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    特厚頂煤大斷面全煤巷道高預(yù)應(yīng)力錨桿(索)支護(hù)機(jī)理及應(yīng)用研究?

    2016-06-03 07:26:45劉錦榮姜鵬飛張成宇汪占領(lǐng)程大同煤礦集團(tuán)有限責(zé)任公司山西省大同市037003天地科技股份有限公司開(kāi)采設(shè)計(jì)事業(yè)部北京市朝陽(yáng)區(qū)0003煤炭科學(xué)研究總院開(kāi)采設(shè)計(jì)研究分院北京市朝陽(yáng)區(qū)0003
    中國(guó)煤炭 2016年5期
    關(guān)鍵詞:巷道支護(hù)

    劉錦榮姜鵬飛張成宇汪占領(lǐng)程 蓬(.大同煤礦集團(tuán)有限責(zé)任公司,山西省大同市,037003; 2.天地科技股份有限公司開(kāi)采設(shè)計(jì)事業(yè)部,北京市朝陽(yáng)區(qū),0003; 3.煤炭科學(xué)研究總院開(kāi)采設(shè)計(jì)研究分院,北京市朝陽(yáng)區(qū),0003)

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    特厚頂煤大斷面全煤巷道高預(yù)應(yīng)力錨桿(索)支護(hù)機(jī)理及應(yīng)用研究?

    劉錦榮1姜鵬飛2,3張成宇1汪占領(lǐng)2,3程 蓬2,3
    (1.大同煤礦集團(tuán)有限責(zé)任公司,山西省大同市,037003; 2.天地科技股份有限公司開(kāi)采設(shè)計(jì)事業(yè)部,北京市朝陽(yáng)區(qū),100013; 3.煤炭科學(xué)研究總院開(kāi)采設(shè)計(jì)研究分院,北京市朝陽(yáng)區(qū),100013)

    摘要塔山煤礦3-5#煤層8105工作面5105輔運(yùn)巷為特厚頂煤大斷面全煤巷道,受多種因素影響巷道支護(hù)困難。采用單軸、三軸壓縮試驗(yàn)對(duì)比研究了煤體在不同圍壓下的破壞特征;揭示出錨桿、索的高預(yù)應(yīng)力可使巷道頂煤和巷幫煤體由二向或低圍壓三向受力狀態(tài)變成高圍壓三向受力狀態(tài)。數(shù)值模擬結(jié)果表明,錨桿、索施加的高預(yù)應(yīng)力并配套合理的護(hù)表構(gòu)件可形成有效壓應(yīng)力區(qū)并實(shí)現(xiàn)預(yù)應(yīng)力在煤體中的有效擴(kuò)散,因而在保證可錨的前提下應(yīng)盡量提高錨桿、索的預(yù)緊力,并采用合理配套的護(hù)表構(gòu)件。5105輔運(yùn)巷現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)表明,高預(yù)緊力使得掘進(jìn)與回采期間錨桿與錨索受力變化不明顯,有效控制了巷道圍巖強(qiáng)烈變形。

    關(guān)鍵詞特厚頂煤 大斷面全煤巷道 巷道支護(hù) 高預(yù)應(yīng)力 錨桿支護(hù)支護(hù)機(jī)理

    特厚煤層一般采用綜采放頂煤開(kāi)采,工作面巷道通常為全煤巷道,由于開(kāi)采強(qiáng)度大,巷道要求的斷面大,受采動(dòng)影響后發(fā)生強(qiáng)烈的擴(kuò)容變形,尤其是部分特厚煤層。大同塔山煤礦3-5#煤層厚達(dá)20 m,因煤層厚度太大,錨桿錨索不便于錨固到穩(wěn)定巖層中,采用傳統(tǒng)的錨桿支護(hù)理論難以控制全煤巷道的嚴(yán)重變形,進(jìn)行全煤巷道支護(hù)機(jī)理研究與應(yīng)用具有重大的實(shí)踐意義。

