2-105工作面进风巷高预应力锚杆支护技术研究与应用

为保障干河煤矿2-105工作面进风巷复合顶板围岩的稳定,采用现场试验与数值模拟具体分析锚杆(索)预紧力对复合顶板的控制效果,进行高预应力锚杆支护方案设计。掘进期间顶板下沉及两帮移近量的最大值分别为57mm和64mm,保障了巷道围岩的稳定。     

裕泰煤业15104工作面 复合顶板巷道围岩控制技术研究

为保障裕泰煤业15104工作面回风巷围岩的稳定,基于回风巷复合顶板的具体特征,分析了锚杆对围岩滑移面的加固以及锚杆预应力对围岩稳定的控制作用,确定巷道顶帮角锚杆安装角度为35°,顶板锚杆的预紧扭矩为400 N·m,并进行了高预应力锚杆支护技术设计。现场监测结果表明:工作面回采期间,顶板下沉量及两帮移近量均较小,满足回采巷道使用要求,支护方案合理。     

极近距离煤层变厚度顶板下部回采巷道综合控制技术

针对三交河矿极近距离煤层采空区下变厚度顶板下部煤巷布置及合理支护的技术难题,通过上部残留煤柱应力扩散分析与提高掘采回收效率考量,确定601首采面两巷采用反向大错距的布置方案。在开展现场巷道顶板窥视、锚固力测试与预紧扭矩转化试验的基础上,提出了适应不同地质条件的煤巷差异化支护方案:架棚-锚杆联合支护、锚杆-锚索支护及锚杆-钢带-锚索支护。在井下实施了两条回采巷道的全进尺支护示范,监测结果表明:掘巷期间锚杆锚索工作载荷快速稳定,预紧力设计合理,围岩最大变形量30mm;回采期间超前巷道顶板最大下沉93mm。相关回采巷道综合控制技术保障了近距离下部煤层的安全高效开采。     

常村煤矿软岩巷道张拉型锚杆支护效果研究

目前我国煤矿巷道采用锚杆支护较为普遍,锚杆支护的主要原理是通过对锚杆尾部螺母施加预紧扭矩进行锚杆支护,这样往往造成预紧扭矩和预紧力之间的转化效率较低,锚杆受力复杂且容易破断。文章针对锚杆支护中容易出现的问题,采用张拉型锚杆进行了现场支护试验,结果表明,顶板最大下沉量为32 mm,两帮最大移近量为282 mm,顶板离层仪顶板深部及浅部均处蓝色区域,大部分锚杆预紧力大于120 kN,巷道变形量较小,巷道支护效果较好。     

赵庄煤矿1312运输巷道复合顶板围岩控制技术研究与应用

为保障1312运输巷道复合顶板围岩的稳定,采用理论分析的方式进行复合顶板变形失稳机理的分析,确定影响顶板稳定的主要因素为:煤帮承载特征、软弱夹层、顶板水及锚杆索工作状态,基于复合顶板变形失稳机理,确定巷道采用顶板协调、高增阻、强初撑和高工作阻力的支护原则,结合巷道特征进行支护方案设计,在巷道掘进期间进行围岩变形监测分析。结果表明:巷道掘进期间,顶板下沉量和两帮移近量的最大值分别为72 mm和163 mm,支护方案有效保障了围岩的稳定。     

深部煤巷锚杆支护合理预紧力研究

以王楼煤矿埋深-1 000 m的27304上顺槽为工程背景,探讨了深部煤巷锚杆支护合理预紧力的确定。采用ANSYS进行了不同预紧力下的顶板离层数值模拟,确定了锚杆合理的预紧力,并通过现场扭矩力转化试验确定了施工扭矩。现场矿压观测可知,煤巷开挖后围岩主要经历了迅速自稳阶段、锚杆(索)受力缓慢增长段及稳定阶段。巷道移近量及锚杆(索)受力、顶板离层等监测数据表明,支护方案合理有效。     

