主应力对巷道交岔点围岩稳定性影响研究

为研究主应力对交岔点围岩稳定性的影响,以某矿为工程背景,建立5组交岔点数值计算模型,研究了交岔点开挖前的扰动应力场偏转规律,并引入点安全系数法研究了主应力和交岔角度对交岔点围岩位移场、扰动破碎区的影响规律。研究结果表明：在交岔点开挖之前,交岔点附近围岩的主应力方向发生偏转,偏转后的应力场类型由σh型变为σv型,交岔点开挖过程中围岩受σv型应力场影响;交岔角（α≤90°）越大,交岔点越稳定;交岔角度相同时,新掘巷道轴向较靠近最大水平主应力方向的交岔点更稳定。交岔点现场实测数据验证了研究结果。     

大断面厚顶煤巷道顶板冒落破坏的上限分析

根据大断面厚顶煤巷道顶板的破坏特性,考虑了顶板围岩应力水平与支护荷载的影响,利用Hoek-Brown强度准则及其相关联的流动法则,构造出厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机构。基于塑性力学中的上限分析方法,结合变分原理,推导得到了大跨度厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机制,并以赵楼煤矿某巷道现场实践为例,分析了不同计算参数对顶板冒落破坏机制的影响。计算研究表明：随着岩体经验参数A、抗拉强度、抗压强度及支护荷载的增加,冒落体尺寸随之增大,而当岩体经验参数B、围岩应力及岩体重度增加时,冒落体尺寸则随之减小;冒落体尺寸代表了巷道顶板安全性能的大小,其尺寸越大,表明使巷道顶板发生冒落破坏所需外力功越多,顶板安全性能也越高;岩体经验参数B、围岩应力水平与支护荷载对顶板围岩破裂机制影响较为显著,参数B决定了冒落体的破裂形状,随着参数B的增加,冒落破裂迹线的曲率不断减小;增大支护阻力是提高顶板稳定性的有效途径,其研究结果可为大断面厚顶煤巷道支护设计提供一定的理论依据。     

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。     

巷道支护的自稳平衡圈理论

基于软岩巷道围岩变形破坏的自稳平衡现象,通过数值模拟揭示了巷道顶板、两帮和底板之间的相互影响关系,得出了巷道围岩不稳定区是以巷道为中心的椭圆形。基于普氏理论,考虑“底板-两帮-顶板”相互影响,提出了巷道围岩自稳平衡圈理论,给出了自稳平衡圈的椭圆曲线方程,明确了巷道支护对象为自稳平衡圈内的岩体,支护的目的是控制自稳平衡圈岩体的稳定性。研究表明,“底板-两帮-顶板”共同构成巷道稳定性的整体系统,巷道顶板自稳平衡拱的大小随着两帮塑性区的增大而增大,两帮塑性区随底板变形而增大。加强底板和两帮的支护,将大大缩小顶板自稳平衡拱的高度。提出了“治顶先治帮,治帮先治底”的巷道支护理念,得到多年实践验证,为软岩巷道支护控制提供了新的依据。     

软岩巷道顶、帮、底全支全让O型控制力学模型及工程实践

软弱岩体的阶段性、持续性流变,导致软岩巷道围岩深度破坏和支护失效。软岩巷道顶、帮、底三者在围岩系统稳定过程中所起的作用不同,软岩巷道围岩稳定性控制应做到整体性和协调性支护。在分析巷道顶、帮、底相互作用效应基础上,针对软岩巷道强流变四周均表现出大变形的破坏特征,提出了全断面、全支全让O型封闭控制的支护原理。该原理强调,开挖初期就应对软岩巷道顶、帮、底全断面进行强力支护,同时全断面又适时让压,在高阻支护力作用下又能适当释放围岩应力,达到对软岩巷道的整体性和协调性控制。通过力学模型对软岩巷道围岩塑性区范围和表面位移与支护力的作用关系进行了分析计算,得出巷道围岩变形破坏与支护力呈负相关关系。工程实践表明,采用该支护原理有效控制了深部软岩巷道的大变形。研究成果对类似工程实践具有一定的参考借鉴价值。     

