车集煤矿2611工作面煤巷片帮机理分析与控制技术研究

为有效解决2611工作面上巷在掘进过程中两帮煤体片帮严重的问题,通过对煤巷片帮机理分析,对顶板锚杆不同支护参数下巷道两帮变形情况的数值模拟研究,结合工作面条件对2611工作面上巷的支护方案进行优化。巷道采用优化后的支护方案后,两帮的最大移近量为170mm,无片帮情况出现,有效地控制了巷道两帮的变形,保证了巷道围岩的稳定。     

大断面全煤回采巷道支护优化

郭庄煤矿3312工作面运输巷为大断面全煤巷道,采用秦巴列维奇理论,分析了全煤巷道围岩破坏特征。针对原有支护条件下,巷道失稳变形严重,通过对支护参数进行优化,最终巷道顶底板最大移近量为185.2 mm,两帮最大移近量为50.2 mm,对巷道围岩起到了良好的控制作用,满足了巷道安全使用要求。     

整合煤矿采空区内掘进巷道注浆加固技术

针对整合煤矿宏远煤矿总回风巷掘进通过采空区时巷道支护难的现状,采用在巷道掘进前进行高冒区充填注浆的技术方法,提高破碎矸石整体粘结力进而构成人工顶板,掘进时钻孔超前注浆提高采空区围岩强度.现场实践证明,选用化学注浆加固材料进行注浆加固,片帮、顶板冒落现象明显改善,围岩变形得到了很好控制,两帮移近量为118～ 141 mm,顶底板移近量为123～ 133 mm.     

松软厚煤层煤巷锚杆索支护作用研究

巷道支护问题是煤矿地下开采的主要问题之一。在掘进工作面中，由于煤巷的围岩性质软弱、巷道变形量大，巷道支护也更为困难。以高河矿井E2303工作面胶带巷为研究对象，结合矿井生产地质条件，采用理论分析与数值模拟相结合的方式，分析并计算了巷道开挖后的顶板塑性区范围为2.47 m,巷道两帮塑性区范围为1.72 m;利用FLAC^3D软件模拟巷道在无支护与高预紧力锚杆索支护下的变形破坏情况。结果表明，巷道顶板及两帮变形远大于底板变形量，采用锚杆索支护后，巷道顶板及两帮塑性区范围及形变量明显减小：巷道顶板下沉量减少了49%,两帮移近量减少了44%。结合现场情况及数值模拟结果，设计了E2303工作面胶带巷支护方案并进行现场应用。应用结果表明，巷道在变形稳定后顶板下沉量为36 mm,两帮移近量接近，平均为28 mm,支护效果显著。     

基于计算机模拟的复采巷道系统优化研究

针对复采面回采巷道掘进期间出现的大变形和支护结构破坏的难题,以新庄煤矿331复采面运输巷为研究对象,分析了巷道支护失效原因和巷道布置原则,提出巷道布置优化和巷道支护优化方案,运用UDEC软件对复采巷道系统优化分析。结果表明:系统优化了巷道应力环境,控制了围岩大变形,形成了较为协调的复采巷道系统。实测发现巷道布置在距离护巷煤柱边缘1.0~1.5m时,"全断面锚网梁+梯形棚子支护"方案下掘进期间巷道顶底板、两帮相对移近总量分别为58.4mm和34.5mm;工作面回采期间,顶底板和两帮相对移近量最大值分别为256 mm和228 mm,围岩控制效果较好。     

综采工作面小煤柱留巷巷道支护技术研究

以王台铺煤矿15#煤XV1302工作面为工程背景,基于小煤柱留巷巷道围岩控制原理,确定巷道支护设计方案。现场试验结果表明:巷道掘进期间,巷道表面位移变化距掘进工作面约65 m左右时基本稳定,巷道变形主要发生在距离掘进工作面25~45 m内,巷道两帮最大移近量11 mm,顶板最大下沉量3 mm,有效地控制了小煤柱留巷巷道的变形。     

综采工作面巷道超前应力和围岩变形研究

不同开采方法巷道超前应力和围岩变形所体现出的特征有所不同。为研究综采工作面的超前应力和围岩变形特征,以永兴煤矿Z2371工作面为研究对象,采用现场观测的方法进行研究。通过观测的数据可以看出:超前应力的影响距离约60 m,峰值点距综采工作面约在16 m,应力集中系数约2.88;回风巷顶板最大下沉速度18 mm/d,运输巷顶板最大下沉速度12 mm/d;回风巷两帮围岩相对移近的最大速度12 mm/d;运输巷两帮围岩相对移近的最大速度15 mm/d,综采工作面在回采过程中巷道起动变形距离45 m。超前应力影响距离60 m大于巷道起动变形距离45 m,造成这种现象的原因是巷道支护抵抗了超前应力的影响。     

