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。     

可接长锚杆及其在巷道顶板支护中的应用研究

对于大变形巷道,由于顶板下沉量较大,容易造成锚索破断或支护失效。为避免巷道顶板事故的发生以及多次补强支护,研发了一种适用于大变形顶板的可接长锚杆,由左旋螺纹钢金属杆体、杆体墩粗连接头、杆体连接螺栓及锚尾螺纹组成。经过现场试验,其表现出与相同直径的普通螺纹钢锚杆同样的力学性能。在神东集团保德煤矿进行现场试验,并对试验巷道进行顶板深基点位移监测和可接长锚杆轴向受力监测。监测结果表明,可接长锚杆可以与顶板围岩同步变形,避免了因锚索伸长率低而被拉断进而引起的冒顶事故,可接长锚杆能够较好的控制大变形巷道顶板的下沉变形。同时,对其支护成本进行了分析,结果表明,用可接长锚杆取代锚索进行补强支护,可以大幅降低巷道的补强支护成本。     

高应力泥岩顶板巷道围岩失稳特征及控制分析

通过对高应力泥岩顶板回采巷道破坏特征、力学变形机制及失稳原因分析,建立了回采巷道锚杆-锚索支护区变形协调方程,提出了高应力泥岩顶板回采巷道围岩控制关键技术,确定了预留断面高强预应力锚杆-锚索协调变形支护方案,并对设计方案进行了数值计算与工业性试验。结果表明:高应力泥岩顶板巷道表现为顶板破碎严重及离层量大、两帮呈非对称收敛变形与底鼓量大的特征;高应力及泥岩顶板软弱围岩是巷道围岩产生破坏的内在原因,锚杆-锚索支护强度过低及锚杆-锚索支护区非协调变形则是巷道围岩破坏失稳的外在原因;古汉山矿13051回采巷道围岩为高应力-节理化-膨胀性复合型(HJS)软岩,为Ⅰ_(AB)Ⅱ_(AB)Ⅲ_(ABD)复合型力学变形机制,采用设计支护方案后,巷道围岩变形能利于释放,围岩压力减小,锚杆-锚索受力均匀,巷道围岩变形保持在可控范围内,预留断面高强预应力锚杆-锚索协调变形支护利于巷道围岩稳定。     

深井小煤柱沿空掘巷整体耦合让压支护实践研究

针对正通煤业小煤柱沿空掘巷原有支护设计不能满足生产要求,顶板和两帮出现较大变形等问题,分析了原有支护设计主要存在的问题及巷道支护的关键点,提出巷道整体耦合让压支护技术,实现锚杆锚索和围岩的变形耦合、锚杆锚索变形耦合、锚杆锚索的让压协调受力,设计出耦合让压锚杆+耦合让压锚索+焊接网+W钢带联合支护系统,数值模拟与巷道监测结果表明,采用耦合让压支护的顶板与两帮位移稳定值分别为90、70 mm,有效地控制了围岩变形,满足了安全生产要求。     

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。     

软岩巷道长短锚杆协调支护技术研究

为了解决高地应力软岩巷道矿压显现剧烈及支护难度大的问题,采用理论分析和数值模拟的方法,提出了软岩巷道长短锚杆协调支护技术,结果表明:可接长锚杆与普通锚杆搭配使用,可协调长短锚杆与围岩的相互作用力,不仅保证了围岩具有较高的支护强度,而且可以适应软岩巷道的大变形。长短锚杆协调支护技术在蒲河煤矿应用表明,该技术能较好的支护巷道,可将巷道顶板的变形量控制在100~200 mm,应用效果表明长短锚杆协调支护较好的适应了顶板的大变形,对围岩具有较好的控制作用。     

古书院矿软弱煤岩失控巷道综合加固技术研究

为解决古书院矿软弱煤岩巷道在动压影响下顶板断裂、底鼓等大变形失控问题,在地质调查的基础上对围岩变形破坏机理进行了分析,提出了注浆加固联合锚杆锚索的联合支护方案,同时进行了锚索受力、巷道围岩变形监测。工程试验结果表明,在对该破碎软弱巷道进行注浆加固-锚杆索联合支护后,提高了巷道围岩的整体性,锚索受力趋于稳定,巷道围岩变形量较小,巷道大变形得到控制,保证了巷道的安全性。     

