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。      

深部厚顶煤巷道围岩变形破坏机制模型试验研究

为研究深部厚顶煤巷道围岩变形破坏特性及其机制,以赵楼煤矿千米深井厚顶煤巷道为工程背景,开展了大比尺地质力学模型试验,对让压型锚索箱梁支护系统作用下的巷道围岩位移、应力演化规律进行的研究表明：巷道顶底板围岩竖向应力释放较两帮剧烈,水平应力释放反之,巷道顶板中部围岩是顶板竖向应力释放的主要部位。通过与现场试验结果对比验证,总结出深部厚顶煤巷道围岩变形破坏的3个主要特征：顶板变形破坏较两帮和底板严重、顶板围岩变形破坏主要发生在煤岩交界面以下的煤体中、巷中是顶板变形破坏的关键部位,并进一步分析了相应机制：顶板煤岩松软破碎、自承能力差、顶板及其巷中竖向应力释放相对更为剧烈、矩形巷道顶板受力状态差等因素,导致顶煤所受径向应力低,碎胀变形剧烈,且弯曲变形、离层严重,顶板受力结构恶化,最终导致顶板控制困难。     

深部厚顶煤巷道让压型锚索箱梁支护系统布置方式对比研究

针对深部厚顶煤巷道围岩变形特点,以“先控后让再抗”为支护理念,设计了让压型锚索箱梁支护系统横梁、纵向单梁、纵向双梁及纵横组合4种不同布置方式的支护方案。数值试验结果表明,纵横组合方案具有最好的围岩控制效果,横梁方案支护效果相对较差。对让压型锚索箱梁支护系统的4种方案进行了现场试验,监测结果显示,纵横组合方案作用下的围岩变形量最小,其两帮移近量和顶板沉降量仅为120 mm和90 mm,同时该方案支护反力最大;锚杆、锚索受力与巷道围岩控制效果相对应,且锚索让压环作用明显;设计制作的测力箱梁监测表明,箱型支护梁受力合理协调,材料性能发挥充分。对让压型锚索箱梁支护系统及其不同布置方案的作用机制进行了探讨。综合分析表明,深部厚顶煤巷道中,优先选用让压型锚索箱梁支护系统中的纵横组合与纵向单梁方案,可有效地控制巷道围岩变形,满足支护要求。     

大松动圈围岩锚网索联合支护参数确定方法探讨

对大松动圈围岩巷道,单一锚杆支护难以实现对整个破裂区围岩的锚固控制,采用锚网索联合支护时,应考虑锚杆支护对联合支护设计的作用。通过分析大松动圈围岩锚杆锚固支护机制,提出量化锚杆支护作用的锚固承载系数,形成锚网索联合支护参数量化计算方法。研究结果表明：锚杆锚固支护后将大松动圈围岩分为浅层锚固区和深层破裂区,浅层锚固区具有一定承载能力,可视作锚索的等效托盘;在锚网索联合支护中,浅层锚固区承载结构稳定的条件是锚固结构承载力大于环向轴力且能够有效控制破裂区围岩;锚固承载系数大小主要取决于浅层锚固区与破裂区和锚杆预紧力与设计锚固力的关系,对于大松动圈围岩其取值范围为0.45～0.75。经现场试验可知,巷道顶底板移近量为273 mm,两帮移近量为393 mm,表面位移曲线趋于平稳,采用该方法得到的锚网索支护参数有效保证了巷道的正常使用。     

