深井高应力软岩沿空留巷围岩破坏机制及控制

针对深井高应力软岩沿空留巷围岩大变形难题,通过现场调研、理论分析和相似模拟试验,分析了围岩特性、支护结构破坏形式及其破坏演化过程,并对围岩破坏机制和围岩控制技术进行了深入系统研究。结果表明:厚层泥岩低强度、软化吸水膨胀及其在强采动高应力状态下碎裂扩容、长期蠕变是围岩大变形的诱因;围岩变形破坏相对于巷道横截面铅垂和水平方向呈明显不对称状态;原有围岩支护系统没有形成一个完整承载结构,使支护体被各个击破,围岩破坏顺序:充填区域顶板破碎→充填体偏心受载压裂片落→巷内顶板急剧倾斜下沉→实体煤帮外鼓片帮,最终导致围岩失稳;提出顶板分区耦合支护和以充填区域顶板为关键纽带的"四位一体"围岩控制技术,该技术能够提高巷道整体稳定性,避免围岩局部破坏造成的支护结构失稳,保障巷道安全畅通。     

沿空留巷不均衡承载特征探讨与应用分析

考虑到沿空留巷围岩应力环境和结构特点,阐述了沿空留巷不均衡承载特征,将沿空留巷基本顶简化为巷旁支护体及实煤体帮共同承载的力学模型,定义实煤体帮承载与巷旁支护体承载比值为沿空留巷不均衡承载系数,得到了不均衡承载系数的计算公式,并分析了不均衡承载系数的影响因素及其变化规律。研究结果表明:实煤体弹性模量和直接顶损伤变量与不均衡承载系数呈正相关;巷旁支护体弹性模量、直接顶弹性模量、巷道宽度、巷旁支护体宽度和实煤体帮支护强度与不均衡承载系数呈负相关。在此基础上,依据沿空留巷不均衡承载系数的变化规律,设计了柳家庄煤矿4211回风平巷沿空留巷围岩控制方案,并通过数值计算和现场矿压监测的方法,验证了高水材料巷旁充填沿空留巷围岩不均衡承载特征。研究成果已成功应用于大采高沿空留巷。     

深部破碎软岩巷道围岩稳定性分析及控制

针对深部破碎软岩巷道围岩稳定性控制难题,以邢东矿-980车场巷道为研究对象,采用现场调研、数值模拟、井下试验及现场观测等方法分析围岩变形破坏特征,揭示其破坏机制,针对性地提出了以高强锚杆密集支护、新型喷层结构护表、滞后注浆加固为主体的多层次锚喷网注联合支护系统,详细阐明了具体支护措施的围岩控制机制,并用数值方法分析了锚杆间距、喷层厚度对于围岩应力场和位移场的影响规律。研究表明：（1）随着锚杆间距减小（0.7 m→0.3 m）,锚杆承压拱和喷层结构的承载能力呈幂函数增长趋势,锚固区围岩压应力呈线性增长趋势,围岩变形量明显降低;（2）随着喷层厚度增大,喷层结构承载能力近似线性增长,锚固区围岩压应力亦呈增长趋势,各部位围岩位移量显著降低;（3）当喷层厚度达到200 mm时,非锚固区内围岩大部分处于压应力状态,拉应力区大幅减少。基于上述研究,结合现场地质、生产条件确定试验巷道围岩支护方案,并进行现场应用。工程实践表明,多层次锚喷网注联合支护技术可有效控制深井破碎软岩巷道围岩大变形,实现深井巷道围岩的稳定性控制。     

软弱厚煤层沿空留巷变形破坏特征及控制研究

针对软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现明显,顶板易出现不均匀切顶下沉等问题。通过现场调研、理论分析和数值模拟,阐明了软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现特征和变形机制,提出了软弱厚煤层沿煤层顶板布置沿空留巷变形协同支护体系。研究结果表明：综放开采采出厚度大,沿煤层底板留巷时沿空留巷煤层顶板承载能力差,“底板−巷旁支护体−顶板”支护体系载能力不协调,是造成软弱厚煤层沿空留巷产生大变形的主要原因;沿煤层顶板留巷变形协同支护体系的提出提高了沿空留巷帮部、顶底板及巷旁支护体的协同承载能力,可有效地保证软弱厚煤层沿空留巷的围岩稳定。研究成果在古城煤矿的成功应用,证明了该支护体系在软弱厚煤层综放沿空留巷中的可行性。     

