基于煤巷两帮基础刚度效应的控帮护巷支护原理

煤层巷道两帮煤体相对顶底板岩层强度低、可变形性强,两帮煤体大变形对巷道围岩整体稳定性有着极其重要的影响。基于煤巷两帮煤体严重变形的工程实际,考虑巷道两帮煤岩体的可变形性,建立了由Winkler可变形基础支承的顶板悬梁力学模型,分析并揭示了顶板的弯矩和挠度分布特征及规律,提出了基于煤巷基础刚度效应的"控帮护巷"支护原理:通过加强两帮支护提高锚固煤体的基础刚度,控帮支护的直接控制两帮煤体的变形和破坏,并进一步通过基础刚度效应改善整个巷道围岩的应力状态,抑制顶底板变形破坏,提高围岩承载能力和稳定性。通过数值模拟分析与现场工程试验,对基础刚度效应和"控帮护巷"原理进行了分析和验证。研究表明:在两帮垂直集中应力作用下,巷帮煤体压缩变形明显,顶板岩层随基础变形而弯曲下沉,两帮基础刚度对顶板变形量影响显著,是顶板变形的关键影响因素;在顶板支护相同的条件下,加强两帮支护不仅使掘进和采动影响期间的两帮的塑性破坏范围和移近量显著缩小,还有效地控制了顶底板的变形破坏情况,是巷道围岩整体稳定性控制的有效途径。研究工作深化了煤巷围岩控制中对巷帮支护重要性的认识,揭示了控帮护巷的支护机理。     

深井高应力巷道围岩变形及控制技术研究

为了解决赵固一矿2号煤层11271胶带巷围岩变形破坏严重的问题,通过现场监测数据分析地质力学参数和原支护方案围岩变形破坏规律,指出围岩强度低、赋存水文地质环境复杂、应力集中系数高、支护强度无法达到要求是巷道围岩变形破坏的主要原因。提出了强力一次支护理论,采用全长预应力锚固强力锚杆锚索控制技术提高顶板初期支护预应力和支护强度,加强两帮支护的支护方案。现场试验效果表明:无论是从锚杆索受力还是从巷道顶底板和两帮变形量来看,采用全长预应力锚固强帮控顶技术后,巷道变形得到有了效控制,而且保证了正常回采。     

厚顶煤巷道顶帮整体锚固支护体系研究与应用

针对深部应力作用及常规支护条件下厚顶煤矩形断面巷道围岩变形量大的问题,分析主要原因是巷道肩部围岩裂隙发育,顶帮锚固体相互独立,支护结构松散。从厚顶煤巷道围岩失稳破坏机理出发,采用FLAC3D数值计算,对顶帮整体锚固支护体系及传统锚固支护的支护预应力场分布特征及巷道围岩变形破坏规律进行了对比分析。结果表明,顶帮整体锚固支护体系能够改善肩部围岩为挤压式传力机制,抑制肩角处围岩剪切裂隙的产生和发育,增强顶帮围岩在空间上的相互支撑作用,有效提高围岩自承能力,防止厚顶煤巷道发生冒顶、片帮等非线性大变形现象。现场应用表明,采用顶帮整体锚固支护体系后,巷道顶板最大下沉量为50 mm,两帮移近量最大为100 mm,支护效果良好。     

软煤硬顶的大断面煤巷变形破坏机理及控制研究

针对软煤坚硬顶板大断面煤巷开挖后显现的现象,通过现场观察、数值模拟、理论分析、现场试验,研究其变形破坏机理、优化支护参数的分析研究,研究表明煤体强度低、围岩承载能力低是巷道围岩变形破坏的主要原因;在集中应力作用下,导致巷道两帮变形破坏、甚至整体下沉。在此研究基础上,并优化了巷道支护参数,改善了围岩的稳定性,实现了巷道一次支护,可为同类工程条件下的巷道支护提供一定技术支持。     

深部托顶煤巷道支护技术研究

针对新矿集团新巨龙煤矿-800 m水平托顶煤巷道围岩变形破坏严重的问题,通过现场调研,得出了该类巷道变形破坏特征,顶板变形破坏明显高于两帮。基于数值模拟,探讨了托顶煤巷道围岩的塑性破坏范围,提出了高强度锚网索联合支护,确定了支护参数,并将锚网索联合支护应用于现场,取得了较好支护效果,为此类托顶煤巷道的支护设计提供了借鉴。     