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。     

深部大采高沿空留巷围岩结构沉降破坏与控制

为了解决深部沿空留巷围岩控制难题,选取邢东矿(埋深850 m)1126大采高工作面沿空留巷为研究对象。采用UDEC模拟分析关键块B不同下沉量围岩的响应特征。结果表明:1实体煤帮偏应力峰值和位置与关键块B下沉量呈线性关系增大且向深部转移;2实体煤帮深部变形对关键块B下沉量的响应较弱,愈靠近煤帮表面其敏感性越强,深浅部围岩位移有明显拐点;3顶板下沉量、帮变形量与关键块B下沉量呈正指数关系;4随关键块B下沉,实体煤帮的破坏形式经历了从不稳定三角块滑落→X共轭破坏→双X共轭破坏过程。认为:1巷旁采空区充填可有效限制关键块C下沉对块体B的带动作用;2钢管混凝土支架可适应关键块B的下沉特征,具有较强的抗压缩和弯曲特性;3高性能、高预紧力锚杆可更好地提高锚固体承载和抵御变形能力;4顶桁架锚索可以锚固在关键块B上,锚固基础稳固可靠;帮锚索可以穿越帮潜在滑移面,锚固在位移拐点内的锚固区内,限制帮结构性滑移。基于此提出了巷旁采空区充填+钢管混凝土支架+顶桁架、帮锚索+高强高预紧力锚杆联合控制方案;沿空留巷完成30 d后围岩趋于稳定,顶底板和两帮最大相对移近量分别为613 mm和374 mm,实现了深部大采高沿空留巷围岩的有效控制。     

让压型锚索箱梁支护系统组合构件耦合性能分析及应用

对锚索梁支护及组合构件耦合支护研究现状进行了总结分析,指出锚索梁支护系统组合构件耦合支护研究的必要性和意义。以“先控后让再抗”支护理念为指导,研发出高强让压型锚索箱梁支护系统。通过层次分析法得到支护系统各构件权重值,提出了支护系统构件整体性能利用率、耦合效率和围岩控制效果3个指标,进行的13种数值试验对比方案结果表明：Ⅱ12c+? 22锚索、Ⅱ12b+? 22锚索和Ⅱ12a+? 17.8锚索方案对应的支护系统均具有较高的耦合效率;锚索型号对支护系统耦合效率具有较为显著的影响;增大预紧力有助于进一步提高构件整体利用率、耦合效率,改善围岩控制效果。设计制作了测力箱梁,选择Ⅱ12b+? 22锚索方案对应的锚索梁支护系统进行了现场试验,测站监测结果显示,支护系统在掘巷期间的整体性能利用率为54.51%,构件耦合效率达到75.61%,系统各构件达到了同步承载的效果,巷道顶板沉降量和两帮移近量分别为148 mm和180 mm,较好地控制了巷道围岩变形。     

基于非连续变形分析方法的深部沿空掘巷围岩变形破坏及控制机制对比研究

利用非连续变形分析方法（DDARF）对单节理锚固试件在单轴压缩条件下的变形破坏及裂隙扩展过程进行分析,并以深部厚顶煤综放沿空掘巷--赵楼煤矿11302工作面轨道巷为工程背景,应用DDARF对沿空巷道围岩的变形破坏及控制机制进行研究,同时利用地质力学模型试验及现场试验进行对比验证。重点分析了沿空巷道围岩裂隙演化规律,并定义裂隙率 及裂隙减少率 两个指标对DDARF计算中的沿空巷道裂隙演化规律进行定量分析。研究结果表明：采用DDARF方法对单节理试件在无锚和加锚条件下的单轴压缩试验计算与室内试验结果相吻合;对沿空掘巷过程中巷道围岩变形情况进行DDARF计算,结果显示,围岩变形呈现沿空帮>顶板>实体帮>底板的变化趋势,与模型及现场试验监测数据相符;根据 及 两个指标对计算得到的无锚和加锚沿空巷道围岩裂隙发育情况进行定量分析,结果显示,沿空巷道围岩破坏趋势为 ,与变形趋势相一致;虽然锚固效果明显,但由于Ⅰ区、Ⅱ区本身围岩破碎严重,支护后裂隙率最大的 仍然是裂隙率最小的 的2.13倍,为了维护围岩稳定性,除了进行锚杆（索）非对称支护外,还应对Ⅰ区、Ⅱ区关键部位增加支护措施。DDARF方法关于沿空巷道围岩变形破坏的计算结果与实际工程相近,可有效开展裂隙演化与变形破坏机制研究,分析此类巷道的控制对策。     

