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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。 相似文献
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为了解决云南某铅锌矿500中段运输平巷倾斜岩层围岩巷道失稳的支护难题,本文通过地质调查、岩石力学实验、微观物化分析、数值模拟等手段,对倾斜岩层弱结构巷道的围岩变形破坏特点以及对称支护下围岩的破坏规律进行了分析研究.认为巷道的右帮及底板岩性为泥质粉砂岩,是巷道变形破坏的起始部位.因此,改善该弱结构部位的围岩体力学特性,使支护体与围岩形成共同有效的支护结构,是治理巷道失稳的重要途径,提出了岩性弱结构部位加强的非均匀支护技术.试验表明,该巷道围岩变形量受到了有效控制,且取得了良好的技术经济效益. 相似文献
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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。 相似文献
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《岩土力学》2017,(3):793-800
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。 相似文献
5.
随着大量深埋地下工程的建设,尤其是大型矿山,与巷道围岩稳定有关的各种地质灾害问题突出,因此其一直备受关注。某铁矿巷道埋深450～800m,变形剧烈,局部持续大变形,呈条带状臌出。地应力实测结果表明,矿区地应力总体特征为σv≥σH〉σh,现今水平构造作用明显,最大水平主应力为13-21MPa,接近岩体自重。大变形洞段围岩为裂隙化岩体,强度低,蠕变性明显。有限元分析表明,巷道开挖后在边墙与顶拱和底板交界处产生约40MPa的高应力,造成了围岩变形破坏。后期围岩在高应力作用下产生大变形,其宏观变形破坏特征与软岩相似。另围岩加固与支护发现,普通的挂网喷锚支护已很难适应高应力条件下的岩体大变形。论文基于地应力实测结果,通过对巷道围岩大变形成因机制的探讨以及原加固支护效果的总结,为后期巷道围岩变形破坏的防治提供了参考。 相似文献
6.
《岩土力学》2017,(5)
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。 相似文献
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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。 相似文献
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软岩巷道顶、帮、底全支全让O型控制力学模型及工程实践 总被引：1，自引：0，他引：1
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。 相似文献
9.
回采巷道片帮机制及控制技术研究 总被引：2，自引：0，他引：2
根据大采高工作面回采巷道帮部围岩的特点,采用断裂损伤理论、弹塑性理论建立了巷帮围岩层裂板结构力学模型,分析了霍州煤电辛置煤矿回采巷道帮部围岩失稳机制,并将注浆锚索支护方式首次应用于巷道帮部围岩的片帮治理。研究表明：回采巷道帮部围岩内部存在大量的裂纹,在高应力的作用下裂纹扩展发育,巷帮围岩演化为层裂板结构,当作用在巷帮围岩上的多重支承压力大于最小临界失稳载荷时即发生片帮;随煤岩体弹性模量、层裂板厚度的增大,层裂板发生失稳时破坏范围扩大;采用注浆锚索支护巷帮时浆液能够填满巷帮围岩深部裂隙,使巷帮围岩成为一个整体,提高了巷帮围岩支护结构的承载能力,控制了巷帮围岩片帮的发生。 相似文献
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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。 相似文献
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深部厚顶煤巷道围岩变形破坏机制模型试验研究 总被引：2，自引：0，他引：2
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。 相似文献
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泥化弱胶结软岩地层中矩形巷道的变形破坏过程分析 总被引：2，自引：0，他引：2
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。 相似文献
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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。 相似文献
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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。 相似文献
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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。 相似文献
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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。 相似文献
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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。 相似文献
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采掘扰动是诱发冲击地压灾害的重要因素,深部采掘扰动区域则受冲击与巷道变形的双重威胁,针对该技术难题,本文研究了线性密集切顶防冲护巷技术。基于关键层理论分析了倾斜煤层关键层倾向破断结构特点,表明关键块B的空间状态是控制正在开采的工作面与迎采巷道矿压显现的关键,给出了采掘扰动工况下的最佳关键块断裂线位置。基于COMSOL模拟研究了不同装药直径下的应力峰值分布规律,结果表明:爆破后应力以指数函数形式快速衰减,给出了不同装药直径下应力峰值分布的拟合公式;致裂半径与装药直径呈幂函数的正相关关系;以顶板岩石抗拉强度为指标值,确定了爆破孔直径对应的最优间距。现场设计实施了不同技术参数的切顶方案,结果表明,相比于传统的深孔爆破,线性密集切顶两钻孔之间能够形成贯通裂隙,从而控制关键层的破断方式,因此钻孔间距是影响防冲与护巷效果的关键参数。通过巷道围岩观测与微震监测,表明线性密集切顶技术能够有效减弱迎采巷道的围岩变形,同时降低正在开采的工作面矿压显现与冲击危险性,现场实践验证了理论与模拟结果,可为类似条件工程提供借鉴。 相似文献