Stability mechanism and control of the pumpable supports in longwall recovery room

The load-bearing performance(LBP)of pumpable supports(PPS)is crucial for the stability of longwall pre-driven recovery room(PRR)surrounding rock.However,the unbalanced bearing coefficient(UBC)of the PPS(undertaking unequal load along the mining direction)has not been investigated.A mechanical model of the PRR was established,considering the main roof cantilever beam structure,to derive an assessment formula for the load,the failure criteria,and the UBC of the PPS.Subsequently,the generation mechanisms,and influencing factors of the UBC were revealed.Global sensitivity analysis shows that the main roof hanging length(l_(2))and the spacing between the PPS(r)significantly impact the UBC.A novel design of the PPS and the coupling control technology were proposed and applied to reduce the UBC of the PPS in the adjacent longwall PRR.Monitor results showed no failure of the PPS at the test site,with the UBC(ζ)reduced to 1.1 consistent with the design value(1.15)basically,fully utilizing the collaborative LBP of the PPS.Finally,the maximum roof-to-floor convergence of the PRR was 234 mm,effectively controlling the stability of the surrounding rock of the PRR and ensuring the mining equipment recovery.

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。

基于支护阻力对巷道围岩塑性区深度作用的柔性锚索支护技术研究

为明确支护阻力对巷道围岩塑性区深度的影响,采用卡斯特纳公式和FLAC3D软件分析了支护阻力与巷道围岩塑性区深度之间的关系,分析结果表明:现有技术水平条件下提供的支护阻力不能显著减少巷道围岩塑性区深度,难以有效避免巷道围岩发生塑性破坏,即使支护阻力高达2.50 MPa,巷道顶板围岩塑性区深度也未显著减少。因此,提出采用具有足够承载能力、锚固深度和延伸率的支护材料进行柔性支护,将塑性区内的破坏岩石锚固到塑性区外的稳定岩层是维护巷道围岩稳定的一种有效途径。在信湖煤矿五中车场回风道采用大变形柔性锚索进行补强支护,取得了较好的控制效果,减少了巷道断面的收缩量,保障了巷道的长期使用。

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。

考虑损伤的非等压隧道抗力系数计算

围岩抗力系数是结构设计非常重要的一个参数,Mogi-Coulomb能够较好地反映真三轴条件下中间主应力的影响。基于Mogi-Coulomb准则和弹塑性模型,在合理考虑岩石损伤的情况下,推导出圆形隧洞在非均匀应力场下的围岩抗力系数,更贴近隧洞开挖后的围岩真实状态。推导出围岩抗力系数计算公式,并结合实际工程算例分析了侧压力系数、损伤变量、极轴夹角和剪胀系数对围岩抗力系数的影响。结果表明:围岩抗力系数随着极轴夹角和侧压力系数的增大逐渐减小,且减小幅度越来越小。隧洞岩石的损伤会严重影响围岩抗力系数的计算,围岩抗力系数随着损伤变量的增大而减小,导致围岩的承载能力降低,对隧洞稳定性产生不利的影响。

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。

特厚煤层沿顶巷道抗剪锚管索帮角控制技术研究

针对特厚煤层沿顶巷道帮角围岩破碎外挤、锚索自由段受不均匀组合荷载作用导致的端部上翘和帮部变形较大等问题,以同忻矿8204巷道为研究对象,通过现场调研、拉剪试验、FLAC3D数值模拟和现场工业性试验等方法,并利用研发的抗剪锚管索支护结构进行特厚煤层沿顶巷道抗剪锚管索帮角控制技术研究。首先开展拉剪试验,测试锚索组成抗剪锚管索结构前后的承载能力;其次在不考虑原岩应力影响的条件下,通过对巷道围岩内部支护应力场的分布情况,查找原支护方案帮部支护效果较差的原因;最后结合强帮强角支护理念,提出抗剪锚管索帮角控制技术及支护优化方案,利用数值模拟方法险证该优化方案的支护效果,并在现场进行长为300 m的工业性试验。现场监测数据表明,应用所研抗剪锚管索帮角控制技术后,特厚煤层沿顶巷道围岩变形得到了有效控制。

双层叠合初支拱盖法支护结构安全性评价方法

文章通过分析双层叠合初支拱盖法围岩破坏特征,提出双层叠合初支拱盖法分为拱部结构和整体结构2次安全性评价的思路,并推导加强初支荷载分配系数计算公式和边墙附加水平压力计算公式,提出拱部结构、整体结构计算模型和安全性评价流程。最后将此安全性评价方法应用于重庆市轨道交通5号线凤西路车站工程。研究表明,双层叠合初支中的加强初支荷载分配系数与一次及加强初支的厚度、弹性模量和泊松比等因素有关;拱部结构拱脚底面竖向应力与围岩物理力学性质、拱脚竖向应力和宽度等因素有关;拱部结构安全性评价可分为一次初支模型和双层叠合初支模型,评价的关键分别是所承受围岩荷载依据加强初支荷载分配系数进行分配,整体结构安全性评价须考虑边墙附加应力作用。