沿空留巷综合支护技术研究

用沿空留巷技术保留的巷道要经历掘进和两次强烈的采动影响,对所需留巷的巷道,应该从掘进期间的支护设计与施工到留巷期间的巷旁支护方式选择,及下个工作面回采期间的加强支护均应统筹考虑,这样才能保证沿空留巷技术的成功实施,故沿空留巷技术是一项系统工程。据此,在淮北岱河矿Ⅲ3215工作面机巷进行了沿空留巷实践,巷内采用了锚网索支护,巷旁采用了工字钢密集支柱及矸石（碎煤）带联合支护,并在矿压观测的基础上,得出了所留巷道矿压显现规律,工业试验和应用实践表明,取得了良好的技术、经济效果。     

重复采动巷道塑性区调控原理与稳定控制

为研究双巷布置工作面留巷受重复采动影响围岩的变形破坏规律及稳定控制问题,综合运用数值模拟、理论分析和现场观测等方法,研究双巷间距对重复采动下留巷围岩塑性区空间分布特征及偏应力的影响规律,揭示二次采动对留巷塑性区的诱导扩展机制,提出围岩塑性区二次扩展抑制方法。结果表明：重复采动巷道围岩塑性区在巷道轴向上均可划分为6个区域,整体表现为双巷间距越大,则塑性区破坏深度越小的特征,且其形态由非对称分布向对称分布状态转化,双巷距离增加造成的应力旋转程度和偏应力峰值低是主要原因。一次采动滞后影响稳定区维护距离及周期最长,且为二次采动塑性区叠加扩展的基础,是重复采动巷道围岩稳定的关键控制区域。据此提出通过调整巷道空间位置,达到改善应力环境、调整巷道围岩破坏状态的目的,并建立了分区补强支护相结合的调控方法和控制技术体系。现场实测结果表明,该技术体系能够达到巷道安全稳定目的,效果良好。     

松软煤层综放面顶底板采动应力分布规律研究

以某矿综放采场为背景,通过现场实测、相似材料模拟等手段,研究了松软煤层综放开采中液压支架受力状态、两巷单体支柱受力特征和顶底板的采动应力分布规律,结果表明液压支架在工作面不同位置受力状态不同,处于中部位置的支架受力最大,同一支架前立柱受力大于后立柱;风巷围岩应力大于机巷围岩应力,两巷的超前采动应力峰值位置在工作面前3～11m;顶板岩层同一层位中采动应力分布随工作面的距离不同而不同;不同层位应力分布也不同,离煤层越近的岩层中应力集中系数越大;底板岩层在工作面前方6m左右处应力达到最大,在工作面处应力为零。该研究结果有效地指导了该矿井同一煤层综放面巷道布置、两巷支护及工作面顶板管理。     

厚煤层快速回采切顶卸压无煤柱自成巷工程试验

基于切顶卸压自动成巷技术原理,分析了沿空切顶巷道顶板结构演化过程,得出厚煤层快速回采切顶成巷围岩应力、位移传递机制,形成了人为主动构建“基本顶上位岩层-采空区碎胀矸石-巷道切顶短臂梁”围岩稳定结构的控制思路。提出厚煤层快速回采沿空切顶巷道围岩协同控制体系,以“恒阻大变形锚索+墩式单元支架”控制顶板,以“滑移式让位护帮结构+自移式动压防冲结构+波浪式多阻护帮锚杆”控制帮部,形成了应对顶板结构位态、碎石运动状态变化的针对性控制技术。以柠条塔煤矿S1201胶运顺槽为工程背景,完成了厚煤层快速回采条件下切顶卸压无煤柱自成巷现场工业性试验。研究表明,采高增大、采速加快后,基本顶上位岩层易引发少量不宜强制控制的回转变形,支护结构可控让位是构建围岩稳定结构的有效途径之一;巷内压力与采空区矸石运动状态密切相关,增强预裂效果有利于减少动压冲击;成巷过程中巷道顶压首先达到恒阻状态,而后位移趋于稳定,最后形成围岩稳定结构。所设计的配套支护结构可有效协同围岩运动,留巷效果良好。     

厚煤层综放双巷工作面巷间煤柱尺寸研究

为解决厚煤层综放双巷布置工作面巷间煤柱的留设问题,以某矿四盘区4301工作面运输顺槽与辅助运输顺槽之间的煤柱为工程背景,首先对巷间煤柱进行理论分析:一次采动影响后将巷间煤柱沿倾向划分为采动影响区、相对稳定区和锚杆支护区,应用极限平衡理论分析得出了一次采动影响区的宽度为2.82 m,进而得出巷间煤柱的宽度为7.83 m。其次,应用数值模拟的方法系统地分析了宽度分别为4、6、8、10、12、15、20 m时,在两次采动影响下巷间煤柱的应力演化、破坏、巷道围岩变形规律;一次采动影响后,随着煤柱宽度增大,髙应力由实体煤向煤柱内转移;给出了最大临界尺寸、最小临界尺寸的定义,并指出巷间窄煤柱宽度应小于最大临界尺寸。综合分析数值模拟研究结果,同时结合理论分析结果及煤柱留设原则,最终确定巷间煤柱宽度为8 m。最后,通过现场工程实践验证了所确定的巷间煤柱宽度的合理性。研究结果对类似条件下综放双巷布置工作面巷间煤柱宽度的确定具有参考意义。     

