不稳定厚层泥岩顶板大跨度切眼围岩控制及支护技术研究

 针对福城煤矿1302南切眼跨度大，顶板厚层泥岩破碎范围大、破坏严重，普通锚网支护技术对该类巷道围岩控制指导意义不大，为此本文提出了不稳定厚层泥岩顶板条件下大跨度切眼围岩内外承载结构控制原理，形成了高强锚杆（索）、高锚固点（大锚固范围）及高承载结构的“三高”支护技术，确定了以高强度长锚杆、加厚“W”钢带、钢筋网、高预应力长锚索梁及单体支柱的联合支护形式，确定该切眼采用3.0m长、单轴抗拉强度达600MPa 的高强度锚杆配合6.2m长锚索配双页加厚“W”钢带支护顶板，实现了巷道围岩的稳定控制。矿压观测表明，巷道围岩控制满足安全生产要求。     

泥岩顶板大跨度开切眼围岩控制及支护技术

针对福城煤矿1302南工作面开切眼跨度大,顶板厚层泥岩破碎范围大、破坏程度严重,巷道维护困难的问题,提出了厚层不稳定泥岩顶板条件下,大跨度开切眼围岩内外承载结构控制原理,形成了高强锚杆、高锚固点及高承载结构的"三高"支护技术,确定了以高强度长锚杆、加厚W钢带、钢筋网、高预应力长锚索梁及单体支柱的联合支护形式,确定该开切眼采用长3.0 m、单轴抗拉强度600MPa的高强度锚杆,配合6.2 m长锚索配双页加厚W钢带支护顶板。结果表明:支护参数优化后巷道两帮最大移近量400 mm,顶板最大下沉量160 mm,底鼓量50 mm,巷道基本保持稳定。     

厚层复合顶板煤巷锚杆支护技术研究

为了解决顾北矿1312(1)综采面厚层复合富水顶板条件下巷道锚杆支护难题,根据煤巷锚杆支护围岩控制机理,锚杆支护巷道的围岩强度强化理论,高预应力、高强及超高强锚杆与锚索支护技术,提出了厚层复合富水巷道锚杆支护方案。工程实践表明,顶板和两帮采用2.5 m长高预应力、高强锚杆,顶板采用6.2 m锚索配合槽钢组成锚索梁结构支护,充分调动深部围岩承载能力,主动控制巷道围岩并形成稳定的承载结构,缩小了围岩塑性流动区的范围,达到了预期的支护效果。     

软弱泥岩顶板开切眼变形破坏与稳定性控制

为解决软弱泥岩顶板开切眼存在的支护难题,以潞安集团华亿五一煤业11101工作面开切眼为工程背景,采用现场调研、理论分析等方法分析,得出结论:开切眼围岩稳定性主要影响因素有软弱泥岩顶板、煤体结构、泥化底板、大断面及应力扰动。然后结合实际地质生产条件,提出了"高强锚杆支护+大直径锚索支护"为核心的控制技术,并阐述了其控制机理。工程实践表明,该项技术能够有效控制软弱泥岩顶板巷道围岩变形破坏,确保巷道稳定。     

厚层泥岩顶板回采巷道变形特征及支护技术研究

为解决厚层泥岩顶板回采巷道支护难的问题,通过理论分析、现场调研及钻孔窥视,得出厚层泥岩顶板条件下锚杆索在锚固范围内无可靠的硬岩作为锚固承载层,强度低且易破碎,提出了锚杆+网+M型钢带+锚索梁联合支护方案。采用数值模拟软件FLAC3D对回采巷道在原有支护和设计支护情况下围岩变形情况进行数值模拟,结果表明,设计支护能有效控制巷道围岩变形。工业性试验表明,正常情况下顶板离层最大值在100 mm左右,最小值为0 mm,均值为36 mm。     

泥质胶结砂岩切眼顶板支护结构稳定性分析

以万利一矿综采207工作面切眼遇泥质胶结砂岩条件为背景,通过力学理论分析和现场实践对泥质胶结砂岩切眼顶板支护结构稳定的工程安全问题进行分析,并基于层状梁结构模型分析切眼顶板锚索悬吊承载稳定性。结果表明:泥质胶结砂岩顶板呈现层间黏结力差,易发生错动离层的失稳特征,顶板锚杆锚固支护对层间错动起到抑制作用,锚索悬吊能够提供可靠支护反力和减小顶板跨度,并对顶板锚固体的稳定性起到增益作用。结合现场条件提出"预应力钢锚杆+钢筋网+锚索+钢带+顶板疏导水"的切眼巷道支护对策,现场工程实践表明切眼巷道顶板控制效果良好且满足安全生产要求。     

