深井巷道顶板锚固体破坏特征及稳定性分析

结合深井回采巷道围岩锚固体变形破坏特征,分析了深井回采巷道顶板锚固体失稳机理,建立了巷道顶板不同破坏形态的稳定性模型,得出了深井回采巷道锚杆、锚索支护条件下顶板锚固体稳定性力学方程,并结合古汉山矿深井回采巷道锚杆、锚索耦合支护方案开展验证性研究,对现场试验巷道顶板锚固体的稳定性进行了力学求解及数据分析,提出的深井回采巷道锚杆、锚索耦合支护方案支护参数合理,顶板离层量小于25mm、顶底板及两帮位移收敛量小于180mm,均保持在可控范围内,锚杆、锚索耦合支护有利于巷道围岩的稳定.     

深部高应力回采巷道支护技术研究

针对深部开采巷道围岩变形快、变形量大的重大难题,根据兴东矿2121工作面回采过程中巷道围岩的变形特征,通过普氏理论计算出锚杆(索)支护参数,提出了5种不同支护方案,利用FLAC3D数值模拟软件,依次计算出各种方案的顶板下沉量和两帮移近量。结果表明:(1)深部巷道在高应力作用下,巷道围岩变形总量较大,特别是在巷道变形初期,巷道围岩变形速率大,在此条件下采用锚杆索联合支护,可以有效控制围岩的变形和破坏;(2)通过加强两帮的支护,可提高深部巷道围岩整体的承载能力,减少顶板下沉,促进顶板形成稳定结构;(3)增加锚索的预紧力,使锚杆与锚索同步承载,可大大增加支护结构的稳定性,有效控制围岩变形。现场试验表明,锚杆索联合支护可有效提高巷道围岩的承载能力,减少围岩移动和变形,具有良好的支护效果。     

布尔台矿采动巷道顶板变形破坏特征与支护技术研究

针对神东集团布尔台矿二次釆动回采巷道顶板破裂深度大、变形量严重、冒顶事故频发等问题,采用现场观测、数值模拟试验和理论分析相结合的方法,研究采动巷道顶板变形破坏特征和工程可控性。结果表明:巷道二次采动影响期间顶板变形破坏严重,增加支护强度对顶板变形的控制效果极为有限,顶板下沉量远远超出锚索的承受能力,顶板破裂深度高达4 m左右,在现有技术条件下试图通过高强支护来限制顶板下沉是达不到的,须采用以控制冒顶为主的高延伸率、大锚固范围支护材料。据此,对锚杆接长装置进行了优化设计,并在布尔台矿42105回风巷进行了支护补强试验,试验结果表明优化后接长锚杆支护技术能够有效防止巷道冒顶。     

厚层松软复合顶板煤巷梯次支护力学原理及应用

井厚层软弱复合顶板巷道围岩,单一长度的锚索加强支护,形不成稳固的承载结构,导致下位岩层离层,巷道围岩继续变形和破坏.提出了梯次支护原理,首先采用锚杆支护在巷道顶板浅部围岩造壳(一阶支护),再采用短锚索支护控制顶板中下部软弱煤岩形成二次强化锚固承载结构(二阶支护),再应用长锚索对已形成的二阶锚固承载体向顶板上部深层煤岩体实施整体组合锚固(三阶支护),在顶板岩层中形成一定厚度和承载强度的具有组合锚固效应的阶梯式立体支护结构,并对其支护力学原理进行了理论分析.该支护技术成功应用于淮南顾桥煤矿11151轨道顺槽,其巷道顶板浅部围岩离层分别为10和14 mm左右,深部围岩离层最大值为23 mm.     

