特厚顶煤大断面全煤巷道高预应力锚杆(索)支护机理及应用研究

塔山煤矿3-5~#煤层8105工作面5105辅运巷为特厚顶煤大断面全煤巷道,受多种因素影响巷道支护困难。采用单轴、三轴压缩试验对比研究了煤体在不同围压下的破坏特征;揭示出锚杆、索的高预应力可使巷道顸煤和巷帮煤体由二向或低围压三向受力状态变成高围压三向受力状态。数值模拟结果表明,锚杆、索施加的高预应力并配套合理的护表构件可形成有效压应力区并实现预应力在煤体中的有效扩散,因而在保证可锚的前提下应尽量提高锚杆、索的预紧力,并采用合理配套的护表构件。5105辅运巷现场试验表明,高预紧力使得掘进与回采期间锚杆与锚索受力变化不明显,有效控制了巷道围岩强烈变形。     

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。     

特厚煤层采动影响巷道控制技术研究

基于现场调研,总结并分析了特厚煤层采动影响巷道围岩变形破坏特征及其原因,采用数值模拟方法研究了不同支护方案下围岩应力及位移的变化规律。结果表明巷道断面大、顶煤较厚、煤体裂隙比较发育、受相邻工作面的采动影响是导致回风平巷围岩发生变形破坏的原因;针对巷道围岩控制难点,提出采用加长锚杆与桁架锚索联合支护控制体系;现场采用优化后的支护方案,观测得到最大顶底板移近量193 mm,最大两帮移近量182 mm,巷道围岩控制效果良好。研究成果有助于实现煤炭的安全高效开采,同时也为相似地质条件巷道围岩控制提供了参考。     

平朔矿区近距离煤层采空区下巷道支护技术研究

为解决平朔矿区近距离煤层采空区下巷道支护难度大的问题,采用煤层地质力学测试、围岩结构观测、锚杆支护作用理论分析、数值模拟分析的方法,根据煤层巷道至上部采空区距离的不同,分别提出了"锚杆+短锚索"、"全长预应力锚杆"等以锚杆支护为主的巷道支护方案。结果表明:该锚杆支护方案能够满足近距离煤层采空区下巷道支护的要求,巷道断面整体收缩率较小,顶底板移近量为巷道掘进高度的0.69%,两帮移近量为巷道宽度的0.60%,浅部离层量为0.4 mm,深部无离层,锚杆预紧力为20~30 kN,锚索预紧力为76~84 kN,锚杆、锚索受力稳定,保证了近距离煤层采空区下巷道的稳定性。     

上煤层遗留煤柱影响段沿空掘巷围岩破坏特征及补强支护措施

为研究近距离煤层开采期间上煤层遗留煤柱影响段沿空巷道围岩破坏特征及针对性补强支护措施,以神华宁煤集团灵新煤矿051606工作面工程地质条件为背景,通过现场调研、理论分析、工业性试验和矿压观测等手段,对051606回风平巷沿空掘巷期间受上煤层遗留煤柱影响进行研究。结果表明:当051606回风平巷掘进至上煤层遗留煤柱边界下方时,主要受剪切应力影响,而当继续掘进至遗留煤柱中轴线位置下方时,主要受垂直应力影响;051606回风平巷围岩主应力差呈非对称分布,煤柱侧内主应力差值整体要高于实体煤侧。提出以高强预应力锚杆和单体锚索为基础,辅以钢筋梯子梁、钢筋网和架棚支护的强护顶护帮围岩强化控制技术,现场应用结果表明,巷道顶底板和两帮移近量均约为300 mm,取得了较好的围岩控制效果。     

特厚煤层全煤巷道高预应力锚杆支护技术与实例分析

针对同煤集团特厚煤层开采矿井的特厚顶煤巷道中,锚杆锚索无法全部锚固到稳定岩层、巷道断面大、综放开采采动影响强烈等一系列难题,在分析锚杆锚索在煤层中的锚固性能、高预应力对全煤巷道围岩控制机理基础上,研究了高预应力锚杆支护技术,进行了火成岩侵入影响破碎围岩大巷、强烈动压影响大断面煤巷、深部多次动压影响巷道等复杂困难巷道的支护设计与井下支护效果分析。在塔山、麻家梁煤矿的应用结果表明,高预应力锚杆支护技术能够有效控制特厚煤层全煤巷道的强烈变形,满足煤矿安全高效生产的要求。     

