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。     

顶板含水巷道掘进过断层时的围岩综合控制

为了解决顶板含水巷道过断层时围岩控制问题,通过分析顶板含水巷道过断层影响区围岩变形原因,提出地质探测、超前预注浆加固、浅掘轻扰动及时临时支护、主动和被动支护相结合以及封闭围岩防风化的围岩综合控制技术。现场试验表明:巷道顶板最大下沉量为159mm,两帮移近量最大276mm,且巷道没有出现明显涌水现象,断层影响区域围岩控制效果良好。     

构造带极不稳定围岩注浆加固效果数值分析

泰来煤矿+1 150 m水平运输大巷处于多条断层影响区域,巷道顶底板和两帮移近量大。在现场调研、巷道顶底板岩层结构分析及实验室试验的基础上,提出了在原支护参数不变的情况下,进行围岩注浆加固措施。采用FLAC数值软件对注浆前后的围岩加固效果进行了对比分析。结果表明:只进行锚杆+喷层+锚索支护时,围岩变形速度和变形量都较大,"围岩-支护"共同体呈松散破坏状态。采用注浆加固和锚杆+喷层+锚索的联合支护方式,围岩变形得到了有效控制,顶板最大下沉量140 mm、最大底鼓量80 mm、两帮最大移近量为125 mm。     

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。     

顾北煤矿断层带岩巷围岩控制技术研究

针对巷道过断层时围岩松散破碎,巷道变形较大,难以支护,以顾北煤矿南一1煤采区排水联巷为工程背景,研究巷道过断层围岩控制技术。分析了巷道过断层时支护难点,给出了相应的控制对策,并对岩巷过断层段围岩控制方案进行设计。现场应用结果表明,巷道顶底板移近量最大为354 mm,两帮移近量最大为302 mm,该支护方法有效控制了巷道围岩变形,保证巷道过断层的安全稳定。     

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。     

大埋深高地应力煤巷卸压支护技术数值模拟研究

为确定大埋深高地应力特厚复合顶板回采巷道的合理支护方式,通过现场调研、岩石力学测试,并经理论分析、数值模拟的研究方法对巷道变形机理及合理支护技术进行研究。研究表明:现场调研及岩石力学测试确定工作面顶板类型为大埋深特厚复合顶板,并由此提出13个支护方案;数值模拟确定"方案八+卸压孔"联合支护技术能够有效控制围岩变形,保证回采巷道的安全稳定使用;现场工业试验表明巷道顶底板最大移近量为432mm,两帮最大移近量为591mm,表明所选支护方案能够有效保证回采巷道安全使用,研究结果为类似条件下巷道围岩控制提供参考。     

断层破碎带极松散煤体巷道强化支护技术

为解决枣园煤业断层破碎带极松散煤体巷道支护难题,归纳了此类巷道的变形破坏特征,分析认为此类巷道变形破坏的主要原因为地质构造复杂、原岩应力高,围岩峰后出现应变软化和围岩承载性能未能充分发挥。根据强化支护技术的原理,从提高支护体系和围岩自身承载性能出发,采用了以"四高"锚杆强化支护技术和预应力长锚索加固顶板为关键技术手段的强化支护技术。矿压观测表明,掘进期间巷道两帮移近量近400 mm,顶板下沉量110 mm左右,巷道围岩变形得到了有效控制,巷道断面满足生产需要。     

煤巷倾斜层状顶板变形失稳机理及支护技术

针对鹤壁矿区二1煤层回采巷道顶板变形严重支护困难,从倾斜岩层非对称作用、水平构造应力、煤帮软弱失稳、底鼓塑性流动诱发等方面分析揭示了顶板失稳力学机理。采用高预拉力、高刚度护表构件控制围岩浅部离层,利用围岩深部自承能力;锚索减跨强力悬吊,帮角弱化区补强支护整体促稳等支护对策,并提出了预拉力锚网索梁联合支护技术参数。结果表明:掘进期,新支护方案下的巷道顶板最大下沉量44 mm,降低75%;两帮移近量最大77 mm,减小60%;回采期,顶板最终下沉量138 mm,两帮移近量为179 mm,巷道支护状况有了明显改观。     

小峪煤矿8104工作面进风巷支护设计探索

为得到8104工作面进风巷支护设计参数,采用数值模拟方法对比了3种支护方案条件下巷道围岩塑性区分布、应力分布及位移情况.数值模拟结果表明:巷道围岩应力受锚杆/索长度影响较大,增大锚杆/索长度可以有效控制巷道围岩应力集中程度,而锚杆/索预紧力对巷道围岩应力集中程度影响较小,但锚杆/索长度及预紧力在控制巷道围岩变形方面均能够起到明显作用.现场对工作面开采期间巷道围岩变形量进行监测,结果表明,巷道顶板最大移近量为93.6 mm,两帮最大移近量为70.8 mm,这说明现有支护能够较好维持巷道围岩的稳定性.