复合软岩巷道长短锚索层次控制技术及实践

为解决复合软岩巷道变形难题,以成庄矿53181巷为工程背景,采用理论计算的方法确定巷道围岩4个承载层的范围,并分析锚杆(索)锚固系统失效的本质原因.基于4个承载层的范围,提出长、短锚索层次控制技术,建立长、短锚索层次控制力学模型,对比分析锚杆(索)和长、短锚索层次控制下的围岩位移特征曲线,从理论角度揭示长、短锚索层次控制复合软岩顶板围岩变形的机理:短锚索预紧力、刚度高,对浅部离层敏感,可有效增强浅部破碎围岩的强度参数,控制围岩浅部早期变形;长锚索锚固段位于岩层弹性范围内,安全性高,其可用变形较大,较好适应复合软岩巷道释放的变形;同时,长、短锚索锚固段分布位置不同,有利于分散围岩内部的受力,从而提高预应力的扩散效果.长、短锚索层次支护技术在成庄53181巷进行工业性试验,试验结果表明:锚索受力稳定,顶板下沉量仅为原支护参数下的29.4％,浅部和深部离层均未超过50 mm,长、短锚索支护系统与围岩耦合充分,有效控制了围岩流动层及塑性层的进一步扩展.     

上行开采顶板煤巷围岩稳定性控制技术研究

针对淮南矿区煤层群上行卸压开采被保护层回采巷道围岩控制的技术难题,采用数值模拟和物理模拟方法研究了下部煤层卸压开采后项板巷道应力场和裂隙场时空演化规律,以及卸压开采动压影响条件下,复合顶厚度小于锚杆锚固范围、复合顶厚度与锚杆锚固范围相当、复合顶厚度大于锚杆锚固范围时巷道变形破坏规律,结果表明:下伏采动和巷道掘进形成的叠加应力决定巷道围岩应力分布和裂隙演化特征,锚杆支护能够优化围岩的应力场和裂隙场,保证围岩整体结构稳定;复合顶厚度大于锚杆锚固范围的巷道安全状况最差,巷道变形破坏最严重.在此基础上提出了保障顶板安全、加固两帮、强化关键区域、增大锚固范围的控制原则,给出了以新型“三高”锚杆为基础的立体式锚索梁承载结构组合支护技术,并成功应用于工程实践,取得了良好的支护效果.     

城郊煤矿深部巷道围岩破坏机理及主动控制技术

针对城郊煤矿深部软岩巷道变形严重的工程问题,分析了深部巷道围岩稳定性关键影响因素及其作用机制,研究了深部巷道围岩大变形及底鼓机理,对深部巷道围岩进行了地质特征分类。提出了针对岩巷采用的高预紧力、高强度、高刚度和高锚固点即"四高"锚杆支护、注浆锚索加固支护结合底板卸压的联合支护技术,以及针对厚层泥岩顶板煤巷采用的梯次支护技术,并在南翼轨道大巷和21105上巷进行了工业性试验。矿压观测结果表明,巷道表面变形量较小,支护效果较好。     

巨厚复合顶煤特大断面全煤大巷支护技术

 通过分析前期辅运大巷支护体系及施工后存在的问题,总结类似大断面巷道变形破坏规律,认为大断面巷道由于其跨度比较大,顶板层厚不稳定,层理发育,分层之间粘结力小,巷道开挖后顶板极易离层和破裂,难以形成承载结构。据此特提出组合层支护的方法,通过锚杆支护层、锚索支护层及喷浆支护层的层内及层间组合达到理想的围岩控制效果。运用此理论进行锚杆支护设计并在现场进行试验,矿压监测结果表明此支护系统成功地控制了大断面煤巷围岩的强烈变形,保持了巷道的稳定。     

