深部冲击地压巷道锚杆支护作用研究与实践
摘要：以义马常村煤矿深部冲击地压巷道为工程背景,介绍了深部冲击地压巷道围岩地质力学参数分布特征,分析了冲击地压巷道围岩变形与破坏特征及主要影响因素,揭示出锚杆支护对冲击地压巷道变形的本质作用是保持围岩完整性,在围岩中形成支护应力场,降低应力集中系数,改善巷道围岩应力分布,充分发挥围岩的抗冲击能力。提出冲击地压巷道支护形式选择原则,介绍了高冲击韧性锚杆支护材料力学性能及锚杆支护参数设计方法。针对常村煤矿21220下巷条件,提出以全长预应力锚固、高强度、高冲击韧性锚杆与锚索支护为主,以金属支架为辅的复合支护方式,并进行了井下工业性试验。矿压监测数据表明,该种支护方式与围岩的整体抗冲击能力强,能够有效控制深部冲击地压巷道变形与破坏。在冲击能量影响下,锚杆、锚索受力特征明显不同于普通巷道,呈波浪状或锯齿状变化趋势。复杂岩层大断面硐室群围岩破坏机理及控制
摘要：针对复杂岩层巷道交叉点高应力集中区四周硐室群开挖围岩稳定性控制和支护技术等难题,通过对现场取样测试硐室群围岩物理力学参数、黏土矿物成分和松动圈大小,分析了赵庄煤矿三盘区带式输送机头硐室群及周边巷道围岩变形破坏特征和机理,表明硐室帮部煤柱和底板围岩是加固支护重点。利用FLAC3D数值模拟软件分析了硐室群开挖对硐室群及周边巷道围岩应力分布和塑性区分布范围的影响。基于理论分析和数值模拟提出了硐室及周边20 m范围内巷道围岩"强柱固底"的加固支护方案。现场工业试验表明,加固支护后,硐室群及周边巷道围岩变形得到了有效控制,围岩内部裂隙基本被浆液填充,60 d内围岩顶底板和两帮最大移近量分别为30 mm和50 mm,达到了理想的加固支护效果。硬煤工作面煤壁破坏与防治机理
摘要：高强度、大采高开采条件下,硬煤煤壁破坏的频率及程度逐渐严重,为提高该类工作面煤壁稳定性,实现安全、高效开采,采用室内试验、理论分析及现场实测综合手段对硬煤煤壁破坏形式、发生机理及影响因素进行分析。软煤、硬煤在单轴压缩条件下分别表现为静态、动力破坏,泊松比不同是煤体出现不同破坏形态的内在原因,三轴抗压试验表明围压可有效改变硬煤破坏的静-动转化;将煤壁、顶板及支架组成的平衡系统抽象出2种边界条件,根据煤体弹模、泊松比及边界条件的不同提出压剪、拉剪及拉裂3种煤壁破坏形式,硬煤多发生后2种破坏形式;推导出拉剪、拉裂型破坏的发生判据,得到拉剪型破坏起裂角、拉裂型破坏深度的确定方法及影响因素;拉剪型破坏对各影响因素的敏感度依次为黏聚力、顶板压力、支架阻力、抗拉强度,采高、护帮板压力及护帮高度对煤壁稳定性的影响不明显,拉裂型破坏对各影响因素的敏感度依次为抗拉强度、采高、顶板压力、支架阻力和控顶距等。深井无煤柱煤与瓦斯共采的技术挑战与对策
摘要：深井留巷钻孔法煤与瓦斯共采中留巷围岩变形大,留巷钻孔易破坏、抽采效果差。结合淮南矿区煤与瓦斯共采实践,通过力学分析构建了钻孔在采动作用下的破坏模型,对各参数的影响规律进行了分析,通过套管-水泥环-围岩三维数值模拟计算,探讨了水泥环与围岩性质对钻孔稳定性的影响,得出:采动应力集中易导致钻孔发生挤压型失稳,而岩层层间滑移易导致钻孔发生剪切型失稳,采用厚壁套管、柔性充填、危险层位扩孔让压等措施可以有效提高钻孔稳定性。进而提出了深井超前留巷强化钻孔与高位回风巷强化钻孔的瓦斯抽采技术,并在朱集矿1111(1)工作面与1112(1)工作面进行了试验。试验结果表明:强化钻孔的抽采效果及钻孔稳定性显著优于普通抽采钻孔,单孔最大瓦斯抽采流量达8.1 m3/min,有效抽采距离达150 m以上,实现了深井无煤柱煤与瓦斯的高效共采。薄基岩厚松散层深部采场裂隙带几何特征及矿压分布的工作面效应