深井泥岩顶板回采巷道破坏特征及支护设计

深井泥岩顶板回采巷道围岩变形量大、支护困难。通过对在古汉山矿15采区原支护方案回采巷道变形破坏分析,采用现场实测与数值分析方法对其围岩的收敛特点进行了对比,提出了预留断面强力锚杆-锚索协调支护技术,并对设计方案进行工业性试验与数据监测。结果表明:顶板泥岩的膨胀及高应力环境是巷道围岩失稳的主要原因,巷道呈凸出式收敛,四角成应力集中区,采用设计方案后,围岩顶板离层量小于50 mm,巷道围岩收敛量小于250 mm,巷道围岩稳定,支护效果显著。     

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。     

某矿41盘区运输大巷支护方案优化

分析了某煤矿41盘区运输大巷的围岩特征,讨论了该巷道原有支护方案存在的问题。在此基础上,根据该盘区运输大巷围岩变形及松动圈演化规律,针对巷道顶板、两帮、底板变形特征分别对原支护方案进行了优化。在41盘区运输大巷试验段布置了2个综合监测断面和2个松动圈窥视断面,对巷道变形及锚杆(索)受力情况进行了监测。研究表明:(1)顶板离层量最大值为7.3 mm,表明顶板锚杆能够发挥支护作用,深部围岩完整性较好,未产生裂隙和离层;(2)顶板下沉量最大值为1.86 mm,两帮收敛量为13.1 mm,两帮收敛量大于顶板下沉量,说明巷道两帮锚杆支护优化后,对顶板变形的控制效果优于两帮;(3)锚杆受力最大值为25.65 k N,锚索受力最大值为32.4 k N,锚杆和锚索受力均未超过各自允许的抗拉强度。上述研究反应出,采用所提方案对该矿41盘区运输大巷进行支护后,巷道变形得到了有效控制。     

深部软岩巷道围岩支护技术研究

为有效解决深部软岩巷道围岩控制问题,针对信湖煤矿回风石门埋深大、应力高、围岩强度低的特点,在分析了信湖煤矿回风石门的围岩赋存条件、变形破坏特征以及原有支护方案已难以维持现掘巷道稳定的条件下,通过理论计算得到信湖煤矿回风石门围岩塑性区范围,从而提出了控制巷道围岩的基本理念：采用小承载体控制围岩破碎区的扩大,采用大承载体限制围岩塑性区的发展,2个承载结构共同维持巷道稳定,进而提出采用“混凝土喷射+注浆锚杆/锚索+普通锚杆/锚索”联合支护方案对新掘巷道进行支护,并结合FLAC^3D数值模拟及现场工业性试验对“混凝土喷射+注浆锚杆/锚索+普通锚杆/锚索”联合支护方案的合理性及可靠性进行验证。结果表明：信湖煤矿回风石门新掘巷道经“混凝土喷射+注浆锚杆/锚索+普通锚杆/锚索”联合支护方案支护后围岩表面变形趋于平稳,巷道顶板最大下沉量仅为36 mm,两帮移近量为67 mm,支护体与巷道围岩形成了稳定的复合承载结构,联合支护方案能够保持巷道的长期稳定,该联合支护方案可为其他类似深部软岩巷道支护提供一定参考。     

深部厚顶煤巷道高预应力锚索梁支护优化技术研究

赵楼煤矿3302轨道巷为埋藏千米的深井巷道,在原支护条件下顶板沉降量大,围岩变形严重。针对此,采用钻孔窥视仪及地质雷达探测了巷道围岩的破裂区域,并对松动破坏规律进行了分析。根据探测结果,提出了高预应力锚索梁支护优化方案,利用离散元数值软件UDEC对方案优化前后的围岩裂隙分布及锚杆(索)受力进行了分析。数值模拟及现场监测结果表明,提高锚杆(索)预紧力可有效地控制锚固区内顶板离层,增强顶板的完整性;高预应力锚索梁支护方案显著改善了巷道围岩控制效果。     

