沿空掘巷非对称性差异化支护技术研究

针对2103工作面沿空掘巷巷道围岩变形量大,矿压显现明显,煤柱侧与实煤体侧巷道围岩呈非对称变形问题,采用数值模拟分析确定工作面留设煤柱的合理宽度为5 m,同时利用钻孔成像技术对巷道围岩裂隙变化情况进行分析,得出实煤体侧和煤柱侧巷道围岩松动圈范围分别为1.8～2.2 m、1.5～2.4 m,据此提出非对称性差异化支护方案。支护方案优化后,通过对巷道围岩顶底板及帮部位移量变化情况和岩层裂隙发育情况进行监测,监测结果巷道在采用优化后支护方式后,80%锚杆受力在20～60 kN;巷道两帮位移变化量在75～95 mm,巷道顶底板移近量在43～95 mm,巷道围岩裂隙发育大部分集中在距围岩表面深度1.1 m以内。应用结果表明:该支护方案能够有效控制沿空掘巷巷道围岩变形,为类似条件下巷道支护提供了较大的参考价值。     

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。     

2号煤层顺槽围岩控制技术研究

针对东曲煤矿2号煤层工作面顺槽围岩具体的地质情况,确定了在不同情况下的巷道支护形式和参数,对于2号煤层工作面顺槽围岩控制技术进行了分析与研究,在工作面顺槽设置了两个测站,两个测站的间距为110m,选取有代表性的围岩,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板位移量进行监测。监测结果为顶底板的位移量控制在85mm左右,两帮位移量控制在110mm左右。表明此支护设计方案对控制工作面顺槽巷道围岩的变形有效,对于相同条件下的巷道围岩控制起到了参考作用。     

黄陵二号煤矿回采巷道围岩变形监测及分析

系统研究巷道围岩的变形规律,对实现开采工作面准备和巷道掘进的安全高效推进具有十分重要的作用。针对黄陵二号煤矿巷道出现的围岩变形情况,在合理布置顶板岩层位移监测孔的基础上,通过采用多点位移计对矿井回采巷道的围岩变形进行量化监测,分析了巷道围岩中的变形与位移特点及其影响因素。研究表明:在回采过程中,要做好回采工作面100 m范围以内的巷道支护工作;巷道顶板最大下沉量为14 mm,可将最大下沉值与临界沉降值(由锚杆有效伸长量决定)进行对比,确定了支护方式;此外,支护在减小围岩变形和顶板下沉方面有一定作用,如果没有支护或支护不足,围岩松动范围将大于监测值。摸清了巷道围岩的变形规律,优化了巷道支护设计与施工技术,为矿井生产提供了有效的技术支持。     

大断面强力锚网索支护技术的研究及应用

常村煤矿21220工作面运输巷埋深大、围岩应力大,受掘进及回采动压影响巷道支护困难。通过研究巷道围岩变形破坏机理、采用耦合支护理论及深部煤巷控制技术,提出了强力锚网(索)大棚距支护控制新支护技术方案。应用结果表明:巷道顶板最大位移量为100 mm,底板最大位移量为400 mm,两帮最大位移量为450 mm。巷道顶底板及两帮位移量较原支护体有明显减少,新支护技术能够充分发挥围岩的主动支护能力,提高了围岩的整体承载能力,巷道围岩变形得到了有效控制。     

留底煤软岩巷道支护技术研究

为解决某矿7522工作面留底煤运输巷的巷道支护问题,借助数值模拟软件,对比了不同的支护条件下巷道围岩应力及位移分布变化情况,确定工作面运输巷采用锚网索联合支护方案的具体支护参数,现场巷道围岩位移量观测表明,所采用的锚网索联合支护方式及支护参数能够有效控制运输巷围岩的变形破坏,节约了支护材料,减少了巷道的维修费用,取得了良好的经济效益。     

采区猴车巷围岩控制技术研究

针对夏店煤矿31采区猴车巷围岩具体的地质情况,确定了在不同情况下的巷道支护形式和参数,对31采区猴车巷围岩控制技术进行了分析与研究,在巷道围岩处,建立了两个相距85 m的测站,借助十字布点法,对巷道顶板的位移量和工作面两帮的位移量进行监测。监测结果为顶底板的位移量在70 mm以内,两帮位移量在95 mm以内。结果显示,按照此方案实施后,有助于改善工作面回采巷道围岩的变形。     