高应力泥岩顶板巷道围岩失稳特征及控制分析

通过对高应力泥岩顶板回采巷道破坏特征、力学变形机制及失稳原因分析,建立了回采巷道锚杆-锚索支护区变形协调方程,提出了高应力泥岩顶板回采巷道围岩控制关键技术,确定了预留断面高强预应力锚杆-锚索协调变形支护方案,并对设计方案进行了数值计算与工业性试验。结果表明:高应力泥岩顶板巷道表现为顶板破碎严重及离层量大、两帮呈非对称收敛变形与底鼓量大的特征;高应力及泥岩顶板软弱围岩是巷道围岩产生破坏的内在原因,锚杆-锚索支护强度过低及锚杆-锚索支护区非协调变形则是巷道围岩破坏失稳的外在原因;古汉山矿13051回采巷道围岩为高应力-节理化-膨胀性复合型(HJS)软岩,为Ⅰ_(AB)Ⅱ_(AB)Ⅲ_(ABD)复合型力学变形机制,采用设计支护方案后,巷道围岩变形能利于释放,围岩压力减小,锚杆-锚索受力均匀,巷道围岩变形保持在可控范围内,预留断面高强预应力锚杆-锚索协调变形支护利于巷道围岩稳定。     

深埋复合顶板煤巷破坏特征及跨界锚注分级连续化支护技术

为解决深埋复合顶板巷道围岩大变形的问题,以新安煤矿3205工作面材料巷为工程背景,采用现场分析与UDEC数值模拟相结合的手段,分析了复合顶板巷道变形破坏特征及其影响因素,基于巷道顶板厚层锚固原理,提出了跨界锚注分级连续化支护技术方案,通过现场监测和模拟结果验证了新方案的可行性。研究表明：初期支护强度对巷道的维控至关重要,优化后的支护方案有效控制了巷道围岩变形,顶板及两帮变形量分别降低了64%和63%;并且大幅抑制了围岩裂隙发育,最大裂隙深度由9.56 m降低至3.26 m;新支护方案构建了顶板厚层稳固的锚固岩梁结构,可以维持巷道长期稳定承载。     

特厚煤层综放工作面大断面切眼支护技术

为了解决塔山煤矿综放工作面跨度10 m切眼的支护难题,采用理论分析、数值计算方法确定了大跨度切眼的支护形式为高强度锚杆、组合锚索、W钢带、金属网、混凝土联合支护,以形成群锚封闭效应,维护切眼巷道围岩的稳定性和安全性。试验中锚索锚固力达140~160 kN,锚固区内顶板最大离层值7 mm,顶底板移近量最大值38 mm,试验结果表明,设计提出的锚杆-组合锚索-混凝土支护提高了支护结构的整体承载力,有效控制了切眼巷道围岩的变形,保证了大断面切眼的安全使用。     

斜顶软煤回采巷道围岩再造承载层控制机理研究

基于对倾斜煤层回采巷道断面形状、布置方式及失稳机制分析,进行了斜顶巷道基本支护力学计算,建立了斜顶巷道围岩再造承载层力学模型,确定了斜顶巷道再造承载层围岩稳定性影响因素,提出了斜顶巷道围岩再造承载层控制原则与控制技术,最后进行了数值模拟与现场试验。结果表明:倾斜煤层沿顶回采巷道顶煤体积减小,岩层顶板裸露,表层压力减小,但拱脚局部压力增大与松软煤体承载力降低易导致围岩失稳;斜顶巷道失稳分为两帮挤压流动失稳和顶板压缩错动失稳2种形式,两帮再造承载层位置越高、深度越长及顶板倾角越大,巷道围岩越稳定;斜顶巷道围岩再造承载层控制原则为基本支护控制浅部围岩、特殊锚杆锚固软弱煤体与再造承载层体强化的三体协同,采用设计三体协同支护方案后,顶板及两帮变形量受控,支护效果显著。     

断层破碎带区域注架锚交互承载壳原理及应用

针对某矿南一轨道运输上山过F14断层带破碎软弱围岩巷道支护难题,提出了注架锚交互承载壳原理,即先采用超前预注浆将松散破碎围岩固结密实,为锚固支护提供良好的锚固基础;及时采用被动形式的U型钢棚支护形成松散围岩巷道支护的刚性承载壳,在此基础上采用长锚杆、锚索主动支护进行二次强化加固;形成松散破碎围岩巷道的内部小范围的"注架锚"交互承载壳,即由各种支护技术组合形成的承载壳来承载围岩变形载荷,有效维护巷道的长期稳定性。试验5个多月两帮最大移近量达216 mm,顶板最大下沉量120 mm,有效维护了巷道的长期稳定性。     