多扰动回采巷道围岩失稳演化及控制分析

为了更好地理解多扰动回采巷道围岩的变化规律,通过对五虎山矿多扰动回采巷道现场观测、钻孔窥视,分析了多扰动巷道围岩变形特征与失稳原因,优化了巷道布置位置,确定了围岩支护方案,并进行了数值模拟与现场试验。结果表明:多扰动巷道顶板浅部围岩破碎度大,呈"网兜"弯曲下沉,两帮整体移动变形,呈反弓形破坏;多煤层开采扰动、顶板岩性软弱、围岩自稳时间短与松动范围大是围岩失稳的原因;上部煤层开采后,由上到下岩层垂直应力由马鞍形向近似拉长"W"形过渡,距上部煤层越远,垂直应力越小,011208运输巷合理位置在010908工作面采空区下方,与010908回风巷外错16 m,煤柱尺寸15 m;采用破碎顶板重点支护(注浆-架棚)与深浅围岩分区承载(锚杆-锚索)耦合控制方案后,巷道围岩变形量小于40 mm,支护效果显著。     

济三煤矿沿空巷道矿压显现规律研究

针对济三煤矿综放工作面断层发育、坚硬顶板围岩地质条件,设计了综放面小煤柱沿空巷道锚杆(索)支护参数.巷道在施工过程中,采用顶板离层仪和钻孔窥视仪,较系统地观测研究了沿空掘巷矿压显现规律.研究结果表明:巷道顶板下沉量较小,锚固区内外岩层离层量小巷道掘进影响区范围为50m左右;巷道底臌较严重,巷道两帮移近明显,围岩收敛后巷道由矩形断面变形成为倒梯形断面;沿空巷道煤柱中节理裂隙十分发育,煤体压缩变形成为块状结构的塑性松散体.综放面回采期间巷道断面大小满足使用要求,说明了沿空巷道锚杆支护,能够经受住综放工作面采动影响,锚杆支护试验取得了成功.研究成果在综放面沿空掘巷中进行了推广应用.     

基于理论计算与FLAC 3D模拟的巷道支护优化设计

为了解决深埋煤层巷道掘进之后的片帮和冒顶事故,针对乌海某矿辅运回风巷道埋深大、应力高、围岩强度低,巷道掘进后变形严重且原支护方案不能满足巷道稳定性,采用理论计算和FLAC 3D数值模拟的方法,对锚杆、锚索联合支护参数进行了优化.支护实测表明：在顶板最大下沉值132 mm、两帮最大偏移值103 mm后,巷道趋于稳定,即优化后的锚杆与锚索联合支护参数,对巷道变形具有良好的控制效果,该支护方案可以为其他类似情况提供一定的参考.     

深部回采巷道支护参数的正交数值模拟

平顶山矿区深部主采煤层回采巷道矿压显现强烈,普通锚网支护难以适应深部开采的要求,高强度、高刚度、高预紧力的强力支护是控制深部围岩变形的有效途径.采用正交数值方法对平顶山矿区主采煤层回采巷道的支护参数进行了模拟分析,确定了影响围岩变形主次因素.应用多元回归分析法,拟合了巷道断面收敛系数与综合岩体强度、顶板锚索根数、锚杆预紧力、垂直应力和动载系数的关系式,对平煤股份十一矿高强锚网索支护的丁5-6-26071风巷断面收敛变形进行了预测,与现场矿压测试结果基本吻合.     

深井煤巷厚层复合顶板整体变形机制及控制

为解决深井煤巷厚层复合顶板的整体下沉问题,分析了巷道围岩力学机理并提出了控制技术.采用现场调查和理论分析方法研究了深井煤巷厚层复合顶板岩层的结构特点和力学性质,以及整体下沉的主要原因,认为该类型顶板具有厚度大、力学强度低、软弱分层多等特点,而锚索的整个有效锚固长度并没有深入到承载强度较高的岩层中,出现了垮落层带、离层裂隙层带和弯曲层带的"小三带"变形分布区域,形成了"顶板-两帮"和"顶板-小煤柱"的不稳定循环系统,由此,提出了以"预应力大刚度桁架锚索梁"为核心的综合控制技术.现场试验表明:进行以"预应力大刚度桁架锚索梁"为核心技术支护后的煤巷明显好于原支护煤巷(为锚杆和锚索联合支护),较原支护煤巷的顶底板总移近量少了541mm.     

