淋涌水碎裂煤岩顶板煤巷破坏特征及控制对策研究

 针对淋涌水碎裂煤岩顶板煤巷支护过程中出现的围岩剧烈破坏难题,综合现场调研、煤岩试验、数值模拟、理论分析及井下试验与实测等方法,对其变形破坏机制、工字钢与锚杆(索)支护位移场的分布及煤巷动态破坏特征、顶板钻孔淋水量分区、新型防水锚固剂的锚杆(索)锚固力测试及淋涌水碎裂顶板控制对策进行系统化研究,主要研究内容及结论如下：(1) 淋涌水碎裂煤岩顶板的破坏主要是支护结构体的非整体性承载、锚杆(索)支护受钻孔淋水持续弱化失效以及顶板复合煤岩结构刚强度差异大而导致的离层综合作用的结果;(2) 研究新型防水树脂锚固剂,并通过井下淋涌水顶板锚杆(索)拉拔试验及支护后期锚索监测结果,检验防水锚固剂稳定性能;(3) 提出控制淋涌水碎裂顶板的“四位一体”控制对策,分析具体支护措施力学效应及保持顶板稳定性方面的作用;(4) 详细介绍井下运用“四位一体”综合控制系统的一典型淋涌水型碎裂煤岩顶板煤巷成功实例。研究成果可在霍州矿区进行推广应用,对类似条件巷道支护技术具有一定的理论和实用价值。     

STUDY OF DOUBLE-CABLE-TRUSS CONTROLLING SYSTEM FOR LARGE SECTION COAL ROADWAY OF DEEP MINE AND ITS PRACTICE

 针对深井大断面煤巷围岩支护过程中出现的顶帮大变形控制难题,综合现场调研、数值模拟、理论分析、井下试验及现场实测,分析围岩变形破坏特征,提出高应力大断面巷道围岩控制系统--双锚索桁架,并对其组成结构、控制机制、支护优越性、应力场分布特征、关键支护参数等进行系统化研究,得出：(1) 深井大断面煤巷围岩变形特征为：移近量大、敏感系数高、变形具有持续性及破坏针对性强;(2) 新型双锚索桁架控制系统在巷道围岩中形成厚承载层和梯次锚固体结构,提高锚固岩层抗拉(剪)强度,保障巷道围岩和支护结构的稳定性;(3) 模拟得出双锚索桁架在岩层中形成垂直顶板(帮)均匀预应力带,预应力分散度低,影响范围集中于锚索锚固点区域3～5 m处;(4) 详细介绍井下运用双锚索桁架控制系统的一典型深井大断面煤巷成功实例。研究成果在邢东矿区获得全面应用,对类似条件工程的支护技术具有一定的理论意义和实用价值。     

厚煤层无煤柱切顶成巷碎石帮变形机制及控制技术研究

为解决厚煤层切顶卸压自动成巷碎石帮控制难题,采用力学分析、数值模拟和工程试验相结合的研究方法,对厚煤层切顶成巷碎石帮变形机制和控制技术进行深入研究。通过建立动力学模型,探索成巷过程中矸体冲击的采高效应,明确厚煤层碎石帮变形受力机制和控制重点,进而提出动压防冲、缓压让位和恒压稳控的多层次控制思路。研究表明,采高增大后,空区矸体作用在挡矸结构上的冲击力和冲击能均会增加,从而形成了挡矸结构横向弯曲的启动条件,在顶板下压和侧向挤压作用下产生大变形,造成传统挡矸结构失效;工作面架后6 m范围内为主要冲击区,架设自移式动压防冲结构可将挡矸结构的个体受冲转换为集体承压,有助于耗散冲击能;矸体压实阶段为缓压过程,提出采用抗弯性更强的滑移式让位护帮结构。室内承载试验表明,该结构可保持恒载力实现与围岩协同变形,从而降低损坏率;为进一步提高碎石帮整体稳定性,设计制造波式多阻护帮结构,现场拉拔试验表明该结构性能满足支护要求,滞后工作面越远,固帮效果越显著。现场监测结果表明,新技术下围岩变形得到有效控制,碎石帮变形降低了约72%,挡矸结构损坏率降低了约85%,不仅解决了厚煤层切顶成巷碎石帮难控问题,且经济效益显著。     