摘要：针对薄基岩厚松散层深部长工作面矿压显现规律状况,在压力拱假说、应力壳理论和普氏理论基础上建立采场裂隙带几何模型,推导出工作面覆岩裂隙带计算公式,结合数值模拟对几何模型及工作面覆岩裂隙带公式进行验证,并对工作面覆岩裂隙带高度及矿压显现程度的影响因素进行分析。结果表明:采场裂隙带几何模型较为合理,与采场上覆岩层裂隙带空间分布特征相一致;工作面覆岩裂隙带公式具有一定的适用性,可解释工作面方向上"抛物线"状的矿压显现规律;工作面覆岩裂隙带高度和矿压的比例系数最小值及变化率与工作面长度呈负相关,与采高及采深基本不相关;工作面覆岩裂隙带高度及矿压,强线性相关于采高、岩层硬度系数,弱相关于工作面长度和采深。深部开采中岩爆岩块弹射速度的理论与实验
摘要：为预测岩爆灾害的破坏性,开展了岩爆过程中破碎岩块弹射速度的理论与实验研究。进行了真三轴卸载花岗岩岩爆的物理模拟实验,应用动态摩尔圆分析法,建立了岩爆过程中岩块弹射速度的理论模型;计算了岩块三种典型运动形式,即平抛弹射、斜上抛弹射、斜下抛弹射的弹射速度,并与岩爆实验得到的实验值进行了比较。研究结果表明:岩块弹射速度的理论计算值与实测值基本吻合。建立的岩块弹射速度的理论模型中涉及的应力参数为静态应力,而静态应力值可以应用地应力测试、应力监测,开采或开挖形成的应力集中理论在岩爆发生前获得。极软煤层巷道钻孔卸压与U型钢协同控制
摘要：为解决极软煤层巷道的控制难题,以芦岭煤矿9号煤层(f=0.16~0.53)巷道为研究对象,采用FLAC5.0软件研究了锁腿锚杆与卸压钻孔实施前后U型钢支架的载荷分布规律及巷道变形特征。结果表明:U型钢支架施加锁腿锚杆后支架的稳定性和承载能力得到了明显改善,但巷道变形量并没有大幅度降低,单纯采用锁腿锚杆难以控制巷道的剧烈变形。卸压钻孔可以为围岩的碎胀变形预留一定的释放空间,缓解作用在U型钢支架上的压力,两者协同作用,可以充分发挥各自的优点,有效改善U型钢支架的支护效果。现场实践表明,实施钻孔卸压和锁腿锚杆后巷道回采期间的平均底鼓速度由2.0 mm/d减小至0.98 mm/d,两帮平均变形速度由2.64 mm/d减小到1.86mm/d,能够有效维护极软煤层巷道围岩的稳定。深部采动巷道顶板稳定性分析与控制
窄煤柱综放煤巷钢梁桁架非对称支护机理及应用
摘要：针对王家岭煤矿窄煤柱综放煤巷围岩控制难题,分析指出相邻大型综放工作面覆岩剧烈活动及其基本顶对巷道区域直接顶的倾斜挤压力是导致顶板产生水平移动和非对称破坏的本质原因。建立考虑基本顶对直接顶倾斜挤压应力的窄煤柱综放煤巷直接顶力学模型,得出巷道顶板最大变形区域(7.5≤x≤9.5 m)。研发了以钢梁-槽钢组合结构和多根锚固至顶板纵深处锚索为关键部件的多锚索钢梁桁架系统,阐明其控制原理。建立多锚索钢梁桁架非对称支护的力学模型,得出非对称弯矩减小量分布特征,探讨其与非对称变形的一致性,并结合现场实践确定控制方案。现场实践表明,20103运输巷采用钢梁桁架非对称支护技术后,围岩变形量均控制在安全范围内,实现了对窄煤柱综放煤巷围岩非对称变形破坏的有效控制。南屯煤矿深部泵房硐室群动压失稳机理及控制对策
