复合顶板极软煤层巷道锚杆支护技术研究

 复合顶板极软煤层巷道是围岩变形剧烈且顶板易冒落极难维护的巷道。分析该类巷道围岩破坏特点, 提出运用注浆及锚杆支护控制巷道围岩稳定、加强顶板支护强度、充分利用围岩自身承载能力的支护原理, 研究了合理的注浆、锚杆支护技术, 包括高水速凝材料注浆加固两帮、顶板采用树脂全长锚固高强度锚杆和小孔径预应力锚索加强支护及两帮树脂加长锚固锚杆支护, 并介绍一个工程实例。     

煤巷顶板厚层跨界锚固原理与应用研究

深部采动巷道围岩控制是未来锚杆支护重点攻关方向。以葫芦素煤矿3个时期的煤巷为工程背景,通过钻孔窥视分析顶板渐进破坏特征,指出组合支护协同控制不足和施工效率不高的难题。为此提出单一化厚层支护系统,采用离散元数值模拟研究不同长度锚杆支护下巷道位移和围岩裂隙的演化规律,阐明锚杆长度与围岩损伤之间的关联机制;揭示锚杆端头损伤区随锚杆长度增加发生上移并渐进弱化的厚层跨界锚固原理,研发利用长锚杆在顶板及时构建水平和垂向上均能实现应力连续传递的厚层锚固系统和跨界长锚固技术。研究成果在葫芦素煤矿21205工作面开展工业性试验,新技术显著提高煤巷掘进速度,将顶板裂隙发育深度降低至锚固区浅部0.61 m以内,有效遏制了长期存在的大范围"V"型片帮问题,控制了深部复合顶板煤巷围岩大变形。     

全长锚固锚杆在回采巷道层状顶板的工作特性

以应变锚杆为工具,对全长树脂锚固锚杆的最大锚固力及位置、锚固力沿锚杆长度的分布特征以及锚杆的最大弯矩等参数在巷道开挖阶段、开挖后、回采前及回采过程中进行全面的观测,以研究全长树脂锚杆在不同采矿阶段的工作特征.根据观测结果发现,在巷道掘进阶段,锚杆的工作特征主要受到由于巷道开挖后引起的应力重新分布的影响,应力重新分布后锚杆的工作特征与围岩的蠕变特征相一致,锚固力变化非常有限.在回采过程中,锚杆锚固力随工作面的推进而增加,当工作面推进距离锚杆1 m时,锚固力发生明显衰减,这表明连接锚杆与围岩的锚固剂已经发生破坏,导致锚杆不再对围岩移动起约束作用.另外,通过比较回采前后最大锚固力的变化,发现动荷载条件下的锚杆锚固力比静荷载条件下提高36%.根据对锚杆弯矩的观测可知,最大的弯矩发生在2种不同岩层的结合部,弯矩的大小取决于巷道顶板横向滑移的大小,回采前后弯矩增量最高达54%.由此可知,全长锚固锚杆对层状顶板具有2种主要的支护功能:第一,阻止不同水平的岩层垂直变形;第二,提供剪切阻力以阻止巷道顶板层间的相对横向变形.     

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。     

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。     

阳坡泉煤矿10号煤层回采巷道支护设计

分析了阳坡泉煤矿10号煤层的赋存条件和现有回采巷道的使用现状,确定该矿回采巷道顶板为复合顶板,巷道支护形式采用"金属网+预应力锚杆+W钢带+锚索补强"的锚固支护方式。通过理论计算得出了巷道两帮和顶板的松动破坏范围,在此基础上确定了锚杆和锚索支护参数。工程实践表明,阳坡泉煤矿10号煤层回采巷道使用过程中巷道顶帮变形小,支护形式和支护参数合理,满足综采工作面安全生产的要求。     

不同围压下软岩巷道全长锚固支护优化研究

以淮南矿区丁集矿西三采区地质条件为背景,采用FLAC3D计算软件对深井软岩巷道全长锚固支护条件下围岩稳定性进行模拟计算,获得不同围岩应力和支护强度作用下巷道围岩稳定性影响规律。得知,随着围岩应力环境增大,巷道顶帮下沉量和底板底鼓量增大,巷道顶底板变形位围岩移量变化趋势与巷道两帮变形趋势基本一致,在10 MPa围岩环境中,锚杆支护排距以800 mm×800 mm较优。研究结果可为深埋回采巷道锚杆支护的设计与施工提供了一定的参考。     

