大变形巷道顶板可接长锚杆支护系统性能研究

为解决大变形巷道支护成本高、效果差的技术难题,研发了一种新型可接长锚杆。针对大变形巷道顶板变形破坏特征进行研究,对比分析了普通锚杆、传统锚索及可接长锚杆的受力与变形特性,构建了围岩-支护系统本构模型,提出了顶板可接长锚杆支护系统,并应用于五家沟煤矿5203回风巷道,有效地控制了顶板的持续变形。结果表明:4 m可接长锚杆的最大延伸量为685 mm,破断载荷为195 kN,在充分发挥高延伸性的同时,保证了较高的支护阻力;顶板可接长锚杆支护系统后期的稳定性及支护强度均大于顶板锚索支护系统。现场监测表明,采用可接长锚杆支护系统维护的顶板,下沉量减小了33%以上,支护强度在160~180 kN的可接长锚杆的比例可达87.5%,实现了强力支护与有效让压。     

深井大变形巷道可接长锚杆支护技术

为了解决深井大变形巷道顶板下沉量大、顶板持续变形的问题,在赵固二矿11021工作面上顺槽进行了顶板岩层移动规律研究,结果表明:深井大变形巷道顶板变形量大、持续时间长,现有巷道锚杆和锚索联合支护方式对顶板变形的控制作用有限。通过可接长锚杆拉伸试验详细分析了可接长锚杆的力学性能,得出可接长锚杆高延伸性能更能适应围岩变形,据此,提出了可接长锚杆支护技术。在赵固二矿11021工作面上顺槽的工业性试验也表明,使用可接长锚杆支护技术后,顶板变形量比原支护方案减少了20%左右,顶板围岩从开挖到稳定的时间缩短了40%,且顶板变形稳定后顶板下沉速率较原支护方案明显降低,可接长锚杆支护效果良好。     

顶板可接长锚杆耦合支护系统性能研究

针对大变形巷道顶板支护系统中锚杆与锚索受力和变形不协调的问题,研发了一种新型可接长锚杆。在对普通锚杆、锚索及新型可接长锚杆拉伸试验和力学分析的基础上,结合大变形巷道顶板围岩的变形破坏特征,提出了大变形巷道顶板可接长锚杆耦合支护系统,建立并分析了可接长锚杆耦合支护系统与锚索耦合支护系统的本构模型。研究表明:当巷道顶板变形量超过锚索最大延伸量时,锚索耦合支护系统中锚索由于延伸率低,过早于普通锚杆达到延伸极限而破断,而可接长锚杆能与普通锚杆在受力和变形2方面协调同步地支护顶板围岩;可接长锚杆能够提高顶板围岩的自承性能,并在保证较强支护力的同时提供更大的让压距离。可接长锚杆耦合支护系统成功应用于赵固一矿11031巷道试验段中,顶板变形量比原支护方案减少了20%左右,顶板围岩从开挖到稳定的时间缩短了33%,且顶板变形稳定后顶板下沉速率较原支护方案明显降低。     

深部高地应力巷道围岩支护技术分析

对某矿西盘区底板深部高地应力巷道表面位移进行监测,监测结果表明,巷道围岩出现非线性大变形、锚索破断及支架扭曲变形等现象。利用FLAC~(3D)对巷道围岩进行数值模拟,得出高地应力巷道围岩变形属于给定变形,巷道支护体不仅要提供足够的支护强度,还必须适应高地应力巷道大变形。据此提出可接长锚杆协调支护技术,使稳定后顶板下沉量和两帮相对移近量在可控区间,得到预期的支护效果。     

特厚煤层回采巷道顶板锚杆-长锚杆协同支护研究

为解决特厚煤层回采巷道顶板下沉大、易冒顶的难题,提出了锚杆-长锚杆协同支护思想,采用实验室试验对比分析了长锚杆和小孔径预应力锚索的力学特性,结合数值模拟方法对比研究了锚杆-锚索联合支护与锚杆-长锚杆协同支护对厚煤层巷道顶板的支护效果,并在南阳坡煤矿4103顺槽进行了工业性对比试验。结果表明,锚杆-长锚杆协同支护技术能够适应巷道顶板大变形,有效防止锚索破断导致的巷道冒顶。     