摘要：采用工程地质调查、理论分析、数值模拟相结合的手段,针对南屯煤矿-670泵房硐室群在二次回采初期出现的失稳破坏现象,对其采动影响下的失稳过程进行了分析,并提出了相应的稳定性控制对策。认为-670泵房硐室群在相邻工作面相继回采过程中,已采工作面93上10对其影响较小,原支护能够保证泵房硐室群的稳定,数值模拟结果与现场观测值接近,两者吻合较好,而备采工作面93上08对其影响较大,二次回采扰动将使泵房发生极大的顶沉及帮缩现象,围岩稳定性急剧下降,围岩远部应力集中加剧,对围岩影响范围增大。据此提出了锚杆(索)与注浆相结合的耦合支护对策,充分利用二者优点,以注浆恢复岩体强度,关键部位锚索加强支护。数值模拟与现场应用结果表明,该支护方案能够满足泵房承受二次回采动压影响的稳定性控制要求。不同围压巷道开挖应力场演化规律模拟试验研究
摘要：在实验室利用自制模具对模型边界进行约束,采用微机控制电液伺服万能试验机进行加载,采取卸除前约束板模拟煤矿井下煤层巷道开挖,得出了不同应力煤层开挖前后轴向应力变化特征,探讨了低应力、中等应力、高应力条件下巷道围岩开挖前后的应力场变化特征。研究结果表明:在低应力条件下,模型开挖造成应力的重新分布,在开挖面附近形成拉应力区,但模型内应力值较小,整体处于弹性状态,围岩抗开挖扰动能力较强;在中等应力条件下,模型开挖造成围岩浅部拉应力区进一步加大,岩体接近或达到屈服状态,围岩受开挖扰动比较强烈,开挖后应力场开始呈现"拉—压—拉"交替现象;在高应力条件下,围岩出现明显的塑性破坏,模型内部整体处于受拉状态。受到开挖扰动,围岩表面迅速恢复到受压状态,并再次向深部转移,形成明显的动态"拉—压—拉—压"交替现象,围岩破坏深度大、抗扰动能力差,呈现深部开采特征。冲击载荷下煤样动态拉伸劈裂能量耗散特征实验
摘要：为研究煤样动态拉伸变形破坏过程中的能量耗散规律,利用分离式霍普金森杆冲击加载系统,对煤样进行冲击条件下巴西圆盘劈裂试验,探讨了冲击速度、层理倾角及饱和含水对煤样总吸收能密度、总耗散能密度和损伤变量的影响;同时将煤样破碎后产生粒径为0~0.2 mm和0.2~5 mm的碎屑进行收集,并对不同尺寸碎屑的分布特征进行了对比分析。研究表明:同一层理倾角的自然煤样损伤变量随着冲击速度的增加呈近似线性增加,饱水煤样损伤变量整体随冲击速度增大呈指数函数增加;相比于自然煤样,饱水煤样粒径为0~0.2 mm的碎屑量减少了14.1%~31.3%,粒径为0.2~5 mm的碎屑量减少了33.7%~53.0%;但当层理倾角为45°时,饱水煤样碎屑量质量百分比反而比自然煤样要大。欢迎订阅2016年《煤炭学报》
三软煤层巷道破坏机制及锚注对比试验
摘要：针对龙口矿区梁家煤矿典型软岩巷道—4606改造开切眼巷道围岩控制难题,通过现场监测和试验,分析原支护方案下围岩变形破坏机制。煤层结构复杂,围岩易膨胀、软化,围岩破坏范围大,拱架变形破坏严重,锚杆支护潜力无法有效发挥是巷道变形破坏的主要原因。支护构件锚固性能试验表明,与注浆前相比,注浆10 d后注浆锚杆拉拔力提高214%,高强锚索提高89%。在此基础上,以锚注支护为核心,实施了U型棚+注浆锚杆,注浆锚杆+高强锚索两种联合支护对比试验方案。结果表明:方案实施后,巷道围岩变形量小于原支护方案59%以上,锚注支护可有效控制该类条件下巷道围岩变形;两种试验方案的围岩整体平均变形量相差6.6%,采用注浆锚杆+高强锚索联合支护方案可替代传统的U型棚支护。深部巷道锚网喷注协调支护时效性研究