高应力巨厚泥质围岩煤巷强力支护技术研究及应用

针对渝阳煤矿3701运输巷难支护问题,分析了巷道变形破坏特征及其影响因素,阐述了围岩塑性区与支护阻力的关系,探讨了煤巷强力支护原理,并提出"顶板全锚索"(长锚索+短锚索)为主构成的高应力巨厚泥质围岩煤巷强力支护方案。支护实践表明,巷道顶板下沉量、两帮移近量及底鼓量分别为108、166、122 mm,比原支护分别减少87.4%、83.4%、72.9%,有效控制了高应力巨厚泥质围岩煤巷的大变形。     

过断层特大断面厚煤顶煤巷破坏机理及围岩控制技术

为了研究过断层特大断面厚煤顶煤巷围岩破坏失稳机理及其控制技术,以山西省东坡煤矿9#煤层923材料巷在相邻工作面回采过程中发生严重变形破坏为工程背景,采用UDEC离散元数值分析的手段,模拟了923材料巷受相邻工作面采动影响下破坏的过程。揭示巷道围岩破坏机理,提出采用"桁架锚索+锚网带"的围岩控制技术,实现了有效控制顶板冒落和围岩剧烈变形。     

深部高应力回采巷道变形破坏机理与控制技术

针对深部高应力回采巷道变形破坏严重与难控制的问题,以任家庄煤矿210504工作面回风巷为工程背景,研究了其变形机理和稳定性控制技术。对该工作面运输巷的变形破坏代表性地段进行了现场调查,发现该巷为典型的深部高应力回采巷道,变形破坏特征为强烈底鼓、两帮严重内挤、顶板整体下沉;采用数值模拟的方法研究了巷道围岩的变形破坏机理,认为该巷的变形破坏是由低预紧力锚杆支护体系不能控制深部高应力巷道围岩所导致;对210504工作面回风巷提出了“锚杆+锚索+W钢带+锚网”的综合支护方式。工程实践表明,巷道底鼓量为220 mm左右,两帮移近量262 mm左右,分别比原支护方案降低59.1%和40.2%左右,巷道围岩保持稳定。该研究成果可为该矿或同类矿井的稳定性控制提供借鉴。     

基于锚固复合承载体理论的软岩巷道围岩控制

深部软岩巷道一直是煤矿巷道围岩控制的难题.针对 贵州盘江恒普煤业２１１２６运输巷掘进期间围岩变形剧烈、多 次维修但效果有限、严重影响施工安全和掘进进度的难题, 采用锚固复合承载体理论计算了锚固复合承载体的承载能 力,分析了巷道破坏的原因,提出了巷道支护参数优化方案. 数值模拟和现场应用验证结果表明,巷道变形较优化前有了 显著降低,巷道掘进约２２d左右,围岩变形速度大幅降低; ３２d内巷道顶板下沉量为１２７ mm,底鼓量为７３ mm,两帮 移近量为２５６mm,围岩变形基本稳定.满足了巷道围岩稳 定性控制的需要,为软岩巷道围岩的控制和支护技术提供了 借鉴和指导.     

基于煤巷两帮基础刚度效应的控帮护巷支护原理

煤层巷道两帮煤体相对顶底板岩层强度低、可变形性强,两帮煤体大变形对巷道围岩整体稳定性有着极其重要的影响。基于煤巷两帮煤体严重变形的工程实际,考虑巷道两帮煤岩体的可变形性,建立了由Winkler可变形基础支承的顶板悬梁力学模型,分析并揭示了顶板的弯矩和挠度分布特征及规律,提出了基于煤巷基础刚度效应的"控帮护巷"支护原理:通过加强两帮支护提高锚固煤体的基础刚度,控帮支护的直接控制两帮煤体的变形和破坏,并进一步通过基础刚度效应改善整个巷道围岩的应力状态,抑制顶底板变形破坏,提高围岩承载能力和稳定性。通过数值模拟分析与现场工程试验,对基础刚度效应和"控帮护巷"原理进行了分析和验证。研究表明:在两帮垂直集中应力作用下,巷帮煤体压缩变形明显,顶板岩层随基础变形而弯曲下沉,两帮基础刚度对顶板变形量影响显著,是顶板变形的关键影响因素;在顶板支护相同的条件下,加强两帮支护不仅使掘进和采动影响期间的两帮的塑性破坏范围和移近量显著缩小,还有效地控制了顶底板的变形破坏情况,是巷道围岩整体稳定性控制的有效途径。研究工作深化了煤巷围岩控制中对巷帮支护重要性的认识,揭示了控帮护巷的支护机理。     