大变形煤巷锚注支护一体化技术及应用

为解决云驾岭矿煤巷变形大、围岩破碎、支护困难、返修率高等工程问题,采用地质调查、理论分析、数值计算、物化分析、现场测试和实验室试验等手段,揭示大变形煤巷围岩失稳破坏机理。基于深、浅部注浆加固,建立双层环状支护带承载体系,提出切圆拱断面、帮部深孔锚索支护、护表加强的锚注支护一体化技术。工程应用表明:浅部注浆封闭巷道周边破碎围岩,与锚杆联合形成内部支护带,提高两帮围岩强度;深部注浆配合加长锚索形成主动支护带,以锚索端部为锚固点,使浅部、深部围岩形成有机整体,增强围岩承载强度;护表加强实现应力均匀分布,提高表面支护刚度并增大有效支护面积。现场监测显示,该技术有效降低围岩变形,保障了巷道围岩稳定。     

基于RSM-BBD的煤巷开挖帮部失稳关键因素 与控制技术离散元分析

煤巷围岩是由顶板、两帮及底板组成的整体,帮部强度普遍低于顶底板,是整个巷道围岩的薄弱体,其变形破坏会带来巷道整体失稳。以往大量研究表明,煤巷开挖帮部稳定性主要受煤层埋深、巷道高度、地应力状况、煤体内摩擦角、内聚力及支护强度等设计、地质条件及力学参数类因素影响。本文基于RSM-BBD试验设计与离散元法研究巷帮失稳关键因素及其控制技术。研究结果表明:巷高、侧压系数、埋深可调整余地小,内摩擦角、内聚力、支护强度相对可控,控制巷帮稳定关键在于一定程度上提高煤体内摩擦角、内聚力及支护强度;单一因素及其各自之间交互作用都会影响巷帮稳定性;改善巷帮煤体受力状况,降低主应力差值,提高煤体力学性质,优化掘进工艺水平可有效控制巷帮稳定性;"分次开挖、柔性护表、一次强力支护"理念在现场应用效果良好,显著改善巷帮煤体失稳问题。     

淮南矿区深部煤巷变形破坏机制及支护技术

针对淮南矿区开采深度大、构造应力高、地质构造复杂、围岩松软等条件下的煤巷支护难题,系统研究了深部煤巷围岩变形破坏机制,提出帮部在垂直压剪和横向顶拉作用下产生"〈"或"ㄟ"形破坏;底板在两帮压膜效应和远场应力挤压下产生塑性流动,呈"凸"形破坏;顶板在垂直压应力下产生张拉导致顶板岩层破断或失锚,发生""形破坏。在此基础上提出"合理巷道设计源头让压、高预紧力改善应力状态、强化表面支护协调变形、围岩注浆提高承载能力、补强短板形成支护整体"煤巷支护方法、"地质-矿压"信息动态支护设计方法以及支护质量控制体系,形成深部煤巷成套支护技术。工程实践证明,该技术能有效控制深部煤巷的变形破坏,提高支护效能,有助于实现安全经济支护。     

采动影响下煤巷掘进强力协同支护技术探讨

针对辛置矿2-559工作面回风巷受邻近2-534工作面回采动压影响变形显著问题,通过现场调查巷道围岩变形特点,分析原锚网索联合支护存在的问题,提出采用锚杆、锚索协同布置方式,并从提高锚索预紧力、增打帮锚索、增加锚固长度、增加锚索长度及锚杆、锚索支护密度、锚索注浆等多方面措施进行支护参数的优化。监测数据表明,动压影响煤巷掘进工作面采用强力协同支护方案后,顶底板移近量为142 mm,两帮移近量为140 mm,围岩控制效果良好,保证了巷道服务期间的正常使用。     

基于3DEC的深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护

以某矿三采区运输下山为工程背景,基于原锚网索支护巷道变形破坏特点和原因,提出了深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护技术,并利用3DEC数值模拟分析其围岩应力、位移、塑性区等特征。结果表明:相比于原支护,巷道两帮及顶板浅部围岩应力明显增加,变形量、塑性区深度降低显著,顶底板移近量108.56 mm、两帮变形量61.39 mm、最大塑性区深度3 m,支护效果显著;现场巷道顶底板和两帮变形量为115.95 mm和67.00 mm,顶板离层基本为0,验证了支护技术的可靠性。     