摘要：针对深部巷道顶板变形量大,锚杆锚索易破断、失效,不断维修耗工耗时等问题,应用流变元件建立了顶板支护结构的本构模型,结合邢东矿-980水平巷道交叉点顶板变形监测数据,分析研究了锚网喷-锚索-锚注支护体系在不同支护时期的变形规律与特点,得出了联合支护方案中各支护单元的合理支护时机。结果表明:合理选择补强与注浆施工时间,可有效提高围岩稳定性,支护单元的性能得到了充分发挥,并在一定程度上抑制了围岩收敛速度,试验条件下一次支护后10,17~25 d分别为补强支护与注浆加固的合理时间,支护后100 d内顶板下沉量平均减小了23%,注浆15 d进入缓慢收敛阶段,平均变形速率0.51 mm/d。论大倾角长壁综放工作面圆弧段对支架稳定性的控制作用
摘要：急倾斜厚煤层走向长壁综放工作面圆弧布置是解决工作面支架稳定性的创新方法。以东峡煤矿某工作面为背景,从现场监测支架荷载分布特征出发,提炼出急倾斜厚煤层长壁综放开采工作面支架4种基本失稳模式,在理论上推导出工作面支架稳定性临界状态方程,通过支架受力状态分析,阐述了圆弧段抑制工作面支架滑移和倾倒失稳的力学作用,建立了满足支架稳定性要求的圆弧段临界长度准则。给出了考虑不同煤层倾角和工作面斜直线段长度条件下,保证工作面支架整体稳定所需圆弧段长度的临界曲面。开采过程中上覆急倾斜岩层运移规律模拟与研究
摘要：为了解开采过程中,急倾斜且具有水平裂隙发育的上覆岩层运移规律和特点,使用PFC3D软件建立该条件下的岩层模型,并进行了开采过程模拟。利用PFC3D中的JSET和Bonds模拟了非连续和连续性的岩体构造形式。模拟结果表明:上覆关键层下部始终不出现拉力,而是沿着急倾斜构造面产生裂隙,同时在开采面附近上覆成层岩体构造面存在较大的剪切错动,但整体仍然稳定。对开采过程产生的岩体最大颗粒位移量和地表最大沉降量进行定量分析,分别得到了这两个变量与走向方向推进长度的多项式函数关系。定量分析也证明了与模拟过程分析类似的结果。应变速率和尺寸效应对岩石能量积聚与耗散影响的试验
摘要：岩石的变形破坏过程是能量积聚与耗散的过程,岩石变形破坏是能量驱动的结果。基于不同尺寸与应变速率下的岩石单轴压缩试验,计算了不同尺寸与应变速率下岩样吸收的总能量、弹性应变能及耗散能,研究了能量积聚与耗散的演化规律,分析了在岩样变形破坏不同阶段的能量分配规律,并从能量角度分析了岩样破裂失稳的原因。研究表明:在单轴压缩试验时,岩样变形各阶段的能量特征有所差异,岩样吸收的总能量U0与耗散能Ud曲线呈非线性增加趋势,弹性应变能Ue曲线呈先增加后减小的趋势。岩样的能量与其高径比呈负相关的关系,两者呈幂函数关系;而与应变速率呈正相关,两者呈对数关系。岩石高径比越小或应变速率越大,岩石强度越高,单位体积岩样所吸收的能量也越高,造成岩样的破碎程度越大。在压密与弹性阶段,基本上将吸收的能量全部转化为弹性应变能储存于岩样内,弹性应变能是能量分配的主体。在塑性阶段,虽然弹性应变能的数值增大,但其所占比率有所下降;而耗散能比率有所增加,耗散能逐渐成为能量分配的主体。在峰后破坏阶段,弹性应变能瞬间释放,岩样吸收的能量几乎全部转化为耗散能,被裂隙面滑移摩擦而耗散掉,在峰后破坏阶段耗散能是能量分配的主体。