复合顶板条件预应力锚网支护技术研究及应用

陕西火石咀煤矿主要开采4-2号煤,8602工作面顺槽沿煤层底板掘进,顶板围岩松软破碎,为煤岩复合顶板,支护难度较大。矿山原采用全螺纹钢锚杆进行支护,在支护过程中顶板下沉量大,两帮变形严重,巷道返修率极高。研究改用高强扭矩应力锚杆结合W钢带和鸟窝锚索支护后,有效保证了巷道的支护效果。试验应用结果表明,与原来直径22mm的全螺纹钢锚杆相比,采用直径18mm的高强锚杆和鸟窝锚索支护可以有效地控制巷道围岩变形,减少了巷道翻修量,创造了良好的社会效益及经济效益。     

基于主应力方向改变的深部沿空巷道非均匀大变形机理及稳定性控制

针对赵固二矿11030运输巷在掘进期间出现围岩非均匀大变形导致支护体支护失效的问题,采用理论分析、理论计算、数值模拟和现场试验等综合研究方法,研究了采空区侧方围岩主应力场方向的变化规律,及其对沿空巷道围岩塑性区分布形态的影响机制,揭示了深部沿空巷道非均匀大变形机理。研究结果表明:采空区侧向围岩应力场的主应力方向会发生显著变化,导致深部沿空巷道围岩形成非均匀塑性区,同时在主应力集中及支护体延伸性能弱等主要因素的共同影响下,深部沿空巷道出现非均匀大变形。在此基础之上,提出了以围岩塑性区形态为支护设计基础的、采用可接长锚杆代替普通锚索的深部沿空巷道冒顶控制技术;并在11030运输巷进行了现场试验,采用可接长锚杆支护后的顶板最大下沉量由927 mm降低为431 mm。     

大断面厚顶煤回采巷道锚杆索协同支护技术研究

以大断面厚顶煤巷道的围岩破坏机理为依据,采用FLAC~(3D)数值模拟计算,对传统联合支护和锚杆索协同支护的围岩变形、塑性区分布等进行了对比分析。结果表明:单纯增加锚索的局部支护密度对顶板支护意义并不大,支护过程中应重视顶板锚索的均匀布置,使得锚杆、索充分发挥协同支护作用;研究发现锚杆、索协同支护体系可以将锚杆、索等支护构件的锚固作用最大化,节省支护成本,并有效改善围岩的变形状况,防止巷道围岩出现大变形甚至片帮、冒顶等事故。现场应用试验表明,采用锚杆、索协同支护体系后,巷道顶板下沉量和两帮移近量较传统支护方案分别减少了21.3%和18.4%,支护效果良好。     

复合顶板巷道围岩变形特征及控制

针对山西金晖万峰煤矿复合顶板巷道变形剧烈、顶板下沉量大等问题,结合现场调研、理论分析和井下实测等方法,分析了复合顶板巷道支护难点,提出了针对复合顶板围岩控制的关键技术,包括高预应力锚索锚杆全长锚固支护系统、锚杆锚索协调支护技术、两帮加固技术。试验表明,改进巷道支护参数后,围岩变形控制效果良好。     

沿空留巷软弱顶板巷道围岩控制技术研究

本文为解决软弱顶板下矿区边界的沿空留巷支护困难的问题,在原有的锚杆锚索支护方式上,向靠近矿区边界以及巷道顶板进行补强设计,采用新的锚杆锚索联合支护方案,并进行现场支护以及巷道围岩变形监测。结果显示,采用补强方案后,软弱顶底板以及围岩向采空区临空面的位移得到有效控制,顶板离层现象也得到良好改善,提高了煤炭资源的开采利用率。     

裂隙水致顶板软化巷道支护技术

针对油房南煤矿1107运输平巷受顶板砂岩裂隙水影响的特点,在结合前人研究泥岩遇水软化崩解的基础上,分析了1107巷道变形破坏的原因,并提出新的支护方案:顶板采用W钢带组合高强度螺纹钢锚杆支护,并用锚索补强支护;两帮采用钢筋梯梁组合圆钢锚杆支护.该方案在现场实施后,有效控制了巷道围岩变形,保证了巷道的正常使用.     

