深部高应力软岩巷道耦合支护效应研究及应用

巷道要经历开挖前稳定、开挖扰动、支护稳定或再破坏的演化过程,巷道稳定状态受原岩应力场-开挖扰动应力场-支护应力场相互作用的影响。采用FLAC~(3D)分析了不同预紧力与间排距条件下锚杆、锚索产生的围岩支护应力场的分布特征,定义了围岩应力扩大系数k来表征围岩应力的扩散效果,揭示了锚杆、锚索预紧力耦合支护效应。针对朱集西矿深部巷道特征与地质条件,提出了锚网索喷+U型钢支架+注浆+底板锚注分步联合支护技术方案,开展了三维相似材料模型试验,验证了该支护技术方案的合理性与可行性,揭示了深部高应力软岩巷道围岩变形破坏与支护结构受力演化规律,并成功应用于工程实践,解决了深部高应力软岩巷道支护难题。监测结果表明,该联合支护方案有效地控制了深部高应力软岩巷道围岩大变形与底臌,保证了巷道围岩与支护结构的长期稳定及安全。     

深部高应力软岩巷道耦合支护效应研究及应用EI北大核心CSCD

巷道要经历开挖前稳定、开挖扰动、支护稳定或再破坏的演化过程,巷道稳定状态受原岩应力场-开挖扰动应力场-支护应力场相互作用的影响。采用FLAC^(3D)分析了不同预紧力与间排距条件下锚杆、锚索产生的围岩支护应力场的分布特征,定义了围岩应力扩大系数k来表征围岩应力的扩散效果,揭示了锚杆、锚索预紧力耦合支护效应。针对朱集西矿深部巷道特征与地质条件,提出了锚网索喷+U型钢支架+注浆+底板锚注分步联合支护技术方案,开展了三维相似材料模型试验,验证了该支护技术方案的合理性与可行性,揭示了深部高应力软岩巷道围岩变形破坏与支护结构受力演化规律,并成功应用于工程实践,解决了深部高应力软岩巷道支护难题。监测结果表明,该联合支护方案有效地控制了深部高应力软岩巷道围岩大变形与底臌,保证了巷道围岩与支护结构的长期稳定及安全。     

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。     

深部急倾斜煤层偏压巷道支护参数优化研究

深部急倾斜煤层由于受特殊的地质结构和高地应力影响,煤层巷道开挖后易出现地层错动、垮塌的特点,施工中冒顶、底臌现象异常突出,巷道支护极其困难。通过对新集三矿-700 m煤探巷道进行现场勘查与试验,针对该急倾斜软岩巷道变形非对称性,底臌严重、地层错动的破坏特点,提出了可缩性U型钢全断面封闭支护和非对称性预应力锚杆(索)支护的全新支护方案,通过大型有限元软件ABAQUS建立数值分析模型,与原支护方案进行了对比分析。研究表明,采用改进支护方案巷道底臌位移量减小了66%,最大拉应力从0.58 MPa减小到0.38 MPa,塑性区较原方案更小,支护结构受力更加均匀。其结果可为同类地质条件的巷道支护设计提供一定参考。     

朱集矿深井软岩巷道大变形机制及其控制研究

为了研究深井软岩巷道大变形机制及其控制对策,以淮南矿业集团朱集矿 885 m东翼轨道大巷为支护工程实践。该巷道为典型的深井高地应力软岩巷道,开挖后围岩表现出强烈非线性大变形特点,变形速率大。首先进行了围岩大变形等级识别,并基于Hoek-Brown弹塑性模型分析了巷道围岩的应力场、位移场,考虑巷道断面形状、围岩强度特征、巷道群扰动等影响,揭示了该巷道的大变形机制。针对 885 m轨道大巷提出了新支护方案,该方案尤其注重底板支护和底角抗剪支护。数值模拟和现场监测表明,该支护方案取得了良好效果,是一种有效控制深井软岩巷道大变形的支护方法。     

大兴煤矿软岩巷道锚索带网支护技术应用研究

针对大兴煤矿3 208材料巷顶板岩石特征和煤层赋存条件,结合现代煤巷支护技术理论,提出了该巷道锚杆锚索挂网支护参数,并对其顶板离层、巷道收敛变形、锚杆（索）锚固力等日常巷道矿压与支护合理性进行了长期的监测。试用和监测结果表明,大兴煤矿较软弱顶板煤巷应用锚索带网支护技术是成功的、可行的。此外还对层理、节理和裂隙发育的破碎厚伪顶软弱围岩巷道的支护方式提出了建议。     