三维锚索与巷帮卸压组合支护技术原理及工程实践

煤巷锚杆支护技术在顶板较完整的简单条件下应用很成功,普通锚索的作用主要表现为将下部锚杆支护形成的锚固承载结构整体悬吊于深部围岩中,起强化支护作用,对于顶板中存在稳定岩层的煤巷,它的作用非常明显;但当巷道顶部岩层为厚及特厚松软煤层时,还未见成熟的锚杆锚索支护技术。本文首次将三维锚索应用于煤矿煤层巷道的支护中,并从力学的角度,重点论述了三维锚索的支护原理;再辅助于巷帮卸压技术,三维锚索支护技术能解决松软厚煤层、特厚煤层沿底施工一次采全厚巷道支护的难题。在实践应用中,这项技术产生了巨大的经济效益和社会效益,在类似巷道极具推广价值。     

大倾角煤层回采巷道非对称锚网索支护与实践

根据淮南矿区大倾角(25°～45°)煤层开采地质和技术条件,采用物理模拟综合分析了大倾角煤层回采巷道围岩结构特征及采用锚杆支护时的围岩变形、破坏、应力演化等力学特征,揭示了大倾角煤层回采巷道围岩力学特征非对称演化机理.研究表明,实体煤回采巷道应重点支护顶板和高帮,而留小煤柱回采巷道应重点支护顶板和低帮.基于巷道围岩力学特征的非对称性,提出并实施了大倾角煤层实体煤回采巷道和留小煤柱回采巷道的非对称锚网索支护方法.工程应用表明,非对称锚网索支护能适应大倾角煤层回采巷道围岩结构和力学特征,有效控制巷道围岩变形.     

锚固长度对深埋回采巷道支护效果影响规律

以淮南矿区潘三煤矿17102(3)运输顺槽地质条件为背景,采用FLAC3D计算软件对深埋回采巷道围岩稳定性进行模拟计算,获得不同锚固形式对深埋回采巷道围岩稳定性影响规律,并结合现场不同锚固区围岩变形实测,获得全长锚固支护对巷道围岩抗变形能力有更好的提高,全锚支护下巷道围岩变形整体增加但速率较为平缓,而端锚支护下巷道围岩变形存在急增现象,说明深埋回采巷道围岩全锚支护更有利于对巷道岩层的变形移动控制。研究结果可为深埋回采巷道锚杆支护的设计与施工提供一定的参考。     

煤柱尺寸留设与巷道围岩稳定性关系实验研究

煤柱尺寸大小影响巷道围岩稳定性,通过不同煤柱尺寸软煤巷道围岩变形与应力分布相似模拟实验,研究了不同煤柱尺寸下巷道围岩裂隙、岩层移动的演化特征与巷道围岩应力、支架载荷的分布规律,确定了巷道围岩初始扰动与临界失稳的煤柱尺寸。结果表明:软煤平巷围岩裂隙演化特征表现为两帮煤体裂隙水平扩展后的顶板裂隙产生,围岩失稳诱发点为巷道两帮上角部;当煤柱尺寸小于300 mm后,巷道两帮表现为非对称塑性破坏后顶板裂隙扩展的加剧,顶板下沉量、两帮移近量与巷道围岩应力、支架载荷变化剧烈,围岩与支架最大应力集中系数分别为2.53和1.67;当煤柱尺寸为150 mm时,煤柱两侧的巷道围岩裂隙与采区煤壁裂隙贯通,煤柱呈屈服承载状态,巷道支架载荷右侧大于左侧,巷道围岩稳定性降低;对巷道围岩稳定性产生影响的煤柱尺寸为300 mm,保证巷道围岩稳定性的最小煤柱尺寸为150 mm。     

薄层状碎裂顶板综采切眼锚固参数与锚固效果

介绍了薄层状碎裂顶板综采切眼采用螺纹钢锚杆-金属网-钢筋焊接梯子梁-锚索-槽钢梁等进行联合锚固的地质力学条件、围岩特征和施工方式,提出了该条件下锚周材料的选择原则和选择结果。运用以巷道围岩稳定性分类为基础的工程类比设计方法和以地质力学条件为基础的数值计算设计方法,给出了薄层状碎裂顶板综采切眼锚固参数的确定方法与结果。对顶板离层的监测结果表明:(1)采用的锚固方式和锚固参数能够有效地控制薄层状碎裂顶扳综采切眼的顶板变形与漏冒顶;(2)在巷道掘出后20d内,顶板岩层处于剧烈活动期,20d后趋于稳定;(3)初次掘巷后,顶板岩层的下沉量以锚杆锚固范围内的顶板下沉量为主;(4)二次扩巷后,顶板岩层所产生的下沉量以锚索锚固范围内的顶板下沉量为主;(5)联合锚固技术取得了显著的经济和社会效益。     