锚固长度对松软特厚煤层巷道支护稳定性影响研究

孟家窑煤矿石炭系5#煤属松软特厚煤层,具有厚度大、强度低、易碎等特征。传统架棚支护,支护强度、刚度和主动性较差,落后的支护方式不能有效保持顶板煤岩体的完整性,导致破碎区域从顶板浅部逐步向深部延伸。基于高预应力、强力锚杆(索)支护理论,通过数值模拟研究孟家窑煤矿松软特厚煤层煤体强度4 MPa条件下不同锚固长度下锚杆锚固效果及预应力在顶煤中的分布情况。并设计孟家窑煤业5105切眼井下工业性试验支护方案,验证高预应力锚杆锚索组合支护系统的科学性、合理性。矿压监测结果显示,巷道变形较小,5105切眼外侧帮和顶板变形量分别为12 mm和35 mm,顶板几乎没有离层,锚杆、锚索总体受力不大,巷道支护稳定,试验效果非常理想。     

高强度锚杆支护技术及在大断面煤巷中的应用

在分析目前大断面煤巷锚杆支护存在问题的基础上,论述了对锚杆支护机理的新认识,开发了适合于大断面煤巷支护的高强度锚杆,并采用FLAC3D有限差分程序对不同锚杆支护参数巷道围岩应力场分布特征与规律进行了模拟分析。结果表明：预紧力是锚杆支护系统的决定性参数,增加锚杆预紧力能有效增大巷道围岩压应力场应力值及扩散范围;锚杆长度的选择应充分考虑锚杆预应力、巷道围岩破碎程度与可锚性;对于相同锚杆材料,直径越大强度越高,预应力扩散范围越大;锚杆垂直于岩面布置时,巷道围岩形成的压应力区分布更加均匀,锚杆预应力叠加效果更好。井下试验表明,高强度锚杆支护技术为大断面煤巷提供了有效的支护手段,巷道掘进期间两帮移近量25.0 mm,顶底板移近量16.6 mm,能有效控制围岩的强烈变形。     

大断面巷道联合支护围岩稳定性分析

以晋圣亿欣煤业XV1206工作面辅运巷大断面巷道支护设计为背景,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”联合支护下巷道围岩移近量及破坏情况进行了分析。数值模拟结果表明,当工作面推进80 m后,顶底板围岩移近量稳定在177 mm左右,两帮移近量稳定在129 mm左右;底板破坏严重,与其岩性密切相关,现场应做好水的管控。现场实测顶底板移近量稳定在148.8 mm左右,两帮移近量稳定在134.5 mm左右,与数值模拟结果相近。充分说明“锚杆+锚索+钢带”的联合支护设计对保证XV1206工作面辅运巷围岩稳定性效果显著。     

特厚破碎煤层动压巷道失稳破坏机理及支护技术研究

为解决金庄矿特厚破碎煤层动压巷道的支护难题,在巷道围岩地质力学测试的基础上,分析了特厚破碎煤层动压巷道失稳破坏机理;采用数值模拟、理论分析、工程类比等综合试验手段,提出了高强度、高刚度、高预紧力及强让压的锚杆支护方案,支护方案在5201回风巷进行了现场应用,应用结果表明高预紧力让压支护技术有效控制了特厚破碎煤层动压巷道的失稳破坏,5201回风巷在8202工作面回采期间巷道两帮移近量为405 mm,顶底板移近量为252 mm,巷道完整性好。     

大倾角松软厚煤层巷道支护的不连续变形分析

针对杜家村矿北翼回风巷大倾角松软厚煤层条件下支护难题,采用了不连续变形分析(DDA)方法进行了无支护、锚杆支护、锚杆+锚索联合支护、锚杆+锚索+W型钢带+高强度塑料网联合支护的数值分析,模拟了巷道在不同支护条件下的变形破坏过程,比较了这4种支护方式下围岩的变形、垮落情况。研究表明:大倾角松软厚煤层巷道采用锚杆+锚索+W型钢带+高强度塑料网联合支护形式效果最佳,其两帮移近量仅为38.5 mm,顶底板移近量为62.3 mm。     

大采高双次动压影响软煤巷道耦合让均压支护技术

为了解决松软煤层动压巷道围岩控制的难题,基于长平煤矿4314工作面工程地质条件,采用耦合让均压支护理念,对锚杆支护中支护体与围岩之间的相互作用关系进行研究,提出了松软煤层动压巷道支护关键点。工业性试验结果表明:采用蛇形结构锚杆、鸟窝结构锚索和让均压环后,煤帮锚固效果得到有效改善,锚杆、锚索在服务期间受力均匀;巷道两帮采用非对称设计,优化巷帮锚索布置方式和支护强度,改善煤体侧巷帮锚索对回采影响;巷道受大采高工作面两次动压影响后,巷两帮最大移近量为575mm,顶板最大下沉量为155mm,巷道服务期间围岩变形得到有效控制。     