掘进巷道锚杆预紧力的确定及应用研究

通过改善巷道锚杆的预紧力的方式可控制掘进巷道局部位置出现冒顶、片帮等现象,文章通过理论分析、数值模拟以及现场实测的方法,计算了巷道顶板锚杆预紧力并分析了其影响因素,探究了不同顶板锚杆预紧力条件下巷道围岩的垂直变形量,最终确定巷道的顶板锚杆的合理预紧力。主要得到如下结论：在锚杆预紧扭矩一定的前提下,随着锚杆直径不断增加,锚杆预应力会逐渐减小;在锚杆直径一定的前提下,随着锚杆预紧扭矩的不断增加,锚杆预紧力不断增大。随着巷道顶板锚杆预紧力的逐渐增加,巷道顶板下沉量逐渐减小,当锚杆预紧力由100kN增加至150kN时,巷道顶板的最大下沉量则由72.28mm减小至64.12mm。巷道顶板锚杆的预紧力应不小于130kN,并最终确定为150kN,经现场实测巷道顶板下沉得到良好控制。     

厚煤层大断面巷道支护技术研究

为了研究厚顶煤大断面巷道掘进过程中的巷道围岩破坏情况及合理支护方式,采用数值模拟和井下试验方法分析了不同巷道宽度下巷道围岩的变形破坏情况及不同支护方式对巷道围岩稳定性的影响,研究结果表明:巷道宽度变化对厚煤层顶板稳定性影响较大,巷道宽度由4 m增加到6 m时,顶板沉降量增加了55 mm,最大变形出现在厚煤层顶板中部,采取高预应力锚杆索支护方式并适当提高顶板支护密度,可以对浅部围岩施加更大压应力,进而更好地控制顶板沉降,井下工程实践表明:合理的锚杆索预紧力及支护参数可保持巷道围岩结构稳定性,矿压监测数据显示,两帮变形最大均未超过40 mm,顶板最大离层值未超过100 mm,锚杆、锚索受力始终保持稳定,支护效果良好。     

不同支护形式下深部巷道支护对比试验研究

针对协庄矿1202E运输巷支护现状,通过现场工业性试验,对相同条件下深部软岩巷道采用原全螺纹钢锚杆支护、淮北高强锚杆支护和高预紧力强力锚杆支护3种支护形式进行对比试验研究,分析了试验结果。试验结果表明,全螺纹钢锚杆支护由于强度低、预紧力小,支护效果差,断面收缩率为45.5%;淮北高强锚杆支护在锚杆受力和控制巷道变形方面有所改善,但还不能满足支护要求;高预紧力强力锚杆强度与刚度大,实现了高预紧力,杜绝了锚杆拉伸破坏,有效控制了顶板离层和两帮位移,顶板离层量小于10 mm,底臌量在300mm以内,两帮移近量小于200mm,断面收缩率仅为13.6%。因此,相比前两种支护,高预紧力强力锚杆支护能更有效地控制巷道围岩变形发展,提高围岩的稳定性。     

高预紧力全长锚固锚杆工况监测

 通过对常用的测力锚杆改进,开发出了能够监测高预紧力全长锚固锚杆受力状况的CM-200Ⅰ型测力锚杆,并进行了实验室标定。同时开发出适用于测力锚杆施加扭矩的扭矩套筒,更好的实现了对高预应力全长锚固锚杆的实际工况监测。将改进后测力锚杆应用于井下,通过监测结果知高预紧力全长锚固锚杆的载荷在施加预紧力后沿杆体均匀分布,围岩变形后,在距锚杆尾部500mm处出现中性点,此处轴力最大,剪应力为零。并且根据巷道表面位移监测结果知高预紧力全长锚固锚杆有效的控制了顶板的变形,充分发挥了锚杆的支护性能     

高膨胀松软围岩巷道支护技术

为了解决高膨胀松软围岩巷道顶板变形量大、锚杆脱落失效等问题,利用工程类比分析、数值模拟等方法对高膨胀软岩巷道稳定性影响因素及锚杆支护技术进行了研究。研究结果表明:高膨胀松软岩层强度低,遇水易膨胀软化,是顶板破坏失稳的内因,围岩高集中应力及支护强度不足是外因,可通过优化巷道布置方式、加强支护提高巷道稳定性。研究确定了高膨胀软岩巷道树脂加长锚固锚杆锚索组合支护方案,主要参数为:锚杆间排距800 mm×900 mm,锚杆预紧扭矩不小于400 N·m;锚索间排距1 600 mm×1 800 mm,每排2根,锚索预紧力为200~250kN,并将设计支护方案进行了现场试验,取得了良好的支护效果。     