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。     

地应力异常区上山群巷道蠕变围岩控制技术

为了解决地应力异常区上山群巷道支护困难的问题,针对常村煤矿地应力特征,模拟分析了不同方向的最大水平主应力巷道围岩应力分布规律,并分析了上山群间煤柱宽度与掘进顺序对支护方式的影响,将全长锚固预应力强力锚杆锚索组合支护系统应用于该上山群巷道。试验结果表明：地应力异常区上山群间煤柱宽度大于30 m时掘进顺序对支护无影响,采用全长锚固预应力强力锚杆锚索组合支护系统后,巷道两帮移近量最大为87 mm,顶板最大下沉量为18 mm;锚杆最大受力为183 kN,锚索最大受力为250 kN,且巷道变形量及锚杆锚索受力稳定,围岩变形得到了有效控制。     

麻地梁矿509胶带顺槽支护参数优化设计方案研究

为了解决麻地梁矿509胶带顺槽掘进时受到一侧临近工作面回采采动、上覆岩层运动以及顶板直接顶较为破碎等多相耦合作用的影响,导致巷道变形迅速,位移量大,矿压显现较剧烈的等问题。本文利用ZKXG30钻孔成像仪技术手段对509工作面胶带机顺槽进行锚杆受力特征以及松动圈发育规律分析,对巷道顶板围岩破碎和裂隙发育情况进行评估,提出了锚杆锚索同排协同支护方案,共同提高了锚固体的承载能力,保持围岩稳定,且通过锚杆受力监测、顶板离层变化趋势,侧面验证巷道支护效果明显。     

破碎厚泥岩顶板煤巷变形力学机制及控制技术

针对某矿厚松软破碎泥岩顶板运输巷变形大、支护构件大面积失效、持续变形剧烈的工程难题,通过对巷道变形破坏特征及变形力学机制进行分析,确定了巷道围岩类型为膨胀-裂隙节理化软岩;在原支护方案的基础上,提出了长锚索+锚网喷(方案1)和长短锚索多级控顶+锚网喷(方案2)2种优化方案,并采用FLAC3D软件数值模拟了2种优化方案的支护效果;工程实践表明:在采用长短锚索多级控顶+锚网喷耦合支护方案后,顶板最大下沉量为96.87 mm,两帮移近量为111.1 mm,底鼓量为112.7 mm,分别为原支护方案的22.4%、17.63%、32.18%,改善了巷道围岩受力状态,有效控制了巷道有害变形。     

综放工作面回风巷锚网索联合支护技术优化

裕泰煤业15104综放工作面回风巷两帮为实体煤、顶板为含夹层的软弱顶板,采用锚网与锚索联合支护,支护参数不合理,巷道掘进过程中受相邻工作面回采影响,动压显现强烈,加之巷道断面较大,出现严重煤壁片帮、顶板下沉的情况。通过分析巷道围岩稳定性,对原支护参数进行优化,提出顶板采用短锚索+加强锚索支护,帮部采用锚杆+加强锚索支护。现场应用实践表明,锚杆、锚索受力稳定,巷道围岩变形量和顶板离层量均控制在合理范围内,对条件类似的综放工作面软弱顶板巷道控制有一定借鉴意义。     

厚煤层大断面煤层大巷围岩控制试验研究

针对软弱围岩条件下厚煤层大断面煤层大巷大变形、难支护的问题,以枣泉煤矿13采区辅运大巷为研究背景,分析了厚煤层大断面煤层大巷支护对策,给出了大巷围岩控制方案。现场应用表明,巷道两帮移近量最大为244.2 mm,顶板下沉量最大为181.8 mm,底鼓量最大为144.5 mm,巷道变形均在合理范围内;从锚杆、锚索受力监测分析,锚杆、锚索受力最大值分别为99.1、256.6 kN,说明锚杆、锚索充分发挥支护作用,且均未达到支护体的屈服强度。监测结果充分表明,"锚固承载结构+应力释放空间+高强钢棚支护"的多级支护方法较好的控制了厚煤层大断面煤层大巷的有害变形,保证了巷道的安全稳定。     

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。