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。     

弱胶结软岩巷道锚网索耦合支护技术研究

为解决弱胶结软岩巷道支护困难的问题,以伊犁一矿弱胶结软岩巷道为研究对象,结合煤岩物理力学性质及原岩应力测试结果,在分析巷道围岩变形破坏原因的基础上,通过优化支护参数提出了锚网索耦合支护方案。在利用数值模拟验证新支护方案可靠性的基础上,通过现场观测分析总结了采用新支护方案后巷道围岩变形有巷道开挖影响、变形限制、稳定变形3个阶段。结果表明:顶底板移近量平均为50 mm,两帮移近量平均为23 mm,变形稳定时间缩短为15 d;锚网索耦合支护能有效控制巷道围岩变形,改善围岩应力状态,充分利用深部围岩的自承载力。     

三软煤层回采巷道支护中钻孔卸压技术

为有效解决软岩巷道支护难题,提出并研究了钻孔卸压与U型钢联合支护方式。采用FLAC3D数值模拟软件分析了卸压钻孔对巷道围岩变形及应力转移作用机理,模拟结果表明,实施卸压钻孔后,巷道围岩的变形量减小,巷道周边围岩应力峰值向深部转移,巷道处于应力降低区。现场试验结果表明：采用钻孔卸压与U型钢联合支护方案,巷道两帮最大移近量193 mm,降低55%,巷道顶底板最大移近量267 mm,降低55%,巷道支护状况得到明显改善。     

深井准备巷道底鼓成因及其防治对策

针对陶二矿深部巷道底鼓问题,基于巷道围岩变形破坏机理,通过对巷道底鼓影响因素的理论分析,得出围岩性质、水、采深、地质构造和支护形式是导致底鼓的主要因素,提出采用注浆锚杆和注浆锚索分别控制浅部和深部围岩,使底板岩层形成承载梁,提高岩层的黏聚力和内摩擦角,增强底板整体稳定性。并在南采区轨道上山进行了支护试验,结果表明：顶底板移近量小于300 mm,底鼓量约占顶底板移近量的70%,比原支护减小80%;同时,巷道两帮的变形也得到有效的控制。     

基于松动圈理论的破碎软岩巷道支护研究与应用

首旺煤矿综采工作面回采巷道顶板破碎,围岩软弱,变形量较大。基于围岩松动圈理论,对首旺煤矿回采巷道的破碎机理和围岩变形机制进行分析,并根据围岩松动圈支护理论,确定锚杆支护的具体参数,设计采用锚杆+注浆联合支护来控制巷道的破坏变形。基于数值模拟结果,对支护后工作面回采巷道的屈服破坏特征、巷道围岩垂直应力、巷道围岩位移特征进行了分析。现场工业试验表明,采用锚杆+注浆联合支护技术后,巷道顶底板移近量和两帮移近量明显降低,巷道完整稳定,可以很好的控制破碎软岩巷道变形,提高巷道的整体稳定性。     

深部巷道锚网索支护参数关键因素分析

为了获得深部巷道锚网索支护的关键参数,运用数值模拟计算和正交试验方法,研究了深部巷道锚网索支护参数对巷道两帮及顶底板移近量的影响程度,并采用极差分析法对试验结果进行分析,得出了影响锚网索支护的关键因素。结果表明,锚杆间排距对巷道两帮及顶底板移近量的影响程度最大,依次为锚杆直径、锚杆长度及施加的预紧力。工程实践证明,合理的支护参数使巷道围岩变形明显减小,围岩稳定性得到明显提高。     

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。     

深部高应力软岩巷道置孔释压材料置孔率合理性研究

针对深部高应力软岩巷道支护难题,为了解决巷道支护强度不够,围岩破碎严重的问题,以麻家梁矿-610 m水平巷道为研究背景,在对深部高应力软岩巷道矿压显现特征分析的基础上,通过建立置孔释压支护模型,对置孔释压支护机理进行能量学分析,据此提出了高应力软岩巷道置孔释压的围岩控制技术;并运用理论分析和物理相似模拟试验的方法,对3种置孔释压材料在不同置孔率条件下的抗压强度以及连续变形量进行了分析,最后结合现场检测数据进行对比判定。研究结果表明:采用置孔率为35%的不饱和聚酯树脂进行支护时,巷道顶底板移近量最小,有效维护了巷道围岩的稳定性。     

软岩硐室通道掘进围岩控制技术研究

本文针对五矿软岩巷道稳定性差的特点,对巷道掘进围岩变形破坏情况进行了分析,在此基础上进行锚杆、锚索支护参数的优化设计并对巷道表面进行了喷浆加固。对优化后支护效果进行了现场数据监测,监测结果表明:软岩硐室通道两帮围岩移近量和顶底板围岩移近量均大幅度降低,成功实现了对中央轨道大巷硐室通道掘进围岩变形的控制。     

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。     

深部巷道交岔点围岩变形及稳定性研究

针对深部软岩巷道设计、支护和围岩稳定性控制方面存在的问题,通过数值模拟正交试验得出水平应力作用角、侧压系数、岩体强度和分岔角等主要地质结构因素对深部软岩巷道交岔点围岩变形和稳定性的影响变化规律.研究表明,与可控因素分岔角相比,埋深、平均侧压力系数、围岩强度对深部巷道交岔点的影响是显著的,而岩体强度则是影响深部巷道交岔点稳定性的最主要的因素,并以此得出了深部巷道设计的最佳地质和结构参数.     

