阶段的让压变形量占比90.3%,变形总长度为36 mm。在沿空掘巷期间进行了让压环变形监测,发现让压环在滞后影响段、超前影响段与未受超前应力影响段的变形各不相同。让压环表现出的高延伸率、高强度特性在大断面巷道和深井高应力矿井可以有效地控制围岩的变形,为巷道围岩稳定性控制提供了重要的手段。

动载扰动下特厚煤层巷道破坏机理及其控制技术研究

为改善园子沟煤矿特厚煤层巷道在高应力、强动载扰动下支护效果,以园子沟煤矿1102007工作面为工程背景,通过现场调研测试、数值模拟、理论分析及工程实践的方法,对巷道支护进行优化。通过数值模拟,分析了巷道围岩在动载扰动下变形破坏效应,巷道围岩浅部支护构件易损坏,深部围岩变形破坏严重;通过理论分析,提出了“长短锚杆索梯次支护+帮顶M型钢带整体支护+弱结构构建”组合支护技术。现场实践结果表明,采用新的支护组合体系后,可以有效控制巷道围岩稳定性。

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。

大深度综采作业中围岩支护稳定性研究

为了解决黄陵矿业一号煤矿井下围岩治理难题,根据井下的地质条件,通过综合利用空心包体应力解除法、钻孔触探法、钻孔成像法等,对井下综采作业时的原岩应力特征进行了研究,利用FLAC3D仿真分析软件对巷道围岩控制参数进行了研究,确定了最佳支护方案。根据实际应用表明:大深度综采作业时围岩稳定性差,通过综合利用锚注加固、高预应力锚杆、锚索联合支护、锚喷加固等方案,确保了巷道掘进过程中的稳定性,极大地提升了深部综采作业中围岩的稳定性。

富水巷道泥质顶板围岩控制技术研究

针对五阳煤矿集中胶带大巷富水、泥质顶板、围岩软弱、变形破坏严重等特点,采用现场勘测、数值模拟和现场监测等手段系统地研究了富水巷道泥质顶板的破坏机理,总结了富水顶板变形失稳的影响因素,提出布置疏水孔、高强度锚杆(索)联合支护以及注浆加固的综合控制技术,对富水巷道泥质顶板围岩进行支护,并成功应用于现场工程实践。应用结果表明,采用该围岩综合控制技术后,减少了水对顶板的弱化作用,提高了顶板承载能力,实现了对富水巷道顶板的有效控制,保证其服务年限内的稳定性和安全使用。

煤矿破碎围岩巷道支护机理和加固特性研究

开采深度的增加以及开采范围的扩大使得高应力条件软岩支护问题较为突出,且围岩力学特性差异和支护力学特性使得破碎围岩巷道极易发生变形失稳,具有较大的安全隐患。因此,研究基于传统巷道支护方式弊端,以平煤高突矿井进行案例工程分析,对其提出“被动支护+主动支护+主动加固”方案和底角加固设计思路,旨在提高巷道支护的稳定性。结果表明,研究通过高强度锚杆设计、注浆加固等措施对高应力破碎围岩巷道进行支护加固。结果表明,加固设计方案下,巷道断面的顶板和两帮的变形情况有所控制,且其在断面1和断面2上的最大锚杆轴力为80.29 KN和81.33 KN,极大提高支护结构的稳定性和承载能力。对高应力条件下的破碎围岩巷道进行锚注加固及支护加固等改进能有效满足作业条件需要,维护了巷道的稳定性。

综采工作面过断层区支护优化应用

针对长春兴煤矿602工作面尾端揭露F_(5)断层时,顺槽及工作面围岩出现应力破坏现象,对断层区围岩采取“超前注浆+工字钢搭梁+梯形梁组合锚索棚”等联合支护技术。实际应用效果表明:支护优化后煤壁片帮深度降低至0.4 m,尾端头空顶面积减小至1.2 m^(2),顺槽顶板移近量为0.19 m,帮部移近量为0.23 m,顺槽围岩支护载荷控制在允许范围内,取得了显著应用成效。

深部高水平应力巷道倾斜锚杆破断机制及加强支护时机

针对深部高水平应力下巷道倾斜锚杆承受弯曲、拉伸为主的复合荷载作用,易发生破断失效导致巷道局部失稳问题,以山东能源集团孙村煤矿2424工作面下平巷为工程背景,调研得到了倾斜锚杆破断特征,推导了内力与内力矩分布、破断危险断面位置及相当应力表达式,建立了以危险断面最大相当应力为指标的破断力学判据,揭示了不同锚固参数与侧压系数对最大相当应力的影响规律,即最大相当应力随侧压系数、锚固长度和预紧扭矩增大而增大,而随锚杆安装角度增大呈现先减小后增大再减小的趋势。在此基础上,利用FLAC软件内置Fish语言实现了对锚杆危险断面最大相当应力的表征,定义了以危险断面最大相当应力与许用应力比值表示的危险系数K,并以此为指标提出了加强支护时机确定方法,获得了不同加强支护时机下围岩变形破坏规律。随着加强支护时的危险系数K增大,锚杆危险断面最大相当应力、围岩整体变形量与集中应力先减小后增大,危险系数K较小时,浅部围岩弹性能积聚较大,自承载能力发挥不足;危险系数K过大时,围岩变形量大、破坏严重,整体稳定性差。确定了2424工作面下平巷合理加强支护时机为危险系数K取0.8,现场加强支护实践表明,在危险系数为0.8(超前工作面60 m)时进行加强支护,锚杆破断率减小了87.9%,围岩变形得到有效控制,稳定性明显提高。

初支混凝土硬化特性与围岩流变耦合作用机制

喷射混凝土作为初期支护重要组成部分广泛应用于隧道工程。深埋软岩隧道开挖时,喷射混凝土硬化特性及围岩流变效应均于时间有关,使得围岩变形及结构受力错综复杂。基于此,该文建立了考虑喷射混凝土硬化特性与围岩流变效应的耦合解析模型,阐明了流变岩体隧道“支护-围岩”动态演化机制,分析了喷射混凝土设计参数、隧道工程参数及围岩流变特性等对“支护-围岩”动态作用的影响机制,并通过具体实例探讨了不同支护类型的时效支护特性。分析表明:喷射混凝土施作初期刚度较低,在围岩流变特性及开挖空间效应下围岩变形速率大,而喷射混凝土承担荷载较不考虑其硬化特性时要小,对于流变岩体隧道宜采用早强混凝土限制围岩早期变形;围岩流变荷载与喷射混凝土刚度均随时间逐渐增大,不考虑围岩流变效应会低估喷射混凝土对围岩变形控制效果及所承担荷载水平;型钢钢架+喷混支护体系刚度较大有利于限制围岩变形,格栅钢架+喷混支护刚度较小更利于围岩应力释放;隧道支护时机的选择应综合考虑围岩流变效应、支护类型、喷混硬化特性、隧道掘进速率的影响,进一步给出了不同支护类型的支护时机-掘进速度的极限关系曲线。研究成果可为类似隧道工程支护设计、施工提供理论依据。