顾桥煤矿深井岩巷破碎软弱围岩支护方法探索

为探索煤矿深井岩巷破碎软弱围岩的支护方法,结合淮南矿业（集团）公司顾桥煤矿-780 m水平南翼轨道大巷的支护工程实践,揭示了深部岩巷的变形规律,并分析了煤矿深部破碎软弱围岩支护的难点及其支护机制,提出顾桥煤矿南翼轨道大巷分步联合支护的设计理念和优化支护方案。结合围岩表面位移、深部位移等现场监测数据,对新旧支护方案的效果进行了对比,研究结果表明,顾桥煤矿-780 m水平南翼轨道巷采用分步联合支护方法取得了较理想的支护效果。深部岩巷的支护受高地应力、岩体力学性质等因素影响,应结合巷道围岩地质条件采取适当的支护措施,让各种支护手段在时间和空间上实现有效结合,充分发挥并提高围岩的自身承载能力。     

深井大断面沿空留巷底板裂隙分形特征动态演化规律试验研究

深井大断面沿空留巷常见严重底鼓问题,为更好揭示底鼓机理,利用自行研制的两向四面加载试验装置,结合顾桥矿1115(1)工作面轨道顺槽工程地质条件,采用相似材料模拟方法研究了深井大断面沿空留巷底板在掘进、一次采动、留巷和二次采动影响期间裂隙动态演化规律,并基于分形几何理论定量分析了分形维数变化规律及其与底鼓量的关系。研究结果表明,底板裂隙随着回采逐步发育、扩展、贯通,以剪切破坏的中高角度裂隙分布为主;底板裂隙分形维数逐渐增加,在顶板来压和留巷期间均有明显的升维现象;由于留巷上部基本顶的"回弹"现象,第二个工作面上覆岩层作用于煤体的载荷较小,导致在第二个工作面回采前期,底板裂隙分形维数增量较小;底鼓量和分形维数呈非线性正相关关系。通过对比现场实测底鼓量和试验底鼓量,发现二者能够较好吻合,验证模型试验结果的真实可靠。     

高应力大断面煤巷锚杆索桁架系统试验研究

高应力构造区大断面煤巷围岩控制技术是煤矿巷道工程中亟需研究的问题之一。以峰峰集团新三矿废矸充填复杂困难煤巷为典型研究对象,综合现场调研和数值模拟分析结果得出高应力作用下大断面煤巷变形破坏特征,提出一种基于“索-拱”结构为核心的高应力煤巷围岩控制系统-锚杆索桁架,分析该支护系统基本结构,设计流程及支护预应力场分布特征,在新三矿某一置换煤巷开展工业性试验,研究结果表明,新型支护系统结构稳定,巷道围岩控制效果良好,对类似困难巷道支护具有一定的理论和实用参考价值。     

沿空留巷巷旁支护体作用机制及工程应用

巷旁支护体稳定是沿空留巷成功的关键。通过建立沿空留巷上覆岩层结构力学模型,分析了巷旁支护体在3个阶段的受力和变形特征,得到了巷旁支护体的作用机制,即巷旁支护体设置后快速增阻,即时支撑巷内顶板,工作面后方周期来压前达到切顶阻力切落采空区一定高度的顶板,上覆岩层剧烈活动稳定前有较大的变形能力及稳定后有较高的后期强度。在上述研究的基础上,以九里山矿24021工作面沿空留巷为工程背景,在巷内支护和巷旁充填材料确定的情况下,采用数值模拟方法分析了不同巷旁支护体宽度时的沿空留巷维护效果,确定了合理的巷旁支护体宽度。该研究成果成功应用于工程实践。     

综放面合理护巷煤柱宽度确定与回采巷道支护方案设计

基于阳湾沟煤矿地质资料,应用极限平衡理论计算得到合理的煤柱尺寸为25m;采用FLAC3D数值模拟分析了不同宽度护巷煤柱的垂直应力和弹塑性区分布规律,得到合理的煤柱尺寸为25～30m;最终确定阳湾沟煤矿合理护巷煤柱宽度不小于25m。针对回风顺槽顶板不同的围岩状态,设计了支护方案,通过数值模拟得到不同支护条件下的围岩应力状态和位移分布,结果表明,支护方案是合理的,能够有效的控制围岩的变形与破坏。     