考虑中间主应力和渗流模型的围岩抗力系数新解

考虑三剪统一强度准则、Mogi-Coulomb准则、内外水压力等的综合影响,建立平面应变情况下的力学平衡方程,并结合位移与应力连续条件,得到了裂缝区位移解析解和围岩抗力系数K的表达式。讨论了围岩强度参数c、φ,中间主应力系数n,岩体孔隙率η,内外水压力差对K的影响,结果表明:其他参数不变的情况下,随着n、c、φ的增大,K值逐渐增大;三个系数对K值影响敏感性强弱顺序为:n>φ>c;随着η的增大,K值先出现波动,后趋于稳定;外水压力p_(3)不变而内水压力p_(0)逐渐增大时,适当增加p_(0)(小于600 kPa)有利于岩体承载能力的发挥,当p_(0)超过600 kPa时,K值也出现波动;在该工况下可以采用注浆措施,以提高岩体密实度与强度或控制内水压力小于600 kPa,使K值处于稳定状态。

基于支架-围岩耦合关系的煤壁弱化技术研究与应用

为解决1203工作面坚硬煤层采煤机破煤难题,对当前采煤机的割煤现状进行分析,发现存在截齿磨损及遗失严重、采煤机机身振动强烈、割煤速度慢、效率低等问题,并对采场支架-围岩耦合关系展开研究。在工业性试验阶段,针对来压期间和正常回采期间实施不同的围岩控制模式;截齿损耗及采煤机故障率显著下降,技术经济效益显著。

一种新型限阻器在软弱围岩隧道中的试验研究

软弱围岩隧道在开挖过程中,围岩随着应力能量的释放往往会产生较大变形甚至坍塌。以吴华高速公路项目庙沟梁隧道为工程实例,通过室内试验和现场实测,针对穿越红黏土层的软弱围岩隧道设计了一种新型限阻器,并探究限阻器对隧道变形的影响。结果表明采用220 mm×600 mm×8 mm连接钢板和100 mm×220 mm×4 mm竖板的限阻器能够满足隧道变形要求;设置限阻器段的围岩未产生较大变形,整体处于安全状态;设置限阻器能够明显减小隧道中钢架围岩侧应力、钢架净空侧应力、轴力和弯矩。通过试验说明采用新型限阻耗能型装置,可以充分释放隧道围岩压力,有效解决隧道大变形问题,为此类地质隧道初期支护施工提供一种新的解决思路和技术经验。

松峪煤业综采工作面矸石巷式充填回采方法

针对松峪煤业矸石长期堆存带来的污染空气及地下水资源、引发矸石堆自燃等问题,研究确定井下综采工作面采用矸石巷式充填回采技术,确定充填巷道之间隔离煤柱取7 m,给出了充填回采顺序及充填施工工艺。在此基础上,提出充填巷道采用“锚杆(索)+金属网”支护方法。通过工程实践,与充填前相比,支架工作阻力降低了26.1%,顶底板移近量降低了30.8%,两帮移近量降低了35.9%,验证了工作面矸石巷式充填方法的可靠性,实现了工作面安全绿色回采。

高水材料充填沿空留巷应力控制与围岩强化机理及应用

高水材料被广泛应用于不同条件下的薄及中厚煤层沿空留巷、部分条件较好的厚煤层沿空留巷,形成了丰富的高水材料充填沿空留巷围岩控制实践。基于高水材料充填沿空留巷理论研究和现场实践,以应力控制与围岩强化为主线,分析了充填留巷围岩在巷道掘进、工作面超前采动影响、留巷围岩调整稳定和邻近工作面复用4个阶段的应力与变形特征,提出了“基本顶二次破断”的覆岩顶板运动特征。以青龙同昌煤矿15102工作面沿空留巷为背景,数值模拟研究了留巷过程中围岩应力和塑性区分布特征,揭示了充填留巷覆岩基本顶的旋转下沉是留巷巷道所受外力的主要来源;在此基础上,提出了充填留巷围岩控制的关键区域,根据高水材料固结体的较强塑性变形特性,提出了高水材料充填沿空留巷围岩分时分区强化机理,确定了合理的高水材料充填体支护阻力计算式、留巷顶板离层计算式和实体煤帮的支护强度计算式,给出了高水材料充填沿空留巷围岩控制关键参数设计方法,关键参数包括充填体支护阻力(充填体宽度和强度)、顶板支护强度(巷内支护和临时支护)、实体煤帮支护强度。介绍了山西高平青龙同昌煤业15号煤层和赵庄煤业9号煤层高水充填沿空留巷围岩控制2个应用实例,留巷围岩变形控制效果良好。最后,提出了高水充填沿空留巷围岩控制技术的发展方向。

软岩巷道支架壁后充填与围岩关系的研究

支架的高阻和可缩是确保软岩巷道稳定性的关键。受力条件恶化严重抑制着软岩巷道支架支撑能力的发挥。实施支架壁后充填使支架及早承载和均匀受力，可大幅度提高支架的工作阻力，有效地控制巷道围岩的强烈变形。

