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。     

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。     

大断面强采动综放煤巷顶板非对称破坏机制与控制对策

 针对大断面强采动综放煤巷开掘过程中出现的顶板非对称变形破坏现象,以王家岭煤矿为工程背景,通过现场调研、室内试验、理论分析、数值模拟和井下试验等手段,对变形破坏机制与控制对策进行研究。得出如下结论：(1) 综放煤巷顶板呈现非对称变形破坏特征,表现为煤柱侧顶板严重下沉、剧烈水平滑移变形及肩角部位顶板错位、嵌入、台阶下沉等;(2) 侧向基本顶于煤柱上方距采空区边缘6～7 m处发生破断,基本顶的破断和回转下沉运动引起的不均衡支承压力q和回转变形压力?是沿空巷道不对称变形破坏的根本力源,靠煤柱侧顶板及肩角部位是巷道变形破坏的关键部位;(3) 受采空区不稳定覆岩运动和巷道开挖影响,巷道围岩结构和应力分布以巷道中心线为轴呈非对称性分布,而原有支护未能对煤柱侧顶板及肩角等部位加强支护且无法适应顶板剧烈水平运动,巷道掘出后呈现出非对称矿压显现,后期受到本工作面回采影响,非对称变形破坏进一步加剧。(4) 分析该类巷道支护原理,提出集高强锚梁网、非对称锚梁桁架结构、预应力锚索桁架的非对称控制体系,阐述其控制机制,并进行方案设计和工程应用。数值模拟和工程实践表明,该技术可有效减弱顶板应力和位移分布的非对称性,控制围岩非对称变形破坏。     

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。     

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。     

深部厚顶煤巷道让压型锚索箱梁支护系统现场试验对比研究

针对巨野矿区深部高地应力厚顶煤巷道支护特点,以“先抗后让再抗”支护理念为指导,研制高强让压型锚索箱梁(PRABB)支护系统。该系统具有预紧力损失小、定量让压、支护力传递效果好、护表面积大等特点。分别以箱型支护梁和矿用12#工字钢为托梁设计了横梁、纵向单梁和纵向双梁共6种支护系统。以赵楼煤矿深部厚顶煤巷道为工程背景,利用数值试验对其支护效果进行初步分析,并在3302工作面顺槽进行6种支护系统的现场试验对比研究。现场试验结果表明：(1) 相对于原支护方案,6种锚索梁支护系统均能有效控制巷道围岩变形;(2) PRABB支护系统试验段巷道支护效果整体优于工字钢锚索梁方案,前者围岩变形量比后者小15%～25%;(3) 纵向单梁支护系统对巷道围岩的控制效果最好,纵向双梁支护系统次之,横梁支护系统相对较差。根据试验结果对钢梁不同布置方式的围岩控制机制进行分析表明：纵向单梁支护系统可有效控制厚顶煤巷道顶板关键部位的变形,调动围岩自承能力,使巷道变形得到较好控制。在深部厚顶煤巷道支护时,采用PRABB支护系统纵向单梁方案,可达到经济有效控制巷道围岩变形的目的。     

大倾角煤层旋采巷道围岩破坏机理与支护技术

为解决大倾角煤层旋采巷道围岩变形控制难题,以潘北矿12124大倾角煤层回采巷道为工程背景,采用现场试验、理论分析与数值模拟相结合的方法,研究了旋采巷道破坏规律及上采空区支承压力对巷道的影响,分析得出大倾角煤层旋采巷道围岩破坏机理。结果表明:(1)旋采巷道拐点处断面较大,且受到上采空区及超前支承压力影响,巷道应力值增大,支护体压缩破坏失稳;(2)旋采至拐点前10 m处采空区煤柱应力与采动应力贯通,同时大倾角下巷道受到上覆岩层剪切应力影响,巷道变形增大。通过分析及工程实践,提出并实施了巷道卧底扩刷、锚网索联合支护方式,有效控制巷道变形,取得较好的社会效益。     