无煤柱自成巷聚能切缝技术及其对围岩应力演化的影响研究

 基于切顶短臂梁理论,分析无煤柱切顶自成巷技术原理,结合柠条塔矿施工经验,总结出“支、切、护、封”四步成巷工艺。通过建立联孔聚能爆破力学模型,分析无煤柱自成巷聚能爆破机制,得出联孔爆破损伤贯通判据条件,并结合试验巷道围岩特性,进行聚能切缝关键参数设计。综合运用理论分析、数值模拟及现场实测,对无煤柱自成巷切缝前后工作面和巷道矿压分布规律和演变机制进行系统研究。结果表明,由于切缝结构面切断巷道顶板与工作面顶板岩体间的应力传递路径,改变顶板岩层结构形态,工作面和巷道矿压分布发生明显变化。切缝对工作面矿压影响有一定范围,切缝影响区内周期来压强度有所减小,周期来压步距有所增大。切缝引起的充填结构的支撑作用是造成工作面顶板压力减小的直接原因,来压控制关键层上的有效荷载减小是导致来压步距增大的根本原因。受切缝影响,碎石帮顶板岩体将经历“垮落→压实→稳定”的演变过程,充分利用采空区碎胀矸石的自承载特性和巷道围岩的协同支撑作用,可有效减小支护强度,增强巷道稳定性。     

深井复合顶板煤巷变形机理及控制对策

针对深部高应力条件下复合型顶板煤巷的大变形问题,以江西曲江煤矿为例进行了现场调查、理论分析和工业试验等研究。首先,经现场调查发现该矿表现出了典型“三高”矿井的特点,加上顶板锚索和两帮锚杆无法充分发挥作用,使整个巷道支护系统失去平衡而发生破坏。然后,研究了深部高应力工作面煤巷的力学作用,认为该力学作用是一个渐进过程,其变形动力主要来自于巷道顶板压力,底板变形大是直接导致整个巷道系统失效的重要标志;另外,根据深部高应力复合型顶板煤巷的受力特征,建议应将顶板的控制作为关键部位,尽力维护顶板的完整性,提高岩层自承能力,使支护结构与围岩能够协调地工作,并提出了以“预应力桁架锚索”为主体,以“锚杆+锚索+钢筋网等支护”为辅助的综合控制技术。实践证明：经以“预应力桁架锚索”为主体的综合控制技术支护后的巷道,其变形较原支护有明显好转;监测数据表明：经91 d后,巷道两帮的相对收敛速率小于1.7 mm/d,而且顶底板的相对收敛量大大减少,最大值为297 mm,变形速度小于1.4 mm/d,处于稳定状态。     

软弱半煤岩巷围岩的变形机制及控制原理与技术

 以广西百色东笋煤矿为工程背景,针对力学强度较低的半煤岩巷道难支护问题,采用现场调查、室内试验、岩体测试与监测、数值计算、理论分析和工业试验等手段进行变形机制和控制技术等研究。首先,通过巷道变形情况的调查发现,东笋矿区半煤岩巷呈现大变形特点,变形主要出现在巷道的两帮,以中下部最为严重;进行围岩裂隙窥视与实验室力学试验,可知,巷道岩体强度较低,遇水崩解、膨胀,松动圈可达到4 m左右。然后,分析岩煤巷道破坏的主要原因与变形特点,认为支护失效与巷道失稳的主要路径为：围岩强度较低→节理裂隙发育(外界环境及扰动作用下)→碎胀变形→应力叠加及流变→大变形;最后,分析该类巷道的支护原理,提出以“桁架锚索”为核心的“锚、网、索、梁”综合支护技术。理论分析表明关键在于帮部的支护,即桁架锚索,桁架锚索既起到力传递作用,又增大帮壁煤岩体的受力面积,提高支护刚度。根据煤岩体变形与桁架锚索受力特点,设计一种反扣装置,该装置能提高锚索桁架钢的抗弯矩能力。应用表明,该综合支护技术能发挥“固帮”“强顶”和“抑底”等作用,从而达到全方面地提高巷道的稳定性。     

