软岩巷道锚杆支护研究及应用实例分析

总结我国3大类型软岩及赋存范围,并指出软岩巷道锚杆支护是在巷道浅层通过锚杆加固形成稳定的承载结构,该结构应始终保持整体完整性、具有足够的承载能力、在内部煤岩体变形时能适当让压。巷道围岩一旦揭露,无论从时间还是空间上都应及时进行锚杆支护,并施加足够的预紧力。同时软岩巷道锚杆支护应针对不同的地质和生产条件采取针对性的治理措施,如重视顶帮支护强度的协调、对煤岩体酥软的巷道应选择护表面积和强度大的构件、采用全长预应力锚固方式、采用自稳性较好的拱形断面、有效的控水措施等。详细介绍了软岩巷道锚杆支护构件优化和研究成果,介绍了高预应力、强力锚杆支护理论与技术在3类软岩支护中的典型应用实例,通过矿压监测数据分析评价支护设计的合理性和围岩稳定性。实践表明,采用高预应力锚杆支护系统能够有效控制软岩巷道围岩的强烈变形,并取得良好的支护效果。     

浅埋深小煤柱巷道锚杆支护技术研究

以枣泉煤矿12203工作面措施巷留6m和10m小煤柱巷道为实例,介绍了12203工作面措施巷的地质与生产条件,对小煤柱巷道支护技术进行了简单分析,提出了高预应力锚杆支护配合注浆加固的综合支护方案,试验效果显著,巷道变形得到有效控制,为类似条件下小煤柱巷道支护和加固提供了科学依据。     

浅埋深坚硬厚顶板动压巷道采动应力演化规律研究

针对浅埋深坚硬厚顶板条件下巷道矿压显现强烈的问题,采用多种现场实测数据研究了工作面回采前后全周期采动应力的演化规律以及巷道围岩变形破坏演化特征。结果表明,工作面回采前后全周期采动应力演化规律表现出显著的阶段性变化特征,超前阶段采动影响较小,滞后阶段矿压显现强烈,煤柱帮下部锚杆受力最显著,最大增幅达17.3kN。采动应力逐渐向辅运巷方向转移,煤柱峰值应力最终稳定在10.4MPa。滞后工作面距离大于405.6m时随顶板岩层运动趋于稳定,采动应力变化也逐渐稳定。结合辅运巷在采动应力作用下的变形特征,提出了薄弱环节加强支护的控制思路,制定了合理的巷道支护对策,以期为类似条件的动压巷道围岩控制提供一定指导。     

轴向冲击荷载下锚索动力响应特征试验研究

为了研究锚索在轴向冲击荷载下的动力响应特征,选取砚北煤矿冲击地压巷道常用的锚索材料,采用AW-1500微机控制电液伺服试验机和自由落锤冲击试验机进行了锚索静、动载力学性能试验,共设计9种不同能量等级的冲击试验,获得了冲击力时程曲线、冲击力-变形曲线、锚索冲击变形以及吸收能量的特征曲线。结果表明：静载拉伸破断载荷为350.83～356.81 k N,平均延伸率3.49%,冲击载荷作用下锚索承受的冲击力明显大于静载破断载荷,而延伸率明显降低,平均最大降低35.24%,锚索脆性破坏特征突出;锚索变形-冲击力曲线变化过程分为初期震荡阶段、急剧增长阶段以及弹性回弹等3个阶段,冲击能量小于15 000 J时,锚索主要发生弹性变形,锚索冲击力时程曲线峰值点与冲击能量峰值点基本一致,随着冲击能量的逐渐增大,锚索冲击力峰值也逐渐增大,在急剧增长阶段震荡型增长趋势较显著;冲击能量大于等于15 000 J时,冲击能量未达到峰值前,锚索即发生破坏,随着冲击能量的增大,锚索塑性变形变化突出,冲击动能向锚索变形能转化,锚索吸收能量与塑性变形基本成正比。通过对锚索冲击载荷下的力学响应特征分析,可为冲击地压矿井的巷道...     

松散破碎煤巷高预应力锚杆支护技术研究及应用

针对松散破碎煤层条件,提出高预应力锚杆支护设计原则,认为大幅度提高支护系统的初期支护刚度与强度及护表构件面积,保持围岩的完整性,减少围岩强度降低。高预应力锚杆支护技术成功应用于石炭井焦煤公司松散破碎煤层巷道,巷道变形控制在7%以内,巷道支护状况发生了本质改变。实践证明,高预应力锚杆支护技术可有效控制围岩变形与破坏。     

煤岩强度原位快速测试技术与应用

为获取煤岩体真实单轴抗压强度,介绍了煤岩体抗压强度井下原位测试方法,并应用此法对枣泉煤矿东、西翼采区进行了煤岩体强度现场实测。结果表明:枣泉煤矿二煤平均单轴抗压强度17 MPa以上。顶板粉砂岩和细砂岩的抗压强度为42～55 MPa;砂质泥岩和泥岩抗压强度24～34MPa;炭质泥岩抗压强度较低,为11～15 MPa。基于井下煤岩体抗压强度实测数据应用于巷道支护设计,更符合井下实际情况,设计的合理性与可靠性显著提高,巷道支护状况得到明显改善。     

厚硬基本顶综放沿空巷道受载变形机制研究

针对厚硬基本顶综放沿空巷道回采期间两帮变形剧烈的问题,以柳巷煤矿为工程背景,通过室内试验、现场实测、理论分析和数值模拟等手段,对巷道受载变形机制进行研究。结果表明:1)综放窄煤柱巷道围岩完整度排序由高到低为顶板、实体煤帮及窄煤柱帮,采动影响下煤帮破碎直接导致两帮锚杆工况下降;2)厚硬基本顶整体破断,断裂线位于实体煤上方距采空区14～15 m,关键块回转下沉过程中与上覆岩层之间出现变形不协同,继而导致断裂线附近煤体受载加大,这是采动影响下实体煤帮出现大变形的主要原因;3)随工作面推进窄煤柱发生压剪破坏,压剪断裂线附近煤体破坏严重直接导致窄煤柱帮大变形。     

高帮大断面硐室围岩稳定性及支护技术研究

小纪汗煤矿主排水泵房布置在复合岩层中,采用半圆拱型断面,宽6.04m,高8.92m,掘进断面50m2,为高帮大断面永久硐室,支护难度大、要求高。运用数值模拟方法分析得出了高帮大断面硐室围岩变形破坏特征为以两帮破坏为主的结论,提出了做好控顶工作的同时应着重加强帮部支护的设计思想。采用以高强锚杆、锚索为主体的锚网喷联合支护方案,有效地控制了围岩变形,收到了良好的支护效果。     

深部高应力回采巷道变形破坏机理与控制技术

针对深部高应力回采巷道变形破坏严重与难控制的问题,以任家庄煤矿210504工作面回风巷为工程背景,研究了其变形机理和稳定性控制技术。对该工作面运输巷的变形破坏代表性地段进行了现场调查,发现该巷为典型的深部高应力回采巷道,变形破坏特征为强烈底鼓、两帮严重内挤、顶板整体下沉;采用数值模拟的方法研究了巷道围岩的变形破坏机理,认为该巷的变形破坏是由低预紧力锚杆支护体系不能控制深部高应力巷道围岩所导致;对210504工作面回风巷提出了“锚杆+锚索+W钢带+锚网”的综合支护方式。工程实践表明,巷道底鼓量为220 mm左右,两帮移近量262 mm左右,分别比原支护方案降低59.1%和40.2%左右,巷道围岩保持稳定。该研究成果可为该矿或同类矿井的稳定性控制提供借鉴。