基于耦合支护理论的破碎软岩巷道支护及其评价

针对红杏煤矿2#松软破碎煤层集中运输大巷顶板离层下沉、两帮移近量大、支护困难的问题,基于现场调研及耦合支护力学原理分析了巷道变形失稳的原因,得出巷道所处的复杂地质力学环境(构造发育、构造应力大)和巷道围岩自身特性(强度低、松散、破碎)是影响巷道稳定的重要因素,而破坏失稳的根本原因是支护体和围岩在强度和刚度不耦合。得出破碎软岩条件下巷道围岩耦合支护原则,并对巷道合理的支护方式及支护参数进行了设计,运用数值模拟对其进行了评价;现场工业试验结果表明,两帮移近量最大为250 mm,顶底板移进量最大为650 mm。     

破碎顶板巷道失稳原因与注浆加固支护技术研究

以13102运输联巷为工程背景,通过现场调研和理论分析,研究了巷道变形失稳原因和注浆加固支护技术。结果表明,由于围岩强度低以及构造等原因导致13102运输联巷顶板较破碎。引进高压注浆及锚网索支护技术后,提高了巷道顶板岩体的完整性,顶底板移近量控制在60 mm以内,两帮移近量控制在70 mm以内。     

综放跨采巷道棚-索耦合协同支护技术

芦岭煤矿Ⅱ82运输上山受上方Ⅱ927综放工作面跨采影响且巷道围岩比较破碎,通过分析巷道围岩失稳机理得出了导致U型钢支架结构失稳的原因及锚索支护合理位置,提出了棚-索耦合支护技术方案;利用U型钢支架形成的基本承载结构,通过壁后充填注浆实现了破碎围岩与U型钢支架的第一次耦合,再根据巷道围岩的变形特征和U型钢支架的结构失稳类型,通过合理布置结构补偿锚索实现支护结构补偿,使U型钢支架与锚索形成二次耦合支护,进而提高支架的整体承载能力和支护结构的稳定性,在整个跨采期间巷道顶底板移近量累计475 mm,两帮移近量累计206 mm。     

复合顶板松软煤层巷道破坏机理及高预应力支护技术

针对崇升煤矿采区巷道顶板为复合顶板,两帮强度低,传统棚式支护难以控制围岩变形量大这一问题,基于实验室力学性能测试及巷道围岩控制理论,采用理论分析及数值模拟计算的方法,对复合顶板松软煤层巷道的破坏机理及高性能预应力支护体系进行了研究,得出了巷道围岩连锁失稳、破坏机理及其相关解决技术。现场工业性试验表明,采用高性能预应力支护技术后,顶板下沉量为43 mm,两帮移近量为115 mm,离层量控制在33 mm以内,效果良好,得出高性能预应力锚杆支护可以较好控制复合顶板松软煤层巷道的围岩变形,提高巷道的整体稳定性。     

大断面巷道联合支护效果分析

以盛泰煤业15201工作面回风巷支护设计为背景,通过运用数值模拟和现场实测相结合的方法,对“锚杆+锚索+钢带”联合支护下大断面巷道围岩移近量进行了分析,数值模拟结果顶底板最大移近量为104.1 mm,两帮移近量最大为99.4 mm;现场实测顶底板平均移近量为71.25 mm,两帮平均移近量为89.75 mm,和数值模拟基本吻合。充分说明“锚杆+锚索+钢带”的联合支护设计对保证大断面巷道围岩稳定性效果显著。     

深井软岩巷道二次锚网索支护技术

为解决超化煤矿深部软岩巷道支护难度大的问题,采用数值模拟、理论分析和现场观测相结合的方法分析了巷道原支护失稳的主要原因,被动支护不能适应深部高应力软岩巷道围岩的变形。在此基础上提出了控制深部软岩巷道围岩变形的高强稳定型二次锚网索支护技术,其中第一次高强预应力锚网支护及时加固巷道围岩,并与围岩共同形成有效承载结构,第二次锚索补强支护提高支护承载结构的稳定性和承载能力。结果表明:采用二次锚网索支护技术巷道顶底板最大移近量为73mm,两帮最大移近量仅为51 mm,顶底板平均移近速率约1.62 mm/d,两帮平均移近速率约1.13mm/d,有效控制了深井软岩巷道变形。     

深井软岩煤层巷道锚网索耦合支护研究

针对河南某煤矿140703综放工作面回风巷深井软岩巷道的地质特点,结合锚网索耦合支护相关理论研究成果,采用理论计算和数值模拟的方法确定了巷道锚网索初次耦合支护参数和二次耦合支护参数。现场实测结果表明:巷道两帮最大移近量147 mm,顶底板最大移近量87 mm,巷道围岩变形量小,锚网索耦合支护能有效控制巷道围岩变形,其支护效果良好。     

