高强高预应力让压锚杆在动压巷道中的应用

为有效控制动压巷道软弱破碎围岩大变形,通过"二高一大"支护原则确定高强高预应力让压锚杆支护体系,该支护体系应用于枣矿集团付煤公司3上402综放大面材巷。通过实践表明,顶板最大下沉量为56mm,沿空测煤帮最大位移量为115mm,非沿空测煤帮最大位移量为112mm,采用设计的支护体系实现了破碎围岩动压巷道安全支护的目的。     

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。     

动压影响巷道加固技术研究

为解决采面动压影响巷道围岩变形量过大问题,以山西某矿5采区运输大巷围岩控制为研究对象,分析了邻近采面采动动压对巷道围岩的影响,认为围岩本身承载能力差、采面动压影响及原支护强度不足是导致巷道围岩变形量过大的主要原因。提出了以"围岩加固+加强支护"为核心的动压巷道围岩控制措施,通过注浆提高围岩承载能力及完整性、增加围岩支护强度,并利用巷道顶板上覆承载力较强的岩层控制围岩变形,顶板、巷帮及底板最大变形量分别在49、45、27 mm以内,有效地控制了围岩变形。     

基于3DEC的深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护

以某矿三采区运输下山为工程背景,基于原锚网索支护巷道变形破坏特点和原因,提出了深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护技术,并利用3DEC数值模拟分析其围岩应力、位移、塑性区等特征。结果表明:相比于原支护,巷道两帮及顶板浅部围岩应力明显增加,变形量、塑性区深度降低显著,顶底板移近量108.56 mm、两帮变形量61.39 mm、最大塑性区深度3 m,支护效果显著;现场巷道顶底板和两帮变形量为115.95 mm和67.00 mm,顶板离层基本为0,验证了支护技术的可靠性。     

破碎围岩巷道变形失稳特征及控制技术

针对破碎围岩巷道变形量大、围岩整体性差和支护困难等问题，以昌兴煤矿1460运输石门为试验地点，通过数值模拟与现场考察，研究原支护技术下巷道围岩变形失稳特征及机制，拟采用联合支护技术并对比分析围岩变形特征。研究表明：由于围岩强度低、支护方式单一、受开采动压影响和围岩中含软弱夹层，造成围岩松散破碎，稳定性差，顶板最大破坏深度达到4.80 m；提出了“锚网喷+U型棚拱形支架+注浆”联合支护技术，采用预应力锚索、高刚度U型钢棚、浅孔注浆及深孔锚注等支护方式强化围岩特性，形成多层复合加固拱承载结构，实现支护结构与围岩的相互耦合作用；数值模拟分析得出，修复后围岩塑性屈服区最大深度由5.56 m减小到1.07 m，降低了80.76%，围岩塑性区大幅度减小，围岩应力总体趋于均匀分布；现场试验表明，修复后顶底板位移量仅113 mm，两帮位移量78 mm，说明该联合支护技术方案可有效控制围岩变形失稳，维持巷道整体稳定。     

高应力软岩条件下错层位外错式相邻巷道联合支护技术研究

针对孔庄矿7301运输巷受高应力软岩影响,巷道难支护、变形严重等问题,从构造应力、顶底板岩性和巷道布置方式及支护参数3个方面分析巷道变形原因,决定采用"错层位外错式相邻巷道联合支护技术",采用数值模拟对原巷道支护方式和相邻巷道联合支护技术在垂直应力分布和塑性区范围2个方面进行分析,结果表明相邻巷道联合支护可抑制塑性区扩展。现场监测表明,顶板最大下沉量为76 mm,最大底鼓量为38 mm,两帮最大内移量为135 mm,表明采用"错层位外错式相邻巷道联合支护技术"巷道围岩的整体支护效果得到明显改善。     

动压对底板巷道围岩变形破坏规律研究

为了研究动压对底板巷道围岩变形破坏规律,以动压影响底板巷道为对象,采用理论分析和数值模拟相结合的方法,开展了动压条件下巷道围岩弹塑性力学分析和底板巷道围岩变形破坏规律研究。研究得出,动压条件下塑性区的范围比静压条件下大1.2倍,巷道表面位移量比静压条件下增大2.4倍;随着工作面的推进,巷道围岩等效应力峰值逐渐增大,并且远离巷道表面,塑性区和破裂区呈非对称性、极不均匀,底板、左拱部和右拱部产生了“三角形”裂隙分布,围岩变形破坏呈现“倒花盆”型。研究为沿空动压巷道支护方式的确定提供了依据。     