围岩松动圈支护理论在煤巷支护设计中的应用

根据围岩松动圈支护理论,在屯兰矿12501运输巷道内应用PHD-2型松动圈测试仪进行围岩松动圈范围测试,确定松动圈厚度值LP并进行松动圈分类。由测试结果可知,巷道围岩松动圈厚度在1.3~1.5m之间,属于中松动圈Ⅲ类一般围岩,应按照悬吊理论设计支护参数,从而确定适用于巷道地质条件的支护方案。通过对支护方案进行现场试验并监测巷道表面位移量,证明巷道变形量小,顶底板最大移近量小于26mm,两帮最大移近量小于36mm,围岩保持稳定。这表明根据围岩松动圈理论设计巷道支护方式及参数是合理可靠的,为屯兰矿巷道支护设计提供了技术参考。     

王坡煤矿煤巷锚杆预紧力数值模拟分析

为确定王坡煤矿煤巷锚杆预紧力合理取值,解决由于锚杆预紧力不足导致的巷道围岩大变形问题,以王坡煤矿3314回风巷地质条件为背景,采用FLAC^3D有限差分数值计算软件,模拟在不同锚杆预紧力条件下巷道围岩水平位移与垂直位移情况,分析巷道表面位移量在不同锚杆预紧力下的变化规律,得出能使巷道围岩形成稳定支护承载结构的合理锚杆预紧力值,从而最大程度地利用围岩的自承载能力形成承压拱结构,有效减小巷道围岩变形量,减少支护成本,提高矿井经济效益。     

斜沟煤矿运输平巷锚杆支护效果数值模拟研究

为了研究巷道在不同支护形式下的受力状态和变形情况,分别对巷道在不同支护条件下的围岩应力和位移进行模拟研究。研究得出了不同支护时巷道围岩的应力和位移分布规律。巷道应用锚杆进行支护可以改变巷道围岩的应力分布状态,对顶板进行支护可以减小巷道顶板下沉量及底鼓量;对巷道两帮进行锚杆支护以后,巷道顶底板移近量稍有增加,两帮移近量大幅度减小。     

高应力回采巷道变形特征及数值模拟

以陕西彬长文家坡矿4106运输巷为工程研究背景，结合室内岩石力学实验、FLAC^3D数值模拟、工程试验等多种研究方法，基于围岩工程力学理论，研究了支护参数优化后确定间排距下的巷道围岩应力、应变以及巷道位移量情况，并分析了支护及锚固效果。结果表明，应力增高区均发生在巷道肩窝和底脚，应力降低区则出现在巷道顶底板及两帮；竖直方向巷道最大位移量为6.46 mm,水平方向为3.62 mm,分别出现在巷道正中央和中下部；顶底板闭合量和两帮收敛量均较小，均在可控范围之内，优化后支护参数能有效控制巷道围岩变形。但是，通过工程效果检验得知，支护参数存在过度支护现象，应该对巷道予以合理性支护处理，充分发挥锚杆(索)主动支护作用。     

大跨度破碎煤层巷道围岩控制及支护技术

针对王庄煤矿3045工作面回风顺槽跨度大、煤层破碎、巷道变形破坏严重的情况,为提高该巷道围岩控制质量,首先分析了大采高小煤柱巷道围岩的变形及受力特征;通过运用极限平衡理论合理确定煤柱尺寸、对大跨度破碎煤层巷道围岩控制机理进行分析,并结合王庄3045工作面实际情况给出了相应的围岩控制技术方案。基于原锚杆支护方案已不适应围岩控制要求,运用正交试验及数值模拟对原巷道支护参数进行优化。通过巷道表面及深部位移观测结果得知:沿空掘巷期间巷道表面最大位移量230 mm,工作面采动期间最大位移量1 049 mm,变化量均在工程允许范围内。工程实践证明围岩控制效果显著。研究实践结果对于其他大跨度破碎煤层条件下大采高小煤柱巷道围岩控制及支护参数选择具有指导意义。     

深井复合顶大断面煤巷支护参数优化研究

为解决复合顶板巷道维护难的问题,以车集煤矿2609区段运输平巷为例,研究了该巷道的地质条件,并通过FLAC数值模拟软件对巷道在原支护和各种新支护方案下的应力分布和变形特征进行模拟分析,最终确定巷道围岩控制的合理支护方案和科学支护参数,经工程实践表明,巷道围岩表面位移量和顶板离层量都比较小,维护了巷道稳定性,达到预期目标。     