    目前,對(duì)全煤巷道錨桿與錨索聯(lián)合支護(hù)的研究主要通過(guò)錨桿與錨索聯(lián)合支護(hù)或超前支護(hù)對(duì)圍巖變形的控制作用進(jìn)行研究,關(guān)于錨桿與錨索及配套構(gòu)件對(duì)全煤巷道圍巖受力狀態(tài)改變的研究相對(duì)較少。本文將針對(duì)大同塔山煤礦8105工作面5105輔運(yùn)巷特厚頂煤大斷面全煤巷道,展開(kāi)高預(yù)應(yīng)力錨桿索支護(hù)機(jī)理及應(yīng)用研究。

    2 工程概況

    塔山礦主采3-5#煤層,該煤層埋藏深度540 m,采用綜放一次采全高開(kāi)采方式,煤層平均厚度16.8 m,最大厚度20 m,受火成巖侵入影響,煤層穩(wěn)定性較差,由于頂煤厚度達(dá)到15 m,巷道支護(hù)時(shí)錨桿與錨索無(wú)法錨固到穩(wěn)定巖層中,受煤層內(nèi)部夾矸的影響,煤層內(nèi)部以及煤層與巖層之間易發(fā)生離層。

    8105工作面5105輔運(yùn)巷為滿足設(shè)備運(yùn)輸和通風(fēng)要求,巷道掘進(jìn)斷面較大,給巷道支護(hù)帶來(lái)很大困難。巷道斷面為矩形,尺寸為5.3 m×3.8 m(寬×高),巷道長(zhǎng)度2980 m,頂煤厚度超過(guò)16 m,巷道沿煤層底板掘進(jìn),采用錨桿、錨索聯(lián)合支護(hù)。頂板巖層最大水平主應(yīng)力為12.90 MPa,垂直應(yīng)力為11.44 MPa,最大水平主應(yīng)力方向?yàn)镹19.0°E。5105輔運(yùn)巷相鄰為8104綜放面采空區(qū),區(qū)段煤柱為38 m。

    根據(jù)3-5#煤層頂板結(jié)構(gòu)鉆孔窺視結(jié)果,頂煤內(nèi)節(jié)理裂隙比較發(fā)育,直接頂內(nèi)節(jié)理裂隙也較發(fā)育。頂板淺部巖層出現(xiàn)了不同程度的離層,而且離層和破壞有向深部發(fā)展的趨勢(shì)。

    3 高預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)機(jī)理研究

    3.1煤體試件壓縮試驗(yàn)

    對(duì)塔山礦5105輔運(yùn)巷煤層及頂板煤體進(jìn)行井下現(xiàn)場(chǎng)取樣,加工成標(biāo)準(zhǔn)試件,對(duì)其進(jìn)行單軸加載和不同圍壓下的三軸加載試驗(yàn),分析圍壓對(duì)煤體強(qiáng)度的影響規(guī)律。試驗(yàn)采用四川大學(xué)MTS815 Flex Test GT巖石力學(xué)試驗(yàn)系統(tǒng)。

    3.1.1煤體試件單軸壓縮試驗(yàn)結(jié)果及分析

    試驗(yàn)加載峰值前采用軸向載荷控制,加載速率為30 k N/min;接近峰值時(shí)采用橫向變形控制。對(duì)兩個(gè)煤體試件進(jìn)行了單軸壓縮試驗(yàn),試件編號(hào)為M2#、M26#,試驗(yàn)得到煤體試件單軸壓縮力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1,煤體試件平均單軸抗壓強(qiáng)度為19.8 MPa。