墩柱式沿空留巷技术研究

为解决济宁二号煤矿工作面回采距离短、掘进速度慢、采掘接替紧张的难题,通过采用墩柱压力试验、建立力学模型、理论计算及现场试验方法,创新性地提出采用墩柱结构进行沿空留巷。结果表明:墩柱能够满足留巷强度要求,切顶所需压力为21.96 MPa;当钢管内砂石质量配比为1.0∶1.6时,墩柱式沿空留巷效果最好,墩柱既能保持较高强度,又具有良好的可缩性;矿压观测结果显示顶底板移近量最大为596 mm,两帮移近量最大为299 mm,能够保证沿空留巷的稳定性。

宽断面预留墩柱沿空留巷墩柱支护阻力计算研究

针对常规沿空留巷技术在工作面回采速度和采空区作业危险性方面存在的局限性,提出了一种新型沿空留巷技术——宽断面预留墩柱沿空留巷技术,该技术的实施步骤为:首先掘进一条宽断面巷道,随后在巷道断面中心安设一排墩柱,墩柱的一侧为本工作面的运输巷,另一侧作为下一工作面的轨道巷,墩柱作为巷旁支护体使下一工作面的轨道巷保留下来以供使用。结果表明:在掘巷时设立墩柱能够维持宽断面巷道围岩的稳定,同时避免了传统沿空留巷在工作面后方作业,安全性得到了较大提高。在巷道掘进阶段,采用二次成巷技术和锚杆-墩柱联合支护技术可保证巷道的稳定;在留巷阶段,高强度的墩柱对沿空留巷顶板的切断和支撑有较好的控制效果,当墩柱间距为1.5 m时,切顶所需墩柱阻力为21.53 MPa,小于墩柱抗压强度(42 MPa),墩柱承载力满足沿空留巷要求,顶底板相对移近量为652 mm,墩柱压缩量最大值为164 mm,墩柱能起到一定让压作用,同时对顶板有较好的支撑,可以很好地适应沿空留巷顶板活动规律,现场应用效果良好。

锚杆(索)让压装置作用原理及力学特性实验研究

深部软岩巷道中大面积锚杆、锚索破断现象是巷道支护面临的一个难题。在不需要改进支护材料规格和材质的基础上研制了锚杆、锚索让压装置。分析了让压装置的作用原理,让压装置预留压缩量补偿围岩变形,避免了锚杆、锚索破断,同时实现高阻让压,阻止围岩变形。让压装置力学特性实验研究基于MTS815.02型岩石伺服渗透试验系统,实验采用给定变形的方式,按照位移控制模式以0.05 mm/s的速度加载,测试了3组让压装置的力学特性,实验结果表明,3组让压装置可分别配套于普通锚杆、φ17.8 mm锚索、φ18.9 mm锚索的使用。

特厚煤层大采高综采综放适应性评价和技术原理

针对厚煤层综采(放)开采过程中遇到的技术难题,提出了大采高综采(放)开采面临的3个科学问题,建立了基于技术经济分析的厚煤层开采方法适应性评价指标体系与评价模型。基于液压支架与围岩的强度耦合、刚度耦合、稳定性耦合原理,建立了液压支架与围岩的耦合动力学模型及煤壁片帮的"拉裂-滑移"力学模型,提出了大采高综采(放)液压支架合理工作阻力确定的"双因素"控制法。基于大采高综放工作面顶煤冒放性与煤壁稳定性控制的矛盾,提出了增大液压支架的初撑力及优化液压支架架型结构等方法缓解2者之间的矛盾。通过开发厚煤层大采高综采(放)关键技术与装备,实现了厚煤层的安全、高效、高采出率开采。

大采高仰斜综采工作面矿压显现规律研究

针对某矿701仰斜大采高工作面在高强度采动影响下引起的围岩控制难题,采用数值模拟、现场观测相结合的方法对其采场矿压显现规律进行了分析。结果表明,701工作面初次来压步距约为30 m,周期来压步距约为10 m;倾斜方向工作面两端先于工作面中部发生来压现象。通过工作面煤壁前方支承压力曲线分布可知,最大应力集中系数随工作面推进距离增加而增大。根据现场实测发现,工作面中部支架的工作阻力远高于工作面两端头,初次来压时,作用于工作面中部支架的最大载荷为40 MPa,周期来压期间为30 MPa左右。在两巷中实测顶底板及两帮移近量发现,采煤面推进至距离观测站10 m时,两帮最大移近量为416 mm,顶底板移近量为408 mm。

综放工作面顶板运动规律及支架-围岩关系研究

布尔台煤矿42103综放工作面回采过程中,经常出现台阶下沉甚至支架压死等现象,在对42103综放工作面支架合理工作阻力进行分析的基础上,采用理论推导和现场实测相结合的研究方法对工作面顶板运动规律进行计算,建立了42103综放工作面顶板结构模型,并分析支架-围岩的相互关系,利用顶板结构模型法和动载系数法综合计算确定了42103综放工作面支架合理工作阻力。研究结果表明:42103综放工作面顶板压力为1.63 MPa,支架合理工作阻力为18 709 k N,支架合理支护强度为1.71 MPa。