高瓦斯矿井瓦排巷墩柱式支护技术研究

高瓦斯矿井综采工作面的瓦排巷二次支护采用木垛支护,存在承载力低、巷道变形严重、通风效果差等一系列问题,针对这些问题提出采用聚苯乙烯泡沫(EPS)混凝土墩柱式巷道支护技术,并在余吾煤业N2202工作面的外错瓦排巷进行了工业现场试验。结果表明采用墩柱式支护的巷道顶底板移近量较小,巷道围岩变形小,支护效果明显强于木垛支护;墩柱式支护具有重量轻、承载力大、抗压强度大的特性,且其耐久性和耐燃性都强于木垛支护。介绍了墩柱的结构、材料、抗压性能及应用效果。     

高瓦斯综放工作面瓦排巷墩柱支护技术研究

高瓦斯矿井综放工作面采用双"U"型通风方式解除瓦斯的制约,但外圈巷道受动压影响变形大(底鼓量高达2.0 m),严重影响通风和行人的安全,一般采用木垛进行加强支护,效果不好。为此,提出了用高水速凝材料墩柱代替木垛进行加强支护。FLAC3D数值模拟及现场矿压观测结果显示,墩柱支护优于木垛支护,并能有效地控制巷道围岩变形,平均每米巷道节约4 243元,效益明显,为类似地质条件下巷道支护提供一种行之有效的方案。     

充填采煤收作眼围岩变形特征及其控制研究

以某矿充填工作面收作眼撤架通道大、支护难度高等难题为背景,采用理论分析、数值模拟和工业试验相结合的方法,对充填采煤大断面收作眼围岩变形特征及控制技术进行研究。在充填收作眼围岩结构特征的基础上,利用FLAC~(3D)数值模拟软件对收作眼的围岩变形破坏规律进行了模拟分析,得出在不同的充实率、采高以及撤架数条件下收作眼围岩的变形特征及围岩应力分布规律,并提出了充填大断面收作眼的围岩控制技术,同时将该技术在某矿2302充填面进行了工业性试验,结果表明:在整个撤架过程中收作眼的顶板下沉增量仅为60 mm,收作眼围岩变形得到了有效控制。     

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。     

综采面对接中部大断面切眼围岩控制技术

对某矿1341工作面大断面切眼对接期间的巷道变形进行了分析,并从对巷道顶底板及里帮进行加强支护的角度出发,提出了对中部切眼顶板采取注浆加固、里帮增加锚杆、底板锚杆支护等加强支护方案。通过数值模拟分析中部切眼在工作面采动影响下巷道的围岩变形特征,结果表明：顶底板移近量为126 mm,两帮移近量为80 mm,与原支护围岩的变形量相比,对中部切眼进行加强支护设计以后可以有效控制中部切眼围岩变形。     

固体充填采煤大断面收作眼围岩变形特征及其控制技术

针对唐口煤矿9301充填工作面收作眼撤架通道大、支护难度高等难题,采用理论分析、数值模拟和工业试验相结合的方法,研究了固体充填采煤大断面收作眼围岩变形特征及控制技术。在掌握固体充填收作眼围岩结构特征的基础上,利用FLAC3D数值模拟软件对收作眼的围岩变形破坏规律进行了模拟分析,得出在不同的充实率、采高以及撤架数条件下收作眼围岩的变形特征及围岩应力分布规律,并提出了固体充填大断面收作眼的围岩控制技术,同时将该技术在唐口煤矿9301充填面进行了工业性试验。试验结果表明,在整个撤架过程中收作眼的顶板下沉增量仅为60mm,收作眼围岩变形得到了有效控制。     

大断面极软岩巷道钢管混凝土支架复合支护技术

为解决清水营矿+786 m水平临时水仓大断面软岩巷道变形严重难以控制的支护难题,现场考察了巷道变形破坏形态,取样测试了巷道围岩物理力学参数,分析了巷道变形破坏原因。研究得出:临时水仓巷道围岩属于典型的强膨胀型极软弱岩层,其变形主要由黏土矿物的滑移与吸水膨胀引起。基于上述研究,提出了"锚网喷+立椭圆形钢管混凝土支架+钢纤维混凝土碹体+加固锚索"的封闭式复合支护方案,建立了基于钢管混凝土支架的软岩巷道承压环强化支护力学模型,计算得出承压环的极限支护阻力可达1.99 MPa。随后运用FLAC~(3D)软件对不同断面形状的复合支护效果进行了对比分析,验证了设计方案的合理性。最后,该复合支护技术在井下获得了成功应用,工程应用表明:巷道支护3年多来,围岩最终变形量小于100 mm,并且支护体力学性能良好,有效地控制了大断面软岩巷道的收敛变形。     

