屯兰矿软岩巷道锚网索联合支护技术研究

屯兰煤矿12501工作面运输巷道为软岩巷道,为解决巷道变形量大的支护难题,依据巷道地质条件及巷道布置情况,考虑软岩巷道围岩变形的特殊性,提出了锚网索联合支护方案,运用FLAC3D数值软件对该方案进行了模拟分析,并对试验段巷道进行了矿压观测。研究结果表明,采用锚网索联合支护的12501工作面运输巷道顶底板最大位移量为31mm,两帮最大位移量为43mm,巷道稳定后顶底板及两帮移近速度均低于0.5mm/d,巷道顶板位移主要发生在浅部,2.5m以外的围岩位移很小,证明锚网索联合支护可以有效控制软岩巷道围岩变形,保持巷道围岩稳定。     

大松动圈围岩巷道变形及支护受力分析

为控制大松动圈条件下的巷道变形,根据现场实际地质条件及设计经验,采取锚杆+锚索复合支护形式及合理的支护参数。通过后期对回风巷围岩变形数据进行统计分析可知:13230工作面回风巷巷道顶底板的位移量最大为100mm,巷道两帮围岩位移量最大为127mm,围岩变形量较小,且影响较大的范围在距离工作面40m以内,巷道变形量小。     

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。     

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。     

大断面巷道围岩变形机理及其控制技术研究

为解决大断面巷道断面大、跨度大、围岩易破坏变形、支护难度大的问题，结合乌苏四棵树煤矿8#井B51204运输顺槽地质条件及现场实际开采情况，对大断面巷道围岩变形破坏机理进行研究分析，通过FLAC3D软件对巷道应力及位移演化特征进行计算和分析，根据分析结果提出锚网索联合支护方案。工业性试验结果表明，采取优化的支护方案后，巷道顶板离层量最大为17 mm，顶、底板最大变形量为67 mm，两帮相对位移量为29 mm，实现了控制巷道围岩变形破坏的目的，为类似条件下大断面巷道支护提供了借鉴。     

集中胶带大巷围岩稳定性控制技术验证

为验证集中胶带大巷优化后支护设计的围岩控制效果,在工作面内均匀设置了测站,定期对工作面两帮位移量和巷道顶板位移量进行观测。结果表明,在矿压观测的前9d,巷道的变形增大的相对快;随着监测时间的增加,巷道表面的变形速度开始逐渐减少;矿压观测38 d后,巷道的顶底板变形速度及两帮变形速度开始趋于稳定。但是巷道顶底板的位移量与巷道两帮的位移量都在增大,巷道顶底板总的位移量约255 mm,两帮位移量约150 mm。总的来说巷道围岩变形量都在50d内趋于稳定,有效控制了围岩的变形,满足了安全生产要求。     

深井穿断层破碎带软岩巷道围岩控制技术研究

在总结刘庄煤矿穿断层破碎带软岩巷道围岩破坏特征的基础上,分析了巷道围岩破坏原因,并结合该矿东一轨道大巷施工难点,提出了巷道围岩分步耦合支护技术方案,包括预留巷道围岩变形量、初次锚网索喷耦合支护、滞后围岩注浆加固及帮角和底板锚注加固。现场工程实践表明,采用分步耦合支护技术,巷道拱顶最大下沉量为38mm,两帮最大水平位移量为122mm,底鼓最大位移量为193mm,有效解决了刘庄煤矿深井软岩巷道穿断层破碎带施工围岩稳定控制难题。     

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。     

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。     

破碎围岩注浆加固数值模拟分析与工程应用

介绍了注浆技术在破碎回采煤巷中的运用。分析了注浆加固机理：注浆液通过充填、压密等作用提高破碎围岩的强度,改变围岩的破坏机理,提高围岩的稳定性。通过UDEC数值模拟和高河煤矿现场实测数据得到：模拟巷道顶底板相对最大位移量为307 mm,两帮相对位移量为229 mm;实测顶底板相对最大位移量为359 mm,两帮相对位移量为262 mm,模拟与实测数据基本一致,巷道变形量得到有效控制,为矿井的安全、高效生产提供了有力的技术保障。该注浆加固技术可为破碎围岩支护提供指导意义。     