深井三软煤巷锚杆支护技术研究

深井三软煤巷是地压大围岩变形剧烈的一类极难维护回采巷道。分析该类巷道围岩的层状赋存特点及软弱破碎条件,提出加固帮角控制围岩稳定、高阻让压支护限制围岩变形和强化顶板保证安全的支护原理,并研究了合理的锚杆支护技术和帮顶锚固方式,包括顶板全长树脂锚固锚带网支护与两帮角小孔径加长树脂锚固可拉伸锚杆支护技术。最后介绍一个工程实例     

厚泥岩复合顶板煤巷围岩控制技术研究

 针对首山一矿11061工作面运输平巷厚泥岩复合顶板强度低、无稳定承载结构、顶板下沉量大的问题,通过监测巷道围岩破坏及离层发育,统计巷道破坏具体形式,分析得出复杂应力条件下厚泥岩复合顶板巷道破坏的力学机制。基于普氏拱理论,结合现场具体支护和破坏状况,提出“预应力锚杆+锚索承载结构,配合原生裂隙区域注浆加固”的改进支护方案：预应力锚索(杆)形成的主、次承载结构协同作用,在两承载层间的泥岩顶板形成压缩区限制离层发展;布置倾斜锚索与垂直锚索,限制巷道顶帮角处围岩塑性区扩展,防止锚索锚固点所在岩层破断失去承载能力。依据塑性圈理论和数值模拟等手段,确定锚杆、锚索等具体支护参数,利用分区注浆加固泥岩强烈膨胀与松动破坏区域。数值模拟和现场工程实践的结果表明：与原支护方案对比,改进的支护方案巷道变形量减少约50%,巷道围岩完整程度明显提高,有效地控制了厚泥岩复合顶板变形与破坏。     

松软煤层托顶煤巷道煤柱宽度优化及控制技术

以芦沟煤矿32081工作面为工程背景,采用数值模拟和现场实测等方法,研究了松软煤层沿空掘巷托顶煤巷道的变形特征及控制技术。结果表明:不同煤柱宽度下,巷道变形量的变化幅度由大到小的顺序是煤柱帮(498 mm)、顶板(260 mm)、实体煤帮(135 mm)、底板(105 mm)。以6 m煤柱宽度围岩变形最为理想,在沿空掘巷中顶底板变形和两帮变形都是巷道变形的主要方面,而在两帮变形中,小煤柱帮变形量占76%左右,在顶底板变形中,顶板变形占80%左右,得出巷道顶煤和煤柱帮是支护的关键部位。据此,提出了高强度锚网保证围岩完整,长锚索控制顶板稳定、在帮角布置加强锚杆的帮顶协同控制综合技术。通过现场实测表明,该支护方案对于此类巷道的围岩变形量有较好的控制效果,对于类似巷道的支护技术也提供了参考和借鉴。     

深部厚顶煤巷道让压型锚索箱梁支护系统现场试验对比研究

针对巨野矿区深部高地应力厚顶煤巷道支护特点,以“先抗后让再抗”支护理念为指导,研制高强让压型锚索箱梁(PRABB)支护系统。该系统具有预紧力损失小、定量让压、支护力传递效果好、护表面积大等特点。分别以箱型支护梁和矿用12#工字钢为托梁设计了横梁、纵向单梁和纵向双梁共6种支护系统。以赵楼煤矿深部厚顶煤巷道为工程背景,利用数值试验对其支护效果进行初步分析,并在3302工作面顺槽进行6种支护系统的现场试验对比研究。现场试验结果表明：(1) 相对于原支护方案,6种锚索梁支护系统均能有效控制巷道围岩变形;(2) PRABB支护系统试验段巷道支护效果整体优于工字钢锚索梁方案,前者围岩变形量比后者小15%～25%;(3) 纵向单梁支护系统对巷道围岩的控制效果最好,纵向双梁支护系统次之,横梁支护系统相对较差。根据试验结果对钢梁不同布置方式的围岩控制机制进行分析表明：纵向单梁支护系统可有效控制厚顶煤巷道顶板关键部位的变形,调动围岩自承能力,使巷道变形得到较好控制。在深部厚顶煤巷道支护时,采用PRABB支护系统纵向单梁方案,可达到经济有效控制巷道围岩变形的目的。     