深埋大断面开切眼大厚度泥岩顶板冒顶机理及其梯次支护技术研究

针对深埋大断面开切眼大厚度泥岩顶板易发生冒顶的问题,以张家洼煤矿9 m宽的大断面开切眼为研究对象,采用室内试验、现场实测、理论分析及数值模拟等研究了该类巷道的围岩变形破坏特征与应力场分布特征,揭示了冒顶机理,并提出了锚网梁+长短锚索的梯次主动支护与单体柱+木垛的联合被动支护相组合的协同控制技术。结果表明:发生冒顶的内在原因是直接顶的大厚度泥岩强度低,外在原因是水对泥岩的崩解破坏、单体柱反复加卸载的疲劳损伤以及深部高应力,主要原因是支护参数不合理。通过梯次支护中9.3 m的短锚索与锚网梁将顶板中下部的软岩有效组合在一起,形成一个具有承载作用的锚固体,且受力均匀;通过梯次支护中12.3 m的长锚索将该锚固体悬吊于深部稳定岩层。再配合该联合被动支护的有效支撑与信号作用,协同实现该条件下巷道围岩的有效控制。采用梯次支护技术后,1305开切眼围岩稳定性显著提高。     

大采高切眼煤巷支护参数合理性力学分析

为了有效控制大断面复合顶板大采高开切眼围岩稳定,根据白龙煤矿2-1101大采高综采工作面开切眼的特点提出了支护结构及参数。为验证支护参数的合理性,分别建立了煤巷稳定性分析模型,提出巷帮稳定状态准则。对于巷道两帮失稳状态准则为锚固体内锚杆的应变量不能超过其极限应变量。对于巷道顶板失稳的一种形式是剪切面上的下滑阻力F不足以克服下滑的剪力V,出现剪切破坏;另一种形式为顶板岩石发生压缩破坏。根据开切眼两帮和顶板稳定性的力学计算分析模型,研究结果表明白龙煤矿大采高开切眼的顶板和两帮均处于稳定状态。     

大松动圈下锚固承载层支护效应的弹塑性解

对于大松动圈围岩巷道,锚杆和围岩共同作用在松动圈内部形成了“锚固承载层”。为研究大松动圈下“锚固承载层”对巷道围岩应力分布的影响,通过理论推导和实例分析,认为“锚固承载层”在极限平衡状态下对塑性区提供的支护强度[pid]由锚杆支护强度[pi]和锚固承载结构强度两部分组成,根据支护强度[pi]和锚固层厚度b的关系提出了“锚固界限厚度”概念。对于松动圈外的围岩,将巷道周边的应力分布进行了重新计算并与传统的Finner-Kastner解进行了比较。研究表明：承载结构在巷道稳定性控制中占据主导作用,支护强度和承载结构协调作用更有利于巷道维护,修正Finner-Kastner解可为深部巷道围岩支护机理研究以及巷道支护参数设计提供理论依据。     

薄基岩含泥岩夹层顶板9.5m宽切眼支护技术研究

不连沟煤矿9.5m宽切眼顶板含泥岩夹层并少量渗水,宽切眼顶板面临支护难题.分析了宽切眼上覆岩层结构和巷道围岩结构的稳定性,研究了薄基岩含泥岩夹层切眼顶板支护技术,提出了采用工字钢托梁、单体液压支柱及顶板打超前钎杆补强支护,并在切眼顶板中部大小断面接茬处对工字钢托梁进行搭接处理的支护设计方案.现场实测表明,该支护方案能有效控制9.5m宽切眼围岩的变形.     

特厚煤层大断面复合顶板煤巷支护技术

针对某矿辅助运输大巷变形严重、返修量大的支护难题,对巷道顶板复合结构变形机制进行了力学分析,揭示出巷道顶部锚固层厚度、顶板软弱夹层与锚固区相对位置及锚杆(索)预应力是影响此类巷道稳定的重要因素;运用FLAC3D数值模拟软件对不同支护参数的控制效果进行了研究,结合现场生产地质条件综合确定了"高强高预应力锚杆(索)+金属网+W型钢带+喷射混凝土"联合支护方案。现场实践表明,巷道顶底板移近量以及两帮移近量明显减少,围岩变形得到了有效的控制。