    表1 煤體試件單軸壓縮試驗(yàn)力學(xué)參數(shù)表

    以M2#試件為例進(jìn)行單軸壓縮試驗(yàn)結(jié)果分析, M2#煤體試件應(yīng)力-應(yīng)變曲線如圖1所示。煤和巖石試件破壞過(guò)程中,峰值應(yīng)力對(duì)應(yīng)的縱向應(yīng)變約為橫向應(yīng)變的3倍,煤體試件在加載過(guò)程中具有較長(zhǎng)的加載壓密階段,該階段對(duì)應(yīng)縱向變形急劇增加,而橫向應(yīng)變?cè)黾虞^為緩慢。

    圖1 M2#試件單軸壓縮試驗(yàn)應(yīng)力-應(yīng)變?nèi)^(guò)程曲線

    3.1.2不同圍壓時(shí)煤體試件壓縮試驗(yàn)研究

    煤體試件三軸壓縮試驗(yàn)圍壓分別為3.2 MPa、16 MPa和22.4 MPa。圍壓加載速率為3 MPa/ min,軸向載荷加載速率為30 k N/min,軸壓加至一定值后,采用橫向變形控制至剛過(guò)峰值并停止試驗(yàn),橫向變形速率為0.1 mm/min。

    試驗(yàn)得出不同圍壓下煤體試件M1#、M5#、M21#和M60#全應(yīng)力-應(yīng)變曲線,如圖2所示。

    圖2 不同圍壓下煤體試件全應(yīng)力-應(yīng)變曲線

    隨圍壓增加,煤體試件抗壓強(qiáng)度增加,峰值應(yīng)力對(duì)應(yīng)的縱橫向應(yīng)變?cè)黾?隨圍壓增加,煤巖的破壞狀態(tài)主要由圍壓的大小決定,其內(nèi)部原有裂隙和層理面對(duì)其強(qiáng)度和破壞狀態(tài)的影響程度降低。綜合單軸壓縮破壞狀態(tài)測(cè)試結(jié)果,表明全煤巷道掘進(jìn)過(guò)程中的煤層開(kāi)挖暴露部位的破壞主要受煤層內(nèi)分布裂隙和層理面控制,相對(duì)遠(yuǎn)離煤層開(kāi)挖暴露較遠(yuǎn)部位的巷道圍巖破壞主要受其內(nèi)部三維應(yīng)力狀態(tài)的調(diào)整影響更為顯著。從圖中還可看出煤體試件的破壞整體上表現(xiàn)為較為顯著的脆性特征,隨圍壓增加,破壞對(duì)應(yīng)的脆性特征逐漸減弱。根據(jù)單軸和三軸壓縮試驗(yàn)結(jié)果,得到煤體試件在不同圍壓下的軸向抗壓強(qiáng)度見(jiàn)表2。

    表2 不同圍壓下煤體試件軸向抗壓強(qiáng)度

    3.2錨桿錨索預(yù)應(yīng)力對(duì)煤體強(qiáng)度強(qiáng)化作用分析

    由前述不同圍壓下煤體試件壓縮試驗(yàn)結(jié)果表明,圍壓為0時(shí),煤體平均抗壓強(qiáng)度為19.8 MPa;當(dāng)圍壓增大至3.2 MPa時(shí),煤體抗壓強(qiáng)度增加到38.26 MPa,接近單軸抗壓強(qiáng)度的2倍;當(dāng)圍壓增大至16 MPa時(shí),煤體平均抗壓強(qiáng)度增加到78.60 MPa,接近單軸抗壓強(qiáng)度的4倍;當(dāng)圍壓增大至22.4 MPa時(shí),煤體平均抗壓強(qiáng)度增加到125.47 MPa,為單軸抗壓強(qiáng)度的5.6倍。

    采用最小二乘法對(duì)煤體試件破壞時(shí)軸向應(yīng)力與圍壓進(jìn)行了擬合,得出了軸向應(yīng)力σ1與圍壓σ3變化關(guān)系的擬合直線方程:σ1=4.384σ3+19.8,R2=0.969。軸向應(yīng)力與圍壓關(guān)系曲線和擬合直線如圖3所示。

