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。     

深井软岩巷道二次锚网索支护技术

为解决超化煤矿深部软岩巷道支护难度大的问题,采用数值模拟、理论分析和现场观测相结合的方法分析了巷道原支护失稳的主要原因,被动支护不能适应深部高应力软岩巷道围岩的变形。在此基础上提出了控制深部软岩巷道围岩变形的高强稳定型二次锚网索支护技术,其中第一次高强预应力锚网支护及时加固巷道围岩,并与围岩共同形成有效承载结构,第二次锚索补强支护提高支护承载结构的稳定性和承载能力。结果表明:采用二次锚网索支护技术巷道顶底板最大移近量为73mm,两帮最大移近量仅为51 mm,顶底板平均移近速率约1.62 mm/d,两帮平均移近速率约1.13mm/d,有效控制了深井软岩巷道变形。     

孤岛煤柱下破碎软岩巷道支护技术研究

为解决孤岛煤柱下破碎软岩巷道支护困难的问题,针对许疃煤矿82联络巷地质条件和巷道变形破坏特征,分析巷道失稳破坏的原因,提出了棚-索协同支护+全断面注浆加固+底板高强锚网索支护的全断面联合支护技术。结果表明:该支护技术能减小巷道围岩塑性区和低应力区,并能改善U型钢支架受力状况。82联络巷围岩变形在25 d后趋于稳定,两帮移近量最大为58 mm,顶底板移近量最大为35 mm,有效控制了巷道围岩变形,保证了巷道长期正常使用。     

综放跨采巷道棚-索耦合协同支护技术

芦岭煤矿Ⅱ82运输上山受上方Ⅱ927综放工作面跨采影响且巷道围岩比较破碎,通过分析巷道围岩失稳机理得出了导致U型钢支架结构失稳的原因及锚索支护合理位置,提出了棚-索耦合支护技术方案;利用U型钢支架形成的基本承载结构,通过壁后充填注浆实现了破碎围岩与U型钢支架的第一次耦合,再根据巷道围岩的变形特征和U型钢支架的结构失稳类型,通过合理布置结构补偿锚索实现支护结构补偿,使U型钢支架与锚索形成二次耦合支护,进而提高支架的整体承载能力和支护结构的稳定性,在整个跨采期间巷道顶底板移近量累计475 mm,两帮移近量累计206 mm。     

良相煤矿支护技术改革的探索及实践

针对良相煤矿复杂地质条件,原架棚支护方式巷道变形量大,支护效果不佳等,提出采用锚网索联合支护的改革技术方案。通过巷道围岩变形监测,得出不同支护方式下巷道围岩变形规律。现场实践表明,相比架棚支护,锚网索联合支护能减少巷道围岩顶底板相对移近量的73%,巷道两帮相对移近量的70%,有效地控制了巷道变形。     

离层破碎顶板回采巷道锚网索联合支护技术研究

针对某矿回采巷道顶板离层破碎的特点,在对比分析了架棚支护与锚杆支护优缺点的基础上,提出了采用锚杆支护的方式控制围岩变形。结合理论分析、数值计算等方法确定了回采巷道锚网索联合支护参数,即锚杆间排距800 mm×800 mm,锚索间排距2 000 mm×1 600 mm,长度8 000 mm,五花布置。采用该支护方案后巷道围岩变形情况为:顶底板移近量最大为260 mm,两帮移近量最大为220 mm,顶板离层量最大为18 mm。表明该方案能有效控制巷道围岩变形,可为其他地质条件类似的矿井提供借鉴。     

近距离煤层开采下巷道支护技术研究

为解决西山亚辰煤业公司极近距离煤层下煤层29102工作面巷道支护难题,参考相邻29101工作面两巷采用工字钢棚支护后出现的巷道变形严重,工字钢棚顶梁压弯、棚腿内移等问题,系统分析了29101轨道巷围岩移动变形、支护结构承载情况,并对巷道失稳原因进行了研究。采用数值模拟方法,确定了29102轨道巷围岩控制技术方案,并开展了现场工业性试验。结果表明:29102轨道巷采用高强度稳定型新型锚网(索)棚联合支护技术,巷道掘进经过测站约110 m后,巷道顶底板移近量为17 mm,两帮移近量为19 mm,巷道支护效果良好,为类似条件下巷道围岩控制提供了技术参考。     