浅埋煤层大断面巷道支护技术优化

鑫基煤业2号煤层回风大巷采用锚杆、锚索、钢筋网、钢筋托梁联合支护,巷道掘巷期间围岩出现明显的失稳破坏现象,通过分析,发现原有支护方案支护强度不足,将顶板和两帮锚杆改为规格为D22 mm×2400 mm的螺纹钢锚杆,适当增加锚杆锚索的支护密度,现场应用后进行围岩位移监测,采用优化支护方案后的回风大巷两帮最大移近量为43 mm,顶底板下沉量最大为67 mm,回风大巷围岩变形得到了有效控制。     

松软煤帮巷道破坏机理及高强预应力支护技术

根据五一煤矿采区巷道两帮强度低,围岩变形量大的问题,基于弹塑性力学及巷道围岩控制理论,采用理论分析及数值计算的方法,对松软煤帮巷道的破坏机理及高强预应力支护体系进行了研究,得出了巷道围岩连锁失稳、破坏机理及其相关控制技术。工业性试验表明,采用高强预应力支护技术后,顶板下沉量为59 mm,两帮移近量为230 mm,离层量控制在25 mm以内,可以较好控制松软巷帮的变形及顶板的离层变形,提高巷道的整体稳定性。     

大断面复合顶板回采巷道锚网支护技术

针对某煤矿大断面复合顶板回采巷道具体地质条件,采用理论分析和现场实践相结合的方法,对大断面复合顶板巷道支护方式进行了研究分析。理论分析得出,增大支护阻力Pb,可以控制巷道围岩塑性区的发展,而肩部和底角是巷道受力大、最容易破坏的位置。计算得出,巷道围岩最大破坏范围最大为1.39 m,结合现场实际确定顶板锚杆采用Ф20 mm的螺纹钢锚杆,长度为2.5 m,间排距为1 000 mm×900 mm。现场实测得出,工作面巷道顶底板移近量累积最大为108 mm,两帮移近量累积最大为98 mm,巷道顶板最大离层量为55 mm,支护效果良好,研究成果可为其他矿区大断面复合顶板煤层开采提供依据。     

大断面全煤回采巷道支护优化

郭庄煤矿3312工作面运输巷为大断面全煤巷道,采用秦巴列维奇理论,分析了全煤巷道围岩破坏特征。针对原有支护条件下,巷道失稳变形严重,通过对支护参数进行优化,最终巷道顶底板最大移近量为185.2 mm,两帮最大移近量为50.2 mm,对巷道围岩起到了良好的控制作用,满足了巷道安全使用要求。     

镇城底矿软弱顶板煤巷支护技术研究

为了解决深部软岩巷道围岩变形大的问题,先对原支护方案下巷道围岩变形进行分析,发现原支护下顶底板相对位移量868.5mm,两帮移近量达到725.2mm,根据变形情况给出锚杆+锚索优化支护方案。对优化支护方案进行分析,发现优化后顶底板移近量达到131.36mm,较原支护方案下降83.49%,两帮移近量为85.25mm,两帮移近量下降了86.79%。对优化方案进行应用分析,得出随着监测天数的增大,此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势,巷道底鼓量最大值为226.3,巷道的两帮移近量为364.1mm,顶底板移近量为443.3mm,较原支护方案变形量得到一定控制,为巷道稳定性做出贡献。     

残煤复采区域破碎软岩巷道变形机理及控制

为了探讨残煤复采区域松软破碎巷道合理的控制方法,以山西梅园许村煤业2#煤层集中轨道巷为研究对象,采用现场调查、数值模拟和理论分析方法,提出了"散体-块体"结构模型,探讨了残煤复采条件下巷道变形机理、围岩控制原则及支护参数,通过理论计算及工业试验对该支护进行了评价。研究结果表明:初次回采后再生顶板可近似为"散体-块体"结构模型;顶板块体易发生剪切滑移和脱落,表现为巷道顶底板易成为破坏失稳的关键部位,使两帮承受更大载荷而发生片帮破坏;巷道支护破坏的根本原因是支护体和围岩的强度和刚度不耦合。现场工业试验表明,在支护完成60d之后,巷道围岩的变形趋于稳定,两帮移近量最大为220mm,顶底板移进量最大为540mm。该支护方式有效地解决了残煤复采后松软破碎围岩巷道的支护问题。     

