深埋动压巷道“高强度、低密度”支护技术研究与实践

针对冶坪煤矿深埋受采动影响的1301材料巷围岩变形大、支护难度高和采掘接续紧张等问题,采用FLAC~(3D)数值模拟软件对不同顶锚杆间排距和长度影响下巷道顶板围岩锚固预应力场分布规律进行研究,提出了"高强度,低密度"支护方案。现场实测结果表明:采用"高强度,低密度"支护方案后,巷道顶底板和两帮最大移近量分别为106.66 mm和132.31 mm,有效控制了巷道围岩变形。     

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。     

深井软岩巷道双套棚灌浆支护技术研究与应用

为解决深井软岩巷道变形大、支护难的问题,以盘江矿区某矿121213工作面运输上山为工程背景,进行深井软岩巷道变形破坏特征及变形破坏原因的研究,得出结论:高地应力、围岩遇水易膨胀变形及围岩承载能力难以发挥是造成巷道变形失稳的主要原因。针对性地提出了双套棚灌浆支护技术,设计一种"锚杆锚索+灌浆+双U型套棚"的复合支护方案,即在锚杆、锚索支护的基础上,在围岩外部两架U型棚之间进行高压注浆,强化围岩承载结构。现场监测结果表明:采用双套棚灌浆支护后,巷道顶板、两帮及底板平均变形速率分别为0.55,0.43mm/d和0.36mm/d,最大变形量分别为145,115,87mm,巷道变形量在可控范围内,有效地控制了深部软岩巷道收敛变形。     

杨庄矿软岩巷道锚杆与钢管混凝土支架联合支护技术研究

杨庄矿Ⅲ水平南大巷软岩巷道围岩强度低,黏土矿物含量高,吸水泥化现象严重,巷道围岩变形量大,锚杆失效较为普遍。结合南大巷软岩巷道围岩变形特点,设计了锚杆与钢管混凝土支架联合支护方案。巷道断面采用马蹄形,锚杆为Φ20 mm×L1800 mm的左旋螺纹钢锚杆,钢管混凝土支架主体钢管选用Φ194 mm×L8 mm无缝钢管,灌注C40核心混凝土。结合理论计算可知,设计支护方案的极限承载能力大于南大巷围岩荷载,能够维持巷道围岩的稳定。通过数值分析和现场监测分析可知,巷道围岩变形较小,锚杆和钢管混凝土支架支护作用力均小于其极限荷载,支护结构稳定,所以锚杆与钢管混凝土支架联合支护方案满足了Ⅲ水平南大巷软岩巷道支护的要求。     

镇城底矿软弱顶板煤巷支护技术研究

为了解决深部软岩巷道围岩变形大的问题,先对原支护方案下巷道围岩变形进行分析,发现原支护下顶底板相对位移量868.5mm,两帮移近量达到725.2mm,根据变形情况给出锚杆+锚索优化支护方案。对优化支护方案进行分析,发现优化后顶底板移近量达到131.36mm,较原支护方案下降83.49%,两帮移近量为85.25mm,两帮移近量下降了86.79%。对优化方案进行应用分析,得出随着监测天数的增大,此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势,巷道底鼓量最大值为226.3,巷道的两帮移近量为364.1mm,顶底板移近量为443.3mm,较原支护方案变形量得到一定控制,为巷道稳定性做出贡献。     

冀家垴风井车场巷道变形破坏分析及支护对策

为解决新元矿冀家垴风井车场巷道的大变形问题,研究了风井车场巷道围岩的性质,系统分析了风井车场巷道的变形破坏模式,提出了优化巷道断面结合钢管混凝土支架+锚杆的复合支护方案,运用FLAC3D对比分析了2种支护方案下的巷道变形破坏特征,并将钢管混凝土支架复合支护方案进行了现场应用。研究结果表明:在原支护方案下顶板下沉量达1 100 mm,两帮收敛量达700 mm,断面收缩率为25%～29%;巷道围岩岩性差、频繁的动力扰动、支护强度低导致了风井车场巷道的大变形;采用钢管混凝土支架复合支护方案后,风井车场巷道围岩控制较好,顶板下沉量为45～55 mm,两帮变形量为25～35 mm,保证了风井车场巷道的正常使用。     

潞宁煤矿22117回风顺槽围岩控制技术研究与应用

为保障22117回风顺槽围岩的稳定,采用理论分析的方式进行围岩变形破坏机理的分析,基于分析结果得出,顶底板及两帮拉裂和剪切破坏形态,影响顶板岩层稳定的主要因素为水平地应力和巷道围岩压力;结合巷道地质条件,确定巷道采用锚网索支护方案,结合围岩变形机理记性支护参数的具体设计,采用数值模拟进行支护可行性分析,并在工作面回采期间进行围岩变形量监测分析。结果表明:回风顺槽在现有支护方案下,顶板下沉量及两帮移近量的最大值分别为180 mm和142 mm,支护方案控制了围岩的变形,满足回采巷道使用要求。     