坚硬厚层顶板切顶卸压自成巷恒阻锚索支护应用

为了控制塔山煤矿8304工作面在切顶卸压过程中巷道顶板的下沉变形现象,保证成巷过程及巷道二次复用期间顶板围岩的稳定性,在预留巷道顶板原支护的基础上采用恒阻大变形锚索对顶板进行补强支护。运用理论计算并结合现场实际条件,选用长度为9.3m,支护密度0.8根/m2的恒阻大变形锚索加固顶板。现场应用结果表明：巷道顶板下沉量较小,成巷效果良好,可以满足复用生产要求,说明恒阻大变形锚索能很好适应切顶卸压自成巷对巷道顶板的变形影响,也为其他类似条件下沿空留巷顶板支护提供一定参考。     

沿空留巷顶板下沉变形规律及补强支护控制机理

以大同某矿12~#_-2层307盘区2714巷为工程背景,利用RS2二维有限元数值模拟软件对受切顶动压影响的巷道顶板的变形规律及应力分布特征进行数值模拟分析。通过对顶板应力和下沉变形位移量的变化分析来评价在原支护基础上补强支护锚索、锚杆对顶板变形的控制效果。工程实践和数值模拟结果表明：巷道顶板受切顶动压影响剧烈,原支护控制效果减弱甚至失效,需施加高预应力锚杆、锚索对顶板进行补强支护以保证巷道顶板和上覆岩层的稳定性。利用数值模拟方法可有效模拟并分析巷道顶板受切顶动压影响的变形特征和顶板补强支护的控制效果。     

马兰矿巷道围岩变形分析及支护加强控制研究

以马兰矿工作面矩形巷道为研究对象,针对原支护结构变形较大的问题,分析了围岩变形较大的主要原因,提出了巷道“顶板补强锚索+两帮补打锚杆”的加强支护措施,提出了“超前钻孔卸压、巷道开挖及时支护、严格控制巷道两帮超挖”等变形预控措施。现场监测表明,采用上述支护加强措施,顶板下沉量减小了约88%,两帮收敛量减少约10%,变形控制效果显著。     

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。     

深部回采巷道锚固失效分析及支护对策

针对深部回采巷道围岩变形导致锚杆支护失效的问题,提出通过改善锚杆受力状态、改变锚杆锚固方式、优化杆体形状,减少锚杆破断的方法,在此基础上,设计了1种新外形结构的螺纹钢锚杆。进行了实验室拉拔试验,结果表明:矿用右旋锚杆、左旋锚杆和大肋间距高强锚杆的平均拉拔力为136.9、106.1、147.6 kN,且大肋间距高强锚杆吸能效果更好。在现场试验前,先对回风巷的围岩结构进行探测,包括顶板钻孔窥视和松动圈测试,依据围岩结构探测结果,确定最终的巷道支护方案。回风巷采用原支护方案和大肋间距高强锚杆全锚支护2种方案支护,并对顶板离层和锚杆受力进行实时监测,试验结果表明:大肋间距高强锚杆支护的巷道顶板最大下沉量较原支护方案减小36.4%,顶板离层量较原支护方案降低24.1%;顶板和两帮锚杆受力的结果显示大肋间距高强锚杆支护较原支护方案锚杆受力更小,两种支护方案顶板锚杆受力最大值分别为442.9 MPa和78.1 MPa,改进方案较原支护方案降低了82.4%;其回采期间,全锚大肋间距高强锚杆支护方案与原支护方案相比,支护失效锚杆数量明显减少,这都表明全长锚固的大肋间距高强锚杆更有利于维护巷道的稳定。     

