摘要：为解决强采动条件下巷道大变形难题,以新上海一号矿1806N工作面辅运顺槽为工程背景,采用实地勘探、理论分析、数值模拟的方法分析强采动巷道变形破坏原因及围岩大变形机理,提出相应的控制对策进行现场工业性试验。研究发现:1806N工作面辅运顺槽大变形主要影响因素为岩石强度低、节理裂隙发育、完整性差、顶板富水严重、围岩遇水泥化,强采动高集中应力。基于围岩大变形断顶控制机理,形成辅运顺槽深部爆破定向预裂断顶结合补强加固的设计方案。借助数值模拟对断顶及未断顶巷道应力变化规律进行对比分析,断顶巷道端头最大垂直应力14.6 MPa,断顶后巷道端头最大垂直应力12.5 MPa,断顶后端头处垂直应力减小14%,断顶具有一定切断应力传递及减小巷道收缩的效果。开展现场工业性试验,断顶后端头顶底板位移减小37%,两帮变形减小19%,底臌发育长度减小92%,结果表明断顶可有效减少端头巷道变形以及超前底臌发育长度和高度,可为相似工程地质条件巷道建设提供参考。

摘要：针对深部中厚煤层动压对巷道造成的破坏问题,以枣泉煤矿130203工作面运输巷为研究对象,进行了深部中厚煤层动压巷道预制裂缝卸压护巷控制技术的研究。首先通过现场调查,分析了2号煤层工作面运输巷变形破坏特征及其原因,包括地质条件、采煤方法、巷道断面形状、支护方式等因素。在此基础上,对顶板人工预制裂缝卸压的作用进行了理论分析,探讨了裂缝深度、裂缝间距、裂缝方向等因素对卸压效果的影响。通过理论计算,得出了顶板人工预制裂缝卸压的合理参数,提出了“巷道侧人工预制裂缝”的卸压护巷技术,并基于该技术进行了设计与实践。实践结果表明,通过在巷道侧施工人工裂缝,有效地释放了围岩压力,提高了巷道的稳定性。

摘要：以成庄煤矿井下甲、乙水仓及变电所等近距离硐室群为背景,采用FLAC3D有限差分程序计算分析了2322工作面强采动下近距离硐室群围岩应力演化规律,采用UDEC离散元软件研究了近距离硐室群注浆加固机理,并提出了相应的加固对策。研究结果表明:成庄煤矿甲、乙水仓及变电所等近距离硐室群开挖后,围岩间垂直应力叠加效应较水平应力更为明显,但水平应力集中程度更高;2322工作面回采引起煤柱支承压力向底板传递,受煤柱高应力与底板高应力叠加作用,硐室变形特征将首先表现为强烈底鼓;相同注浆压力和水灰比条件下,沿注浆孔切向方向浆液的扩散半径大于沿径向的扩散半径;注浆锚索加固后,硐室群浅部围岩承载力大幅提高,工作面回采产生的强烈采动应力由深部转移至浅部,防止了深部岩体的进一步破坏。井下试验表明,注浆锚索加固后,2322工作面回采过程中各硐室围岩保持稳定,实现了强采动影响下近距离硐室群围岩变形的有效控制。

摘要：以酸刺沟煤矿6．特厚煤层大采高综放回采巷道支护为工程背景，基于井下地质力学实测结果，采用数值模拟方法，对比分析了酸刺沟煤矿6．煤层不同煤柱宽度和不同巷道断面尺寸下煤岩体的受力、变形及破坏特征。研究结果表明：6。煤层顶板结构较为单一，以粗砂岩为主，不同位置强度不同，大多在40～80MPa之间，巷帮煤体平均抗压强度为19．80MPa，所测测站中最大水平主应力为7．94MPa，总体处于较低的应力水平；煤柱宽度由15m增加到20m时，巷道变形减小最为显著；煤柱宽度由25m增大到30m时，巷道变形减小趋势变得不明显；巷道掘进与工作面回采阶段巷道围岩应力随宽度增加的变化趋势相同，随着巷道宽度的增加，巷帮垂直应力呈线性增加，巷道顶板的水平应力呈线性减小。基于上述结论，对酸刺沟煤矿6上煤层1109胶运巷进行了支护设计与井下试验．工作面回采后巷道断面收缩率小于15％．实现了特厚顶煤大断面强采动围岩蛮形的有效棒制。

