锚喷支护软岩大巷混凝土喷层受力监测与分析

针对塔然高勒煤矿总回风大巷软弱、淋水、难维护的困难条件,设计了高预应力强力锚喷支护方案,并采用振弦式混凝土应力计对该方案实施于井下后混凝土喷层的受力状态进行了监测.监测结果表明,喷层内部在轴向、径向和切向会产生应力,外部与围岩表面及先喷混凝土层接触会产生接触压力;3个方向的内应力在时间上呈现波动变化并趋向稳定的特点,在空间上呈现拱顶→拱腰→墙腰逐渐增大、墙脚有所降低,左右对称,分布均匀的特点,在大小上以切向应力最大、径向和轴向应力次之,平均应力值分别为0.517,0.043,-0.059 MPa,在性质上轴向应力以受拉为主、径向和切向应力以受压为主;外部接触压力均为压应力,随时间存在一个先逐步增大后保持稳定的发展过程,空间上沿着巷道断面周边从上往下逐渐增大且左右不对称,在大小上喷层与喷层的接触压力比喷层与围岩的接触压力要小,两者平均值分别为0.266,0.648 MPa.巷道掘进期间,喷层受力小于其极限承载能力,混凝土变形有限,说明高预应力强力锚喷支护技术满足塔然高勒煤矿总回风大巷围岩控制要求.     

高预应力锚杆支护对煤与瓦斯突出控制作用研究

采用FLAC3D和COMSOL Multiphysics多物理场数值模拟软件分别对不同支护条件下高瓦斯煤层掘进巷道周围煤岩体应力场、能量场分布特征和煤层瓦斯流动规律进行研究。研究结果表明：锚杆预应力在巷道断面上形成整体压应力结构,在掘进推进前方,后方支护区域的锚杆预应力形成连续分布的压应力带,使预应力扩散到空顶区。预应力越大扩散范围也越广,对抑制空顶区煤岩破碎、变形有重要作用;高预应力锚杆支护能减少煤岩体内能量集中,但不会产生瓦斯积聚;高预应力锚杆支护能在一定程度上降低煤与瓦斯突出的危险。     

强力锚杆杆体尾部破断机理研究

针对煤矿井下部分强力锚杆尾部螺纹发生破断且无“径缩”问题,对锚杆杆体尾部螺纹段进行了受力分析,得到由于变径导致应力集中,球面自锁、球面回转中心不合理导致球面自锁使锚杆受力恶化;对杆体尾部进行了实验室试验,对破断杆尾进行了化验分析,试验了不同安装角度对锚杆受弯断裂的影响;采用有限元数值模拟方法,介绍分析了杆体尾部的力学状态及应力分布状况,得到最不利受力位置。在潞安漳村矿井下强烈动压巷道进行了工业性试验,针对部分锚杆出现破断问题,提出多项优化方案,减小有害受力对杆体的影响。     

小孔径锚索预应力损失影响因素的试验研究

针对煤矿小孔径树脂锚固预应力锚索的特点,及锚索预应力损失的研究现状和存在的问题,采用理论分析、实验室与井下试验相结合的方法,研究了小孔径树脂锚固锚索预应力损失机理与规律。重点分析了锚索张拉和锁定过程中的预应力损失,及围岩变形引起的预应力损失。锚固系统导致的预应力损失包括锚口摩擦损失和锁定损失;对于特定锚固体系,存在最优限位距离,22 mm锚索的最优限位距离为11～13 mm;锚索长度、张拉油压、张拉机具、锚具及与机具的匹配性对预应力损失率都有不同程度的影响：一般锚索长度越小,预应力损失越大;限位距离偏小时张拉油压在20～30 MPa范围内,预应力锁定损失率最大,限位距离较适当时预应力锁定损失率随张拉油压的增大而减小。最后,提出保证锚索预应力的技术措施,包括施工前进行试验,得出最优限位距离,并对千斤顶进行改造;在锚索预应力设计时,应考虑一定比例的超张拉;当围岩松软破碎时,应增加托板、组合构件及护网的面积、强度与刚度。     

千米深井软岩大巷围岩锚架充协同控制原理、技术及应用

针对煤矿千米深井高应力、软岩大巷围岩强时效大变形难题,以中煤新集口孜东矿软岩大巷为工程背景,根据井下实测数据与支护状况,分析了不同支护方式下巷道围岩大变形、支护构件破坏与失效特征。采用理论计算得出U型钢支架在均布载荷和不同类型集中载荷作用下的垂直反力、水平推力及弯矩,揭示了充填体对提高U型钢支架发挥其承载能力的作用机制;采用数值模拟分析对比了锚网喷、锚网喷+钢管混凝土及锚架充3种支护方式控制围岩变形与破坏的效果,阐明了千米深井软岩大巷锚架充协同控制原理。在引进与自主研发的基础上,形成了包括支护材料与构件、充填材料与系统、自动架棚机、单轨吊巷道锚杆支护平台的锚架充协同控制技术。基于上述研究成果,提出口孜东矿软岩大巷锚架充协同控制方案与参数,并进行了井下试验与推广应用。结果表明,锚架充协同控制技术能够有效控制千米深井软岩大巷围岩大变形,特别是强流变,保持巷道长期稳定。与原支护相比,巷道变形量降低90%以上,同时节约了巷道维护成本,为千米深井软岩大巷围岩控制提供了一条有效的途径。最后,对锚架充协同控制技术下一步研究工作进行了展望。     