含软弱夹层厚煤层巷帮外错滑移机制与支护研究

含泥岩软夹层大采高工作面回采巷道外错式变形破坏是巷道支护的新课题。通过对三道沟煤矿含软夹矸层5-2厚煤层回采巷道变形实测和围岩钻孔窥视,发现了巷道顶板存在垂直裂隙,巷道两帮破坏区集中于夹矸层附近,且具有副帮大于正帮的特征,巷道变形主要来自于相邻采空区的影响。通过数值计算和物理模拟,揭示了相邻工作面侧方支承压力导致顶板产生垂直向裂隙,引起顶板与巷道夹矸层以上煤体沿软夹层向相邻采空区外错滑移的机制。建立了含软夹矸层巷道自稳平衡拱支护模型,提出了加强巷道上帮支护,控制外错滑移破坏的控制原则,给出了顶板锚索与煤帮长锚杆加强支护方案,工程实践取得了成功。     

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。     

宁东鸳鸯湖矿区梅花井煤矿112201工作面探放水实践

112201工作面是梅花井煤矿首采工作面,位于矿井南端浅部,切眼靠近鸳鸯湖背斜轴部。工作面涌水量从2009年4月份开始回采时的15m3/h,增至2010年3月份的230m3/h。工作面的突然涌水导致大量淋水,从而使采区底板严重泥化,给矿井安全生产带来巨大威胁。分析认为,工作面的主要充水水源为2-1煤的顶板含水层（七里镇砂岩）,主要通道为顶板的采动裂隙带。通过实施探放水和疏放水工程,工作面下隅角的涌水量由180m3/h降至30m3/h以内,极大的减少了含水层突然涌水对工作面的危害,为梅花井乃至鸳鸯湖矿区防治水工作起到了积极作用。     

蒙陕接壤区纳林河二号矿井首采工作面顶板富水性探查

在充分掌握地质勘探资料的基础上,利用井下物探和钻探等技术,对鄂尔多斯盆地蒙陕矿区深埋煤层首采工作面顶板水文地质条件进行了深入研究。结果表明,31101工作面顶板导水裂缝带范围内共发育三层含水层,从下往上依次为3-1煤顶板含水层、2-1煤顶板含水层和直罗组下段含水层;富水区域主要分布于2-1煤层顶板到直罗组下段岩层之间,岩性为中粒砂岩、中粗粒砂岩。切眼附近和旧回撤通道附近钻孔涌水量和水压波动较大,这两个区域顶板水富水不均一性较明显;中间位置顶板含水层发育较稳定,钻孔涌水量和水压也相对稳定,富水性比较均一。井下物探在切眼附近和旧回撤通道附近圈定的低阻异常区,主要由地层岩性和富水性等引起。     

渗流-应力耦合作用对储层裂缝发育的影响研究

裂缝是影响储层高产、稳产的重要因素,而储层处在复杂的地质环境中,裂缝的形成和发育受众多因素的影响,研究各因素间的耦合作用对储层裂缝发育的影响,对指导油气勘探开发具有重要意义。为此,针对任丘油田任11井区雾迷山组碳酸盐岩储层进行了渗流-应力耦合作用对储层裂缝发育的影响研究。研究结果表明:未考虑渗流-应力耦合作用时,研究区最大水平主应力范围为82~100 MPa,从西南到东北逐渐增大;最小水平主应力范围为72~88 MPa,从研究区中心向西南、东北两侧逐渐递增;考虑耦合作用后,研究区最大水平主应力范围为84~102 MPa,最小水平主应力范围为76~91 MPa,最大及最小水平主应力增加。渗流-应力耦合作用后,研究区裂缝发育指数分布在0.027~1.156之间,山头顶部和近东西向断层的内部区域裂缝发育指数在0.7左右,为裂缝较发育区域;而研究区西南和东北边缘区域裂缝发育指数在0.2以下,为裂缝欠发育区域。随着耦合作用时间的增长,储层裂缝发育指数逐渐增大,在注入井和产油井附近区域的裂缝发育指数增大幅度尤为明显;储层裂缝线密度也呈增大趋势,仅产油井周围的裂缝线密度呈现为先减小后增大的趋势;未考虑耦合作用时的储层裂缝参数小于考虑耦合作用后的裂缝参数,说明仅考虑应力场进行储层裂缝预测所得结果偏小。      