大断面强力锚网索支护技术的研究及应用

常村煤矿21220工作面运输巷埋深大、围岩应力大,受掘进及回采动压影响巷道支护困难。通过研究巷道围岩变形破坏机理、采用耦合支护理论及深部煤巷控制技术,提出了强力锚网(索)大棚距支护控制新支护技术方案。应用结果表明:巷道顶板最大位移量为100 mm,底板最大位移量为400 mm,两帮最大位移量为450 mm。巷道顶底板及两帮位移量较原支护体有明显减少,新支护技术能够充分发挥围岩的主动支护能力,提高了围岩的整体承载能力,巷道围岩变形得到了有效控制。     

钢管混凝土支架作用下南关矿煤巷变形破坏规律

以汾西矿区南关矿煤巷为原型,依托嵌套式相似模拟实验系统建立物理相似模型,研究 煤巷在钢管混凝土支架支护下围岩应力、位移分布规律和变形破坏特征。 应用FLAC3D5.0建立 钢管混凝土支架巷道模型,分别模拟埋深100~1000m的情况,分析煤巷变形破坏规律及支架受 力特点。 研究结果表明:钢管混凝土支架能提高巷道的径向支撑压力,加载初期保持了巷道稳 定,但随着荷载加大两帮收敛量大于顶底板移近量,帮部先出现裂隙并向顶底板发展,随后帮部 和顶板相继失稳,可见帮部是支护的薄弱环节。 在钢管混凝土支架作用下,巷道表面应力呈锯齿 状分布,说明支架对围岩存在有效支护范围,支架之间是支护的薄弱部位;支架套管的轴力和弯 矩均较大,容易发生破坏,导致支架的承载力丧失。 可见,控制煤巷帮部和支架套管的变形破坏, 提高其强度,是保证南关矿煤巷钢管混凝土支架支护稳定性的关键。     

高应力大断面煤巷支护技术研究

为解决陕西省某矿辅助运输大巷强烈大变形、维护极差的难题,采用数值模拟方法,重点研究了不同构造水平应力、不同断面尺寸条件下巷道围岩的变形特征、塑性区及最大主应力分布情况。研究结果表明,巷道底板和两帮受开挖扰动最为明显,围岩变形量最大,且随着水平应力和巷道断面尺寸不断增大,围岩破坏范围不断扩大,且底板和帮部围岩破坏范围和围岩变形量最大。在此基础上,提出了巷道二次补强加固技术,即首先实施高强锚网索支护,待围岩产生一定变形后,采用预应力锚索对巷道围岩变形突出部位实施二次补强加固,重点加强巷道帮部及底角部位,避免巷道因局部大变形导致的整体失稳。现场试验结果表明,该支护技术应用后,巷道两帮移近量、顶底板移近量分别为121,185 mm,巷道维护效果良好。     

高瓦斯动压煤巷变形机理与控制技术

为解决岳城煤矿高瓦斯动压巷道瓦斯抽采后围岩变形大、支护困难的问题,采用现场调查和矿压监测方法,测试了巷道围岩的地质力学参数,深入分析了围岩变形破坏特征与机理,提出高预应力高延伸率锚杆锚索+强力护表构件+补强锚索强帮强顶控制技术,并进行现场应用。矿压监测数据显示:在掘进期间,锚杆与锚索受力比较稳定;巷道在工作面回采期间,两帮最大变形量为249mm,顶底板最大移近量为262mm,满足正常生产要求。应用结果表明:该支护技术明显改善了围岩的应力分布,提高了围岩的整体承载能力,能够有效控制高瓦斯动压巷道围岩的大变形。     

近断层大断面巷道变形分析与控制

为了解决近断层大断面巷道的支护难题,针对山西晋城赵庄矿近断层大断面巷道53121巷在掘进期间发生顶板剧烈下沉、两帮非对称变形和支护结构失效的现象,通过现场调研和数值模拟,分析近断层大断面巷道变形破坏的特征和原因。结果表明,断层面剪切滑移破坏、围岩松软破碎、支护结构针对性差是造成大断面巷道变形破坏的原因。利用非对称支护原理,提出该巷道围岩的控制技术,即顶板采用全锚索支护方式控制大断面巷道顶板下沉,两帮采用锚杆+锚索非对称支护技术控制大断面巷道两帮非对称变形,促使支护结构均匀承载,从而控制巷道围岩变形。工程实践表明,采用新支护方案后,围岩变形得到有效控制,巷道稳定性大幅提高。     