杜家沟煤业八采区回风巷软弱围岩控制技术

针对杜家沟煤业八采区回风巷在原有支护方案下围岩变形量大及掘进易冒顶的问题,通过分析巷道围岩变形破坏机理,得出巷道原有U型钢棚支护阻力不足,根据巷道变形原因提出采用超前管棚+U型钢棚+注浆加固的支护技术。结果表明:支护方案实施后,顶底板及两帮的最大移近量分别为170 mm和133 mm,掘进工作面无冒顶现象出现,保证了巷道围岩的稳定。     

大断面煤巷破碎围岩支护技术研究

针对王坡煤矿3208工作面运输巷道断面大、围岩破碎、支护困难等问题,通过围岩破坏机理分析、围岩强度观测及支护方案数值模拟,对巷道支护方案进行优化设计。研究结果表明,3208工作面运输巷围岩存在大量裂隙、离层,煤体完整性差、易破碎,根据锚杆支护理论和数值模拟结果,采用"高预紧力锚杆+锚索"支护方案,可以发挥支护构件的主动支护作用,现场应用效果表明:顶板和两帮最大移近量分别为14mm和23mm,为巷道高度和宽度的0. 4%和0. 41%,有效控制了巷道变形。     

深井厚煤层巷道掘进支护工艺优化

针对某矿2750工作面回风大巷掘巷变形大,结合矿井地质条件提出了对支护参数进行优化,通过数值模拟,确定优化支护方案较原始支护方案能更加有效地控制浅部围岩变形,并经现场工业性试验和监测,得出掘巷20 d内巷道围岩变形较快,在20 d后围岩变形趋于稳定,其中巷道两帮最大变形量为60 mm,顶板离层变形量为6.2 mm,巷道变形量均处于矿井生产允许变形范围。     

三软煤层多次采动下巷道支护技术

为解决急倾斜三软煤层多次采动巷道的支护技术难题,基于赵家坝煤矿工程地质条件,对该类巷道的合理支护技术进行了研究.通过现场实测和数值模拟分析了巷道变形破坏的特点,分析得出了巷道围岩岩性差、应力高以及支护结构与参数不合理是巷道变形破坏的主要原因,根据围岩松动圈支护理论提出了应采用以"锚梁网+锚索"为主体的支护形式,并对巷道关键部位加强支护实施动态叠加支护,确保巷道的稳定.结果表明:采用以"锚梁网+锚索"为主体的支护方式,多次采动巷道顶底板移近量不超过250 mm,两帮移近量不超过200 mm;巷道支护15 d内,锚杆锚应力迅速增加,以后基本稳定在2～3 MPa,表明该支护方案是合理的,可以有效控制巷道围岩的变形和改善巷道围岩的受力状态.     

弱胶结软岩巷道锚网索耦合支护技术研究

为解决弱胶结软岩巷道支护困难的问题,以伊犁一矿弱胶结软岩巷道为研究对象,结合煤岩物理力学性质及原岩应力测试结果,在分析巷道围岩变形破坏原因的基础上,通过优化支护参数提出了锚网索耦合支护方案。在利用数值模拟验证新支护方案可靠性的基础上,通过现场观测分析总结了采用新支护方案后巷道围岩变形有巷道开挖影响、变形限制、稳定变形3个阶段。结果表明:顶底板移近量平均为50 mm,两帮移近量平均为23 mm,变形稳定时间缩短为15 d;锚网索耦合支护能有效控制巷道围岩变形,改善围岩应力状态,充分利用深部围岩的自承载力。     

软岩巷道顶板锚杆锚索联合支护参数优化研究

为了解决深部软岩巷道围岩变形大的问题,以木瓜矿10-206工作面为工程背景,对原支护方案下巷道围岩变形进行分析,发现原支护下顶底板相对位移量868.5mm,两帮移近量达到725.2mm,根据变形情况给出锚杆+锚索优化支护方案。对优化支护方案进行分析,发现优化后顶底板移近量达到了131.36mm,较原支护方案下降了83.49%,两帮移近量为85.25mm,两帮移近量下降了86.79%。对优化方案进行应用分析,得出随着监测天数的增大,此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势,巷道底鼓量最大值为226.3mm,巷道的两帮移近量为364.1mm,顶底板移近量为443.3mm,较原支护方案变形量得到一定控制,为巷道稳定性做出贡献。     