    圖3 煤體試件軸向應(yīng)力與圍壓關(guān)系曲線

    對(duì)比煤體試件單軸和不同圍壓下三軸壓縮試驗(yàn)結(jié)果可知,煤體處于二向應(yīng)力狀態(tài)(單軸壓縮)時(shí)平均抗壓強(qiáng)度較低,為19.8 MPa;當(dāng)煤體處于三向受力狀態(tài)時(shí),即使較小的圍壓也能顯著改善煤體的受力狀態(tài),煤體抗壓強(qiáng)度隨著圍壓的增加而增大。

    從試驗(yàn)中可知,對(duì)于特厚頂煤大斷面全煤巷道,因頂煤厚度大,開(kāi)采擾動(dòng)強(qiáng)烈,煤體強(qiáng)度相對(duì)較低,錨桿與錨索的高預(yù)應(yīng)力對(duì)改變巷道圍巖受力狀態(tài)十分明顯,使巷道頂煤和巷幫的煤體由支護(hù)前的二向應(yīng)力狀態(tài)或低圍壓三向受力狀態(tài)變成高圍壓三向受力狀態(tài),提高頂煤和巷幫煤體的承載能力。

    4 護(hù)表構(gòu)件對(duì)巷道支護(hù)作用

    為全面分析錨桿護(hù)表構(gòu)件對(duì)特厚頂煤大斷面全煤巷道支護(hù)效果的影響,采用FLAC3D模擬分析錨桿與錨索不同配套構(gòu)件對(duì)全煤巷道圍巖應(yīng)力場(chǎng)分布特征,數(shù)值模擬中不考慮原巖應(yīng)力場(chǎng)。

    4.1模擬方案

    數(shù)值模擬中采用莫爾-庫(kù)侖(Mohr-Coulomb)本構(gòu)模型,根據(jù)實(shí)驗(yàn)室測(cè)試結(jié)果,煤體物理力學(xué)參數(shù)為密度1500 kg/m3,體積模量6.5 GPa,剪切模量3.9 GPa,粘聚力7.92 MPa,摩擦角36°,抗拉強(qiáng)度0.6 MPa。

    模擬方案為錨桿預(yù)緊力矩為400 N·m,錨索張拉力150 k N,錨桿托盤(pán)規(guī)格為150 mm× 150 mm×10 mm,錨索托盤(pán)規(guī)格為300 mm×300 mm×16 mm。分別模擬錨桿錨索配合單體托盤(pán)及錨桿錨索配合托盤(pán)、鋼帶組合護(hù)表構(gòu)件預(yù)應(yīng)力場(chǎng)分布特征,模擬中結(jié)合塔山礦實(shí)際使用情況,鋼帶厚度為4 mm、寬度為250 mm。

    4.2模擬結(jié)果分析

    不同護(hù)表構(gòu)件下頂煤表面應(yīng)力場(chǎng)分布如圖4所示。錨桿錨索配合單體托盤(pán)時(shí),錨桿與錨桿之間預(yù)應(yīng)力區(qū)相互獨(dú)立,錨桿形成的有效壓應(yīng)力區(qū)相互不連接,錨索形成的壓應(yīng)力區(qū)與附近錨桿形成的壓應(yīng)力區(qū)能產(chǎn)生一定的疊加效應(yīng),但無(wú)法擴(kuò)散到整個(gè)頂部煤體范圍。采用錨桿錨索、托盤(pán)及鋼帶組合護(hù)表構(gòu)件支護(hù)時(shí),各錨桿所形成的壓應(yīng)力區(qū)呈橢圓形分布,且沿鋼帶長(zhǎng)度方向上明顯擴(kuò)大,彼此產(chǎn)生連接,與錨索形成的預(yù)應(yīng)力場(chǎng)產(chǎn)生一定的疊加效應(yīng),但整個(gè)頂部煤體范圍仍存在一定拉應(yīng)力區(qū)。總體來(lái)看,錨桿錨索、托盤(pán)及鋼帶組合護(hù)表構(gòu)件實(shí)現(xiàn)了錨桿預(yù)應(yīng)力在煤體中的有效擴(kuò)散,提高了錨桿之間圍巖的支護(hù)作用,巷道圍巖受力狀態(tài)明顯改善。

