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。     

厚煤层大断面煤层大巷围岩控制试验研究

针对软弱围岩条件下厚煤层大断面煤层大巷大变形、难支护的问题,以枣泉煤矿13采区辅运大巷为研究背景,分析了厚煤层大断面煤层大巷支护对策,给出了大巷围岩控制方案。现场应用表明,巷道两帮移近量最大为244.2 mm,顶板下沉量最大为181.8 mm,底鼓量最大为144.5 mm,巷道变形均在合理范围内;从锚杆、锚索受力监测分析,锚杆、锚索受力最大值分别为99.1、256.6 kN,说明锚杆、锚索充分发挥支护作用,且均未达到支护体的屈服强度。监测结果充分表明,"锚固承载结构+应力释放空间+高强钢棚支护"的多级支护方法较好的控制了厚煤层大断面煤层大巷的有害变形,保证了巷道的安全稳定。     

大断面巷道联合支护效果分析

以盛泰煤业15201工作面回风巷支护设计为背景,通过运用数值模拟和现场实测相结合的方法,对“锚杆+锚索+钢带”联合支护下大断面巷道围岩移近量进行了分析,数值模拟结果顶底板最大移近量为104.1 mm,两帮移近量最大为99.4 mm;现场实测顶底板平均移近量为71.25 mm,两帮平均移近量为89.75 mm,和数值模拟基本吻合。充分说明“锚杆+锚索+钢带”的联合支护设计对保证大断面巷道围岩稳定性效果显著。     

高强度锚杆支护技术及在大断面煤巷中的应用

在分析目前大断面煤巷锚杆支护存在问题的基础上,论述了对锚杆支护机理的新认识,开发了适合于大断面煤巷支护的高强度锚杆,并采用FLAC3D有限差分程序对不同锚杆支护参数巷道围岩应力场分布特征与规律进行了模拟分析。结果表明：预紧力是锚杆支护系统的决定性参数,增加锚杆预紧力能有效增大巷道围岩压应力场应力值及扩散范围;锚杆长度的选择应充分考虑锚杆预应力、巷道围岩破碎程度与可锚性;对于相同锚杆材料,直径越大强度越高,预应力扩散范围越大;锚杆垂直于岩面布置时,巷道围岩形成的压应力区分布更加均匀,锚杆预应力叠加效果更好。井下试验表明,高强度锚杆支护技术为大断面煤巷提供了有效的支护手段,巷道掘进期间两帮移近量25.0 mm,顶底板移近量16.6 mm,能有效控制围岩的强烈变形。     

深部“三软”煤巷围岩控制技术

为使裴沟煤业深部"三软"煤巷围岩变形得到控制,针对原支护设计下的围岩变形情况,36 U型钢棚支护阻力较低、巷道底板未采取控底措施等原因造成巷道围岩变形破坏。采用全封闭U型钢棚+底板锚索的支护方案,使巷道顶底板和两帮移近量在工作面回采期间基本控制在200 mm以下,帮底互控技术提高支护承载结构的稳定性和承载能力。     

深部大断面软岩硐室支护技术优化及应用

为解决深部大断面软岩硐室急剧变形失稳问题,以朱集西煤矿西翼11煤运输大巷机头硐室为研究对象,采用理论分析与数值模拟的方法,对4种不同支护方案及不同支护结构(锚杆支护、锚杆+喷层支护、锚杆+锚索支护、锚杆+锚索+喷层支护)的围岩塑性区破坏深度与位移进行分析,得出方案三锚网喷初次支护+预应力锚索二次支护为最优方案。工程实践表明,采用耦合支护方案三后,支护结构的整体性承载能力和围岩的自承能力提高,机头硐室两帮移近量为25.98 mm,顶底板移近量为43.45 mm,有效控制了深部复合围岩的大变形失稳问题,保证了巷道围岩的长期稳定。     

