深部巷道复合顶板全锚索一次支护研究

城山煤矿一采区3B煤层右0巷顶板为复合顶板岩层，为解决城山巷道顶板易离层冒顶的问题，提出了新型的巷道复合顶板全锚索一次支护方案。采用弹塑性基本理论分析了锚索加固机理，指出了高预应力全锚索大幅提高支护结构的早期支护强度与刚度，有效控制复合顶板的离层和下沉，高预应力为复合顶板岩层提供了法向约束应力，明显改善了顶板岩层应力状态。针对右0巷顶板岩层岩性及分层状况，运用数值模拟和现场实测的分析方法综合评价了巷道复合顶板全锚索一次支护效果，分析了掘进、回采期间顶板下沉及锚索承载规律，掘进期间顶板最大下沉量为34 mm，回采期间顶板最大下沉量为63 mm。现场试验表明：全锚索一次支护对控制深部复合顶板变形效果十分显著，为深部复合顶板巷道支护提供了参考。     

矿井深部沿空软碎巷道主动支护技术研究

为解决矿井深部沿空软碎巷道支护困难的问题,针对陈四楼煤矿埋深800 m及以下的沿空掘进工作面地质条件和巷道变形破坏特征,通过理论分析、数值模拟,分析巷道失稳破坏原因,提出了"高强度高密度锚杆+高强度锚索钢梁+顶板高强度注浆"的主动联合支护技术。结果表明:通过对沿空掘巷软弱破碎顶板进行高强度注浆,将顶板内的裂隙充填,使软弱破碎的顶板与高强度注浆液胶结成整体,从而提高巷道直接顶板岩层的黏聚力和内摩擦角,增强顶板的整体稳定性和强度;利用"高强度、高预应力、高强度、高锚固点"锚杆以及高强度锚索钢梁对巷道顶板和两帮实行协同支护,有效控制了巷道围岩变形,巷道掘进45 d后围岩变形趋于稳定,顶板下沉量最大为79 mm,两帮位移最大183 mm,保证了巷道安全生产过程中的正常使用。     

深部巷道复合顶板全锚索一次支护研究

城山煤矿一采区3B煤层右0巷顶板为复合顶板岩层,为解决城山巷道顶板易离层冒顶的问题,提出了新型的巷道复合顶板全锚索一次支护方案。采用弹塑性基本理论分析了锚索加固机理,指出了高预应力全锚索大幅提高支护结构的早期支护强度与刚度,有效控制复合顶板的离层和下沉,高预应力为复合顶板岩层提供了法向约束应力,明显改善了顶板岩层应力状态。针对右0巷顶板岩层岩性及分层状况,运用数值模拟和现场实测的分析方法综合评价了巷道复合顶板全锚索一次支护效果,分析了掘进、回采期间顶板下沉及锚索承载规律,掘进期间顶板最大下沉量为34 mm,回采期间顶板最大下沉量为63 mm。现场试验表明:全锚索一次支护对控制深部复合顶板变形效果十分显著,为深部复合顶板巷道支护提供了参考。     

大跨度穿断层软岩巷道顶板非对称破裂机制与控制对策研究

针对大跨度穿断层软岩巷道顶板非对称大变形失稳的工程难题,总结分析原支护条件下巷道变形破坏特征及其主控影响因素,给出基于MATLAB图像处理技术的钻孔裂隙发育程度定量表征方法,模拟研究巷道顶板位移场、主应力场及裂隙场演化规律,揭示巷道顶板渐进非对称破裂机制;根据不同区域巷道变形破坏情况与离散模拟结果,针对性地提出顶板"非对称分区强化控制、减跨控顶支护、破碎围岩分区深浅注浆、强化联合支护"的过断层支护对策,优化支护方案并进行现场应用.研究结果表明:1)巷道顶板破坏深度、变形特点、破裂模式等均呈现明显的非对称变化特征,断层左侧(I区)及右侧(II区)顶板裂隙密度均随巷道表面至深部距离变化呈负对数衰减特点,后者数值较大且降速较快,表明II区顶板整体较为破碎且破坏深度较广,应为重点控制对象;2)巷道开挖至稳定过程中,II区浅部围岩首先发生张拉破坏,并伴随大量裂隙的萌生与扩展,然后左帮顶角位置因应力集中也出现裂隙密集区且逐渐向顶板断层部位延伸,而后顶板表面裂隙均随开挖时间的增加向深部非对称渐进扩展,浅部离层发生并伴随局部块体脱落,顶板发生非对称冒落失稳;3)采用优化支护方案后,顶板最大变形量低于91 mm,较原支护降低了63.89％;浆液与破碎岩体黏结形成复合结构,围岩完整性提高;锚杆受力最大值为81.76 kN,最小值为60.5 kN,分别为屈服载荷的43％和31.8％,基本满足工程需求.     