深部切顶沿空成巷关键参数研究及工程应用

传统充填沿空留巷工艺繁琐﹑留巷速度慢,与现代化高强度开采要求不相适应,由此提出了切顶沿空成巷无煤柱开采新技术,其中关键参数设计是该技术的核心问题之一,对留巷的稳定性具有较大影响。以城郊煤矿21304工作面为研究背景,采用理论分析、数值模拟和现场试验等方法,对切顶沿空成巷关键参数进行了系统研究。基于岩石碎胀自承特性和围岩结构“S-R”稳定原理,推导出切顶高度﹑切顶角度的理论计算公式;建立了聚能爆破力学模型,并结合数值模拟和现场试验,确定了聚能爆破装药量及钻孔间距。研究结果表明：合理的切顶参数能够切断巷道顶板与采空区岩层间的力学关系,使采空区顶板沿切缝顺利垮落,碎胀的矸石可有效支撑上覆顶板,限制其回转下沉,减弱覆岩运动对留巷的扰动作用,沿空巷道围岩变形量明显减小。根据理论计算﹑数值分析和现场试验研究成果,确定了城郊煤矿21304工作面切顶沿空成巷关键参数,并在现场进行了应用,回采后沿空巷道侧向顶板能够迅速切落形成巷帮,留巷稳定后各项指标均能满足现场使用要求。     

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。     

深部大变形回采巷道围岩拉压分区变形破坏的模拟研究

为研究深部回采巷道围岩大变形破坏规律,在地质力学评估及矿压显现特征实测的基础上,采用真三轴相似模拟方法,模拟了不同加载梯度下巷道围岩应变特征。结果显示,在浅埋静水压力条件下,巷道围岩呈现“浅部拉应变、深部零应变”的特征;深埋静水压力及初掘采动应力下巷道围岩出现“径向应变拉压交替分布”现象;当采动应力集中系数大于2时,深埋巷道围岩应变进入非线性大应变状态。采用FLAC3D的应变软化模型与摩尔-库仑模型,对比研究了深部回采巷道围岩位移、塑性区分布规律。结果表明,应变软化条件下,巷道围岩产生拉、压分区破坏且软化后的围岩位移与实测结果更吻合。综合研究结果,揭示了深部回采巷道围岩拉、压分区的产生机制,初步提出了注浆、喷层等措施,防止过度应变软化引起深部回采巷道围岩大变形,为类似巷道稳定性控制提供了一定的参考。     

深部开采覆岩应力变化规律模拟实验研究

为了研究深部开采条件下覆岩结构运动所引发的动力破坏特征及巷道围岩中采动支承压力分布规律,以某矿20180工作面覆岩为研究对象,通过相似材料模拟实验,得出了深部开采条件下覆岩应力变化规律。结果表明:顶板垮落规律显著,初次来压步距较长,周期来压步距基本相似;开采过程中底板与顶板支撑压力是动态变化的,并具有同步性;随着顶板岩层高度的增加,应力集中系数逐渐减小。根据底板和顶板的应力变化规律,将底板和顶板划分为五个区域,为深部开采条件下工作面巷道超前支护,采空区瓦斯抽放及矿压控制提供可靠理论依据。     

应力波作用下巷道层裂破坏的数值模拟研究

采用LS-DYNA软件,对扰动应力波作用下巷帮围岩层裂破坏结构的形成过程、扰动应力波强度pmax对层裂结构形成的影响进行了有效的数值模拟,得到了一定巷道围岩应力状态下巷帮围岩层裂结构的形状、厚度等特征。结果表明：扰动应力波是形成巷帮层裂结构,继而诱发冲击矿压的重要因素;扰动应力波的强度决定了是否形成巷帮层裂结构及其层裂结构的范围大小。研究结果对揭示煤矿冲击矿压的诱发机理,及采取有效地防治技术具有重要意义     

沿空留巷采煤对底板扰动破坏深度影响

以韩城矿区桑树坪煤矿下组煤3105工作面开采实际情况为背景,采用现场声波测试和数值模拟方法,对沿空留巷开采条件下煤层底板扰动破坏规律进行了研究。声波测试成果表明工作面底板扰动破坏深度为13.2~14.6 m,数值模拟成果显示工作面底板破坏深度为13.0~14.5 m,两种方法结果较为一致。通过与正常开采条件下底板破坏深度进行对比,结果表明,采用无煤柱式的沿空留巷开采技术不会对底板破坏深度造成较大影响。研究成果为国内底板带压工作面采用沿空留巷技术开采过程中底板扰动破坏规律的确定提供依据。