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。     

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。     

Coal Mine Roadway Stability in Soft Rock: A Case Study

Roadway instability has always been a major concern in deep underground coal mines where the surrounding rock strata and coal seams are weak and the in situ stresses are high. Under the high overburden and tectonic stresses, roadways could collapse or experience excessive deformation, which not only endangers mining personnel but could also reduce the functionality of the roadway and halt production. This paper describes a case study on the stability of roadways in an underground coal mine in Shanxi Province, China. The mine was using a longwall method to extract coal at a depth of approximately 350 m. Both the coal seam and surrounding rock strata were extremely weak and vulnerable to weathering. Large roadway deformation and severe roadway instabilities had been experienced in the past, hence, an investigation of the roadway failure mechanism and new support designs were needed. This study started with an in situ stress measurement programme to determine the stress orientation and magnitude in the mine. It was found that the major horizontal stress was more than twice the vertical stress in the East–West direction, perpendicular to the gateroads of the longwall panel. The high horizontal stresses and low strength of coal and surrounding rock strata were the main causes of roadway instabilities. Detailed numerical modeling was conducted to evaluate the roadway stability and deformation under different roof support scenarios. Based on the modeling results, a new roadway support design was proposed, which included an optimal cable/bolt arrangement, full length grouting, and high pre-tensioning of bolts and cables. It was expected the new design could reduce the roadway deformation by 50 %. A field experiment using the new support design was carried out by the mine in a 100 m long roadway section. Detailed extensometry and stress monitorings were conducted in the experimental roadway section as well as sections using the old support design. The experimental section produced a much better roadway profile than the previous roadway sections. The monitoring data indicated that the roadway deformation in the experimental section was at least 40–50 % less than the previous sections. This case study demonstrated that through careful investigation and optimal support design, roadway stability in soft rock conditions can be significantly improved.     

高地应力破碎软岩巷道底臌特性及综合控制对策研究

高地应力破碎软岩巷道底臌问题,由于其地质条件的复杂性,是煤矿开采的技术难题之一。通过总结分析高地应力破碎软岩巷道底臌的变形破坏特性,研究了底臌治理对策。研究结果表明,底板围岩呈现出挤压剪切流变特性,在支护对策上应将支护体系视为完整体系,在加强修复固结、应力转移和扩大承载圈的同时强调调动帮、顶部的间接控制作用。提出了以底板超挖、高强度预应力锚索、深孔注浆、底脚、拱角锚杆和回填为技术支撑的综合治理对策,通过FLAC3D建立的三维数值分析模型,分析了在综合治理对策下围岩位移场及塑性区的变化,验证了该方法的有效性。将综合治理对策应用到淮南潘二煤矿东二采区主要大巷,取得了良好的支护效果。     

大断面综放沿空巷道煤柱合理宽度与围岩控制

确定合理的区段煤柱宽度及巷道支护型式和参数,对于提高资源回采率和巷道安全性及实现综放开采高产高效意义重大。以王家岭煤矿20103区段运输平巷为工程背景,采用FLAC3D数值分析了不同煤柱宽度下围岩主应力差、变形及破坏演化规律,认为合理煤柱宽度为6～10 m,并结合实际地质和生产条件确定试验巷道煤柱宽度为8 m。采用理论分析和现场钻孔窥视方法综合确定基本顶断裂线位于距采空区约7 m处,认为由于综放沿空巷道围岩性质结构和应力分布沿巷道中心线呈明显非对称性,将引发煤柱侧顶板严重下沉和肩角部位煤岩体错位、嵌入、台阶下沉等非对称破坏特征,靠煤柱侧顶板及肩角部位是巷道变形破坏的关键部位。在此研究基础上,针对性地提出了以高强锚梁网、不对称锚梁、锚索桁架为主体的综合控制技术,详细阐明了具体支护措施的控制机制,并进行现场应用。工程实践表明,8 m煤柱宽度合理,该支护技术能够保证窄煤柱沿空巷道围岩稳定,并已在王家岭煤矿大面积推广应用,对类似工程条件的支护技术具有一定的理论意义和实用价值。     

基于分形维数的巷道围岩裂隙演化规律研究

为探究泥质巷道受水平应力及动力扰动影响下的围岩裂隙演化规律,以盘州市山脚树矿226轨道石门为工程背景,综合运用现场调研、数值模拟、分形理论分析等研究方法,对动力扰动下泥质巷道的变形破坏特征、围岩裂隙演化规律、围岩裂隙分形演化特征等问题展开研究。结果表明:动力扰动前,巷道裂隙区和塑性区扩展范围随侧压系数的增加而逐步增大,巷道发生较大变形;受扰动后,随侧压系数的增加,围岩裂隙密度逐步增大,浅部裂隙扩展贯通并逐步延展至深部,巷道裂隙区和塑性区呈现全面不规则扩展。在扰动影响下,巷道围岩裂隙的分形维数较扰动前表现出明显的升维现象,随着侧压系数的增加,裂隙网络更为复杂,浅部裂隙进一步向深部蔓延,使岩体破裂程度更大,导致巷道发生严重变形破坏。      

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。