五阳煤矿7603孤岛工作面巷道围岩控制技术研究

为了解决孤岛工作面巷道围岩控制的难题,以五阳煤矿7603孤岛工作面巷道围岩控制为工程背景,分析了巷道支护存在的问题,提出了采用高强锚杆、锚网梁组合支护以及帮顶底同控围岩变形的支护方法,采用FLAC3D数值模拟软件,对巷道支护参数进行模拟,得到巷道支护的最佳参数,并对巷道支护方案进行设计。现场应用结果表明,巷道顶板最大移近量为385 mm,两帮最大移近量为577 mm,该支护方案有效控制了巷道围岩变形,保证了巷道安全稳定。     

深部“三软”煤巷围岩控制技术

为使裴沟煤业深部"三软"煤巷围岩变形得到控制,针对原支护设计下的围岩变形情况,36 U型钢棚支护阻力较低、巷道底板未采取控底措施等原因造成巷道围岩变形破坏。采用全封闭U型钢棚+底板锚索的支护方案,使巷道顶底板和两帮移近量在工作面回采期间基本控制在200 mm以下,帮底互控技术提高支护承载结构的稳定性和承载能力。     

矿井深部巷道切顶卸压围岩变形控制技术研究

为了研究深部沿空巷道围岩变形原理及控制技术，文章以潞安集团司马煤矿1206工作面回风巷道为工程背景，针对工作面矿压显现剧烈，原支护方案无法有效控制围岩变形的情况，基于基本顶梁结构假设和来压步距理论进行沿空巷道变形原理分析，提出爆破切顶卸压围岩变形控制技术。结果表明：当沿空巷道爆破切顶后，基本顶断裂长度有效降低，并通过巷道围岩变形监测，确定巷道顶板、底板、煤柱帮和煤壁帮最大变形量分别为124 mm、80 mm、173 mm和113 mm,较原支护方案条件下围岩变形控制能力分别提高了80.7%、84.8%、80.2%和80.5%,说明爆破切顶方式对巷道围岩变形有明显的控制作用。     

兰花宝欣煤矿3103工作面沿空留巷技术研究及应用

为提升3103工作面回采率,根据工作面的地质和开采条件,确定工作面采用无巷旁充填体沿空留巷技术,设计巷道围岩控制方案分为巷道掘进期间、工作面回采前和工作面回采期间,根据围岩特征进行具体支护参数的设计,根据巷道地质条件和现场观测结果进行围岩类别的划分,并在围岩控制方案实施后进行巷道变形情况的监测分析。结果表明:围岩控制方案实施后,巷道掘进期间围岩变形量在合理范围内,留巷期间巷道在Ⅰ类和Ⅱ类围岩地段顶底板和两帮最大变形量分别为260 mm和550 mm,Ⅲ类围岩两帮变形量较大,需进一步补强支护。     

浅埋煤层巷道破坏规律及支护技术研究

针对14206工作面辅助运输顺槽围岩变形严重问题,通过围岩变形观测及钻孔窥视对巷道变形破坏原因进行了相关分析,得知锚杆长度小于围岩松动圈厚度是导致锚杆支护系统失效的主要原因。补强支护方案将锚杆长度由2100mm增加到2600mm,并配合钢带及钢筋网使用,工业性试验结果表明,该支护方案能够有效控制巷道围岩变形。     

王庄煤矿8105孤岛工作面巷道支护参数数值模拟分析

以王庄煤矿8105孤岛工作面运巷为例,通过FLAC3D软件模拟不同锚杆支护参数条件下巷道围岩的变形,最终确定巷道支护方案为:顶锚杆间排距800 mm×800 mm,窄煤柱帮锚杆间排距700 mm×800 mm,实体煤柱帮锚杆间排距900 mm×800 mm,并采用锚索补强。现场应用结果表明,确定的支护方案合理,支护效果良好,巷道围岩变形在预计范围内,并且巷道掘进成本明显降低。     

断层构造应力作用下的回采巷道联合支护技术研究

以柳树湾煤矿11041工作面运输巷为工程背景,采用FLAC3D数值模拟方法,从巷道支护结构受力稳定性和围岩控制稳定效果的角度,分析了断层构造应力作用下的"巷道锚杆+金属网+锚索+钢筋梯子梁"联合支护方案。结合数值模拟和理论计算结果,对现有支护方案及其支护参数进行了调整,确定了科学的支护方案及参数。现场监测结果表明,采用新的支护方案后,顶底板围岩的最大移近量近190mm,两帮围岩的最大移近量202mm,巷道围岩变形呈现出"阶段时递进增长"且在150d到达基本稳定状态,技术经济效益显著。