回采巷道锚杆支护两帮稳定性分析

根据巷道围岩应力变化特点结合锚固体变形破坏的相似材料模拟试验, 分析了巷道两帮锚固体的变形破坏特征, 指出锚杆支护巷道两帮表面主要发生张性破坏, 锚固体内部发生剪切破坏, 据此建立起回采巷道锚杆支护两帮稳定的分析模型, 提出了两帮稳定的判别准则, 即锚固体中锚杆的拉应变必须小于锚杆的允许拉应变, 在巷道两帮围岩较松软时, 还必须满足巷道周边位移值的要求     

回采巷道锚杆支护两帮稳定性分析

根据巷道围岩应力变化特点结合锚固体变形破坏的相似材料模拟试验,分析了巷道两帮锚固体的变形破坏特征,指出锚杆支护巷道两帮表面主要发生张性破坏,锚固体内部发生剪切破坏,据此建立起回采巷道锚杆支护两帮稳定的分析模型,提出了两帮稳定的判别准则,即锚固体中锚杆的拉应变必须小于锚杆的允许拉应变,在巷道两帮围岩较松软时,还必须满足巷道周边位移值的要求.     

深部沿空切顶成巷围岩稳定性控制对策

基于沿空切顶成巷技术原理,以城郊煤矿深部工作面无煤柱开采为背景,综合运用力学分析﹑模拟计算和现场试验等方法,对深部切顶成巷围岩控制关键对策进行深入研究。结果显示：切顶留巷顶板在侧向形成短臂梁结构,降低了巷旁支护体所受压力,切缝范围内岩层垮落后碎胀充填采空区,使留巷顶板下沉量降低了约50%。采空区侧顶板为切顶巷道围岩变形的关键部位,需进行加强支护;深部切顶巷道实体煤帮塑性区范围大,通过煤帮锚索支护技术可将浅部锚杆承载层锚固在弹性区稳定煤体中;深部切顶成巷来压速度快、强度大,巷内单体支柱易造成冲击破断,采用高阻力液压支架巷内临时支护时可较好地抵抗深部强动压;巷旁刚性挡矸装置因无法适应深部围岩大变形而受压弯曲破坏,深部切顶巷道巷旁挡矸结构需实现一定的竖向让位卸压方可与顶底板协调变形。在研究的基础上提出恒阻锚索关键部位支护+可缩性U型钢柔性让位挡矸+巷内液压支架临时支护+实体煤帮锚索补强的深部切顶成巷联合支护技术,并进行现场工业性试验。现场监测结果表明：留巷围岩在滞后工作面约290 m时基本稳定,且稳定后各项指标满足下一工作面使用要求。     

全煤巷回采巷道锚杆支护参数设计研究

综放工作面的两条回采巷道为全煤巷,断面面积大,围岩强度低,采用锚杆支护能较好控制巷道的变形,锚杆支护设计关系到巷道锚杆支护工程的质量优劣、是否安全可靠以及经济是否合理,利用压力拱理论为基础,对回采巷道锚杆支护的各项参数进行科学设计,设计方案在某矿中实际应用效果来看,能够保证顶板的稳定,巷道在使用期限内的变形量满足回采工作要求,整体维护效果良好。     

不同服务期煤矿巷道锚杆的受力特征

利用锚杆无损检测技术对3个矿区不同服务期的回采巷道锚杆进行轴力检测,获得了锚杆轴力的变化特征以及锚杆受力的统计规律,结果表明:不同矿区回采巷道锚杆受力的变化规律基本一致,在巷道掘进期,锚杆轴力迅速增大,在距离巷道掘进面一定距离后增加幅度逐渐减缓;当巷道变形进入稳定期后,锚杆的轴力呈增加的趋势但变化幅度不大;在工作面回采期,锚杆轴力普遍较大,且随工作面的推进,锚杆轴力变化显著,最大受力超过10t.锚杆的轴力变化与巷道围岩中的应力调整是相对应的,锚杆的受力状态和变化趋势可反映巷道围岩的变形和稳定状态,不同时期锚杆受力演化规律可为锚杆支护设计和参数优化提供依据.     