软碎厚泥岩顶板巷道短锚索强力支护技术

针对平定裕泰煤业15101综放工作面回风巷道围岩大变形、反复破坏的控制难题,在总结类似矿区相关巷道支护经验基础上,分析得出回采巷道具有大埋深、大断面、强烈动压影响等特征,并结合现场地质生产条件,提出采用21.6mm,L=5.25m的高强度大直径高预应力短锚索进行顶板全锚索支护的控制方案,并在现场应用。实践表明:采用该支护方案后26d左右,回风巷道变形趋于平稳,顶板下沉量不超过176mm,底鼓量不超过110mm,左帮最大移近量87mm,右帮最大移近量为95mm,巷道围岩变形得到有效控制,且巷道服务期间未扩刷整修,技术经济效益显著,可为类似巷道围岩控制提供技术支撑。     

大埋深高地应力煤巷卸压支护技术数值模拟研究

为确定大埋深高地应力特厚复合顶板回采巷道的合理支护方式,通过现场调研、岩石力学测试,并经理论分析、数值模拟的研究方法对巷道变形机理及合理支护技术进行研究。研究表明:现场调研及岩石力学测试确定工作面顶板类型为大埋深特厚复合顶板,并由此提出13个支护方案;数值模拟确定"方案八+卸压孔"联合支护技术能够有效控制围岩变形,保证回采巷道的安全稳定使用;现场工业试验表明巷道顶底板最大移近量为432mm,两帮最大移近量为591mm,表明所选支护方案能够有效保证回采巷道安全使用,研究结果为类似条件下巷道围岩控制提供参考。     

某矿高应力强流变软岩巷道失稳破坏机理及控制技术

高应力、低强度是引起软岩巷道产生塑性大变形的主要原因之一。通过分析某矿皮带下山变形破坏特征及围岩力学状态,总结了其变形失稳原因;基于耦合支护理论,在原支护方案的基础上,提出了全断面高强锚杆+长锚索+控底混凝土层耦合支护(方案1)和长短多级锚索+高强锚杆+柔性让压充填层+U型钢联合支护(方案2)2种优化方案,采用FLAC^3D模拟了2种优化方案的支护效果,确定方案2作为最佳支护方案;工业性试验表明,采用该方案后,巷道顶板最大下沉量、底鼓量及两帮最大移近量分别为37.8 mm、97.8 mm和105.3 mm,基本控制了围岩有害变形。     

大断面不稳定岩层巷道支护技术研究

紫晟煤业2-1012巷采用数值模拟方法分别对三种支护方案下巷道围岩塑性区及变形量进行分析,得到最优支护设计参数.模拟结果表明,巷道围岩稳定性受锚杆锚固力影响较大,增大锚固力可以控制塑性区的发育,达到控制巷道围岩稳定性的目的.工作面回采期间,对巷道顶板及两帮位移量监测结果表明,巷道顶板最大移近量为92.4 mm,两帮最大移近量为70.2 mm,巷道围岩变形量基本位于合理范围内,现有支护能够保证巷道围岩稳定性.     

下分层动压巷道失稳机理与加固技术

以南凹寺煤矿30104运输巷道为研究对象,采用数值模拟,得到动压影响应力集中系数达到3.57,煤柱完全处于塑性区,引起工字钢变形。因此,针对该类巷道围岩失稳机理,提出运用顶板注浆+水力膨胀锚杆联合支护技术,两帮进行树脂锚杆加强支护技术。实践表明:采用围岩注浆+水力膨胀锚杆联合加固支护新技术,整体加固技术能够有效控制下分层动压影响巷道围岩强烈变形,并取得良好的支护效果。     

浅埋三软厚泥岩顶板煤巷破坏特征与控制技术

为解决三软厚泥岩顶板煤巷围岩变形大、持续变形剧烈、支护构件失效破坏严重等工程难题,分析了巷道围岩变形破坏特征及变形力学机制。基于"强网护表,多级控顶,适度让压,喷层阻水"的设计理念,提出了"多级控顶让压"耦合控制技术,并采用数值模拟软件分析了其位移场变化情况,验证了其支护效果。工程实践表明,采用该控制技术后,巷道顶板下沉量为21 mm,底鼓量为22 mm,两帮移近量为59 mm,分别为原支护的10%、6.9%、13.3%,有效解决了该巷道围岩变形较大的工程难题。     

破碎厚泥岩顶板煤巷变形力学机制及控制技术

针对某矿厚松软破碎泥岩顶板运输巷变形大、支护构件大面积失效、持续变形剧烈的工程难题,通过对巷道变形破坏特征及变形力学机制进行分析,确定了巷道围岩类型为膨胀-裂隙节理化软岩;在原支护方案的基础上,提出了长锚索+锚网喷(方案1)和长短锚索多级控顶+锚网喷(方案2)2种优化方案,并采用FLAC3D软件数值模拟了2种优化方案的支护效果;工程实践表明:在采用长短锚索多级控顶+锚网喷耦合支护方案后,顶板最大下沉量为96.87 mm,两帮移近量为111.1 mm,底鼓量为112.7 mm,分别为原支护方案的22.4%、17.63%、32.18%,改善了巷道围岩受力状态,有效控制了巷道有害变形。     