复合顶板动压巷道变形破坏机理与锚杆支护技术

薛虎沟煤矿为解决复合顶板巷道围岩控制和支护困难,通过理论分析、数值模拟并结合工程实践,对复合顶板巷道变形破坏机理及相应的锚杆支护技术进行了分析及应用。结果表明复合顶板动压巷道围岩变形破坏主要是锚杆支护的主动支护作用效果差,特别是复合顶板岩层节理裂隙发育程度高,会使巷道顶板的稳定性大幅降低;结合矿井实际地质条件,采用锚杆、锚索联合支护技术,提升了锚杆、锚索的预紧力,增强了联合支护的支护强度,提高了联合支护的主动支护效应,可有效控制复合顶板动压巷道围岩的变形破坏。     

多类型复合顶板锚杆预应力场分布特征及支护优化

针对煤矿巷道顶板岩层结构的多样性与复杂性,通过大范围顶板原位强度测试和围岩结构窥视,对巷道顶板结构类型进行划分,对比分析了不同顶板类型和锚固参数下锚杆预应力场的分布特征,对复合顶板巷道锚固参数进行了优化,结果显示:晋能集团阳泉矿区主采煤层巷道顶板类型可分为软弱型、软硬相间型、下硬上软型和硬软相间型;无论是单一岩层还是复合岩层,锚杆预应力整体上呈“两拉一压”的分布特征;在复合岩层中,层理面是阻碍锚杆支护应力传递的主要因素,层理面越多,形成的有效压应力范围越小;通过施加高预紧力和使用大护表构件,可以有效扩大锚杆压应力区范围;通过调整锚固长度或锚杆长度,使层理面位于压应力较高的区域,可以有效避免巷道顶板垂向离层和水平错动。以软弱型顶板巷道为例,开展复合顶板巷道围岩锚固支护优化现场实践,验证了理论研究的可行性。     

复合顶板条件下锚网索喷及注浆加固支护应用

复合顶板条件下的冒顶事故相当严重,且绝大部分属于无显著矿压显现的冒顶事故。为探究复合顶板条件下锚网索喷及注浆加固支护的应用方式,以平煤股份九矿己16-17-22050机巷为试验巷道,采用锚网索喷+注浆加固技术对该巷道破碎顶板进行控制。结合单体锚杆、锚索、喷浆、加固技术和破碎围岩体内部裂隙注浆技术的优势,以及普通预应力锚杆、锚索的悬吊作用,又配合喷浆使其巷道周边煤岩体达成整体的特性对顶板注浆;分析认为,该方法提高了裂隙与煤岩体之间的粘聚力和内摩擦角,增大了岩体内部块体间相对位移的阻力。实践表明,该支护技术能提高顶板、煤帮煤岩体的整体稳定性,一定程度上可有效防止冒顶事故的发生,为矿井安全生产打下坚实基础。     

复合顶板软弱岩层外错式相邻区段巷道联合支护技术研究

为解决传统巷道布置条件下复合顶板软弱岩层沿空巷道存在顶板易变形、易失稳、易冒落，无法长久维持巷道围岩稳定性等一系列难题，本文基于错层位外错式巷道布置方式，利用相邻区段间巷道空间化结构关系，提出综放复合顶板错层位外错式相邻区段巷道联合支护技术，理论分析该支护技术的围岩控制作用机理，采用FLAC3D数值模拟软件对错层位外错式巷道布置条件下相邻区段巷道联合支护方案进行研究并与传统巷道布置下常规支护方案进行对比。模拟结果表明：采用“错层位外错式巷道布置+相邻区段间巷道联合支护技术”为核心的综合围岩控制措施，可加强易离层垮落顶板的支护强度，使围岩应力在联合支护的作用下趋于均衡，从而最大限度地发挥支护体系的支撑作用，达到巷道稳定的目的。     

8605运输巷复合顶板巷道稳定性控制研究

为探究高应力情况下复合顶板的治理控制方式,以煤峪口矿8605工作面复合顶板巷道为工程背景,研究了高应力复合顶板的变形破坏机理,并确定采用“帮顶同治”的围岩控制策略.现场应用实践表明,8605工作面运输巷表面位移变化稳定时间长,锚杆索受力平稳,巷道完整性控制效果好,能够满足矿井生产技术需要.     