高应力回采巷道围岩变形特征及协调支护技术研究

为了研究高应力条件下回采巷道围岩变形特征,以石板沟煤业18002工作面回风巷为研究对象,根据该巷道工程地质特点,采用FLAC3D数值模拟软件,分析高应力工作面回风巷的变形影响因素,提出高预应力高强锚杆与锚索协调支护的总体思路．分析可知,围岩变形较大是多重原因综合作用的结果;采用高预应力高强锚杆．锚索协调支护对高应力巷道围岩变形控制效果明显;工业性试验结果表明,该技术能有效控制巷道围岩变形,为矿井安全生产创造条件,并取得较好的效果．     

集中应力影响下破碎围岩巷道支护技术研究与应用

新柳煤矿受井田范围内小窑越层越界开采影响,且随着矿井开采深度不断延伸,在回采下层煤过程中,造成回采巷道围岩松散破碎、自稳性差、矿压大且来压迅速。针对复杂的地质条件,该矿在回采巷道掘进过程中最终采用锚杆、锚索、W钢带、网＋25#U型钢棚联合支护形式,有效控制了巷道的强烈变形,提高了掘进速度和降低了后期维护成本,取得了良好的支护效果。     

无煤柱自成巷“短臂梁”结构特征及变形计算分析

为了探索无煤柱自成巷开采条件下"短臂梁"顶板结构及变形特征,建立了顶板变形计算模型,运用能量理论与位移变分方法对顶板变形及其影响因素进行了分析.结果表明:留巷宽度、断裂岩块回转运动对顶板变形影响较为显著;而巷内锚索支护、临时支护对顶板变形控制作用有限.顶板变形的主要影响因素按其影响程度由大到小依次为:留巷宽度、岩体泊松比、断裂岩块回转角度、岩体弹性模量、临时支护强度、锚索支护强度.据此提出应严格控制留巷宽度,合理设计顶板切缝高度的围岩控制思路,可降低上覆岩层断裂岩块回转下沉空间,减小"短臂梁"顶板变形,有利于提高巷道稳定性.     

高预紧力桁架锚索与单体锚索平行布置支护原理及应用

综合理论分析、数值模拟、现场试验及实测,分析了高预紧力桁架锚索与单体锚索不同支护原理及其优缺点,提出高预紧力桁架锚索与单体锚索平行布置支护技术,并对其组成结构、控制机理、应力场分布规律进行系统研究.结果表明:1)单体锚索自由端预紧力在锚固体内形成的垂直应力随锚索轴向深度增大呈指数形式迅速减小,其有效作用深度为0~6m,有效作用半径为0~2.4m;2)桁架锚索新型特制联接锁紧器使闭锁结构内锚固体受水平应力和垂直应力双重作用,锚固体中性轴位置下移,更大范围煤岩体处于受压应力状态;3)单体锚索应力场以环形波纹状向岩体深部扩展,桁架锚索应力场呈燕尾形沿垂直方向向岩体深部扩展,叠加区内更大范围锚固体处于受压状态.实测五家沟矿5203特大断面开切眼顶板最大变形量为393mm,围岩控制效果良好.     

半煤岩巷锚杆支护参数优化数值模拟研究

随着煤矿开采强度的加大,浅部薄及中厚煤层已逐渐引起关注．薄及中厚煤层中的半煤岩巷进尺较低,成为制约矿井高产高效的瓶颈之一．结合香山公司半煤岩巷的掘进现状,采用数值模拟方法对其支护参数进行优化设计,将锚杆间排距由0．7m扩大为0．9m,巷道围岩塑性区变化不明显,锚杆（索）作用在弹塑性范围内,巷道围岩位移及支护受力在250KN左右．现场工业性试验表明,巷道两帮最大变形量113mm,顶板最大下沉量128mm,稳定后收敛速率小于0．1mm／d;单月进尺达180m,施工段累积节省158．11万元,对同类条件下的半煤岩巷快实现快速掘进有一定的参考价值．     

陈四楼煤矿煤巷锚杆支护研究

结合陈四楼煤矿 2 4 0 1工作面机巷的具体地质条件 ,对煤巷锚杆支护机理进行了研究 .指出在顶板岩石强度较低的情况下 ,采用高强锚杆支护系统 ,并选择合理的锚固方式 ,可以有效地控制围岩变形 ,保持围岩稳定 .主要介绍了回采巷道锚杆支护的设计思路 ,采用数值模拟方法确定锚杆支护参数并在实施过程中对围岩变形进行监测 .工程实践表明 :应用锚杆支护与棚式支护相比 ,能有效改善围岩的稳定性 ,取得了良好的支护效果 .