耦合支护技术在小西煤矿巷道支护中的应用探究

以小西煤矿胶带巷出现的大变形破坏为研究对象,分析了变形破坏特征,得到了导致胶带巷出现大变形破坏的主要原因有高地应力、围岩岩性及原支护方式不耦合等,结合深部巷道支护特点及胶带巷所处实际地质条件,设计了"恒组大变形锚杆+普通锚网索+底板反底拱"支护方案。应用结果表明,巷道顶板变形量最大为70 mm,底板最大鼓起量为80mm,两帮最大移近量为130 mm,巷道围岩的变形情况能够满足胶带巷使用要求,该方案能够有效控制巷道围岩变形。     

薛虎沟煤业2-106A运巷厚层坚硬顶板应力弱化技术研究

为解决薛虎沟煤业2-106A工作面运输巷围岩变形量大的问题,通过对巷道围岩的变形特征及变形原因进行分析,得出巷道变形量大的两个主要原因为坚硬顶板动压破坏及巷道埋深大;提出采用水力致裂技术对巷道坚硬顶板进行弱化处理,在不增加支护强度的前提下减小围岩压力。结果表明:水力压裂技术对巷道坚硬顶板进行水力压裂处理后,回采巷道的围岩变形量明显减小,提高了回采巷道的稳定性。     

高应力巨厚泥质围岩煤巷强力支护技术研究及应用

针对渝阳煤矿3701运输巷难支护问题,分析了巷道变形破坏特征及其影响因素,阐述了围岩塑性区与支护阻力的关系,探讨了煤巷强力支护原理,并提出"顶板全锚索"(长锚索+短锚索)为主构成的高应力巨厚泥质围岩煤巷强力支护方案。支护实践表明,巷道顶板下沉量、两帮移近量及底鼓量分别为108、166、122 mm,比原支护分别减少87.4%、83.4%、72.9%,有效控制了高应力巨厚泥质围岩煤巷的大变形。     

高应力破碎泥岩巷道变形破坏模式及控制技术

针对某矿高应力破碎泥岩运输巷变形大、持续时间长、支护结构局部失效的工程难题,分析了巷道围岩变形破坏特征,确定了其变形破坏模式为典型的深部高应力流变软岩大变形破坏模式;在原支护方案的基础上,提出了"锚喷+高强锚网索"和"锚注喷+高强锚网索"2种优化方案,并采用FLAC3D软件数值模拟了2种优化方案的位移场与塑性区分布情况。工程实践表明:采用"锚注喷+高强锚网索"联合支护方案后,顶板最大下沉量为32.4 mm,底鼓量为53.7mm,两帮移近量为22.5 mm;拱顶、两帮及拱肩位置锚杆最大轴力分别为其极限破断载荷的85.16%、52.9%和73.55%,有效控制了巷道围岩有害变形。     

弱胶结围岩动压影响巷道预应力钢棒支护技术研究

文中针对王坡煤矿弱胶结顶板围岩及临空多巷布置动压影响巷道的支护难题,采用现场调研、理论分析、数值模拟和井下试验的方法,分析了多次动压影响下巷道围岩的变形破坏特征,提出了巷道支护机理,据此开发了预应力钢棒支护技术并进行了井下试验。研究表明,临空巷道在掘进前已经受到采空区的影响而发生了应力变化及变形,巷道掘进后及相邻巷道掘进影响导致巷道周边塑性区连通导致围岩破坏;通过高预应力钢棒及锚索支护将弱胶结岩层加固为一个整体,抑制围岩的层间错动和裂隙发育,进而保证巷道的完整性和整体承载能力,现场试验表明,巷道变形最大为180mm,能够满足巷道的正常使用。     

干河煤矿卸支耦合动压巷道围岩控制技术研究

为解决干河矿动压巷道变形量大的难题,针对干河矿2-118D工作面围岩地质条件,采用水力压裂技术改变顶板岩层结构,控制动压巷道围岩应力,降低巷道支护难度。首先通过数值模拟分析了水力压裂控制动压巷道采动应力的原理,计算了压裂关键层,提出了有针对性的水力压裂设计方案|其次开展了水力压裂现场施工,同时提出了高预紧力强力支护和强帮支护方案,最后进行了矿压监测。研究结果表明：采用水力压裂和高预紧力强力支护的卸支耦合动压巷道围岩控制技术后,巷道变形量基本与普通实体煤巷道相同,较该矿原动压巷道的围岩变形量降低90%以上,巷道围岩控制效果极为显著。