摘要：以麻家梁矿4号特厚煤层强采动巷道支护为背景,采用现场实测、数值模拟方法分析了14103辅运副巷在相邻14102工作面回采过程中的原岩应力场、采动应力场和支护应力场构成的综合应力场演化规律。原岩应力测试结果表明：麻家梁矿4号煤层顶板岩层原岩应力从量值上属于高应力,原岩应力方向为N30.6~52.1°W;基于原岩应力,分析得出采动应力从14103辅运副巷与14102回采工作面相交开始到滞后工作面50m的空间范围内急剧增大,滞后工作面150m后,巷道围岩采动应力逐步趋于稳定;现场实测发现支护应力的变化趋势与采动应力变化趋势总体一致,由于煤柱的影响,14103支护应力的显著增加从空间上略微滞后于采动应力的显著增加;锚杆锚索的预应力越高,其受力越稳定;预应力较低时,受采动影响其内部支护应力变化更剧烈。基于原岩应力、采动应力及支护应力分析结果,提出了14103辅运副巷的支护对策,现场监测结果表明14102工作面回采后,巷道断面收缩率仅为8.8%,完全满足了巷道的运输通风需求。

摘要：针对强采动影响下切顶卸压护巷效果不佳的问题,以长平煤矿5302回风顺槽预裂爆破切顶卸压为工程背景,利用3DEC离散元数值模拟软件,生成不同曲率半径的切缝,对其护巷效果与巷道围岩应力演化规律进行研究,并将切缝为曲率半径16 m的模拟结果与切缝为直线的模拟结果进行对比。结果表明,相较于直线切缝,当切缝为曲线时,顶板下沉量与底鼓量分别减小了30.9%和28.57%,实体煤帮与煤柱帮变形量分别减小了45.03%与28.6%,实体煤帮与煤柱帮垂直应力峰值分别减小了24.88%与24.47%。当切缝为曲率半径16 m的曲线时,巷道上覆岩层垮落堆积的岩体能够与煤柱形成较好的承载体系,有效地切断了采空区上覆岩层与巷道顶板之间的力学联系,改善了巷道的围岩力学环境。

摘要：针对煤矿千米深井、软岩、强采动巷道围岩大变形难题,以淮南新集口孜东矿350 m超长工作面运输巷为工程背景,分析了巷道围岩大变形、支护构件失效原因;采用理论分析、实验室试验和井下试验方法,从围岩物性劣化、偏应力诱导围岩扩容、软岩结构性流变及超长工作面采动影响等方面,揭示了高地应力与超长工作面强采动应力叠加作用下巷道围岩大变形机理。以此为基础提出千米深井、软岩、强采动巷道支护-改性-卸压协同控制理念,采用数值模拟对比研究了无支护、锚杆支护、锚杆支护-注浆改性、锚杆支护-注浆改性-水力压裂卸压4种方案巷道围岩应力、变形及破坏规律,阐述了巷道支护-改性-卸压协同控制原理。研发出CRMG700超高强度、高冲击韧性锚杆支护材料,研究揭示了锚杆受拉、剪、扭、弯及冲击复合载荷作用的力学响应特征;开发出微纳米无机有机复合改性材料及配套高压劈裂注浆技术;研发出分段压裂水力压裂卸压技术与设备,形成了巷道支护-改性-卸压协同控制技术。基于上述研究成果,提出口孜东矿示范巷道支护-改性-卸压布置方案与参数,并进行了井下试验与矿压监测。监测结果表明,巷道围岩协同控制技术应用后,巷道变形量降低50%以上,锚杆、锚索破断率降低90%,工作面采动应力明显减小,有效控制了千米深井、软岩、强采动巷道大变形。最后,对下一步的研究工作进行了展望。

摘要：针对中厚煤层强采动巷道大变形及控制难问题,选取麦垛山煤矿130606工作面边界巷为研究对象,研究了中厚煤层切眼顶板人工预制裂缝卸压护巷控制技术。依据现场调查分析了6号煤层工作面运输巷变形破坏特征与原因,理论分析了顶板人工预制裂缝卸压的作用,提出了“切眼侧人工预制裂缝”边界巷控制方法。基于该控制方式进行设计并付诸于实践,取得了良好效果。