巷道过断层段围岩稳定性分析及支护技术研究

为解决2-208运输顺槽过断层段围岩变形量大的问题,通过分析2-208运输顺槽过断层巷道围岩变形的具体情况及断层对围岩稳定性的影响,提出采用U型棚+喷浆+注浆的支护方式控制巷道过断层区域的围岩变形量,并进行矿压观测。结果表明:巷道过断层段在采用U型棚+喷浆+注浆的支护方式后,顶底板的最大移近量为196mm,两帮的最大移近量为157mm,有效的控制了巷道围岩变形量。     

全锚索动压巷道丛柱加强支护技术研究

在分析全锚索支护动压巷道围岩变形特征和丛柱加强支护机理的基础上,设计了相应加强支护方案,并采用数值模拟和现场实测进行了验证。研究发现:采用丛柱后巷道围岩变形量及矿压显现强度均大幅下降,两帮移近量、顶底板移近量及锚索最大载荷分别减少了46.8%、44.5%和15.8%,证明了丛柱可有效提高动压巷道全锚索支护体系的稳定性。     

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。     

深井大断面煤巷围岩控制技术

分析深井大断面煤巷变形特征及难控制的原因,通过模拟不同支护状态下巷道围岩变形情况,探讨了锚杆、锚索作用机理,提出及时抗、滞后让、控顶(底)固帮、高强度支护的控制原理。认为稳定的承载结构及早形成,并与支护体一同承载,从而加强巷道稳定性,利用锚杆自身的延伸量和锚索尾部安装的多级让压结构,确保支护体适应深井大断面煤巷围岩变形大的特点。工程实践表明,巷道掘进期间两帮移近量为140 mm,顶底板移近量为121 mm,巷道稳定性较好。     

二次沿空巷道留巷支护方式及围岩变形规律研究

基于新庄孜矿62110回风巷沿空掘巷后破坏严重出现结构性失稳且后期再需留巷,对二次留巷支护技术进行了研究。分析了巷道破坏原因为地质条件复杂且前期支护参数不合理,结合煤巷预拉力支护理论确定采用＂三高＂锚杆（高强度、高刚度、高预紧力）、锚索补强、深浅孔注浆的联合支护方案。采用快速连续观测法对回采期间巷道的围岩变形进行现场实测,结果表明：高强度架锚注方案可再造围岩结构,减缓顶板活动剧烈程度,工作面后方30～55 m为巷道围岩变形剧烈区,55 m后变形速度趋于稳定。采取该修复方案改善了支护效果,保障了工作面安全回采。     

采动影响下煤层上山巷道支护技术

为解决采动动压影响下煤层上山巷道围岩破碎严重、变形大等支护难题,采用现场调查、理论分析及数值计算相结合的方法,分析得出了在采动支承压力作用会使煤层上山巷道围岩岩性变差,破碎区和塑性区范围增大,致使围岩发生强烈剪胀变形的矿压显现特征,从提高围岩强度、支护阻力和支护承载结构的稳定性3方面研究了此类巷道围岩控制机理,提出了U型钢支架基本支护＋锚索结构补偿的新型支护技术,应用结果表明：对前修后扩的煤层上山巷道两帮最大位移量仅160 mm,顶底板最大位移量180 mm,表明了提高围岩强度、支护阻力和支护承载结构的稳定性可以有效地控制此类巷道围岩强烈变形。     

极松散煤体巷道注喷锚支护技术

为解决龙门煤矿2404工作面回风巷极松散粉末状煤体巷道支护难题,提出了极松散煤体巷道注喷锚内外承载结构控制原理,采用了自钻式注浆花管超前长孔大范围预注浆固结散煤技术、提出了煤帮喷洒化学浆液技术、采用了高强锚杆支护系统强化支护及钻注锚一体化中空注浆锚杆的锚筒二次注浆加固技术。矿压观测表明,掘进期间两帮移近量将近400 mm,顶板下沉量150 mm左右,底鼓量约50 mm。巷道围岩持续大变形得到有效控制,巷道维护满足生产要求。     