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.     

深部矿井近全岩巷道稳定性评价

结合平煤十二矿己_(14)-31010近全岩工作面的工程地质条件、施工情况以及支护情况,采用模糊综合评价法与层次分析法相结合的方法,对影响该深部矿井近全岩巷道围岩稳定性的因素进行分类,并构建了巷道围岩稳定性评价指标体系。从低到高的对各层次影响因素进行评价,得出支护情况对于巷道围岩稳定性的影响最为显著,并最终判定该近全岩巷道围岩稳定性等级为不稳定,需进一步优化支护方式与支护参数,提高巷道围岩稳定性。     

高应力软岩下山巷道围岩控制技术研究

针对泉店煤矿22采区轨道下山地质条件的复杂性及其稳定性控制的重要性,采用理论分析和现场监测等方法,分析了轨道下山围岩变形破坏特征,揭示了轨道下山围岩变形破坏机理,从改变围岩结构、实现有限让压、减少支护成本的角度,提出了高应力软岩巷道分级让压支护技术和控制对策,确定了轨道下山控制方案。研究结果表明,采用分级让压支护技术有效控制了高应力软岩巷道围岩有害变形。轨道下山顶底板最大移近量388 mm,两帮最大移近量285 mm,确保了轨道下山围岩安全稳定。     

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。     

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。     

深部软岩巷道围岩变形规律及稳定性控制技术

以某矿IV621风巷为研究对象,采用现场调研、数值模拟和工程实践相结合的研究手段,对深部软岩巷道的变形机理及控制方案进行了分析,确定了该风巷的最佳支护方案,并应用于现场。结果揭示了破碎软岩巷道掘进期间巷道表面及巷道深部围岩移近量的时间效应;分析了锚杆支护、锚索支护和联合支护在控制围岩变形量的情况;现场实践中,巷道顶底板移近量缩小至95 mm以内,两帮移近量缩小至100 mm,符合煤矿安全生产的需要。     

深部大断面软岩巷道变形破坏机理及高预应力支护技术

针对兴跃煤矿2#煤层回风大巷围岩变形量大这一问题,基于弹塑性力学及巷道围岩控制理论,采用理论分析及数值计算的方法,对深部大断面软岩巷道的变形破坏机理及高预应力联合支护技术进行了研究,提出采用"锚杆+钢筋梯子梁+钢筋网+锚索"联合支护方案。现场工程实践表明,采用高预应力联合支护技术后,顶板下沉量为48 mm,两帮移近量为86 mm,底鼓量为120 mm,离层量控制在26 mm以内,效果良好,得出高预应力联合支护技术可以较好控制大断面软岩巷道围岩变形及顶板离层,提高巷道整体稳定性。     

大断面不稳定岩层巷道支护技术研究

紫晟煤业2-1012巷采用数值模拟方法分别对三种支护方案下巷道围岩塑性区及变形量进行分析,得到最优支护设计参数.模拟结果表明,巷道围岩稳定性受锚杆锚固力影响较大,增大锚固力可以控制塑性区的发育,达到控制巷道围岩稳定性的目的.工作面回采期间,对巷道顶板及两帮位移量监测结果表明,巷道顶板最大移近量为92.4 mm,两帮最大移近量为70.2 mm,巷道围岩变形量基本位于合理范围内,现有支护能够保证巷道围岩稳定性.     

深部大变形巷道围岩稳定性控制方法研究

针对深部高应力巷道围岩大变形难以控制的问题,采用Kastner等相关理论,研究了支护阻力对深部高应力巷道围岩变形的影响,揭示了其变形难以控制的力学本质,提出了巷道围岩稳定性控制新的支护理念。深部高应力巷道围岩大变形主要来自于两部分:1巷道周边浅部破碎围岩的扩容与剪胀等非连续性变形;2高应力致使巷道围岩产生的以塑性变形为主的连续性变形。研究表明:目前的支护水平对巷道围岩的连续性变形影响十分有限,总是存在一部分变形量无法控制,即深部巷道围岩存在"给定变形"。为实现巷道围岩稳定控制,降低支护成本,巷道围岩支护理念应由变形控制向稳定控制转变,确保巷道围岩均匀、协调变形,消除冒顶与片帮等不安全隐患,增强巷道围岩整体性与稳定性。因此,对于深部高应力巷道围岩稳定性控制,可在巷道掘进时预留一定的变形空间以容纳围岩部分"给定变形",支护结构应具有一定的连续性变形能力,又能持续提供较高的支护阻力,以维持巷道围岩的完整性与稳定性,保障巷道围岩的均匀、协调变形。工程实践结果表明:考虑预留变形并采用"可接长锚杆+刚性长螺纹钢锚杆+锚网+W钢带+喷射混凝土"综合控制技术为主,并辅以可接长锚杆强化顶板支护方案可较好控制巷道围岩的稳定性,保障了巷道服务期间的安全使用。