极软岩巷道交岔点钢管混凝土支架结构设计与应用

为解决极软岩巷道交岔点支护问题,结合钢管混凝土支架和极软岩巷道围岩的力学特性,分析了钢管混凝土支架控制极软岩巷道变形的机理。对查干淖尔一号井井底车场中3个极软岩巷道交岔点支护问题采用了工程类比法进行分析,结果认为:若能充分发挥钢管混凝土的结构优势,采用"194 mm×10 mm钢管混凝土支架+钢筋网+400 mm厚混凝土喷层"的支护方案可有效控制3个极软岩巷道交岔点的围岩变形。因此,设计了适用于极软岩巷道交岔点的钢管混凝土支架结构形式:极软岩巷道交叉点钢管混凝土支架,采用由支撑架和"C"形异形支架组成的组合结构。提出了查干淖尔煤矿井底车场3个交岔点的支护方案,并进行现场支护试验。现场支护试验证明:巷道交岔点支护2 a后,收敛量小于100 mm,巷道稳定性良好。     

特厚富水软岩巷道钢管混凝土支架支护技术研究

为解决查干淖尔一号井井底车场极软岩巷道支护问题,结合井底车场巷道围岩物理力学性质和原有支护条件下巷道破坏情况,运用修正的芬纳公式估算出围岩压力为0.9 MPa,计算理想状态下原有支护体可提供的支护反力为0.718 MPa,以支护体可提供的支护反力大于巷道稳定所需支护反力作为巷道稳定的必要条件,认为原有巷道发生变形破坏的主要原因是支护体支护反力不足,提出了钢管混凝土支架+厚混凝土喷层复合支护方案进行巷道返修,该方案理论上可提供1.48 MPa支护反力。结果表明:巷道返修完成2年后,两帮最大移近量为89 mm,顶底板最大移近量为142 mm。混凝土喷层没有开裂现象,巷道未发生明显变形,基于钢管混凝土支架支护技术的复合支护能有效控制巷道围岩变形。     

常村煤矿大断面切眼两次掘进成巷支护技术

针对常村煤矿2105工作面8 m宽切眼在掘进过程中支护困难、围岩变形破坏严重的问题,通过分析现场具体地质条件,确定了大断面切眼分两次掘进成巷的技术方案,并提出了合理的支护参数。现场应用结果表明,2105工作面大断面切眼分两次掘进支护效果较好,巷道围岩变形在45 d后趋于稳定,巷道顶板下沉量稳定在108 mm,巷道底板鼓起量稳定在69 mm,两帮移近量分别稳定在87 mm和78 mm,保证了巷道围岩的稳定性,取得了显著的经济和社会效益。     

注浆锚索在沿空留巷工作面超前支护中的应用研究

为解决煤矿超前支护工序繁琐、劳动强度大、影响工作面快速推进以及超前液压支架破坏顶板锚杆（索）严重等问题，以古汉山矿1604工作面运输巷为工程背景，理论分析了工作面超前巷道围岩变形特征和注浆锚索支护原理，提出在工作面超前巷道采用锚注支护技术，取消原工作面超前液压支架，减小了单体支柱支柱密度，并在现场进行了工业性试验。试验结果表明，工作面超前巷道顶板实施注浆锚索后，顶板围岩裂隙内浆液充填范围广；超前巷道受工作面支承压力和采动影响后，巷道变形不明显；进入沿空留巷后，留巷实体煤帮最大移近量为276 mm，采空区帮最大移近量为216 mm，顶板最大移近量为225 mm，底板最大鼓起量为164 mm，顶板控制效果较好。     

采空区边缘下方巷道支护技术

在分析某矿采空区边缘下方综采切眼支护难点的基础上,结合数值模拟结果,提出了围岩控制技术:首先用插钢管法超前临时支护顶板,再用W钢带组合水力膨胀锚杆永久支护顶板;采空区下方巷道两帮不进行支护,煤柱下方巷道两帮用高强度螺纹钢锚杆支护。现场实施后有效地控制了巷道围岩变形,为切眼刷扩及液压支架的安装提供了良好的条件。     

动压影响下小间距过巷加固技术研究

本文结合口孜东矿深井软岩高地应力的特点,分析研究围岩变形破坏特征,对动压影响下的小间距底板巷道采用超前36U型钢棚+注浆加固支护方式,上覆掘进工作面过巷时采用短掘短进+底板柔性充填浇筑混凝土支护方案,取得了切实有效的支护效果。     