大跨度高煤帮煤巷支护参数优化及应用

针对大同塔山煤矿5105大跨度高煤帮煤巷的稳定性控制问题,分析了巷道断面跨度和高度对煤巷稳定性的影响,基于悬吊理论和组合梁理论对该巷道的支护参数进行了初步设计,采用FLAC^3D数值模拟软件研究了高强度锚杆锚索长度、直径、间排距、预紧力等因素对支护效果的影响,并对初步支护方案进行优化设计,通过现场监测巷道掘进和回采时的围岩表面位移来评价支护效果。结果表明：回采期间巷道两帮和顶底板的移近量仅为275和215 mm,高强度锚杆＋锚索＋金属网的联合支护能有效抵抗采动引起的强烈矿压,巷道变形得到有效控制。     

三软煤层回采巷道支护中钻孔卸压技术

为有效解决软岩巷道支护难题,提出并研究了钻孔卸压与U型钢联合支护方式。采用FLAC3D数值模拟软件分析了卸压钻孔对巷道围岩变形及应力转移作用机理,模拟结果表明,实施卸压钻孔后,巷道围岩的变形量减小,巷道周边围岩应力峰值向深部转移,巷道处于应力降低区。现场试验结果表明：采用钻孔卸压与U型钢联合支护方案,巷道两帮最大移近量193 mm,降低55%,巷道顶底板最大移近量267 mm,降低55%,巷道支护状况得到明显改善。     

重复跨采条件下巷道耦合支护技术研究

针对芦岭煤矿28采区底板准备巷道需承受上部工作面重复跨采影响的特点,在分析巷道围岩变形机理和巷道原有支护技术的基础上,提出主-被动耦合一体化支护技术方案,该技术首先通过锚注将破碎围岩与U型钢支架实现一次耦合,在此基础上针对U型钢支架结构不稳定的缺陷,其次通过耦合支护装置实现锚索-U型钢支架二次耦合,最后实施底板锚网支护控制底臌,并成功应用于工程实践。     

矿用高强锚索束在重复跨采软岩巷道中的应用

重复跨采作用下软岩巷道变形破坏严重，为解决此类支护难题，以淮北芦岭矿II82运输上山为工程背景，分析围岩地质条件，并对巷道变形破坏特征进行总结，通过岩石力学强度试验、现场钻孔窥视，结合理论分析，分析了巷道失稳的主要原因：围岩自身强度低、围岩流变影响、重复跨采影响、支护方式选择不合理，最后提出“常规锚网喷+浅部围岩注浆强化加固+矿用高强锚索束联合中空注浆锚索支护”控制技术。现场实践表明：试验段巷道在工作面跨采期间顶板、底板、帮部位移量依次为20mm、42mm、25mm，相对于常规支护非试验段巷道降低了43%、60%、57%，实现了巷道围岩的稳定控制。     

三软煤层底板岩巷变形分析与加固技术

基于料石砌碹拱形支护的三软煤层底板岩巷易发生变形,为有效控制软岩巷道变形量,减少巷道维护次数,通过对米村煤矿-150 m水平水仓硐室围岩物理化学性质分析、地质构造和原支护形式及巷道破坏特征分析,分析了巷道失稳的主要原因,基于巷道围岩松动圈支护理论和软岩工程支护原则,提出了适合于软岩巷道的锚网索＋喷浆壁后注浆＋可缩性U型钢支架的联合加固技术,经连续3个月的巷道变形监测,巷道帮部最大水平位移37 mm,顶底板最大移近量52 mm,此联合加固技术能有效控制软岩巷道变形。     

深部矿井大硐室锚注联合加固技术

为解决巷道埋藏较深、受地压及强烈动压影响变形大、补强加固技术的难题,基于保安煤矿15号煤一采区变电所巷道硐室在距地表垂深650～820 m,以及在＋315 m轨道大巷等邻近巷道的采掘影响下,采用深埋矿压理论分析与现场实践的方法分析了其破坏特点、变形破坏机理及影响因素,提出了一种对大断面大埋深及动压巷道的新型加固方案。结果表明：一采区变电所在未采取措施4个月内严重变形,采取加固措施后半年内顶板下沉量35 mm,两帮移近量60 mm,底鼓量不到40 mm,控制了围岩变形,有效地改善了巷道周围围岩力学性质和力学状态。