高应力厚硬顶板巷道支护优化与应用

为解决耿村矿高应力厚顶板回采巷道变形严重与维护难的问题,采用现场调查的方法研究了巷道围岩变形特征,采用理论分析的方法分析了巷道围岩变形的原因,提出了符合该矿高应力厚顶板巷道的“高预应力锚网喷+注浆+U型钢支架”的支护方案。高预应力锚网喷维护浅部围岩稳定并调动深部围岩承载能力,注浆封闭巷道围岩裂隙并增强巷道围岩整体稳定性,U型钢支架提高支护的承载能力。实践表明,优化方案对高应力厚顶板巷道围岩控制效果良好,保证了巷道的正常使用。     

沿空留巷巷内支护技术研究与应用

针对沿空留巷围岩变形大、变形不匀均、维护效果差等状况,以沁新矿沿空留巷为工程背景,采用数值模拟分析了巷内支护与围岩变形、应力分布的关系,揭示了沿空留巷巷内支护机理：采用高阻让压支护,提高沿空留巷围岩承载能力和抗变形能力,适应沿空留巷阶段性围岩大变形与应力调整。开发了沿空留巷巷内支护技术：① 基本支护：采用高预紧力、高强度、大延伸率锚杆与锚索支护,提高围岩承载能力、适应围岩大变形;② 加强支护：回采工作面后方一定范围内的沿空留巷采用高阻让压的单体液压支柱加强顶、底板支护,即在采空区顶板破断和沿空留巷围岩应力调整的剧烈阶段,通过单体液压支柱有效支撑顶底板、减小顶板回转、下沉和巷道底臌,保持沿空留巷围岩稳定;③ 沿空留巷围岩变形稳定后撤除作为加强支护的单体液压支柱。     

深部软弱破碎复合顶板煤巷稳定控制技术

针对深部软弱破碎复合顶板矩形断面煤巷易冒顶、大变形、难支护等特点,基于锚杆和锚索支护理论,提出了兼具组合梁和组合拱承载效应的梁-拱锚固承载结构,分析了梁-拱锚固结构的几何特征,揭示了不同锚固参数条件下梁-拱锚固结构的形成过程及演化规律,反映了不同支护形式下煤巷顶板的锚固结构效应。采用FLAC~(3D)模拟研究了4种支护技术方案条件下深部软弱破碎复合顶板煤巷围岩位移与塑性区损伤扩展演化规律,揭示了不同支护技术方案对矩形断面煤巷围岩的控制效果,验证了采用基于梁-拱锚固结构的深部软弱破碎复合顶板矩形断面煤巷支护技术方案的合理性,并进行了井下工业性试验。监测结果表明,采用"梁-拱锚固结构"支护技术方案有效地控制了深部软弱破碎复合顶板煤巷离层与大变形,维持了深部软弱破碎复合顶板煤巷围岩与支护结构的稳定及安全。     

金达煤矿动压巷道支护技术研究

金达煤业10107运输巷采用架棚和锚杆联合支护，支护参数不合理，巷道受动压影响变形严重，两帮移近量达800 mm，底鼓量达1 500 mm，巷道需要多次返修。为解决巷道支护难题，在该巷内进行了地质力学参数测试，分析了支护存在的问题及动压巷道围岩受力特点，提出了高预紧力锚杆支护技术，进行了井下试验。结果表明:新支护在巷道浅部围岩形成刚度较高的预应力承载结构，矿压监测结果显示巷道顶板下沉量43 mm，两帮移近量95 mm，巷道支护效果有了明显改善，满足矿井正常回采的要求。