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。     

巷道围岩塑性区与支护反力关系分析

基于D-P准则对侧压系数为1的圆形巷道围岩进行了塑性分析,得到了塑性区半径的解析解;根据具体的地质条件进行了案例分析,并对巷道围岩开挖后的应力场、位移场进行了数值模拟。结果表明：巷道围岩应力场、位移场均呈对称性分布;巷道周围围岩形成应力集中和降低,巷道开挖后应进行适时支护,并加强巷道肩部和底部拐角处的支护强度;垂直位移量大于水平位移量,随着围岩向深部发展,位移量逐渐减小直至为0。     

2-208顺槽断层区域围岩变形特征及控制技术

为保障辛置煤矿2-208运输顺槽近断层区域围岩稳定,采用FLAC3D数值模拟软件进行近断层区域围岩变形特征分析,根据数值模拟结果确定,运输顺槽在近断层区域围岩主要表现为非对称变形,其中靠近断层一帮和底板的变形量及塑性区发育范围相对较大,基于数值模拟结果,确定围岩的支护原则及措施,结合巷道特征进行具体支护方案的设计,并在巷道掘进期间进行表面位移监测。结果表明:支护方案实施后,巷道近断层区域围岩变形量较小,支护方案保障了围岩的稳定。     

深部破碎巷道应力演化与围岩控制技术数值模拟

为解决某金属矿深部破碎围岩巷道支护的难题,采用FLAC~(3D)对不同支护方案下巷道围岩失稳破坏情况进行了数值模拟。分析了巷道在无支护、锚杆支护、锚喷支护和锚喷+锚索支护等不同条件下围岩的变形规律。结果表明:在不同支护条件下,巷道围岩垂直应力在距离巷道帮部约2m～5m处出现了"耳廓型"的压应力集中;巷道围岩水平应力呈现非对称"蝴蝶型"分布;锚杆、锚喷、锚喷+锚索支护对控制巷道变形有较好的效果,较无支护条件,顶底板最大位移量分别减小约50%、60%、80%;在巷道掘进过程中,巷道围岩变形量的规律为:两帮顶板底板。然而,对两帮和顶板采取支护后,巷道底鼓现象仍然严重,对此建议矿山对巷道底板采用混凝土硬化处理。     

北峙峪煤业大断面巷道分步开挖及围岩控制技术研究

针对北峙峪煤业15号煤层一采区胶带巷在原有掘进工艺及支护方式下围岩变形量大的问题,通过数值模拟分析巷道采用不同掘进工艺时围岩位移及塑性区的分布状态,确定巷道采用分步开挖进行掘进作业,将模拟结果与工作面具体地质条件相结合对支护方案进行了优化设计。监测结果表明:优化后的掘进工艺及支护方案实施后,顶板下沉量为17 mm,两帮移近量为37 mm,保障了巷道围岩的稳定。     

动压巷道离层变形特征及支护技术研究

为了对比分析不同支护方式下围岩离层变形过程的差异,以铜川矿区复合顶板动压巷道为例,在同一回采巷道内分别设置工字钢棚试验段和锚杆支护试验段,采用巷道矿压在线监测系统实测两种支护方式下围岩离层变形的动态过程,探究不同支护方式下的围岩变形机理,为确定合理的巷道支护方式提供依据。实测结果表明:主动支护和被动支护时动压巷道离层变形过程有本质区别,在锚杆支护地段深部与浅部围岩以同步变形为主;而在工字钢架棚支护段,深部与浅部围岩的位移量差别较大,出现了较大的离层空间,棚式支护不能满足围岩变形要求。根据试验巷道围岩支护体的信息反馈结果,动压巷道应该采用主动支护方式,据此采用高预应力强力一次支护理论进行了动压巷道支护方案优化设计,改进后的支护方案能够满足动压巷道的支护要求。     

高强高预应力让压锚杆在动压巷道中的应用

为有效控制动压巷道软弱破碎围岩大变形,通过"二高一大"支护原则确定高强高预应力让压锚杆支护体系,该支护体系应用于枣矿集团付煤公司3上402综放大面材巷。通过实践表明,顶板最大下沉量为56mm,沿空测煤帮最大位移量为115mm,非沿空测煤帮最大位移量为112mm,采用设计的支护体系实现了破碎围岩动压巷道安全支护的目的。