综采工作面回采巷道围岩破裂变形规律实测研究

为了研究综采工作面回采巷道围岩变形规律,为回采巷道的保护提供合理依据,以东欢坨矿2088_下工作面为工程背景,运用现场实测方法,通过钻孔电视探测分析2088_下回风巷道围岩破裂情况及对巷道进行位移监测并分析变形规律。结果表明:巷道顶板下位岩层中均存在较为严重的破裂区,破裂区范围约为2.0 m左右,2088_下工作面所在的8~#煤层巷道围岩属于中松动圈和大松动圈范围;未受采动影响区域内顶底板、两帮最大移近量仅为84、34 mm;超前影响范围约为90 m,顶底板、两帮最大移近量达到了1 280、1 869 mm,由此可见,在工作面回采扰动作用下巷道变形情况较为严重;回采工作面推进距离从测点前80 m至0 m过程中,顶底板、两帮移近量分别增大至243、206 mm,移近速度分别增大至19.1 mm/d和14.7 mm/d,均产生明显增长,说明回采工作面距测点越近,巷道受采动影响越大;在对回采巷道进行保护时,要求巷道支架支护必须考虑能够有效支护该范围内岩层重量以及上覆岩层作用力。     

基于松动圈理论的破碎软岩巷道支护研究与应用

首旺煤矿综采工作面回采巷道顶板破碎,围岩软弱,变形量较大。基于围岩松动圈理论,对首旺煤矿回采巷道的破碎机理和围岩变形机制进行分析,并根据围岩松动圈支护理论,确定锚杆支护的具体参数,设计采用锚杆+注浆联合支护来控制巷道的破坏变形。基于数值模拟结果,对支护后工作面回采巷道的屈服破坏特征、巷道围岩垂直应力、巷道围岩位移特征进行了分析。现场工业试验表明,采用锚杆+注浆联合支护技术后,巷道顶底板移近量和两帮移近量明显降低,巷道完整稳定,可以很好的控制破碎软岩巷道变形,提高巷道的整体稳定性。     

强膨胀性围岩回采巷道的支护参数研究

为解决七一煤矿回采巷道多为泥岩、遇水膨胀、力学性能变低、支护困难等问题,试验分析得出矿物中存在大量高岭石是遇水膨胀的原因,并对回采巷道支护方案进行了设计,确定了锚杆和锚索的材质、直径、长度及排距等关键参数。实践证明,回采巷道顶底板最大移近量和两帮最大移近量分别为91mm、193mm,未出现漏顶、冒顶等现象。     

回采动压影响下深井巷道变形破坏规律数值模拟研究

为正确指导深井工作面回采巷道经济安全支护,通过FLAC3D数值模拟软件,对工作面回采巷道在支护状态和工作面回采动压影响下,巷道变形破坏机制和破坏规律进行了模拟研究。研究结果表明,受工作面回采动压影响,巷道变形量和变形速率明显增大,且距离工作面越近,变化趋势越快,巷道移近量超过1000mm。在距工作面40m,受周期来压影响移近速率相对减小,巷道两帮和顶底板移近速率最大均为工作面回采到距离监测点10m范围内。     

近距离煤层回采巷道支护参数优化研究

为解决近距离煤层回采巷道受上部遗留煤柱应力集中影响下巷道围岩变形控制困难的问题,对煤层围岩地质力学进行原位测试,根据测试结果对工作面回采巷道进行支护参数合理设计。工程实践结果表明:153201巷顶底板移近量最大为218mm,两帮移近量最大为157mm;153202巷顶底板移近量最大为223mm,两帮移近量最大为241mm,围岩变形量能够满足巷道的后期使用。     

基于深浅孔注浆技术的破碎顶板岩层巷道综合治理

针对同煤三矿工作面回风巷受采动影响及邻近采空区影响,顶底板移近量大、两帮片帮严重的情况,在分析矿压显现机理及其影响因素的基础上,结合理论分析和现场实测情况,对顶板及煤柱帮提出采用深浅孔注浆的治理方案,并通过FLAC3D软件模拟了回采时及注浆后巷道位移变化情况。结果表明:注浆加固后,巷道总变形量明显减小,顶板下沉量小于400 mm,两帮相对移近量小于300 mm,巷道变形量满足回采期间巷道使用要求。     

西曲矿12315运输巷矿压显现特征及支护技术

西曲矿12315运输巷成巷后围岩变形破坏严重,通过现场勘查和矿压监测研究表明,临近工作面采动影响下,顶板严重下沉,底板遇水膨胀底鼓严重,采用“强顶强底”的支护理念,增加顶板锚索数量提高顶板的支护强度,采取底板隔水措施抑制底鼓。现场应用后矿压监测结果表明,采动影响下巷道顶板离层量很小,底板底鼓量最大为208 mm,顶板下沉量小于60 mm,两帮总相对移近量小于73 mm,巷道变形量能够满足工作面回采期间的正常使用。     

高性能无机注浆材料在复用巷道加固中的应用

针对大采高工作面复用巷道变形量大、维护困难的问题,提出高性能无机注浆材料加固技术,结合53082复用巷道现场地质条件,合理布置注浆钻孔参数。现场工业性试验表明:采用无机注浆材料加固后,复用巷道变形量降低显著,顶底板移近量最大值约506mm,巷道两帮移近量最大值约为398mm,保证了工作面的回采安全。     

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.     