松软煤层复合顶板条件下大跨度切眼支护技术研究

为了研究松软煤层复合顶板条件下大跨度切眼支护技术难题,采用数值模拟、理论分析、现场监测方法,分析了切眼巷道变形、位移、破坏特征,确定了围岩类别和支护参数,提出了左旋螺纹钢锚杆+金属网+金属梁+锚索的联合支护技术。研究表明:无支护条件下切眼巷道围岩出现"蝶形"破坏,顶板和两帮是支护的关键部位,支护后切眼巷道顶板和两帮位移大幅度减小,顶板应力释放区垂直应力明显减小,两帮应力集中区垂直应力增加,巷道顶、底角剪应力集中区范围减小。现场监测结果显示支护满足安全生产要求,为类似地质条件巷道支护提供借鉴。      

深部软岩巷道锚网索耦合支护非线性设计方法研究

由于深部软岩巷道工程岩体介质已进入到塑性大变形阶段,其破坏主要是由于支护体与围岩之间的不耦合造成的,因此提出了锚网索耦合支护非线性设计方法。与传统的线性参数设计不同,该方法在变形设计的基础上,针对最佳耦合过程进行强度设计,提出锚网索耦合支护参数,并在施工过程中通过反馈设计进行修正。与新奥法不同,采用该设计方法进行锚网索耦合支护既能充分发挥锚网主动支护浅部围岩的能力,又能通过锚索调动深部围岩强度的支护能力,从而可以实现软岩巷道支护体与围岩在强度上、刚度上和结构上的耦合,保证软岩巷道围岩的稳定性。     

泥化弱胶结软岩地层中矩形巷道的变形破坏过程分析

在西部地区,一定数量的矿区处于泥化弱胶结软岩地层,此类软岩胶结性差、强度低、遇水泥化。矩形是采区巷道的常用型式,但其断面受力不均、稳定性差。在上述软岩地层中的矩形巷道承载力低、变形量大、变形持续时间长,给煤矿的安全生产带来极大困难。以内蒙古新上海一号煤矿皮带顺槽矩形巷道为背景,运用FLAC3D软件中的Cvisc黏弹塑性模型,对矩形巷道的变形破坏进行了数值模拟,并将模拟结果与现场监测结果对比分析。结果表明:巷道开挖支护后,受断面形状影响,矩形巷道四角出现压应力集中和顶板受拉区,巷道顶板下沉量大,底板底臌严重,两帮向巷道挤出;受围岩岩性影响,围岩进入塑性的时间快短、范围大,塑性区超出了支护体的作用范围,造成锚杆(索)的锚固效果难以完全发挥,围岩出现整体滑动的现象;巷道变形呈现出流变变形的特性,变形量随时间持续增加,持续的蠕变变形超出了支护体的可控范围,最终引起巷道的失稳破坏。     

高应力软岩巷道围岩与支护结构相互作用分析

基于Mohr-Coulomb应变软化模型,将收敛-约束法应用于高应力软岩巷道围岩-支护相互作用分析中,构建典型支护结构特征曲线。以FLAC3D数值模拟软件为工具,分析应变软化模型、剪胀角及不同巷道断面类型对围岩-支护相互作用的影响,并对支护系统稳定性进行评价。研究结果表明：考虑应变软化行为的围岩所需支护压力与Mohr-Coulomb模型计算结果相差较大,剪胀角对围岩应力释放过程及围岩-支护相互作用影响较小,巷道不同断面形式及断面不同位置点围岩所需支护压力有一定差异性;初期支护系统的稳定性是围岩与支护系统最终稳定的关键,采用收敛-约束法评价高应力软岩巷道初期支护系统的稳定性,对高应力软岩巷道的支护结构设计及施工具有一定指导意义。     

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。     

深部岩巷分区破裂围岩稳定性控制方法及应用

深部高地应力岩巷开挖后围岩内出现分区破裂现象,采用传统的原设计方案巷道稳定性差。根据巷道围岩变形破坏的现场监测结果,经过理论分析和支护试验,提出了“提高法向约束、锚杆增韧止裂、协调耦合支护、应力内部转移、分区充填注浆、增强围岩强度”的锚注一体化综合控制方法理念。并提出了相对应的综合支护技术,即首先采用高预紧力超强锚杆及时支护围岩,锚杆的长度和数量分别由监测结果和分区支护能量判据确定;其次采用高强锚索让压梁支护巷道顶板,实现锚杆、锚索的协调耦合支护和围岩应力内部转移;最后采用中空分段螺旋式注浆技术进行滞后加固。最后针对监测巷道采用锚注一体化综合控制方法和技术进行了支护优化设计并进行现场支护试验,监测结果表明,优化支护的巷道稳定性良好。     