深井巷道两帮锚固体作用机理及稳定性分析

通过对深井巷道两帮锚固体破坏特征及作用机理分析,锚固体最大破坏部位在两帮偏中上部,两帮锚杆支护的作用就是使锚杆与锚固范围内岩体相互作用形成锚固承载结构体.把深井巷道两帮锚固体失稳分为压裂失稳和剪切失稳,两帮锚固体首先失稳形态为压裂失稳,建立了巷道两帮锚固体2种失稳条件下的稳定性力学模型,提出了锚杆、锚索耦合支护方案,并对试验巷道两帮稳定性进行了力学计算、数值分析及现场观测,回采巷道两帮采用支护设计方案后,两帮收敛量减小,最大移近量124 mm,控制在合理范围内,两帮围岩稳定,支护效果显著.     

厚煤层大断面胶带运输大巷强顶弱帮围岩控制技术

针对五里堠煤业下组煤(15号煤层)集中胶带运输下山在原有支护方式下巷道两帮围岩变形量大的问题,确定采用浅孔注浆+深孔注浆+锚索的补强支护方案,现场应用表明:补强支护方案实施后,顶底板的最大移近量为90 mm,两帮最大移近量为170 mm,有效解决了巷道两帮变形量大的问题,保障了巷道围岩的稳定。     

大倾角煤层软岩煤巷支护技术研究及其应用

以李子垭南二井3102工作面回采巷道支护为研究对象,通过物理相似模拟实验,找到了松软顶板以及坡顶煤部位支护失效导致巷道变形破坏的主要原因,并从提高支护强度和整体支护结构体稳定性角度出发,提出"锚杆锚索+金属网+W型钢带+喷浆"联合支护方案,对围岩极松软破碎段巷道采用大托板加强支护。矿压观测结果表明:采用联合支护方案后,顶底板移近量最大104mm,坡顶煤部位移近量最大96mm,两帮移近量最大72mm,巷道顶角移近量最大81mm,有效地解决了大倾角煤层软岩煤巷的支护问题。     

软岩巷道顶板锚杆锚索联合支护参数优化研究

为了解决深部软岩巷道围岩变形大的问题,以木瓜矿10-206工作面为工程背景,对原支护方案下巷道围岩变形进行分析,发现原支护下顶底板相对位移量868.5mm,两帮移近量达到725.2mm,根据变形情况给出锚杆+锚索优化支护方案。对优化支护方案进行分析,发现优化后顶底板移近量达到了131.36mm,较原支护方案下降了83.49%,两帮移近量为85.25mm,两帮移近量下降了86.79%。对优化方案进行应用分析,得出随着监测天数的增大,此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势,巷道底鼓量最大值为226.3mm,巷道的两帮移近量为364.1mm,顶底板移近量为443.3mm,较原支护方案变形量得到一定控制,为巷道稳定性做出贡献。     

软岩巷道锚注加强支护技术

软岩巷道易发生塑性变形和剪切破坏,出现底鼓、顶板下沉和两帮内挤,无法满足正常使用,为提高巷道围岩支护强度,采用锚注加强支护技术对巷道进行加固,用数值模拟软件分析并结合现场实际测量,结果表明:距工作面超过80 m后,顶底板移近量趋于100 mm,两帮移近量趋于120 mm。现场工业性试验结果表明,锚注加强支护技术不仅提高了支护结构的整体性和承载能力,而且增强软岩巷道围岩本身强度。     

孤岛煤柱下破碎软岩巷道支护技术研究

为解决孤岛煤柱下破碎软岩巷道支护困难的问题,针对许疃煤矿82联络巷地质条件和巷道变形破坏特征,分析巷道失稳破坏的原因,提出了棚-索协同支护+全断面注浆加固+底板高强锚网索支护的全断面联合支护技术。结果表明:该支护技术能减小巷道围岩塑性区和低应力区,并能改善U型钢支架受力状况。82联络巷围岩变形在25 d后趋于稳定,两帮移近量最大为58 mm,顶底板移近量最大为35 mm,有效控制了巷道围岩变形,保证了巷道长期正常使用。     

大断面巷道交叉处围岩支护设计

大断面巷道交叉处围岩变形控制是现代大型煤矿生产环节中的重大难题之一。王庄煤矿9101回风巷车场和胶轮车大巷2都属于矩形大断面巷道,通过理论分析和现场实测对巷道交叉位置围岩变形特征和控制参数进行研究。结果表明,顶板和巷道锐角拐角处由于应力集中系数高,围岩稳定性较差,岩体较为破碎;以此为基础设计的锚网索支护方案现场实施后,两帮移近量最大为15 mm,顶板下沉量最大为14 mm,控制效果较好。