    圖4 不同護(hù)表構(gòu)件下頂煤表面應(yīng)力場(chǎng)分布

    5 井下實(shí)踐及效果分析

    采用高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力錨桿對(duì)5105輔運(yùn)巷進(jìn)行支護(hù),并在掘進(jìn)與工作面回采期間進(jìn)行了礦壓監(jiān)測(cè)。

    5.1全煤巷道高預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)設(shè)計(jì)

    高校內(nèi)部審計(jì)部門(mén)很少?gòu)氖聝?nèi)部控制檢查工作,極少對(duì)內(nèi)部控制建設(shè)及執(zhí)行過(guò)程進(jìn)行有效監(jiān)督,專(zhuān)業(yè)性的內(nèi)部監(jiān)督檢查機(jī)制缺乏。同時(shí),財(cái)政部?jī)H要求高校進(jìn)行內(nèi)部控制建設(shè)和自我評(píng)價(jià),缺乏必要的外部監(jiān)督檢查、績(jī)效考評(píng)機(jī)制。

    塔山礦5105輔運(yùn)巷斷面尺寸為5.5 m× 3.8 m,斷面積達(dá)到20 m2,屬于典型的特厚頂煤大斷面全煤巷道。根據(jù)地質(zhì)力學(xué)條件,結(jié)合數(shù)值模擬結(jié)果,確定5105輔運(yùn)巷主要支護(hù)參數(shù)如下:

    巷道頂板采用?22 mm×2400 mm的左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿,其屈服強(qiáng)度600 MPa,錨桿間排距均為800 mm,采用樹(shù)脂加長(zhǎng)錨固,設(shè)計(jì)錨桿預(yù)緊力矩400 N·m。護(hù)表構(gòu)件W鋼帶厚度為4 mm,寬度為250 mm。網(wǎng)片采用菱形金屬網(wǎng)。頂板同時(shí)采用1×19結(jié)構(gòu)的高強(qiáng)度預(yù)應(yīng)力鋼絞線錨索,錨索規(guī)格為?22 mm×8300 mm,錨索托盤(pán)尺寸為300 mm×300 mm×16 mm。錨索間排距為2000 mm ×1600 mm,每排布置3根,設(shè)計(jì)錨索預(yù)緊力為150 k N。

    巷幫采用錨桿支護(hù),錨桿材料及性能參數(shù)與頂板相同,錨桿間排距為1000 mm×800 mm,采用450 mm×280 mm×5 mm(長(zhǎng)×寬×厚)的鋼護(hù)板和高強(qiáng)度塑料網(wǎng)進(jìn)行護(hù)幫。巷道兩幫錨桿錨固方式與設(shè)計(jì)預(yù)緊力矩與頂錨桿相同,5105輔運(yùn)巷支護(hù)設(shè)計(jì)如圖5所示。