煤巷顶板软弱夹层层位对锚杆支护结构稳定性影响

中国煤矿开采条件复杂,煤层顶板多为分层性强的复合顶板,含有软弱夹层时采用锚杆支护技术难度大、安全可靠性低。根据煤巷顶板软弱夹层和锚固区的相对位置,采用物理模拟方法研究了三种软弱夹层层位条件下顶板的采动失稳特征和破坏型式,提出了包括锚杆支护承载性能强化、巷道破裂围岩体强度强化和围岩承载结构强化的巷道围岩强化控制原理;在应用安全因子AQ对顶板安全可靠性进行分级评估基础上,给出对应于不同顶板软弱夹层层位的煤巷分级强化控制对策。研究成果已在安徽两淮矿区煤巷工程实践中成功推广应用35×104 m。     

煤巷弱胶结顶板稳定性分析与变形控制技术

煤层顶板为弱胶结岩体时稳定性差,常在煤炭回采过程中或巷道掘进时发生大变形或失稳等现象,维护难度较大。针对煤巷弱胶结粉砂岩顶板力学特征与变形控制等问题,以广西林场煤矿煤巷弱胶结粉砂岩顶板支护工程为工程背景,采用现场调研、实验室试验、理论分析等方法进行研究。通过现场调研,发现研究巷道有顶板岩层自承能力差、受水环境影响、支护结构失效率高、底板受水影响底鼓量大、受采动影响等特征;顶板岩石点荷载试验表明,其单轴抗压强度仅为1.9～ 2.3 MPa,采用电镜扫描发现,弱胶结粉砂岩以粗粒矿物为骨架;在普氏理论的基础上,推导了巷道顶板和两帮承压极限表达式,提出了提高巷道围岩整体强度和承载能力、确定合理的锚杆支护参数、顶板设计锚索加强支护等弱胶结巷道围岩控制要点。依据试验分析与理论研究成果,提出了以注浆加固为基础,锚杆和锚索联合支护的控制方案,并在林场煤矿进行了工业性试验。现场监测数据表明,设计的支护方案可以有效地控制煤巷弱胶结粉砂岩顶板变形。     

基于上限法的深部大断面回采巷道顶板锚索设计方法研究

针对目前深部大断面回采巷道控制难题和相应的高强锚索控制技术,考虑顶板围岩应力与支护荷载影响,利用Hoek-Brown强度准则及塑性力学中的极限分析上限法,得到了大断面巷道顶板的冒落破坏机制,提出了顶板锚索长度及匹配预紧力的设计方法。基于建立的锚索设计参数影响因素敏感性指标对巷道宽度、岩体重度、围岩应力、岩体抗压强度、抗拉强度、锚索布设间距、顶角锚索布设倾角等因素的影响进行了分析。结合现场实际情况,提出了深部大断面回采巷道围岩控制的工程建议。将此设计方法应用到千米深井赵楼煤矿1305孤岛工作面的运输顺槽顶板锚索参数确定中,有效地控制了围岩变形。研究表明:在高应力大断面回采巷道中,顶板锚索需锚固在稳定岩层中,并施加足够的预紧力,才可有效控制顶板围岩冒落或破坏;顶板锚索所需预紧力随岩体抗拉强度、抗压强度及岩体经验参数A的增大而减小,随巷道宽度、岩体重度、围岩应力、锚索布设间距、顶角锚索布设角度以及岩体经验参数B的增大而增大,其敏感性最高的影响因素为围岩应力。因此,在深部高地应力巷道设计中,需特别重视地应力的影响,采用高强、高延伸率锚索,增设锚索定量让压装置,高阻让压有效释放围岩应力,并通过施加高预紧力或注浆加固等方式来提高围岩完整性,获得较好的围岩控制效果。     