山西常村煤矿S5轨道下山支护方案优化

巷道的有效支护对于确保巷道快速安全掘进意义重大。常村煤矿S5轨道下山原设计采用锚杆、锚索联合支护方案,巷道支护后矿压监测表明:(1)巷道顶板最大下沉量为77 mm,右巷帮最大收敛量为83 mm,左巷帮最大收敛量为55 mm,巷帮收敛呈现不对称发展,巷道变形量超过50 mm的控制要求;(2)巷道顶板锚杆、左帮锚杆、右帮锚杆和锚索的轴力分别为77,95,71,177 k N,锚杆、锚索的支护作用并未得到充分发挥。在充分分析该矿已建巷道成功支护案例的基础上,对S5轨道下山的支护方案进行了优化,即:(1)保持锚杆长度、间排距不变,锚杆均垂直于巷道顶板打设;(2)锚索采用"大五花"布置形式,采用3根锚索支护时,在巷道正中位置布置1根,其余2根锚索分别布置于巷道最外侧锚杆轴线位置处,并倾斜25°打设;(3)采用2根锚索支护时,锚索布置方式与原支护方案一致;(4)将所有锚索的初张拉力提高至350 k N。FLAC3D数值模拟分析表明:支护方案优化后巷道顶板最大下沉量降低至49.2 mm,巷道两帮最大收敛量降低至41.67 mm。现场试验表明:采用支护优化方案后,巷道顶板最大下沉量为42 mm,巷道两帮最大收敛量约为48 mm,可见对该矿S5轨道下山支护方案的优化对于控制该段巷道围岩变形具有显著成效。     

深井高应力高突区域回采巷道变形特征及控制

针对首山一矿工作面回风巷掘进过程中围岩强烈变形的难题,综合现场调研、煤岩试验、理论分析及井下试验与实测等方法,对其变形破坏特征和巷道支护难点进行了分析,提出了针对此类巷道围岩控制的关键技术。结果表明,巷道变形速度快、底鼓严重、巷道累计变形量大是首山一矿回风平巷变形的主要特征;采用的高预应力高强锚杆支护系统、锚杆锚索协调支护技术、让抗结合、预留断面技术以及关键部位支护补强技术,有效地控制了巷道围岩的大变形。工业试验结果表明,支护后的巷道两帮变形量基本控制在180 mm以内,巷道顶板下沉量基本控制在170 mm以内,提出的支护技术对深部巷道围岩变形的控制效果良好。     

大断面矩形巷道支护参数设计研究

文章针对坚硬顶板下矩形巷道断面加大后的围岩稳定性控制问题,对未支护过的大断面矩形巷道进行锚杆支护设计,介绍了扁椭圆巷道围岩破坏范围的计算方法,并对大断面矩形巷道的锚杆锚索联合支护进行计算设计,采用数值模拟探究支护后的巷道围岩变形情况,最后对巷道的围岩变形及变形速率进行现场长周期监测。数值模拟结果显示,围岩应力主要集中于顶板左右边角处。巷道围岩最大主应力和水平应力均在锚杆承力范围内。现场监测结果显示,锚杆支护后,围岩顶板最大位移158mm,两帮最大位移61mm。围岩变形相对大断面较小,并在检测周期结束时,围岩几乎不再变形。文章介绍了坚硬顶板大断面巷道锚杆支护计算方法,并通过数值模拟和现场监测验证了支护效果,可对相关巷道断面扩大围岩支护工程提供一定经验。     

对接长锚杆在深井大采高窄煤柱巷道支护中的应用

为解决深井大采高窄煤柱巷帮破碎深度大和锚索延伸率低的问题,提出了采用巷顶对接长锚杆取代锚索,巷帮刚性长螺纹对接长锚杆取代短锚杆的支护技术。基于现场实测和FLAC3D数值模拟确定了对接长锚杆支护方案,优化了锚杆支护参数,并进行了现场对比试验,结果表明:锚索支护效果与顶板下沉量有很大关系,由于锚索支护强度高,但在顶板下沉量超过锚索延伸量时,大量锚索发生破断、失效,然而对接长锚杆均无破断现象,起到了较好的支护作用;帮部刚性长螺纹对接长锚杆支护在掘采期间均能较好地控制两帮移近量,并缩短了两帮变形稳定时间。