煤矿大断面托顶煤巷道变形机理及控制技术研究

为了解决煤矿大断面托顶煤回采巷道支护问题,以王庄煤矿7105工作面运输巷为工程背景,通过数值模拟分析了大断面托顶煤巷道裸巷平衡时围岩塑性区形态、位移及应力演化规律;基于普氏自然平衡拱理论,建立了两帮稳定时大断面托顶煤巷道顶板冒落拱力学模型,通过数学计算得到了分层冒落拱高度,运用两帮塑性区力学模型计算托顶煤巷道帮部塑性区宽度,结合数值模拟方法,设计了锚杆锚索联合支护参数和支护方案,并应用于工程实践。研究结果表明:巷道周边出现"蛙形"塑性区,顶板拉伸破坏区呈规则穹隆形,与巷道顶板普氏拱效应相吻合,托顶煤离层严重,冒落拱高度超过托顶煤厚度;两帮在该工况下塑性区发展有限,帮部较为稳定;在厚顶煤存在情况下,大断面托顶煤巷道变形特点是顶板最大,帮部次之,底板最小。现场监测结果证明,借助大断面托顶煤巷道顶板冒落拱力学模型、两帮塑性区力学模型理论计算,结合数值模拟比选的巷道锚杆支护参数和支护方案,能有效控制围岩变形,保持巷道稳定。     

锦界矿回采巷道围岩破坏特征与支护参数优化

针对巷道围岩破坏特征及稳定性控制问题,基于该类围岩的变形特点,对锦界矿某工作面平巷进行了锚固支护参数优化。通过钻孔窥视、岩心试验、松动圈测试等现场试验及数值模拟分析,分析了回采巷道受采动影响时围岩应力分布规律及围岩破坏特征,优化了巷道支护参数。结果表明:受工作面采动影响后,巷道两帮围岩破坏不大而顶底板完整;优化后顶板和两帮支护参数减少了支护强度。工程实践表明:优化后支护参数有效控制了巷道围岩变形,节约了支护成本,提高了掘进效率。     

木瓜煤矿回采巷道复合顶板协同支护技术应用

以木瓜煤矿10-201运输顺槽为工程实例,拟对其复合顶板煤巷应用协同支护技术;拟定该巷道顶板及帮部均采用锚网带支护方案,并选择合理支护参数;对该巷道围岩变形情况进行了实时监测,其顶底板及两帮最大移近量分别为72 mm和119 mm;应用表明,实施协同支护后,能确保回采巷道满足开采工艺要求.     

煤岩大巷围岩破坏特征与控制

为解决煤岩大巷围岩变形量大和维护投入大等问题,采用理论分析、数值模拟和现场实测等方法,对比研究了高家庄矿煤岩大巷围岩破坏特征。结果表明,巷帮煤层和走向厚度变化较大的基本顶岩层是造成围岩大变形的主要原因,巷帮及顶板支护强度不足是影响围岩控制效果的根本原因。通过综合对比研究,对支护方案进行了优化,增加了帮部支护、提出了不等厚复合顶板锚索支护技术。实践表明,大巷顶板岩层的大变形破坏得到了一定程度的控制,巷帮大变形得以降低,提高了巷道维护周期,减少了巷道维护投入。     

永红煤矿小煤柱沿空掘巷围岩控制技术应用研究

针对永红煤矿工作面之间留设较宽煤柱时巷道因应力集中而破坏严重及资源浪费的问题,通过理论分析和数值模拟等方法,研究了沿空掘巷覆岩结构特征,提出小煤柱巷道围岩非对称耦合支护技术。研究表明,3306运输顺槽合理煤柱宽度为9 m,采用高强加长锚杆索对顶板和煤柱帮进行强力支护,有效控制巷道底鼓和非对称变形难题;掘进期间巷道变形不明显,回采期间顶底板收缩最大586 mm、两帮收缩最大972 mm,巷道围岩变形可控,说明强力支护技术对小煤柱巷道的控制有效,确保了工作面安全回采,也为相似条件下工程实践提供技术参考。