基于地质雷达与3DEC回采巷道支护优化研究

受地质条件、巷道断面形状等因素影响,回采巷道围岩松动圈发育具有非均衡性和不确定性,所以,如何精确得到松动圈厚度是回采巷道松动圈支护的关键问题。本文结合现场实测与数值模拟方法,研究了回采巷道围岩破坏形态及支护方案。首先,利用地质雷达对3条回采巷道两帮及顶板围岩松动圈范围进行了现场测试;其次,采用3DEC软件,对围岩破坏塑性区及变形进行模拟计算。研究结果表明,3条回采巷道围岩破坏范围属于大松动圈,并综合现场测试与数值模拟结果,绘制了松动圈范围图。最后,对原有支护方案进行了优化,结果表明优化的支护方案有效地减小了巷道围岩塑性区厚度及表面变形量,为回采巷道支护提供了参考。     

深井复合顶板煤巷变形机理及控制对策

针对深部高应力条件下复合型顶板煤巷的大变形问题,以江西曲江煤矿为例进行了现场调查、理论分析和工业试验等研究。首先,经现场调查发现该矿表现出了典型“三高”矿井的特点,加上顶板锚索和两帮锚杆无法充分发挥作用,使整个巷道支护系统失去平衡而发生破坏。然后,研究了深部高应力工作面煤巷的力学作用,认为该力学作用是一个渐进过程,其变形动力主要来自于巷道顶板压力,底板变形大是直接导致整个巷道系统失效的重要标志;另外,根据深部高应力复合型顶板煤巷的受力特征,建议应将顶板的控制作为关键部位,尽力维护顶板的完整性,提高岩层自承能力,使支护结构与围岩能够协调地工作,并提出了以“预应力桁架锚索”为主体,以“锚杆+锚索+钢筋网等支护”为辅助的综合控制技术。实践证明：经以“预应力桁架锚索”为主体的综合控制技术支护后的巷道,其变形较原支护有明显好转;监测数据表明：经91 d后,巷道两帮的相对收敛速率小于1.7 mm/d,而且顶底板的相对收敛量大大减少,最大值为297 mm,变形速度小于1.4 mm/d,处于稳定状态。     

深井厚煤层冲击地压与大变形协调控制机制研究

冲击地压与大变形协调控制是深井厚煤层开采面临的共性难题。采用现场监测、理论分析等方法研究深井厚煤层冲击地压与大变形协调控制机制,建立沿空巷道侧向顶板二次破断的力学模型,并得到以下结论:(1)在新巨龙矿井条件下,施工直径120 mm、孔深25 m、间距1 m的大直径预卸压钻孔,形成的有效卸压保护带宽度为10~15 m;(2)深井厚煤层沿空巷道大变形的机制主要是强排煤粉诱发侧向顶板二次破断回转所致,并进行理论验证;(3)深井厚煤层冲击地压与大变形协调控制机制为确定合理的卸压参数,通过大直径钻孔释放围岩膨胀变形,降低巷道围岩应力,同时尽量减少对围岩结构的破坏。现场实践表明,采取优化支护工艺和卸压参数等措施,能够在一定程度上缓解沿空巷道大变形问题。研究结论对深井厚煤层冲击地压与大变形协调控制具有参考意义。     

互层岩体中巷道顶板应力分布及破坏特征研究

考虑巷道顶板岩层分层特性,采用Reissner厚板理论建立巷道互层顶板的应力计算模型,将巷道互层顶板视为三维应变厚板,结合力学相关知识求解得到不同条件下互层巷道顶板的应力分布。分析了软硬互层巷道顶板变形破坏特征及其规律,以山东某矿6506工作面回采巷道为工程背景,通过FLAC^3D数值模拟软件建立不同巷道顶板组合的计算模型,分析了互层巷道顶板岩层的软硬性质对巷道顶板应力和破坏深度的影响。研究结果表明：破坏发生在巷道顶板最下部岩层端部并逐渐向上扩展,最终形成冒落拱;不同岩性组合下巷道顶板应力主要集中在硬岩中,顶板各岩层岩性之间存在差异更易导致应力集中现象;硬岩能有效减弱巷道顶板的破坏深度,使顶板的变形量远小于软岩顶板的变形量,软岩顶板由于其支承能力弱,岩层内应力易达到其极限强度,导致巷道顶板的破坏深度和范围都大大增加。     