某矿11201综采面支护方案优化

为解决煤矿深部半煤岩锚-网-索联合支护时巷道掘进效率较低的问题,结合某矿深部煤层开采条件,提出高预紧长锚固的柔性锚杆快速掘进优化方案。采用巷道顶板连续梁理论,研究预应力锚杆对顶板的控制效果,实践表明,采用柔性锚杆支护方式有效控制了巷道变形,优化了原先复杂的支护程序,能够避免顶板破碎失稳,巷道掘进效率得到提高,效果明显。     

大断面强力锚网索支护技术的研究及应用

常村煤矿21220工作面运输巷埋深大、围岩应力大,受掘进及回采动压影响巷道支护困难。通过研究巷道围岩变形破坏机理、采用耦合支护理论及深部煤巷控制技术,提出了强力锚网(索)大棚距支护控制新支护技术方案。应用结果表明:巷道顶板最大位移量为100 mm,底板最大位移量为400 mm,两帮最大位移量为450 mm。巷道顶底板及两帮位移量较原支护体有明显减少,新支护技术能够充分发挥围岩的主动支护能力,提高了围岩的整体承载能力,巷道围岩变形得到了有效控制。     

深部综放开采软岩巷道切顶卸压自成巷技术研究

针对鸟山井田深部综放开采软岩巷道支护难度大的难题,阐释了深部岩层非线性的应力应变特征,在综放面采用切顶卸压自成巷技术,同时采用理论分析、数值模拟和工程试验,研究了深部留巷的可行性,将留巷过程分为三个区并提出了针对性控制对策。将该技术在鸟山煤矿11031综放工作面回风巷道进行现场试验,现场监测结果表明：该巷道从掘进开始到回采结束,顶板下沉量表现出切缝侧大于巷中大于实体煤帮的规律,最大下沉量分别为155,128,81 mm,顶板离层量稳定时约119 mm,数值模拟结果表明切缝后顶板最大下沉量为175mm,有效控制了深部软岩巷道围岩变形,各项监测指标良好,验证了针对该综放面深部留巷设计的正确性。     

深部暗斜井大变形破坏机理及其控制技术研究

深部软岩巷道常处于“三高一扰动”复杂环境中，其大变形一直是支护难题。针对新元煤矿轨道暗斜井掘进期间大变形问题，实测分析巷道变形破坏特征，建立UDEC数值模型，利用实验室测试结果和GSI法校正模型参数，基于“应力弱化系数”指标，反演巷道围岩变形及裂隙分布特征，揭示巷道变形破坏机理。研究结果表明：剪切裂隙首先出现在巷道围岩表面，而后向深部发育，拉伸裂隙滞后剪切裂隙出现，且分布围岩浅部区域，底板裂隙发育程度高，变形严重。提出“全锚索+反底拱+网喷混凝土”联合支护方案，工程应用结果表明，优化后的支护方案使围岩整体承载能力显著提高，顶底板及两帮最大移近量分别为126 mm、116 mm,有效地控制围岩变形，为类似深部软岩巷道支护设计提供有益参考。     

大断面煤巷围岩变形特征及支护技术研究

针对五阳煤矿7810大断面运输巷采用沿顶掘进方式,采用FLAC3D数值模拟软件建立了沿顶掘进巷道开挖模型,研究了巷道围岩的变形特征.结果 表明,煤层巷道沿顶掘进时,两帮变形量＞底板变形量＞顶板变形量,巷道进行支护时,可适当减少顶板支护强度.依据研究结果,提出采用"2-2"迈步式布置顶板锚索,并增大锚索间距.现场应用结果显示,顶底板最大移进量为35 mm,两帮最大移进量为24 mm,均小于40mm,巷道围岩稳定,支护效果较好,为类似地质条件下的巷道支护提供借鉴.     