    5.2支護(hù)效果分析

    礦壓監(jiān)測(cè)斷面錨桿測(cè)力計(jì)布置見(jiàn)圖5,掘進(jìn)與回采期間錨桿受力如圖6、圖7所示。

    圖5 5105輔運(yùn)巷支護(hù)設(shè)計(jì)及錨桿測(cè)力布置

    圖6 掘進(jìn)期間錨桿受力變化曲線

    掘進(jìn)期間錨桿受力變化曲線見(jiàn)圖6,巷道掘進(jìn)期間,由于井下現(xiàn)場(chǎng)條件與實(shí)驗(yàn)室條件的差別,現(xiàn)場(chǎng)錨桿預(yù)緊力矩轉(zhuǎn)化為預(yù)緊力的數(shù)值要比實(shí)驗(yàn)室測(cè)試結(jié)果小,同時(shí)受錨桿預(yù)緊力施工機(jī)具的影響,錨桿初期預(yù)緊力約為60 k N。1#錨桿和2#錨桿所在巷幫為采空區(qū)側(cè)煤柱幫,由于受8104工作面回采的影響,煤柱內(nèi)部應(yīng)力值相對(duì)較高,因此1#、2#錨桿隨著掘進(jìn)工作面向前推進(jìn)其受力有增加的趨勢(shì);3#~8#錨桿受力基本保持不變。錨桿受力達(dá)到穩(wěn)定后, 1#錨桿受力為105.3 k N,2#錨桿受力為77.4 k N, 3?!?#錨桿受力仍基本保持60 k N左右。

    圖7 工作面回采期間錨桿受力變化曲線

    巷道掘進(jìn)期間,由于錨索張拉過(guò)程中存在一定的預(yù)應(yīng)力損失,錨索實(shí)際預(yù)緊力略低于設(shè)計(jì)值,靠近采空區(qū)煤柱一側(cè)錨索初始預(yù)緊力為150.7 k N,中間錨索初始預(yù)緊力為139.6 k N,另一側(cè)錨索初始預(yù)緊力為140.0 k N。掘進(jìn)工作面向前推進(jìn)24.6 m后錨索受力基本保持穩(wěn)定,約為170 k N。隨著工作面的回采,錨索受力變化程度明顯小于錨桿受力變化程度,工作面前方110 m以遠(yuǎn),錨索受力變化很小;工作面前方47~110 m,錨索受力出現(xiàn)一定的波動(dòng);工作面前方47 m以?xún)?nèi),錨索受力隨著工作面的回采逐漸增大??傮w上來(lái)看,中間錨索受力變化程度小于兩側(cè)錨索受力變化程度。

    圖8 掘進(jìn)期間巷道表面位移變化曲線

    掘進(jìn)期間巷道表面位移變化見(jiàn)圖8,距掘進(jìn)工作面12.8 m范圍,巷道變形速度較快,隨后變形趨于緩慢。距掘進(jìn)工作面71.2 m后,巷道圍巖基本保持穩(wěn)定,此時(shí)頂?shù)装逡平?2 mm,兩幫移近量為20 mm。

    工作面回采階段巷道表面位移變化見(jiàn)圖9,工作面前方78 m以遠(yuǎn),巷道變形很小;在78~66 m之間,巷道變形快速增加,隨后緩慢增加;工作面前方36 m范圍內(nèi),隨著工作面的回采巷道變形加速。工作面前方5 m處,巷道頂?shù)装逡平?40 mm,兩幫移近量280 mm。

    圖9 工作面回采期間巷道表面位移變化曲線

    工作面回采期間巷道支護(hù)效果良好,完全能夠滿足正常的通風(fēng)、運(yùn)輸及行人要求。

    6 結(jié)論

    (1)不同圍壓下煤體試件的壓縮試驗(yàn)表明隨著圍壓的增大,煤體軸向抗壓強(qiáng)度顯著增加,塔山煤礦一采區(qū)3-5#煤層煤體試件破壞時(shí)軸向應(yīng)力σ1與圍壓σ3之間的關(guān)系為σ1=4.384σ3+19.8。

    (2)對(duì)于特厚頂煤大斷面全煤巷道,因煤體強(qiáng)度相對(duì)較低,錨桿與錨索的高預(yù)應(yīng)力對(duì)改變巷道圍巖受力狀態(tài)十分明顯,使巷道頂煤和巷幫的煤體由支護(hù)前的二向應(yīng)力狀態(tài)或低圍壓三向受力狀態(tài)變成高圍壓三向受力狀態(tài),提高了

