长壁工作面巷顶沿空掘巷围岩应力分析

镇城底矿工作面的回采巷道一条沿顶板掘进,一条沿底板掘进,相邻两工作面在端头搭接,沿底板掘进的巷道形成巷顶沿空掘巷。通过理论分析、相似模拟、数值模拟及现场实测对巷顶沿空掘巷围岩结构及应力环境进行了研究。得到如下结论：该巷道不受超前和固定支承压力影响,大结构下方的矸石垫层可起到能量和应力耗散的作用,避免了动载和冲击影响,应力低且稳定;岩层移动形成的垮落角对采空区应力大小和分布（尤其采空区边缘）有重要影响;垮落角越小,采空区应力越小,该巷道围岩应力越小,采空区恢复至原岩应力的距离越大;垮落角对岩体塑性区发育方向起控制和导向作用;该巷道围岩应力大幅低于原岩应力,卸压程度大;实测该巷道竖向和横向位移均比非沿空巷道小,即顶底板和两帮应力环境均得到改善。研究对维护具有冲击倾向的高应力巷道具有一定意义。     

大直径救援井动载荷作用下安全透巷距离数值模拟

为了防止透巷作业时地层水和钻井液沿钻孔突然涌入巷道,造成井下被困人员二次伤害,采用ABAQUS岩土数值模拟方法,以山西坪上煤矿3 号煤层巷道地面救援井为例建立模型,研究钻井动力扰动条件下巷道顶板围岩塑变特性规律,优化安全透巷距离。结果表明:动力扰动造成顶板围岩位移变形和塑性破坏,且以钻孔中心呈对称的锯齿形分布;轴向作用力对透巷顶板围岩的影响较大,安全透巷距离取值为16.53 m。模拟结果为优化安全的透巷距离提供了参考,实现了安全高效透巷的目的,为救生舱在救援井中安全下放、提升作业提供了保障。      

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。     

双重采动影响下复采煤层巷道稳定性分析与维护方案设计

为了解决薛虎沟煤矿复采煤层回采巷道受双重采动影响下的支护问题,经现场观测,部分巷道顶板存在上部空巷与煤体并存现象,增加了支护难度。通过理论分析和数值模拟的方法对2-106A2巷道在双重采动影响下围岩稳定进行了受力状态分析,并对原支护方案进行了校验,结果表明原支护方案不能满足此条件下的巷道稳定,需要对巷道顶板和右帮(2-106B工作面侧)采取补强支护。利用数值模拟的方法对2-106A2巷道采取补强支护方案后的围岩稳定性进行了分析,模拟结果表明所设计的补强方案合理。另外,在现场采用十字布点法对2-106A2巷道受双重采动影响230 m这段巷道进行了围岩变形量观测,巷道顶板下沉最大量195 mm,左、右两帮移近量分别为124 mm、265 mm,巷道顶板破碎区变形得到了很好的控制,实现了工作面的安全高效回采。     

崩落法开采金属矿巷道围岩破坏机制的断层效应

采用现场调查、数值模拟和地质力学分析的方法,以金山店铁矿东区-340 m和-410 m阶段运输巷为研究背景,开展巷道围岩变形破坏的断层效应研究。研究结果表明,采矿影响区内的断层破碎带巷道变形破坏严重,围岩破坏模式主要表现为巷道顶板垮塌、顶板非对称下沉变形、巷道围岩内挤变形引起的片帮或剥落、巷帮水平张拉裂缝等等模式;-340m阶段运输巷所在的断层破碎带F4位于矿体开采引起移动变形区域,岩体移动变形引起的水平应力释放导致断层破碎带F4与近矿角页岩A2分界面出现错动台阶;-340 m阶段运输巷变形与破坏机制矿体开采,引起巷道围岩向采空区方向移动变形和开采诱发的断层破碎带滑移活化直接造成顶板沿陡倾结构面垮塌两部分,-410m阶段运输巷变形与破坏机制是受开采诱发的-340 m水平及以上断层破碎带岩体下滑活化引起的挤压变形作用。     

基本顶断裂形式对倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩稳定性影响研究及工程应用

倾斜煤层沿空半煤岩巷由于围岩结构的非对称性和非均质性,受采掘扰动影响,巷道围岩呈现更严重的变形破坏。为揭示不同基本顶断裂形式对倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩稳定性的影响规律,采用数值模拟方法针对该类巷道4种基本顶断裂形式下巷道围岩变形特征进行了研究。结果表明:基本顶断裂线位置对该类巷道围岩稳定性的影响程度由小到大依次为:采空区侧、煤柱上方、实体煤侧、巷道上方;基本顶断裂线位于采空区侧时,煤柱轴向、横向应力增速均小于其他情况,垂直位移也最小,煤柱变形在允许范围内,可保持后期对顶板的支承能力,对巷道维护最有利。在此基础上,以贵州某矿1511工作面回风巷为工程背景进行了工业试验,通过理论计算和现场钻孔探测综合分析得出,为避免基本顶断裂线位于煤柱上方靠巷道侧,下一步掘进时煤柱宽度应由3 m改为5 m。掘采期间断面检测结果显示,断面最大收缩率为23.3％,最大非对称变形率为5.2％,巷道整体均匀协调变形,进一步验证了研究成果的可靠性。      