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。     

综放工作面柔模沿空留巷围岩控制技术

针对综放开采沿空留巷巷帮煤柱破碎,巷道围岩变形量大,巷道稳定性差的问题,以高河矿W4301工作面为背景,分析了沿空留巷围岩结构特征,提出端头铺设金属网、架后及时打设木点柱和单体柱的切顶和挡杆技术,以及巷道超前顶板锚索补强、密集钻孔切顶、施工柔模混凝土墙充填支护体、架棚支护和煤柱侧巷帮注浆加固综合围岩控制技术。试验表明:充填支护体和锚索受力较为稳定,充填支护体和锚索能够有效承载,沿空留巷巷道两帮最大移近量为207 mm,顶底最大移近量为231 mm,围岩变形不大,控制效果较好。     

大跨度高煤帮煤巷支护参数优化及应用

针对大同塔山煤矿5105大跨度高煤帮煤巷的稳定性控制问题,分析了巷道断面跨度和高度对煤巷稳定性的影响,基于悬吊理论和组合梁理论对该巷道的支护参数进行了初步设计,采用FLAC^3D数值模拟软件研究了高强度锚杆锚索长度、直径、间排距、预紧力等因素对支护效果的影响,并对初步支护方案进行优化设计,通过现场监测巷道掘进和回采时的围岩表面位移来评价支护效果。结果表明：回采期间巷道两帮和顶底板的移近量仅为275和215 mm,高强度锚杆＋锚索＋金属网的联合支护能有效抵抗采动引起的强烈矿压,巷道变形得到有效控制。     

深井高应力巷道支护参数优化研究

为解决深部高应力巷道支护困难的问题,在分析深井多煤层联合开采过程中巷道受上部煤柱及采动影响特征的基础上,系统分析了高应力巷道矿压显现及支承压力分布规律。结果表明,锚杆支护系统应该保证围岩处于弹性或弹塑性范围内,且其变形特性必须适合围岩变形特性的要求。据此提出采用让压锚索和让压锚杆支护技术,工程实践表明:采用让压支护技术后巷道变形量减小50%左右,顶底板平均移近速度为4.32 mm/d,两帮平均移近速度为2.70 mm/d,有效控制了深部高应力巷道围岩变形。     

动压巷道棚索协调支护技术应用实践

针对普通U型钢支护存在支架强度低、支护围岩相互作用关系差以及不能适应动压巷道复杂应力环境和大变形的现状,提出了以高阻可缩重型U型钢和高强度锚索为主的棚索协调支护技术,具体包括壁后充填注浆改善支护围岩相互关系,薄弱区锚索补强提高支护结构整体稳定性以及锚注加固底板控制底鼓。结合某矿巷道具体地质条件,通过数值模拟研究了不同支护方案对动压巷道围岩变形的控制效果。观测结果表明：顶底板移近量约280 mm,两帮移近量约为260 mm,采用棚索协调支护技术能有效控制巷道围岩变形。     

深部回采巷道锚网索联合支护技术实践

以常村煤矿21132工作面上巷为例,用理论分析并辅以工程类比的方法,研究了全煤深部大断面高应力条件下锚网索架工字钢棚联合支护围岩变形的控制效果,优选了巷道支护参数,即锚杆长度为2.4 m,间排距为0.6 m,工字钢棚间距为0.4 m;并进行了现场试验。试验结果表明：采用锚网索架工字钢棚联合支护,提高锚杆预应力,打设顶、底角锚杆及顶部锚索能有效控制巷道变形,增强巷道的稳定性。     

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。     

三软煤层底板岩巷变形分析与加固技术

基于料石砌碹拱形支护的三软煤层底板岩巷易发生变形,为有效控制软岩巷道变形量,减少巷道维护次数,通过对米村煤矿-150 m水平水仓硐室围岩物理化学性质分析、地质构造和原支护形式及巷道破坏特征分析,分析了巷道失稳的主要原因,基于巷道围岩松动圈支护理论和软岩工程支护原则,提出了适合于软岩巷道的锚网索＋喷浆壁后注浆＋可缩性U型钢支架的联合加固技术,经连续3个月的巷道变形监测,巷道帮部最大水平位移37 mm,顶底板最大移近量52 mm,此联合加固技术能有效控制软岩巷道变形。     