    頂煤和巷幫煤體的承載能力。

    (3)錨桿的支護(hù)作用通過(guò)托盤(pán)、鋼帶等構(gòu)件發(fā)揮,錨桿錨索、托盤(pán)及鋼帶組合護(hù)表構(gòu)件實(shí)現(xiàn)了預(yù)應(yīng)力在煤體中的有效擴(kuò)散,提高了錨桿之間圍巖的支護(hù)作用,巷道圍巖受力狀態(tài)明顯改善。

    (4)高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力錨桿支護(hù)技術(shù)現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)表明,較高的預(yù)應(yīng)力能夠有效減小錨桿與錨索在掘進(jìn)與工作面回采階段受力波動(dòng),改善了采動(dòng)應(yīng)力下的錨桿與錨索對(duì)巷道圍巖的支護(hù)效果,進(jìn)而可有效控制特厚頂煤大斷面全煤巷道圍巖的變形。

    參考文獻(xiàn):

    [1]王金華.全煤巷道錨桿錨索聯(lián)合支護(hù)機(jī)理與效果分析[J].煤炭學(xué)報(bào),2012(1)

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    (責(zé)任編輯張毅玲)

    Study on mechanism and application of highly prestressed anchor bolt and cable support in large-section and full-seam roadway with ultra-thick top coal

    Liu Jinrong1,Jiang Pengfei2,3,Zhang Chengyu1,Wang Zhanling2,3,Cheng Peng2,3
    (1.Datong Coal Mine Group Co.,Ltd.,Datong,Shanxi 037003,China; 2.Coal Mining& Designing Department,Tiandi Science& Technology Co.,Ltd.,Chaoyang,Beijing 100013,China; 3.Coal Mining and Designing Branch,China Coal Research Institute,Chaoyang,Beijing 100013,China)

    AbstractThe 5105 auxiliary haulage gate in 8105 working face of No.3-5 coal seam in Tashan Coal Mine was a large-section and full-seam roadway with ultra-thick top coal,which was difficulty to support as a result of multi-factor influence. The failure characteristics of coal samples under different confining pressures were studied comparatively by uniaxial and triaxial compression tests,which revealed that the high pre-stresses of anchor bolts and cables could make the stress state of top coal and wall coal change from the state of biaxial stress or triaxial stress with low confining pressure to the state of triaxial stress with higher confining pressure.The numerical simulation showed that by using highly prestressed anchor bolt and cable and suitable supporting components,the effective compression stress zone could formed in surrounding rocks and the prestresses could diffuse actively in seam,so if the bolts and cables were needed,it was best to increase the pretensioned stresses of bolts and cables and adopt reasonable supporting components.Field test in 5105 roadway indicated that high pretensioned stresses made the change of bolts and cables’stresses not abvious in period of tunneling and stopping,and effectively control the intense deformation of roadway surrounding rocks.

    Key wordsultra-thick top coal,large-section and full-seam roadway,roadway support, high prestress,bolt support,supporting mechanism

    中圖分類(lèi)號(hào)TD353

    文獻(xiàn)標(biāo)識(shí)碼A

    基金項(xiàng)目:?國(guó)家自然科學(xué)基金青年基金項(xiàng)目(51304119),天地科技公司研發(fā)項(xiàng)目(KJ-2015-TDKC-10),三晉學(xué)者支持計(jì)劃專(zhuān)項(xiàng)經(jīng)費(fèi)資助項(xiàng)目(2050205),中國(guó)煤炭科工集團(tuán)科技創(chuàng)新基金重點(diǎn)項(xiàng)目(2014ZD001)

    作者簡(jiǎn)介:劉錦榮(1971-),男,漢族,高級(jí)工程師,碩士,同煤集團(tuán)同大科技研究院采礦技術(shù)研究所所長(zhǎng),從事采礦技術(shù)研發(fā)工作。

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