基于煤层巷道开挖卸荷效应的底板冲击孕育过程研究

采用相似模拟和数值模拟研究了河南义马煤田跃进矿采掘影响下巷道底板的应力及变形规律,揭示底板冲击矿压发生前的孕育过程。研究表明,巷道底板冲击受煤层埋深、顶板条件、巷道施工布置方式等多因素影响。在巨厚坚硬上覆砾岩影响下,工作面开采增加了相邻工作面的应力水平。在厚煤层中巷道沿顶板布置留底煤,巷道开挖后,一定范围的煤层底板中的水平应力升高,垂直应力降低,增加了煤层失稳破坏的可能性。巷道开挖卸荷过程中,底板由于没有支护,垂直位移增加,底板的塑性区范围大于两帮,并产生了明显的拉伸破坏,容易使底板成为冲击破坏突破口。      

上覆硬厚岩层破断运动及断顶控制

硬厚覆岩的破断与结构将发生显著的变化。针对汝箕沟煤矿二2煤层上覆厚层石英砂岩条件,采用现场实测、数值模拟、理论分析及现场试验等方法,研究了硬厚覆岩裂隙发育特征、破断运动、矿压显现特征及断顶控制技术,为硬厚覆岩工作面灾害防治提供了依据。研究表明,硬厚石英砂岩的微观结构致密完整,呈现大面积悬空、大步距破断运动,引起强烈的支架动载,甚至导致工作面风流逆转、沟通上部采空区隐形火区;硬厚岩层破断运移后产生明显的离层空间,并在开切眼上部和工作面上部及采空区中部形成覆岩主裂隙带,且发育高度大于经验计算数值,甚至与上方采空区沟通诱发灾害;实施开切眼深孔断顶爆破及降低工作面采高,有效缩短了硬厚岩层的初次破断步距,降低了支架动载及主裂隙带高度。     

A New Equation for the Shear Strength of Cable Bolts Incorporating the Energy Balance Theory

The application of cable bolts as a secondary support system is an increasing trend in underground coal mines worldwide. The performances of cable bolts have been evaluated under both axial and shear loading conditions. Two methods of testing cables for shear, single and double shear, have been recognised. This paper examines the shear behaviour of a variety of cable bolts under different pre-tension loads by double shear testing. Plain, spiral and the combination of both cable types were used in this study. The initial axial load and the type of cable bolts are the main factors affecting their shear strength. By increasing the axial pre-tension load, the peak shear load occurs at lower shear displacement. The failure angle due to cable bending across the joint at different pre-tension loads varied between 41° and 49°. This demonstrates that the ratio of axial and perpendicular displacements is almost constant and on average the failure occurs at about 45°. A novel analytical model is proposed to evaluate the shear behaviour of pre-tensioned fully grouted cable bolts subjected to double shearing. Energy and Fourier Series methods were incorporated in the model to simulate the shear behaviour of cable bolts. The comparison of the experimental results with the proposed model shows a good agreement.     

Roadside support schemes numerical simulation and field monitoring of gob-side entry retaining in soft floor and hard roof

One of the reasons for the failure of gob-side entry retaining under the hard roof and the soft floor is the lack of supporting strength at the end of the roadway and the breakdown of the coal wall when the roof is pressed. To this end, the supporting concept of “enhancing the support strength and realizing the cutting roof along the gob-side” was put forward and three roadside support schemes were designed. Taking the gob-side entry retaining in Binhu coal mine as an example, the three roadside support schemes were analyzed by numerical simulation and field monitoring. The analysis results show that the roadside support scheme of “anchorage cable + single hydraulic prop cut roof and anchor net retaining wall support” can effectively control the roof sinking of the roadway and realize the roof cutting. The research can provide a reference for roadside support of gob-side entry retaining in limestone roof and soft floor.