不同围压下软岩巷道全长锚固支护优化研究

以淮南矿区丁集矿西三采区地质条件为背景,采用FLAC 3 D计算软件对深井软岩巷道全长锚固支护条件下围岩稳定性进行模拟计算,获得不同围岩应力和支护强度作用下巷道围岩稳定性影响规律.得知,随着围岩应力环境增大,巷道顶帮下沉量和底板底鼓量增大,巷道顶底板变形位围岩移量变化趋势与巷道两帮变形趋势基本一致,在10 MPa围岩环...     

主应力演化影响下的深部巷道围岩变形破坏特征试验研究

研究主应力变化对深部巷道围岩变形破坏特征的影响是巷道支护中非常必要的。以某矿处于深部高水平应力条件下的巷道围岩为工程背景,以大尺度三维相似材料模拟试验系统和制作的主方向应力传感器量测工具,采用"先加载后卸载"的开挖方式模拟主应力大小和方向演化影响下的有支护巷道围岩产生剪切滑移的变形破坏特征。研究表明,在高水平应力环境下巷道在掘进开挖过程中顶底板受挤压剪切作用产生变形破坏,破坏范围呈现"楔形"渐进发展;通过模型剖切面发现巷道围岩顶底板产生了不同数量的对称螺旋状剪切滑移裂缝,并向巷道两帮发展并交叉,将巷道围岩形成一定范围的剪切破坏区域;通过分析主应力大小及方向的演化可知,巷道围岩受高水平应力作用形成的剪切滑移裂缝破坏与主应力大小及方向演化存在必然联系,认为最小主应力的调整对剪切滑移裂缝的形成起到了重要作用。     

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。     

高应力软岩巷道支护失效机制及控制研究

 为明确高应力软岩巷道支护失效机制并验证新型支护形式的有效性,以赵楼煤矿千米深井为工程背景,在围岩变形破坏及支护失效规律现场探测、监测分析基础上,采用数值计算方法,通过对FLAC3D中BEAM单元的修正处理实现了拱架支护体系的精细化模拟,讨论了支护强度等级(拱架形式)、地应力等级、围岩强度等级三个因素对巷道围岩变形量、塑性区范围、支护构件受力状态等的影响规律。在此基础上分析了高应力软岩巷道支护失效机制。对于高应力软岩巷道来说,锚网喷支护具有明显的局限性;具有一定刚度和强度的拱架是一种行之有效的围岩控制途径,是必要的。采用方形钢管约束混凝土拱架支护体系进行现场试验,新型高强拱架支护方式使得巷道围岩稳定性得到有效控制。     

迎上下采空孤岛面沿空掘巷围岩变形破坏特征

为了研究分析上下煤层两侧都采空而形成的孤岛面沿空掘巷和煤层开采时围岩应力分布及变形破坏特征,应用理论分析、计算机数值模拟与具体工程实践相结合的研究方法,分析了上下煤层两侧采空情况下,下孤岛工作面迎上孤岛面沿空掘巷期间及煤层开采过程中,采场围岩应力分布、变形破坏规律。结果表明:该情况下孤岛工作面围岩结构特征因受多次开采影响,其整体性和联动性都有所降低,采场围岩应力分布特征有所不同,且煤柱宽度尺寸对巷道受力变形有较大影响。掘巷期间轨道巷煤柱帮的变形量大于实体煤帮变形量,顶板下沉量大于底鼓量;回采期间顶板运移特点决定了两巷围岩主要呈现拉剪破坏,随着工作面的推进,采动影响阶段和影响剧烈阶段范围逐渐增大,巷道断面收缩率随着距工作面距离的减小而增大。对于孤岛面开采沿空巷道的特殊围岩条件,应遵循“强顶、固帮、控底的全断面围岩控制技术思路,对上下隅角附近巷道加强支护,提高围岩自身强度,为类似条件孤岛面巷道维护及安全开采提供理论技术保障。     

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。