大断面巷道掘进支护参数优化设计及应用效果研究

木瓜矿南区左翼下组辅助运输巷为大断面巷道,为了解决掘进过程中原先支护方式下巷道围岩变形速度过快以及变形量较大的问题,采用FLAC3D软件建立木瓜矿南区左翼下组煤辅助运输巷支护模型,对巷道的支护方案进行了对比研究,确立了锚杆+锚索+工字钢+金属网的支护方式,对围岩补强了支护。研究结果表明:通过采用上述支护方式,使顶板最大变形量控制在了81mm,两帮最大变形量控制在了148mm,并且在现场实测中得到验证,有效地控制了顶板及两帮的变形。     

近距离煤层群下煤层回采巷道强顶稳帮支护技术

为解决近距离煤层群开采动压影响回采巷道围岩控制的问题,针对某煤矿处在近距离煤层群上煤层采动影响下的40107工作面回风巷的地质条件和巷道变形破坏特征,分析了巷道失稳破坏的主要原因及其加固机理,提出了以顶板高支护强度、帮部高稳定性为核心的加固技术。结果表明:40107工作面回风巷顶底板累计移近量控制在202 mm左右,两帮累计移近量控制在46 mm左右,保证了巷道的正常使用。     

复合顶板巷道支护技术研究

山西煤销集团同富新煤业10~#煤层顶板因存在若干层软弱夹层而形成复合顶板,首采面顺槽掘进时顶板多处冒落,巷道维护困难。以该矿顶板弱面及顶板离层稳定性控制为研究对象,利用技术勘查手段,针对原巷道支护和顶板冒落情况,分析了巷道复合顶板稳定性的影响因素、离层失稳原因、失稳破坏形态及破坏过程;研究了顶板下沉位移、岩层变形破坏临界应力及跨厚比对复合顶板煤巷稳定性的影响;根据顶板、煤帮锚杆支护作用机理,进行了复合顶板煤巷锚杆支护专项方案设计。工程实践表明,该方案支护效果和经济效益较好,顶板得到有效控制;解决了巷道顶板内软弱夹层导致巷道顶板离层失稳控制的技术难题。     

榆树坡煤业1204工作面运输顺槽巷帮破坏控制技术分析与应用

为解决1204运输顺槽在掘进过程中巷帮破坏严重的问题,通过具体分析巷帮破坏原因,结合1204运输顺槽的具体情况对不同掘进工艺和支护强度下巷帮的破坏情况进行模拟研究,制定了保证巷帮稳定性的控制方案并进行矿压监测,结果表明:方案实施后,顶底板的最大移近量75mm,两帮最大移近量为100mm,巷帮破坏情况和围岩变形量均得到了有效控制。     

破碎顶板巷道围岩支护技术实践

31103运输巷在顶板破碎、松动破坏范围大、围岩承载能力差以及围岩支护参数不合理等多重因素影响下呈现顶板离层量大、支护困难以及围岩变形严重等问题。结合31103运输巷现场条件，提出采用锚网索+注浆+喷浆方式支护，综合使用超前注浆、围岩喷浆、长锚索以及滞后注浆方式实现破碎顶板巷道围岩加固、支护。现场应用后，运输巷顶底板、巷帮变形量分别控制在89 mm、148 mm以内，围岩变形量较小，可满足巷道掘进及后续使用需求。     

破碎软弱围岩巷道二次高强锚网支护技术方案

为解决某煤矿二三新大巷掘出后不久便出现两帮内移明显、顶板下沉量大等强烈矿压显现难题,根据二三新大巷围岩岩性、现有支护状况及变形破坏特征分析,认为巷道围岩岩性差、原有支护设计缺乏合理性、203工作面回采后支承压力是二三新大巷失稳破坏的主要影响因素。为提高巷道围岩承载结构的承载能力和结构稳定性,提高二三新大巷长期支护效果,提出了二次高强锚网支护技术方案,现场试验结果表明:二次高强锚网支护技术方案可有效控制二三新大巷的围岩变形,巷道顶底板移近量控制在96 mm左右,两帮移近量控制在120 mm左右,对于类似矿山巷道掘进支护有一定的参考价值。     

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。     

巷道快速掘进空顶区顶板稳定性控制技术研究

为了有效控制平安煤业15105工作面巷道快速掘进空顶区顶板的变形破坏,通过对空顶区顶板破坏机理和变形失稳特征的研究,针对15105工作面运输巷具体情况,提出采用高预应力、大延伸率及高强度锚杆(索)的支护方案,并对巷道顶板下沉量和两帮移进量进行矿压监测。结果表明:巷道顶板累计下沉量为296 mm,两帮移进量为486 mm,空顶区在现有支护方式下顶板下沉量合理,满足安全高效生产的要求。