深井软岩煤层巷道锚网索耦合支护研究

针对河南某煤矿140703综放工作面回风巷深井软岩巷道的地质特点,结合锚网索耦合支护相关理论研究成果,采用理论计算和数值模拟的方法确定了巷道锚网索初次耦合支护参数和二次耦合支护参数。现场实测结果表明:巷道两帮最大移近量147 mm,顶底板最大移近量87 mm,巷道围岩变形量小,锚网索耦合支护能有效控制巷道围岩变形,其支护效果良好。     

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。     

弱含水层下软岩巷道“一隔三强”控制原理与技术

针对弱含水层下软岩巷道围岩大变形难控制的问题，以清水营煤矿110207运输巷为研究对象开展了研究工作。首先，依据现场调查与实测分析了巷道围岩的变形破坏特征，明确该巷道存在“一水三弱”的四大特征：即水与高比例黏土矿物并存、弱锚固基础、弱支护阻力扩散效能、弱围岩承载性能；其次，采用理论分析、数值模拟与现场实测的综合研究方法，揭示了巷道围岩的变形破坏机制，认为弱含水层下软岩巷道围岩变形破坏过程分为初始变形、急速变形与缓慢增长3个阶段，3个阶段的变形量占比约为10%、30%与60%，水的存在是导致该类巷道围岩后期变形缓慢增长的重要影响因素；最后，提出了针对该类巷道围岩“一隔三强”的稳定性控制原理与方法，即采取合适的方法隔断水与泥岩的接触通道，强化锚杆（索）锚固基础、强化锚杆（索）预紧力扩散表层与增强巷道围岩自身承载能力，并给出了相应的全断面“锚索+网+注浆+喷浆”的综合控制方案。将该方案付诸实践，现场实测表明：采用新方案后围岩裂隙封闭隔断了水与泥岩之间的接触通道，强化了锚索锚固力、预紧力扩散效能与围岩承载能力。矿压监测结果表明：巷道两帮最大移近量为51.9 mm，顶底板最大移近量为27.8 m...     

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。     

斜沟煤矿厚煤层孤岛综放工作面沿空掘巷技术应用

斜沟煤矿正在进行8号煤层的采掘活动,为提高采出率设计在18106孤岛综放工作面进行留小煤柱沿空掘巷,通过数值模拟研究,确定合理的小煤柱宽度为5 m,沿空巷道设计采用"锚网索梁"联合支护方式,经现场工业性试验并对巷道围岩位移情况的监测表明,沿空巷道掘巷期间围岩稳定后顶底板最大移近量平均约109 mm,两帮最大移近量平均约251 mm;工作面回采期间,巷道顶底板最大移近量约289 mm,两帮最大移近量约499 mm,能够保证工作面安全回采。     

褐煤矿区弱胶结砂岩巷道支护技术研究

为解决褐煤矿区弱胶结砂岩巷道变形量大的难题,在地质力学测试、黏土矿物成分分析、可锚性试验研究的基础上,提出了强力承压拱、全断面及时支护、全长预应力锚固、强力护表及预应力有效扩散等巷道支护措施,实现了对褐煤矿区弱胶结砂岩巷道强力锚网索一次支护。结果表明:高预紧力强力锚杆支护系统取消了架棚支护,降低了支护成本,减轻了劳动强度,巷道整体收敛率控制在3%以内;巷道两帮最大移近量为55 mm,顶底板最大移近量为38 mm。     

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。     

厚煤层大断面煤巷支护技术研究

以山西某矿厚煤层大断面回采巷道(5.2 m×3.5 m)为研究对象,采用数值分析的手段模拟了巷道顶板下沉量与预紧力关系(当预紧力大于20 kN时,顶板变形控制在80 mm左右)和锚固结构挤压作用机理,阐明了其保证巷道稳定性的原理.采用工程类比和理论分析的方法确定了高强高预紧力及支护技术的参数.工程实践结果:两帮移近量75 mm,顶底板移近量69 mm.     

滑动构造区厚煤层巷道锚固结构形成机制研究与应用

针对郑州矿区煤层赋存条件,从煤层结构、覆岩序列和支护特性3个方面阐述了滑动构造区厚煤层巷道的变形破坏机制。在此基础上,通过建立力学模型,研究了构造厚煤层中锚固结构形成的力学条件。并根据超化煤矿22031工作面地质采矿条件,通过实测端锚锚杆的锚固长度,在确定顶、帮锚固结构厚度的基础上,计算得到形成顶、帮锚固结构所需施加的锚杆预紧力分别为45.7 k N和44.0 k N。观测数据表明,回采巷道服务期间顶底板移近量约330 mm,两帮移近量约270 mm,巷道围岩变形得到有效控制。     

回采巷道支护技术实践

针对常蒋煤矿3102工作面回采巷道地质条件确定了支护形式和参数,在3102工作面顺槽开口往里90、160 m处设置了两个测量站,用十字布点法进行测量,分别对工作面两帮位移量和巷道顶底板位移量进行监测。监测结果表明:工作面顶底板移近量比巷道两帮移近量小,巷道围岩变形量在一个月内趋于稳定,围岩变形得到有效控制,可以满足工作面安全回采的要求,取得了良好的技术经济效益。     

深孔超前预注浆工艺在过陷落柱中的应用

岳城煤矿1307工作面的390m处赋存陷落柱DX214,回采巷道掘进时顶底板变形严重且呈现流变性。采用超前预注浆,循环加固20m、预留2m注浆岩层的方法通过了陷落柱。工作面在回采过陷落柱期间巷道顶、底板移近量最大值为280mm,两帮收敛量最大值为400mm,符合工作面设计要求。