巷道围岩应力空间分布仿真分析

为得出巷道围岩应力空间分布特征,以圆形断面巷道为例,采用复变函数方法得出其应力解,并把映射空间解转化为巷道所在空间解后对巷道周围岩体应力场进行仿真分析,得出了巷道周围岩体应力场分布直观图,可方便直观的了解巷道围岩任意位置应力分布情况。并考虑不同半径、不同侧压系数对围岩应力场的影响,得出了:圆形巷道围岩应力峰值及其出现方向与半径无关;侧压系数小于1/3时,顶底板开始产生拉应力,大于3时两帮围岩开始产生拉应力;以及环向、径向、剪切应力及最大、最小应力的变化规律。     

深井综放面沿空顺槽超前液压支架选型研究

 支架选型是应用顺槽超前液压支架支护技术的关键。以新巨龙矿井1302工作面沿空顺槽超前液压支架选型为工程背景,分析沿空面侧向岩层结构与首采面的差异及综放面沿空顺槽支架–围岩关系。基于力矩平衡关系,建立确定沿空顺槽超前支护强度的力学模型,提出以岩层回转角为控制对象的观点;采用基本顶位态方程对沿空顺槽围岩变形进行预计,运用弹性力学理论计算煤柱及沿空顺槽实体帮的承载力,并以不发生“挤架”为原则,推导出基本顶的临界回转角为2.7°,沿空顺槽超前支护的临界强度为0.50 MPa,从而选择型号为ZTC30000/25/50的液压支架。最后,应用沿空顺槽表面位移观测结果,验证所选支架的合理性。研究结果对沿空顺槽超前支护强度的确定及支架选型具有参考意义。     

围岩承载层分层演化规律及“层-双拱”承载结构强度分析

以信湖煤矿典型深部软岩巷道为工程背景,依据巷道围岩应力变化趋势及围岩强度变化,按照深部软岩巷道四线段全应力-应变曲线划分围岩次生承载结构为"流动层-塑性软化层-塑性硬化层-弹性层"耦合承载层,塑性软化层、塑性硬化层组成塑性承载区。并根据巷道围岩承载层划分提出动态补强支护方案:一次支护采用锚网喷支护,二次补强选取浅、深孔注浆锚杆锚索联合支护,结合支护方案特点提出"层-双拱"承载结构力学模型,在极限平衡条件下对"层-双拱"承载结构进行受力分析得到其极限承载强度解析式,工程计算得到信湖煤矿一水平回风石门经"层-双拱"承载结构支护后极限承载强度可达29.30 MPa,理论验证了支护方案的可靠性。同时,现场监测结果表明:回风石门在动态补强支护后巷道围岩变形趋于平稳,巷道顶板最大下沉量仅为36 mm,两帮移近量为67 mm,巷道能够保持长期稳定。     

煤巷强帮强角支护技术模型试验研究与应用

为研究煤巷支护技术,以汾西矿区煤巷为原型进行相似模型试验。通过配比试验确定煤岩层的相似材料,设计模拟锚杆和锚索的结构形式,阐述了实现过程。建立3组模型,分别模拟煤巷在常规支护、强帮支护、强帮强角支护下的效果,对试验结果数据进行对比分析,验证煤巷强帮强角支护技术的有效性,并成功应用于工程实践。研究结果表明:(1)强帮强角支护技术能提高顶底板的竖向应力,降低帮部应力集中区的竖向应力,改善围岩应力状态,形成顶板、帮部和底板的良性作用。(2)强帮强角支护技术能减小围岩的绝对位移和相对位移。煤巷帮部相对位移大于顶板相对位移,表明帮部比顶板整体性差,易发生局部失稳。(3)强帮强角支护技术能控制裂纹的产生与扩展,防止帮部和顶板发生破坏,提高安全性。(4)新峪矿工程应用及监测表明,强帮强角支护技术具有良好的适用性。     

大厚度泥岩顶板煤巷破坏机制及控制对策研究

 针对煤巷上方大厚度泥岩顶板在开挖支护后所表现的破坏现象,通过现场观察、室内试验、数值试验、相似模拟试验及理论分析,对其变形破坏机制及控制对策进行系统研究,动态分析围岩的变形和破坏过程,研究不同支护情况下巷道变形规律、破坏机制、应力分布及不同支护手段的加固效果。得出如下结论：(1) 泥岩风化崩解、碎裂扩容与应力调整过程中的高应力拉伸与剪切共同促使泥岩顶板破裂、离层和破碎的发生;(2) 原支护缺乏对围岩性质的准确判断导致巷道破坏与支护失效;(3) 大厚度泥岩顶板煤巷支护的原则：及时封闭围岩、提高下位岩层刚度、布置斜向锚索;(4) 根据地质力学与环境条件,通过断面优化及支护参数优化能够有效避免大厚度泥岩顶板煤巷的多次翻修,实现一次支护的长期稳定。研究成果在棋盘井矿区获得全面应用,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。