迎采动工作面沿空掘巷预拉力支护及工程应用

迎采动工作面留小煤柱沿空掘巷受邻近工作面侧向顶板破断、转动及稳定的全过程动压影响后，顶板煤体离层，小煤柱破裂，围岩稳定性急剧恶化。为了保持巷道形状，防止大变形状态下的支护结构失效成为支护的关键。常规锚杆支护、锚杆与锚索联合支护等不能维持其稳定；而预拉力钢绞线桁架系统是控制顶板离层的有效支护方式，结合高性能预拉力锚杆、M型钢带、小孔径预拉力短锚索等，形成预拉力组合支护技术，可以较好地解决该类问题。针对三河尖矿的典型试验对此作了详细说明。     

火成岩侵蚀复合顶板煤巷支护对策研究

杨庄煤矿45210工作面埋深大,顶板为复合顶板,受火成岩侵蚀,易发生突然冒顶等灾害。笔者采用数值模拟和现场观测分析方法,认为该巷道变形破坏机制为:因火成岩侵袭复合顶板倾斜煤巷,顶板煤岩层粘聚力和抗拉强度降低;巷道开挖卸荷后,在竖向应力作用下,顶板受拉破坏严重,顶板下沉量增加,引起煤帮受拉破坏,两帮移近量增加;集中应力区由巷道围岩表面向围岩深部不断转移,围岩塑性区由巷道表面向深处逐渐扩张,最终导致巷道的变形和破坏;提出了“强顶、固帮”的支护对策。现场试验表明,与原设计方案相比,新设计方案可有效控制巷道围岩变形,降低巷道变形量达50%以上,取得了良好的支护效果。     

软弱巷道围岩变形破坏综合分析

 针对软弱回采巷道变形破坏严重的问题,进行巷道围岩的岩层结构、力学参数及成分的试验研究和巷道变形破坏的实测分析。试验研究表明巷道顶底板属遇水膨胀软岩,煤层内生裂隙和构造裂隙发育,锚固可靠性差,难以形成稳定、有效的承载结构。实测分析表明巷道顶底板和两帮变形大,底鼓严重,现有的支护方式不适应围岩非线性、大变形的要求,必然导致支护失效。在试验和实测的基础上,提出锚棚联合支护的综合加固措施,并取得显著的应用效果。     

采动影响下大跨度煤巷耦合支护技术研究与应用

 为解决多次采动影响下大跨度煤巷支护难的问题,以高家梁矿20108工作面回风巷道为例,通过分析工程地质条件和工程岩体特性可知,20108回风巷道属于应力扩容膨胀型复合地质软岩,确定力学破坏机制为IABCIIBDIIIDA复合型变形力学机制,提出采用锚网索带注耦合支护方案。基于FLAC3D数值软件,对锚网索带注耦合支护方案进行数值计算,计算结果显示,与无耦合支护对比,屈服区域显著缩小,顶底板和两帮变形都得到有效控制。现场监测煤巷围岩变形表明,多次采动影响下煤巷两帮变形速率大于顶底板,表明两帮变形速率控制着20108回风巷道的使用功能。研究结果表明,锚网索带注耦合支护在采动影响下大跨度煤巷支护中取得良好的支护效果,数值计算表明,采动影响下大跨度煤巷采用耦合支护技术是可行的;现场监测结果也验证耦合支护技术的有效性和可靠性。     

超千米深井巷道围岩变形特征与支护技术

为解决超千米深井巷道支护难题,以新汶矿区深井巷道为工程背景,分析深部矿井地应力、围岩强度与结构等地质力学参数分布特征,超千米深井巷道围岩、支护体变形及破坏状况。采用UDEC数值模拟软件,研究不同支护方式与参数下超千米深井岩巷围岩变形、破坏特征与支护作用。基于实测与数值模拟研究结果,确定新汶华丰矿-1180回风大巷采用全断面高预应力、高强度锚杆与锚索及注浆联合支护加固方式。详细介绍-1180回风大巷支护井下试验,包括支护参数设计、支护材料、底板注浆锚索施工工艺及矿压监测结果。通过分析围岩位移、顶板离层及锚杆、锚索受力监测数据,评价回风大巷支护效果。井下试验表明:高预应力、高强度锚杆与锚索及注浆联合加固技术,能够有效控制超千米深井岩巷大变形,保持围岩长期稳定。最后,针对井下试验中存在的问题,提出改进意见。