公路长隧道与横通道空间斜交结构施工力学研究

针对高速公路主隧道与车行横通道组成空间交叉结构,采用现场实测以及三维有限元数值模拟研究手段,进行了结构施工力学研究。结果表明,因横通道施工导致主隧道与横通道交叉部结构,特别是与横通道连接一侧结构处于十分不利的受力状况和变形特征,因此需要采取加固措施,以确保主隧道与横通道交叉部结构的安全。与无横通道情况相比,由于拱形支撑作用被切断,结构受力已不再是单一轴向受力,而产生了部分弯曲受力的复杂受力状况。归纳来看,交叉角越小,围岩应力集中程度越高,从设计角度考虑,交叉角应尽量大一些。研究结论对长大公路隧道设计、施工横通道,有一定参考价值。     

不同荷载下矩形巷道围岩变形及声发射特性试验研究

为研究不同初始地应力下矩形巷道在开挖卸荷过程中围岩的变形破坏特征以及声发射(AE)特性,使用水泥砂浆浇筑胚体并加工成矩形巷道围岩试件,进行开挖卸荷模型试验,得到顶板、隅角和帮部围岩的变形破坏特征以及AE撞击计数、损伤变量、频谱的演化特点。试验结果表明:(1)矩形巷道在开挖卸荷过程中以顶板和帮部围岩径向受拉、隅角围岩切向受压变形为主,且顶板围岩变形特征与帮部类似。(2)地应力量级增加,对顶板(巷帮)的径向以及隅角围岩的切向应变速率影响显著,对其他方向影响较小。(3)AE撞击计数和损伤变量的演化特征揭示了围岩试件内部微裂隙萌生、扩展以及宏观裂缝出现直至发生主破裂的损伤过程;地应力越高,主破裂发生的时间会相对推迟,且开挖卸荷后的相对损伤比重随初始地应力增加呈非线性增长。(4)AE信号峰值频率集中区段增多,且幅值逐渐升高的现象可看作围岩即将发生主破裂的前兆信息;地应力越高,峰频集中区段分布越广。(5)随地应力增大,围岩试件内壁展现了从微裂纹―分层碎胀―块状剥落的变化过程;矩形巷道破坏形式主要以顶板和帮部围岩的张拉性隆起为主,并伴随离层碎胀现象,隅角围岩在试件失去承载力时表现为压剪破坏的特征。     

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。     

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。     

急倾斜软硬互层巷道变形破坏机制及支护技术研究

针对急倾斜软硬互层巷道围岩大变形控制难题,采用现场试验、理论分析和数值仿真等多种手段,研究急倾斜巷道围岩变形破坏机制,研究结果表明：急倾斜软硬互层巷道的变形与破坏具有非对称性,偏压作用明显,呈现顶板下滑,底板臌起的相互错动变形特征,底臌严重且易片帮冒顶。巷道断面与岩层倾斜方向的钝角部位受侧向约束小,因而剪切滑移变形较大,是产生非对称变形破坏的关键部位;下帮围岩变形破坏较上帮更为严重。基于急倾斜巷道的变形破坏特点,提出在锚- 网-索耦合支护的基础上利用锚索、底角锚杆等对产生差异变形破坏的关键部位进行加强支护的方法,巷道大变形得到了有效控制。     

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。     

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。     

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。     

Mechanical analysis of a vertical-wall,semicircular-arch roadway and a repair technique using double-shell support

Roadways in coal mines normally have two vertical side walls and a semicircular arch-shaped roof when viewed in cross section, a design conducive to the stability of surrounding rocks. The North 1 main roadway in Duerping Coal Mine has suffered severe damage and the conventional support method employed there is incapable of ensuring long-term stability of the surrounding rocks. This study provides a mechanical analysis of this vertical-wall, semicircular-arch (VWSA) roadway using a mechanical model. Formulas describing stresses in the rocks surrounding a VWSA roadway were derived through complex analysis. The stress distribution in the surrounding rocks was then predicted using the formulas. Based on the results, a double-shell support structure consisting of an internal shell, a flexible interlayer, and an external shell was developed as a new technique to stabilize surrounding rocks. The functional mechanisms of the three parts and the specific construction procedure are detailed in this paper. Moreover, the key technical parameters were optimized through a comparative analysis of the surrounding rock’s deformation behavior for different shell and interlayer thicknesses. After implementation of this technique, the floor heave, relative displacement between two sides, and roof lowering in the North 1 main roadway decreased to 82, 185, and 161 mm, respectively, which meet the requirements for long-term service. This verifies the effectiveness of the proposed technique in surrounding rock control.     

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。     

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。     

Arch Height Effect and Optimal Section Selection of Strata Behavior of Straight Wall Arch Roadway Under Mining Condition

In order to reduce roadway excavation and effectively control roadway surrounding rock deformation, different combinations of roadway width (4.5 m, 4.8 m, 5 m, 5.2 m), roadway height (3 m, 3.3 m, 3.5 m, 4 m), and arch height (0.3 m, 0.5 m, 0.8 m, 1 m) are selected. Through L₁₆(3⁴) three-factor four-level orthogonal test and numerical simulation, the surrounding rock deformation and plastic zone area evolution after roadway excavation are studied based on FLAC^3D. The results show that arch height is negatively correlated with plastic zone area in roadway roof surrounding rock and positively correlated with failure of roadway sides and corners. Further investigation finds the optimal combination to be roadway width 4.5 m, roadway height 3 m, and arch height 1 m. Compared with the original scheme, the new straight-wall arched section reduces plastic zone area by 35.07%, roof subsidence by 19.2% and side displacement by 22.4%. The optimized roadway section effectively reduces the failure range of surrounding rock plastic zone and contributes to long-term roadway stability.