深部矿井大硐室锚注联合加固技术

为解决巷道埋藏较深、受地压及强烈动压影响变形大、补强加固技术的难题,基于保安煤矿15号煤一采区变电所巷道硐室在距地表垂深650～820 m,以及在＋315 m轨道大巷等邻近巷道的采掘影响下,采用深埋矿压理论分析与现场实践的方法分析了其破坏特点、变形破坏机理及影响因素,提出了一种对大断面大埋深及动压巷道的新型加固方案。结果表明：一采区变电所在未采取措施4个月内严重变形,采取加固措施后半年内顶板下沉量35 mm,两帮移近量60 mm,底鼓量不到40 mm,控制了围岩变形,有效地改善了巷道周围围岩力学性质和力学状态。     

急倾斜煤层巷道围岩变形破坏特征及支护技术研究

 摘要：针对急倾斜煤层巷道围岩在开挖支护后所表现的非对称变形破坏现象,采用工程地质调查,数值模拟、理论分析等手段,分析了急倾斜煤层巷道的变形破坏具有非对称性,呈现“顶板下滑,底板臌起”的相互错动变形特征,导致支护结构承受围岩的载荷也具有明显的非对称性。基于上述研究,提出了“锚网索非对称耦合支护技术”,通过非对称布置且相互间工作性能耦合的锚网索支护方式来控制巷道的稳定性,达到对围岩变形破坏有效控制的目的。工程应用的结果表明,采用锚网索非对称耦合支护形式,可以有效控制围岩的剧烈变形,巷道的安全性大幅度提高。     

破碎顶板煤巷支护参数优化及工程实践

为解决沙坪煤矿破碎顶板煤巷支护困难的问题,通过测试该矿顶底板煤岩层物理力学性质,采用FLAC3D数值模拟软件分析了不同支护条件下巷道围岩的变形特征。结果表明：当锚索长度为8 000 mm时,巷道的顶板下沉量较小,满足工程实际要求。采用锚杆＋锚索＋钢筋网联合支护方案后,巷道围岩力学状况得到显著改善,使巷道掘进速度提高了20%     

大断面开切眼中导硐超前开挖一次成巷技术

为解决大断面开切眼在开挖过程中的顶板下沉量大及底鼓严重问题,提出了一种适合大断面开切眼掘进的中导硐超前开挖一次成巷技术,采用Midas/GTS数值模拟研究了在中导硐超前开挖一次成巷与断面分区二次成巷2种开挖施工方式下,开切眼围岩变形特点及应力分布特征。研究结果表明:采用中导硐超前开挖技术,顶板下沉量减少43 mm、底鼓量减少110 mm,围岩塑性区较小,且巷道围岩受力也均匀,更有利于围岩稳定。在新窑矿4502开切眼采用此种开挖技术,矿压监测结果显示顶板下沉量为98 mm、底鼓量为172 mm,围岩变形在控制范围内,能维持巷道稳定。     

巨厚复合顶煤特大断面全煤大巷支护技术

 通过分析前期辅运大巷支护体系及施工后存在的问题,总结类似大断面巷道变形破坏规律,认为大断面巷道由于其跨度比较大,顶板层厚不稳定,层理发育,分层之间粘结力小,巷道开挖后顶板极易离层和破裂,难以形成承载结构。据此特提出组合层支护的方法,通过锚杆支护层、锚索支护层及喷浆支护层的层内及层间组合达到理想的围岩控制效果。运用此理论进行锚杆支护设计并在现场进行试验,矿压监测结果表明此支护系统成功地控制了大断面煤巷围岩的强烈变形,保持了巷道的稳定。