古汉山矿软岩巷道地质因素分析

针对古汉山矿软岩巷道围岩变形破坏和严重底膨问题, 通过对巷道围岩进行地应力测量、物理力学性质分析测试、矿物成份分析和节理裂隙调查, 确定了底膨巷道的软岩类型, 这为解决软岩巷道的支护问题提供了基础。      

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。     

双河煤矿采动巷道顶板裂隙的分形研究

巷道顶板的变形量是评价巷道顶板稳定性的一个重要指标,巷道顶板裂隙的间距分形维是综合反映顶板裂隙发育、分布特征的一个重要参数,尝试建立二者之间的数学关系。利用多基点位移计对双河煤矿采动巷道顶板的变形量进行了监测,利用钻孔电视成像仪对顶板内裂隙的发育和分布状况进行了监测,并且计算出顶板内裂隙间距的分形维。结果表明,顶板0~2 m内裂隙最为发育,在此范围内,裂隙线密度与裂隙间距分形维具有相同的变化趋势,二者具有线性关系;顶板的变形量与相应的裂隙间距分形维具有相同的变化趋势,顶板裂隙的间距分形维增大,相应的围岩变形量增大,二者之间存在线性关系。研究结果表明,顶板裂隙的间距分形维是综合反映巷道顶板稳定性的一个指标,可以作为巷道顶板稳定性的指标,对巷道顶板稳定性进行评价,为支护设计提供可靠依据。     

基于突变理论深埋硬岩隧道的失稳分析

在分析隧道开挖引起围岩扰动和损伤的基础上,运用突变理论探讨了深埋硬岩隧道失稳的机理;基于势能原理,建立了深埋硬岩隧道失稳的尖点突变模型,导出了失稳的力学判据条件。结果表明:深埋硬岩隧道的失稳不仅受岩体特性及所受载荷的影响,而且与围岩中弹性区刚度和塑性区刚度的比值有关;开挖过程中,围岩受扰动和损伤程度越大,岩体完整性系数越小,力学参数指标弱化程度越高,塑性区范围越大,刚度比越小,围岩系统发生失稳的可能性就越大。工程实例分析表明,分析结果与实际经验基本一致;研究成果可为预防隧道失稳、采取合理的施工工艺和支护措施提供参考依据。     

软岩巷道可缓冲渐变式双强壳体支护原理及实践

深部软岩巷道承受高地应力作用,导致围岩产生流变大变形是影响其安全稳定的重要因素。以阳煤一矿西大巷工程为例,分析软弱围岩变形破坏机制;建立能够反映工程地质状况及初始设计方案的有限元模型,以现场监测变形数据和钻孔窥视围岩变形破坏深度为基础,反演获取围岩力学参数和蠕变参数。提出适合软弱流变岩体的可缓冲渐变式双强壳体支护方法,即根据围岩破坏情况进行分层注浆加固,并在最外部架设可缩性U型钢支架,形成可变形缓冲层。建立新型支护方案的有限元模型,利用围岩反演参数预测围岩变形情况,并通过与现场监测数据对比分析,验证了所提支护方案的有效性。     

深井孤岛工作面巷道围岩采动应力分区演化特征

针对深井孤岛工作面煤巷大变形问题,采用现场实测手段研究了回采过程中巷道和采空区应力动态演化规律以及巷道围岩变形破坏演化特征。研究结果表明：深井孤岛工作面巷道围岩应力演化与变形破坏具有显著的阶段性特征,工作面前方大于250 m范围,巷道围岩未受采动影响,围岩应力变化较小且变形主要集中在底板与煤柱肩窝;工作面前方100～250 m支护结构受力增大,巷道浅部围岩破碎,顶底板移近及煤柱内挤变形突出,巷道出现明显的非对称变形破坏;工作面前方100 m为强烈采动影响阶段,尤其是在工作面前方20～22 m围岩垂直应力与空间主应力变化比较剧烈,顶底板移近与两帮内挤变形更加突出,巷道围岩表现出明显的大变形破坏特征。根据采空区应力分区特征分析了顶板覆岩结构的动态演化过程。结合应力与变形破坏演化特征,提出了巷道支护对策,以期为深井巷道围岩控制提供一定指导。