煤巷强帮支护理论与应用

 在分析煤巷帮部破坏机制和加固机制的基础上,通过建立煤巷力学模型、分析支护力与莫尔圆的关系、研究帮部极限平衡区宽度及巷道耗能机制,提出强帮护顶概念设计,从理论方面对煤巷强帮支护理论进行论证。应用FLAC3D软件对煤巷进行模拟,详细分析巷道开挖引起的围岩力学响应情况,阐明帮锚杆对帮部强度的影响,从数值模拟角度对煤巷强帮支护理论进行论证。最后,煤巷强帮支护理论被成功应用于马兰、官地等矿山煤巷支护设计,在实践中取得良好效果。研究结果表明：(1) 提高煤巷帮部支护强度,一方面可提高帮部对顶板的承载力,另一方面会减小帮部极限平衡区宽度和顶板广义跨度。(2) 提高煤巷帮部结构体与顶板结构体的强度比值和刚度比值,有利于减少帮部结构体塑性铰的数量,使巷道结构体形成合理耗能机制,提高整体稳定性。(3) 针对帮部比顶板岩体强度低的巷道,采用强帮护顶概念设计形成强帮护顶良性作用机制与合理耗能机制,以保证巷道的安全性。(4) 增加煤巷帮锚杆直径、长度或增大帮锚杆布置密度,可达到有效控制围岩变形、减少极限平衡区的效果。(5) 数值模拟与现场应用均表明,提高煤巷帮部的强度可以提高巷道的整体稳定性,煤巷强帮支护理论在工程实践中具有良好的适用性。     

大厚度泥岩顶板煤巷破坏机制及控制对策研究

 针对煤巷上方大厚度泥岩顶板在开挖支护后所表现的破坏现象,通过现场观察、室内试验、数值试验、相似模拟试验及理论分析,对其变形破坏机制及控制对策进行系统研究,动态分析围岩的变形和破坏过程,研究不同支护情况下巷道变形规律、破坏机制、应力分布及不同支护手段的加固效果。得出如下结论：(1) 泥岩风化崩解、碎裂扩容与应力调整过程中的高应力拉伸与剪切共同促使泥岩顶板破裂、离层和破碎的发生;(2) 原支护缺乏对围岩性质的准确判断导致巷道破坏与支护失效;(3) 大厚度泥岩顶板煤巷支护的原则：及时封闭围岩、提高下位岩层刚度、布置斜向锚索;(4) 根据地质力学与环境条件,通过断面优化及支护参数优化能够有效避免大厚度泥岩顶板煤巷的多次翻修,实现一次支护的长期稳定。研究成果在棋盘井矿区获得全面应用,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。     

倾斜煤层综放工作面沿空留巷围岩稳定性模拟研究

以倾斜煤层综放工作面为研究对象,运用数值模拟的方法,对不同煤层倾角、不同煤层厚度、不同巷旁支护体宽度及不同巷内支护阻力时,沿空留巷围岩应力和位移随工作面推进的动态分布和变化规律及围岩的塑性破坏进行了模拟研究,以揭示不同工况条件对巷道围岩稳定性的影响规律。结果表明:随煤层倾角的增大,两帮垂直应力和顶板垂直位移逐渐减小,底板垂直位移逐渐增大,巷道两帮水平位移量先增大后减小,留巷围岩的塑性破坏程度加剧,尤其是巷道两帮及底板塑性区范围增大;在工作面推进相同距离时,煤层厚度越大,两帮垂直应力及顶板和右帮位移量越小,底板和左侧煤帮位移量越大;随巷旁支护体宽度的增大,左帮的垂直应力逐渐增大,右帮垂直应力先增大后减小,顶板垂直位移和两帮水平位移逐渐减小,底板垂直位移逐渐增大;随着巷内支护阻力的增大,两帮的垂直应力均先增大后减小,巷道变形量先减小后增大,巷道底板和右帮位移量随支护阻力的变化并不明显。     

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。     

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。     

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。     

国内外煤巷支护技术研究进展

简要总结我国煤巷支护领域现阶段的部分主要成果,同时阐述国外煤巷支护技术研究现状。国内煤巷支护技术近些年主要是围绕锚杆支护而开发的多种单一或组合支护系统,但是煤巷支护现场不断涌出了的新问题;国外煤巷支护系统具有多样性,为我国煤巷支护理论、装备及技术研究的进一步完善、多元化发展尤其是千米深井煤巷围岩控制带来了有益的启发。笔者综合采用理论分析、模型试验、数值模拟及现场试验等多种研究方法对煤巷支护深入研究,提出煤巷强帮强角支护理论与技术、纵向梁复合式支护技术、协同支护技术、抗剪锚管索支护技术,实现了真正意义上的"锚杆锚索一体化(协同)支护"。此外,基于研制的动压巷道物理模型试验装置,改进了煤巷支护模拟技术,然后讨论了每项技术的创新点、适用条件及意义、存在的不足及改进方向。最后,基于上述研究成果,提出了我国煤巷支护技术发展趋势与建议,未来煤巷支护将采用多种主动支护工艺相结合或主被动支护相结合等多元化方法,并逐步向智能支护方向发展。     