回采巷道变形破坏机理分析及支护技术探讨

针对常村煤矿11221工作面进风顺槽巷道围岩出现大范围变形破坏,制约其安全高效生产问题,根据围岩变形破坏特征及现场观测分析结果,结合巷道恒阻让压耦合支护机理,设计“锚索+恒阻大变形锚杆+钢带梁+底部注浆锚杆”的巷道返修支护方案。通过实践效果分析表明,巷道返修后顶板下沉量为110 mm,底臌量280 mm,两帮变形量为200 mm,变形量在允许范围之内,该方案能够对软岩巷道围岩变形进行有效控制。     

掘进工作面安全高效过断层技术实践

以11201上顺槽掘进工作面过F;断层为工程背景,分析探讨过断层施工技术;拟对断层及其附近破碎围岩采取锚网索联合支护+注浆加固支护方案;实践表明,实现最小破岩量1.7 m,有效控制了围岩变形,回采期间巷道顶板下沉量最大值235 mm。     

工作面超前支护区注浆施工技术研究

为解决采煤工作面超前支护工序繁琐、劳动强度大、工作面推进慢、巷道变形严重等问题,以工作面运输巷为工程背景,现场调研对巷道围岩支护进行分析,采用工程类比法分析提出超前支护区注浆施工技术,通过数值模拟对巷道支护进行重新设计。试验结果表明,实施注浆后,顶板围岩裂隙内浆液充填范围广,巷道变形控制效果较好。     

孤岛工作面破碎巷道强力支护技术研究

为探究孤岛工作面巷道围岩控制技术,以王坡煤业3210工作面运输巷为背景,研究了孤岛状态下巷道变形规律,确定了巷道注浆加固和全长锚索的强力支护方案。现场应用状态下,巷道顶底板移近量保持在136 mm,两帮移近量保持在105 mm,锚索受力稳定,巷道围岩完整性得到保证,满足了3210孤岛工作面生产服务要求。     

高地应力切顶留巷围岩快速控制技术研究

为解决深部高应力区切顶留巷围岩破碎、初期支护手段无法有效控制围岩的难题,以陈四楼煤矿十七采区21702工作面为实际工程背景开展切顶留巷围岩控制技术研究。根据工作面地质条件,分析切顶留巷的变形机理,设计切顶爆破参数及初期巷道的支护方案。针对工作面推进过程中,巷道变形大,围岩破碎等情况,设计切顶留巷补强支护方案:采用一种新型速凝、早强的无机双液注浆材料对切顶留巷破碎围岩注浆加固,快速有效地控制巷道变形;同时设计柔性挡矸自成墙体的巷帮挡矸措施,实现主、被动结合的切顶留巷补强支护方式。结果表明:在陈四楼煤矿21702工作面切顶留巷采取巷道补强技术,留巷巷道在二次采动应力作用下,顶板下沉量最大为147mm,两帮位移量最大为335mm,底板底鼓量最大为402mm,留巷围岩得到有效控制。     

大倾角煤层动压巷道矿压显现规律及支护优化

针对3695回风巷受上工作面采动动压影响下巷道矿压显现剧烈的问题,基于3695回风巷所处的工程地质条件,运用FLAC3D数值模拟软件研究大倾角动压巷道在采动前后围岩的应力环境及塑性区范围。结果显示,受采动影响后,巷道顶板及左帮围岩垂直应力明显增大,巷道塑性区进一步范围扩大,围岩变形破坏严重。根据原有支护系统问题,提出了应用煤层围岩注浆与锚索注浆支护技术。经现场矿压监测显示,支护优化后巷道围岩变形较小,顶板变形量最大为72 mm,两帮最大变形量为62 mm,顶板最大离层量为27 mm。     

顶煤破坏区采动影响下巷道变形机理与控制技术

为解决顶煤破坏区下破碎围岩巷道变形大、破坏严重的难题，以韩咀矿32103工作面辅运巷为研究对象，采用现场实测及理论分析相结合的方法对巷道围岩应力分布及变形机理进行研究。结果表明：32103辅运巷道顶板存在的顶煤破坏区呈非连续分布，32103辅运巷道围岩应力环境调整及顶煤遗留煤柱与区段煤柱有效承载宽度减小是导致巷道矿压显现明显的主要原因。基于上述探测及理论分析结果，提出以“深浅孔注浆+锚网索”联合支护为主的巷道围岩控制技术及以“架棚+底板卸压”为主的加固技术。现场应用结果表明：采用新支护方案后，32103辅运巷道围岩最大顶底板移近量为70mm，最大两帮收敛量为48mm，支护锚杆未出现破断现象，且锚杆受力与围岩变形均在合理区间，巷道支护效果良好。