“煤矿千米深井围岩控制及智能开采技术”专辑特邀主编致读者

深地资源开发是我国未来科技发展的重要方向,深部煤炭资源安全高效开采是煤炭行业必须攻克的关键技术。我国埋深1000 m以下的煤炭资源非常丰富,主要分布在中东部地区。该地区的大部分煤矿已进入深部开采,最大开采深度超过1500 m,带来一系列开采与岩层控制难题。为保证我国煤炭工业的可持续发展、国家能源安全及中东部经济发达地区的能源供给,千米深井煤炭资源安全高效开发势在必行。     

深部软岩巷道围岩扩容与流变特性模拟研究及应用

深部软岩回采巷道围岩劣化、扩容和流变效应显著。基于增量塑性流动理论和流变理论,将改进伯格斯体、改进黏塑性体和应变软化塑性体串联建立了BVS模型,可描述围岩应变软化、塑性扩容、蠕变三阶段、稳定与非稳定蠕变、流变损伤和流变扩容6个力学特性。推导了该模型的三维增量本构方程,并开发出可供FLAC^3D调用的数值形式。结合三维增量本构方程导出的参数辨识公式和中煤能源新集口孜东煤矿岩样试验数据,辨识了BVS模型的19个输入参数,并采用试验数据、理论解和数值计算结果相互印证的方式,对多种加载条件下单元件应力-应变响应、力学特性和模型整体进行严格校核。将BVS模型用于口孜东煤矿121302运输巷进行数值模拟计算,结果表明：掘进扰动较弱;流变期间围岩大范围持续劣化,呈顶板下沉量较小、巷帮锚固体整体内移和剧烈底臌的特点;回采影响强烈,使围岩大范围劣化,巷道断面强烈变形。底板泥岩持续臌起驱动不断扩容的底煤挤入巷道空间是发生剧烈底臌的主要原因;底板深度1.5 m处流变直接导致的软化参量全程仅占比0～16%,但流变损伤引起应力调整,间接导致软化参量增大。将数值模拟计算结果与井下实测数据进行了...     

掘进工作面围岩稳定性分析及快速成巷技术途径

分析了煤矿巷道掘进技术与装备现状及存在的问题,采用数值模拟方法研究了掘进工作面围岩应力、变形、破坏分布特征;分析了围岩稳定性的主要影响因素,包括围岩强度、围岩结构及地应力等地质力学参数,巷道断面尺寸、开挖方式、空顶距、掘进速度等掘进参数,及临时支护、永久支护等。巷道开挖后在掘进工作面顶角和巷道四角周围出现应力集中区;围岩位移、破坏在超前工作面一定位置开始出现,随着远离掘进工作面围岩位移和破坏范围不断增大,达到2倍巷道宽度时基本稳定;煤层强度、地应力对围岩变形与破坏的影响十分显著;分步开挖的顶板下沉量及破坏程度明显大于一次开挖;空顶距越大,围岩破坏裂隙越多、分布越广;过快、过慢的掘进速度对围岩稳定性均不利;掘进后安装及时、主动、支护阻力大的临时支护效果好;分次支护围岩位移和裂隙场的扩展均大于一次支护,通过分次支护提高掘进速度是以影响锚杆支护效果为代价的,应限定在一定的围岩条件。根据煤巷掘进工作面空顶距及自稳时间,对煤巷掘进工作面围岩稳定性进行了分类,并提出了相应的支护要求;提出煤巷可掘性的概念,根据被掘煤岩体条件,对煤巷可掘性进行了分类;分析了围岩的可钻性、可锚性及对掘进速度的影响。提出...     

超千米深井巷道围岩变形特征与支护技术

为解决超千米深井巷道支护难题,以新汶矿区深井巷道为工程背景,分析深部矿井地应力、围岩强度与结构等地质力学参数分布特征,超千米深井巷道围岩、支护体变形及破坏状况。采用UDEC数值模拟软件,研究不同支护方式与参数下超千米深井岩巷围岩变形、破坏特征与支护作用。基于实测与数值模拟研究结果,确定新汶华丰矿-1180回风大巷采用全断面高预应力、高强度锚杆与锚索及注浆联合支护加固方式。详细介绍-1180回风大巷支护井下试验,包括支护参数设计、支护材料、底板注浆锚索施工工艺及矿压监测结果。通过分析围岩位移、顶板离层及锚杆、锚索受力监测数据,评价回风大巷支护效果。井下试验表明:高预应力、高强度锚杆与锚索及注浆联合加固技术,能够有效控制超千米深井岩巷大变形,保持围岩长期稳定。最后,针对井下试验中存在的问题,提出改进意见。     

矿用预应力钢棒支护成套技术开发及应用

 为了解决目前煤矿锚杆支护材料存在的问题,采用实验室试验、数值模拟及现场试验相结合的手段及方法,开发矿用预应力钢棒支护成套技术,包括钢棒材料、锚具、构件、锚固方式、施工工具及技术等;实验室试验得出钢棒屈服强度不低于1 140 MPa,抗拉强度不低于1 270 MPa,延伸率大于15%,冲击吸收功不低于30 J,开发与钢棒强度匹配的托板及锚具;数值分析钢棒应力场分布特征及影响因素,得出在高预应力下,钢棒预应力场的应力值大,压应力区范围广,钢棒的主动支护作用明显。在潞安漳村煤矿25排水巷进行矿用预应力钢棒支护技术现场试验,巷道变形量不大,顶板离层基本为0,钢棒初始预紧力为100～120 kN,受力稳定,基本不受巷道掘进影响,支护效果良好。采用钢棒支护比高强锚杆支护材料费用下降29.5%,钢棒间排距大、预紧力施加快,可适当提高巷道掘进速度,具有较好的推广价值。