复合顶板高预应力全锚索围岩控制技术研究

针对梧桐庄矿182705回风顺槽复合顶板变形破坏严重的问题,分析了传统锚网索联合支护失效的原因,提出采用高预应力长短锚索相结合的支护方式控制复合顶板变形破坏。应用结果表明,顶板最大下沉量下降到45 mm以内,两帮变形下降到了30 mm以内。本技术保证了巷道安全,提高了实体煤巷掘进效率,降低了复合顶板巷道支护成本,为复合顶板巷道快速掘进提供技术保障。     

浅埋深工作面支架与顶板的动态相互作用研究

以榆家梁煤矿44305工作面支架活柱伸缩量实测数据为基础,同时对比支架工作阻力监测数据,从工作面顶板下沉特征(周期下沉与循环下沉)及支架让压能力2方面研究了支架与顶板的动态相互作用。结果表明,割煤移架使得"支架-顶板"组成的稳定支撑系统失去平衡,造成移架后在形成新的稳定支撑系统前发生了顶板循环下沉与支架增阻;顶板循环下沉在其运动周期内累积形成周期下沉;44305工作面顶板周期下沉量200~300 mm,最大可达462 mm,下沉速度为40~60 mm/h,循环下沉量约30 mm,最大可达52 mm;支架活柱伸缩余量是评价支架让压能力的重要指标,44305工作面回采期间应控制最低采高,确保支架活柱伸缩余量在300 mm左右,避免长时间在较低支撑高度工作,减小切顶压架风险。     

软弱厚煤层巷道变形特征及支护技术

针对软弱厚煤层巷道支护中存在的问题,分析了软弱厚煤层巷道变形破坏特征,提出采用由高预应力锚杆、单体锚索、锚索桁架组成的联合支护系统。以金海洋公司5203巷道为例,分析了生产地质特征,并将该套支护系统应用于现场支护试验,试验结果显示顶板控制效果良好,对同类巷道的支护设计具有一定的参考价值。     

切顶卸压巷旁U型钢棚支护沿空留巷技术研究

为了减少煤与瓦斯突出矿井煤巷掘进工程量,保证矿井正常接续,针对云盖山煤矿一矿“两软一硬”不稳定煤层地质条件和矿井单一综放工作面组织生产,以矿井22202综采工作面切顶卸压巷旁U型钢棚支护沿空留巷为研究对象,提出了中厚煤层巷内基本支护采用锚索网+钢带、巷旁支护采用36U型钢棚支护的沿空留巷围岩控制技术。实践监测结果表明:沿空留巷顶板最大离层量115 mm,中线至巷道上帮（老空侧）、下帮最大移近量分别为24,207 mm,留巷效果显著。此沿空留巷技术避免了对采面正常生产的影响,对建设“一矿一面”安全高效矿井具有重要意义。     

大埋深软弱泥岩巷道支护方式应用研究

埋深890 m的陈四楼煤矿九采区回风下山下平巷穿过陈四楼煤矿向斜轴部，掘进过程中揭露3条落差分别为5，7，7 m的XF2、XF3 及XF5正断层，周边巷道空间关系复杂，采用“锚网喷+锚索”方式支护时巷道变形严重，已无法满足生产需要。为解决巷道失修难题，提出了采用“锚网索+U型钢棚+注浆”的复合支护方案，并对底板采取“锚网带+注浆锚索”加固。实践结果表明，该方案支护效果良好，巷道变形得到了很好的控制，可以满足安全使用要求。     

煤矿巷道快速掘进支护技术研究

随着快速掘进技术在煤矿开采中的应用程度不断提升,对巷道支护技术提出了更高的要求。对某煤矿煤层和围岩基本属性进行分析的基础上,认为原巷道支护技术方案已经不能满足煤矿快速掘进的基本需要,主要缺陷是顶板的离层量较大。对巷道的支护方案进行优化改进,主要是增加设置锚杆的数量和优化锚索的布置方式,基于FLAC3D软件进行模拟分析发现优化后的方案效果较好,与原支护方案相比较,围岩的稳定性有了很大程度的提升。将优化改进后的快速掘进支护技术方案应用到煤矿开采工程实践中,现场测试发现顶板的离层量与之前相比降低了31.33%,应用效果显著。     