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。     

深部机头硐室锚注和底板卸压联合支护技术研究

新庄煤矿胶带暗斜井沿煤层布置,暗斜井内铺设强力胶带输送机,第二部机头硐室变形破坏明显。研究该硐室锚注加固和底板卸压技术,对于硐室围岩的长期稳定具有重要的现实意义。基于硐室工程地质条件,采用理论分析、数值计算和现场工业性试验进行系统研究,研究结果表明:(1)硐室围岩岩性差,受井筒保护煤柱固定支承压力的作用,硐室围岩应力高、围岩有效载荷系数较大,造成硐室底臌和围岩变形破坏严重。(2)与卸压前相比,硐室底板开挖卸压槽以后,明显降低了硐室底板围岩铅垂应力和两帮围岩水平应力,而硐室顶板围岩铅垂应力、两帮水平位移量基本保持不变,所以底板卸压槽有利于硐室围岩的长期稳定。变形严重的机头硐室采用锚(索)网喷联合支护翻修以后,底板开挖卸压槽,硐室顶板、两帮采用注浆锚杆注浆,且两帮、底板(含卸压槽)采用锚索束注浆。项目实施以后硐室围岩处于稳定状态,现场工业性试验取得了成功。     

淮南矿区深部煤巷支护难度分级及控制对策

 系统分析淮南矿区深部煤巷围岩赋存的地质特征、控制难度和应力状态等因素,确定影响煤巷稳定及锚杆支护选型的最主要和敏感因素为巷道顶板应力强度指数、帮部煤体松散范围系数、顶板软弱岩层不安全因子3个综合指标,通过大量测试矿区深部巷道围岩地应力和煤岩试块物理力学性能,对这3个综合指标体系进行科学合理分类,在此基础上划分深部煤层巷道围岩稳定性控制难度级别,针对各难度级别,提出以新型“三高”(高强度、高预拉力、高刚度)锚杆控制技术为基础的深部煤巷围岩控制对策。应用该方法对矿区几个典型矿井的深部煤层巷道围岩稳定程度进行难度分级,采取针对性技术措施和支护参数,维护巷道稳定。研究成果在淮南矿区获得全面应用,对我国煤矿深部煤层巷道支护技术具有一定的理论意义和实用价值。     

深部煤巷底臌控制机制及应用研究

 以徐州矿区发生非线性大变形破坏现象的深部煤巷围岩结构体为研究对象,从围岩3个部位相互作用的角度提出有效控制底臌的新方法。通过对围岩物理力学性能的测试、理论分析、数值模拟、现场试验的研究,得出采用锚网索耦合支护技术控制底臌的力学作用机制：利用关键部位施加锚索,减小顶板松动岩体通过两帮传递到底板上的压力,有效减小底臌量;利用锚网注浆增加两帮岩体强度及减小收缩量,限制两帮对底板两侧形成的固定约束向深处转移,以减小发生底臌的底板宽度;对底角施加刚性锚杆及注浆,分解来自两帮的挤压应力,提高底角抵抗剪切滑移破坏的强度,控制底臌。在该原理下提出控制设计,运用到夹河煤矿－850 m水平煤巷,监测结果表明：基于技术原理下的支护设计可以有效控制深部煤巷大变形和底臌的发生。     

Field investigations of high stress soft surrounding rocks and deformation control

Field investigations of high stress soft rock deformations show that the high stress soft rock roadway can slide with large deformation. Severe extrusion and floor heave can also be subsequently observed. The supported roadway can be locally damaged or completely fail, where the floor has a large deformation and/or is seriously damaged. The factors inducing large deformation of surrounding rocks in deep roadway are rock strengths, structure face cutting types, stress states, stress release, support patterns,and construction methods. Based on the deformation characteristics of high stress soft rock roadway, a comprehensive support scheme is proposed. The overall support technology of "step-by-step and joint,hierarchical reinforcement" for roadway is presented, and the anchor cable and bolt parameters to check the design methods are also given. Finally, the proposed comprehensive support method "bolt t metal mesh t U-steel arch t shortcrete t grouting and cable" is used in the extension section of east main haulage roadway at 850 m level of Qujiang coal mine. The 173-day monitoring results show that the average convergence of sidewalls reaches 208 mm, and the average relative convergence of roof and floor reaches 448 mm, suggesting that this kind of support technology for controlling large deformation of high stress soft surrounding rock roadway is effective.     

采动影响下大跨度煤巷耦合支护技术研究与应用

 为解决多次采动影响下大跨度煤巷支护难的问题,以高家梁矿20108工作面回风巷道为例,通过分析工程地质条件和工程岩体特性可知,20108回风巷道属于应力扩容膨胀型复合地质软岩,确定力学破坏机制为IABCIIBDIIIDA复合型变形力学机制,提出采用锚网索带注耦合支护方案。基于FLAC3D数值软件,对锚网索带注耦合支护方案进行数值计算,计算结果显示,与无耦合支护对比,屈服区域显著缩小,顶底板和两帮变形都得到有效控制。现场监测煤巷围岩变形表明,多次采动影响下煤巷两帮变形速率大于顶底板,表明两帮变形速率控制着20108回风巷道的使用功能。研究结果表明,锚网索带注耦合支护在采动影响下大跨度煤巷支护中取得良好的支护效果,数值计算表明,采动影响下大跨度煤巷采用耦合支护技术是可行的;现场监测结果也验证耦合支护技术的有效性和可靠性。     

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。     

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。     

近距离跨采对巷道围岩稳定性影响分析

针对近距离跨采时，工作面与底板岩巷的不同空间位置关系，采用数值力学分析，详细地分析了工作面开采引起的围岩应力演化过程及特点、近距离跨采引起底板岩巷围岩位移的特点以及巷道位置对其围岩稳定性的影响。研究结果表明，煤柱上支承压力分布是开采影响岩层相互作用的结果，是开采引起集中应力在煤层与直接顶界面上的直接反映。近距离跨采巷道围岩位移受开采引起的整体位移场影响较大，而不单纯决定于煤柱侧支承压力的作用。留设保护煤柱时，底板岩巷应位于集中应力区的外侧或跨采时工作面应推过足够距离，使巷道靠近采空区应力恢复区的下方。最后通过实例给予了分析。