深埋大断面软岩巷道锚网索支护在某矿的试验及应用

以某矿3采区运输下山深埋软岩大断面巷道为工程背景,开展了锚网索支护设计,并利用FLAC数值模拟分析了巷道围岩应力、位移、塑性区等特征及支护效果。数值模拟结果表明:锚网索支护时顶底板应力为0~16 MPa,两帮应力为16~24 MPa、应力峰值为24 MPa;顶底板和两帮变形量分别为110、31 mm;塑性区基本位于锚固区域内,围岩整体控制效果较好。现场试验监测结果表明,巷道顶底板和两帮变形量为117、54 mm,围岩整体变形量较小,支护效果良好,验证了支护设计的可靠性与数值计算的合理性。     

深井回采巷道底鼓控制原理与全断面锚注加固技术研究

为解决2204W工作面回风巷围岩变形量大、底板鼓起现象严重的问题,通过分析底鼓控制原理,提出采用全断面锚注加固技术对巷道进行支护。对支护后的巷道进行矿压监测,结果表明:全断面锚注加固技术实施后,两帮移近量最大为95mm,底板最大鼓起量为180mm,有效地控制了巷道底鼓量,保证了巷道围岩的稳定。     

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。     

斜沟煤矿18505工作面支护优化

为解决斜沟煤矿18505工作面材料巷在原有支护下围岩变形量大的问题,通过分析沿空掘巷上覆岩层运动特征,采用理论计算与数值模拟相结合的方法进行支护优化设计,并在支护方案实施后进行巷道表面位移监测。结果表明:支护优化后,巷道围岩在工作面回采期间顶底板及两帮的最大变形量分别为169 mm和202 mm,解决了围岩变形量大的问题。     

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。     

前和煤业东胶带运输大巷钻孔卸压围岩控制技术

为有效解决前和煤业3#煤层东胶带大巷在原有锚网索支护下围岩变形量大的问题,结合巷道变形特征,确定采用钻孔卸压技术,采用理论分析和数值模拟的方式确定卸压钻孔在修巷作业前,垂直于巷帮打设,钻孔深度为8 m,结合巷道的具体条件确定巷道采用卸压钻孔+让压支护的围岩控制方案,并采用矿压监测验证支护效果。结果表明:支护方案实施后,顶底板和两帮的最大移近量分别为141 mm和132 mm,有效解决了巷道两帮及底板鼓起量大的问题,保证了巷道围岩的稳定性。     

马兰矿910水平东大巷软弱围岩控制技术

针对马兰矿910水平东大巷在现有支护方式下底鼓严重、围岩变形量大的问题,通过对巷道的地质情况及软弱围岩分阶段控制技术的具体分析,决定采用喷锚注分阶段支护技术,结合巷道具体情况对支护方案进行具体设计,并进行矿压监测,结果表明:支护方案实施后,顶底板最大移近量为85 mm,其中底板最大鼓起量为47 mm,两帮最大移近量为57 mm,,保证了巷道围岩的稳定。     

干河煤矿2-126工作面回采巷道注浆加固技术

针对干河煤矿2-126工作面一、二绕巷在现有支护方式下围岩变形量大的问题,对其进行了注浆加固补强支护,结果表明:巷道在采用锚注补强支护后,顶底板最大移近量为198 mm,两帮最大移近量为280 mm,有效控制了巷道围岩的变形。     

厚煤层大断面胶带运输大巷强顶弱帮围岩控制技术

针对五里堠煤业下组煤(15号煤层)集中胶带运输下山在原有支护方式下巷道两帮围岩变形量大的问题,确定采用浅孔注浆+深孔注浆+锚索的补强支护方案,现场应用表明:补强支护方案实施后,顶底板的最大移近量为90 mm,两帮最大移近量为170 mm,有效解决了巷道两帮变形量大的问题,保障了巷道围岩的稳定。     

深部开采软岩巷道围岩支护技术研究与应用

针对深部开采巷道围岩支护难题,文章在综合采用理论分析、现场监测基础上对深部巷道围岩支护机理及支护设备参数选择进行研究,提出了高预应力锚杆的支护理论并得到如下结论:(1)基于矿井地质力学参数与理论分析确定了深部围岩支护的悬吊理论模型;(2)通过理论计算得到巷道预留变形量为119mm,确定了锚杆的长度、直径间排距等一系列参数;(3)通过现场两帮、顶底板离层监测得到巷道最大位移量为70mm,两帮最大位移量84mm,巷道顶板离层浅部最大8mm,深部最大4mm,满足矿井安全生产要求。