高应力复合顶大断面煤巷支护参数优化研究

为解决高应力复合顶板工作面巷道支护维护难的问题,通过现场调查,对已有巷道围岩破坏原因进行分析,得出原有巷道支护方式和参数不具有针对性。结合巷道断面和顶板岩性相变大的特征及巷道破坏特点,通过调整巷道两帮支护的锚杆间距,增加了支护密度,根据复合顶板岩性不同,将顶板支护分为4种方案,分别布置具有针对性的锚索补强支护,同时增大了锚索直径,强化了锚索支护作用。采用FLAC数值模拟软件对巷道在优化支护方案下的应力分布和变形特征进行模拟分析,巷道变形量减少,整体稳定,验证了支护优化方案的合理性。经工程实践和支护效果观测表明,巷道顶板下沉量最大为137 mm,两帮移近量最大为365 mm,顶板深部最大观测离层值为14 mm,保证了巷道稳定性,达到了预期目标。     

大断面硬岩巷道快速掘进六位一体关键技术的研究与应用

区域瓦斯治理需要施工大量的岩巷工程,岩巷工程施工速度对具备区域瓦斯治理的时间影响很大。针对区域瓦斯治理工程如何实现快速掘进的问题,分析了戊_9-10-21070运输巷高位巷岩巷工作面围岩赋存特征及岩层性质,结合设备选型及配套生产系统等,为实现快速施工,提出了在大断面硬岩巷道通过采用“巷道层位的合理选择、配套设备选型、配套生产系统优化、断面支护参数及施工工艺优化、施工方案优化、激励约束机制”六位一体快速掘进关键技术体系方案。现场应用实践表明,该技术方案实现了大断面岩巷的快速掘进,月单进达到280 m,巷道稳定性效果较好,为其他类似条件下岩巷快速掘进提供了有益的指导。     

煤巷掘锚护一体化快速掘进支护工艺设计与应用

以煤层巷道快速掘进支护工艺方案为研究对象,对煤层巷道基本情况进行了简要介绍,利用FLAC3D软件对矩形截面和拱形截面巷道的围岩变形情况进行分析,结合实际情况确定巷道截面为矩形,宽4.8 m、高3.2 m.基于煤矿工程实践经验对巷道支护方案进行设计,利用FLAC3D软件对锚杆关键工艺参数进行优化设计,当锚杆直径为22 m...     

深部大变形巷道围岩稳定性控制方法研究

针对深部高应力巷道围岩大变形难以控制的问题,采用Kastner等相关理论,研究了支护阻力对深部高应力巷道围岩变形的影响,揭示了其变形难以控制的力学本质,提出了巷道围岩稳定性控制新的支护理念。深部高应力巷道围岩大变形主要来自于两部分:1巷道周边浅部破碎围岩的扩容与剪胀等非连续性变形;2高应力致使巷道围岩产生的以塑性变形为主的连续性变形。研究表明:目前的支护水平对巷道围岩的连续性变形影响十分有限,总是存在一部分变形量无法控制,即深部巷道围岩存在"给定变形"。为实现巷道围岩稳定控制,降低支护成本,巷道围岩支护理念应由变形控制向稳定控制转变,确保巷道围岩均匀、协调变形,消除冒顶与片帮等不安全隐患,增强巷道围岩整体性与稳定性。因此,对于深部高应力巷道围岩稳定性控制,可在巷道掘进时预留一定的变形空间以容纳围岩部分"给定变形",支护结构应具有一定的连续性变形能力,又能持续提供较高的支护阻力,以维持巷道围岩的完整性与稳定性,保障巷道围岩的均匀、协调变形。工程实践结果表明:考虑预留变形并采用"可接长锚杆+刚性长螺纹钢锚杆+锚网+W钢带+喷射混凝土"综合控制技术为主,并辅以可接长锚杆强化顶板支护方案可较好控制巷道围岩的稳定性,保障了巷道服务期间的安全使用。     

深部高应力膨胀性软岩泵房支护技术

基于唐口煤矿泵房的岩石力学试验、岩石矿物组成分析、地应力测试、破坏机理分析,提出了采用以锚索桁架、锚注为核心的联合支护体系,来解决深部高应力膨胀性软岩大型硐室的支护技术难题。监测结果表明:加固后泵房围岩最大变形量仅有6 mm,3个监测断面平均变形量仅为4.7 mm,结果说明以锚索桁架、锚注为核心的联合支护体系提高了围岩自身承载能力和支护结构的整体性,有效地控制住了围岩的变形和底臌,保持了泵房围岩的长期稳定。