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。     

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。     

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。     

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。     

构造复杂区域巷道控顶卸压原理与支护技术实践

针对构造复杂区域内煤巷存在的高应力、围岩破碎和支护困难等问题，提出了控顶卸压原理及配套的三锚支护技术，即在巷道掘进过程中，首先以较小的断面进行超前掘进，并对顶板采用高强度锚杆进行及时支护，而对巷道两帮煤体不支护，允许两帮煤体产生一定的变形和破坏，形成松动圈，从而使围岩中的高应力得到释放；当两帮煤体出现片帮后再进行刷帮和锚杆支护，并对顶角补充锚杆进行支护；然后再采用预应力锚索对顶板进行加强支护，且对巷道底角采用内注浆锚杆进行锚注加固。这样形成了一套完善的控顶卸压原理和三锚支护技术。该原理和技术得以应用于肥城矿区陶阳煤矿构造复杂区域煤巷的支护实践，经回采实践和矿压观测表明，取得了较好的技术与经济效果，为构造复杂区域煤巷的支护提供了一条有效途径。     

淮南矿区深部煤巷支护难度分级及控制对策

 系统分析淮南矿区深部煤巷围岩赋存的地质特征、控制难度和应力状态等因素,确定影响煤巷稳定及锚杆支护选型的最主要和敏感因素为巷道顶板应力强度指数、帮部煤体松散范围系数、顶板软弱岩层不安全因子3个综合指标,通过大量测试矿区深部巷道围岩地应力和煤岩试块物理力学性能,对这3个综合指标体系进行科学合理分类,在此基础上划分深部煤层巷道围岩稳定性控制难度级别,针对各难度级别,提出以新型“三高”(高强度、高预拉力、高刚度)锚杆控制技术为基础的深部煤巷围岩控制对策。应用该方法对矿区几个典型矿井的深部煤层巷道围岩稳定程度进行难度分级,采取针对性技术措施和支护参数,维护巷道稳定。研究成果在淮南矿区获得全面应用,对我国煤矿深部煤层巷道支护技术具有一定的理论意义和实用价值。     

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...     

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。     

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。     

风化破碎围岩巷道锚网(索)支护设计参数研究

处于煤层露头附近强风化、氧化带中的回采巷道,由于煤岩体内风化裂隙增多,强度降低,使这样围岩条件下的回采巷道的支护设计与维护管理都面临着与普通围岩条件巷道不一样的新问题.巷道顶部的破碎围岩能否形成稳定的承载压力拱结构,是决定巷道稳定状态、支护形式与支护参数的主要因素之一.论文以松散、破碎围岩的压力拱理论为基础,结合龙东煤矿7144材料道的工程实际背景,对风化破碎围岩巷道的锚网(索)支护设计参数进行了系统分析.     

新疆中生代复合型软岩大变形控制技术及其应用

 针对新疆沙吉海矿区中生代复合型软岩产生的顶板离层冒落、侧墙鼓出、底板鼓起等非线性大变形破坏现象,综合应用现场工程地质调查、理论分析、数值计算、物化分析、软岩水理作用测试、现场测试等手段和方法,深入分析本区中生代复合型软岩巷道围岩的分子膨胀+岩体结构面错动+开挖扰动的复合破坏机制,提出以恒阻大变形锚网索耦合支护为核心的主动支护技术体系。通过恒阻装置充分释放围岩膨胀能和塑性能,减小支护荷载及高应力集中,同时借助高阻性能抑制过大有害变形,合理控制围岩塑性圈;然后通过锚网索二次耦合支护消除围岩塑性大变形、层间软弱结构面的错动引起的围岩–支护之间的变形不协调,并采用注浆锚管控制底鼓大变形,最终形成围岩–支护结构协同承载体系。基于非线性大变形力学设计方法及数值分析,进行施工过程设计及参数设计。工程实践表明,该技术得到成功应用,保证了巷道的稳定。     

高应力软岩巷道可接长锚杆让压支护技术

高应力软岩巷道的塑性区范围和变形量均较大,其稳定型控制需要支护材料具备良好的延伸性能及深部锚固特性。基于“高阻让压”而研发的可接长锚杆长度大于4 m、延伸率为17%,破断载荷为195 kN,能够适应此类巷道的变形破坏特征。根据支护材料和围岩的变形破坏特征,分别建立了可接长锚杆和“锚杆+锚索”支护系统的本构模型,结果表明：为保证支护结构稳定,避免支护系统本构模型失稳后应变量剧增,支护系统本构模型的应变上限不能超过支护元件的最大应变量;可接长锚杆能够能提供远大于锚索的让压距离,保障软岩巷道支护系统的支护强度和稳定性。试验条件下,可接长锚杆的平均支护阻力约为170.2 kN,顶板0~4 m内围岩理论变形量为264 mm,与工程实际变形量比较接近,起到了对高应力软岩巷道顶板的让压支护的目标。     

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。     

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。     

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。     

综放沿空巷道顶煤受力变形分析

根据砌体梁理论 ,老顶以给定变形方式作用于综放沿空巷道围岩 ,应用能量原理分析了巷道围岩的变形机理 ,建立了巷道顶煤的力学模型 ,运用变分法对老顶给定变形下顶煤的变形进行了初步求解 ,并对顶煤下沉量与支护阻力、煤体弹性模量、巷道宽度的关系进行了探讨。