深部煤巷锚杆支护技术的研究与实践

在分析深部高地应力巷道围岩变形与破坏特征,目前锚杆支护存在问题的基础上,提出高预应力、强力支护理论与锚杆支护设计准则;通过井下实测数据,分析深部矿井地应力分布特征;介绍强力锚杆支护系统,包括强力锚杆,强力钢带及强力锚索;最后,介绍高预应力、强力锚杆支护系统在新汶千米深井巷道中的应用情况,评价支护效果。井下试验表明,高预应力、强力锚杆支护系统能有效控制深部巷道强烈变形,保持围岩稳定。     

断层破碎带极松散煤体巷道强化支护技术

为解决枣园煤业断层破碎带极松散煤体巷道支护难题,归纳了此类巷道的变形破坏特征,分析认为此类巷道变形破坏的主要原因为地质构造复杂、原岩应力高,围岩峰后出现应变软化和围岩承载性能未能充分发挥。根据强化支护技术的原理,从提高支护体系和围岩自身承载性能出发,采用了以"四高"锚杆强化支护技术和预应力长锚索加固顶板为关键技术手段的强化支护技术。矿压观测表明,掘进期间巷道两帮移近量近400 mm,顶板下沉量110 mm左右,巷道围岩变形得到了有效控制,巷道断面满足生产需要。     

深部大断面软岩硐室支护技术优化及应用

为解决深部大断面软岩硐室急剧变形失稳问题,以朱集西煤矿西翼11煤运输大巷机头硐室为研究对象,采用理论分析与数值模拟的方法,对4种不同支护方案及不同支护结构(锚杆支护、锚杆+喷层支护、锚杆+锚索支护、锚杆+锚索+喷层支护)的围岩塑性区破坏深度与位移进行分析,得出方案三锚网喷初次支护+预应力锚索二次支护为最优方案。工程实践表明,采用耦合支护方案三后,支护结构的整体性承载能力和围岩的自承能力提高,机头硐室两帮移近量为25.98 mm,顶底板移近量为43.45 mm,有效控制了深部复合围岩的大变形失稳问题,保证了巷道围岩的长期稳定。     

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。     

特厚煤层大断面煤巷过密集断层群支护技术

以大同马道头煤矿20m特厚煤层大断面煤巷过密集断层群支护为背景,井下超前探测了密集断层群及富水区域分布特征,现场实测得出巷道顶板煤岩体强度和结构分布规律,数值模拟研究了全煤巷道锚杆支护预应力扩散特征;提出了特厚煤层大断面煤巷过密集断层群巷道动态支护设计,即提高锚杆的锚固力和支护密度,在保证锚固力的前提下适当增加预紧力,且根据顶煤厚度变化确定锚索长度,提高对巷道围岩的控制效果。现场应用后,巷道稳定后顶底板移近75mm,两帮移近102mm,未发生顶板垮落、突水等事故,保证了巷道安全。     

深部大断面软岩巷道变形破坏机理及高预应力支护技术

针对兴跃煤矿2#煤层回风大巷围岩变形量大这一问题,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,对深部大断面软岩巷道的变形破坏机理及高预应力联合支护技术进行了研究,提出采用"锚杆+钢筋梯子梁+钢筋网+锚索"联合支护方案。现场工程实践表明,采用高预应力联合支护技术后,顶板下沉量为48 mm,两帮移近量为86 mm,底鼓量为120 mm,离层量控制在26 mm以内,效果良好,得出高预应力联合支护技术可以较好控制大断面软岩巷道围岩变形及顶板离层,提高巷道整体稳定性。     

近距离煤层下巷道合理位置确定及支护方式

为解决近距离煤层采空区下巷道支护难的问题,采用数值模拟方法研究了云冈矿311盘区11-1#煤层采空区下极近距离11-2#煤层51115回采巷道的合理位置布置,根据51115回采巷道不同层间距的变化情况,采取了锚杆+钢带+锚索联合支护锚杆、锚杆+钢带+3眼斜拉锚索梁联合支护、11#工字钢金属棚等支护方式,有效控制了围岩变形。     

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。