高应力厚煤层回采巷道U型钢支护技术优化

以河南某矿347工作面厚煤层回采巷道为研究对象,运用理论分析、数值模拟和现场监测等方法,研究了高水平应力作用下U型钢支护巷道围岩塑性区分布和变形情况。研究结果表明:巷道顶部塑性区分布范围较浅,两帮和底部相对较深,最大值都达到了3 m;相对来说底部变形量较大,最大底鼓量达到260 mm。针对高水平应力作用下巷道U型钢支护的变形特点,对原有支护体系进行优化,利用高强锚杆对巷道帮部和底部进行加强支护,数值模拟及工业性应用都表明了优化后的方案对控制围岩变形起到了良好的效果。     

高应力厚煤层回采巷道U型钢支护技术优化

以河南某矿347工作面厚煤层回采巷道为研究对象,运用理论分析、数值模拟和现场监测等方法,研究了高水平应力作用下U型钢支护巷道围岩塑性区分布和变形情况。研究结果表明:巷道顶部塑性区分布范围较浅,两帮和底部相对较深,最大值都达到了3 m;相对来说底部变形量较大,最大底鼓量达到260 mm。针对高水平应力作用下巷道U型钢支护的变形特点,对原有支护体系进行优化,利用高强锚杆对巷道帮部和底部进行加强支护,数值模拟及工业性应用都表明了优化后的方案对控制围岩变形起到了良好的效果。     

高应力大断面煤巷支护技术研究

为解决陕西省某矿辅助运输大巷强烈大变形、维护极差的难题,采用数值模拟方法,重点研究了不同构造水平应力、不同断面尺寸条件下巷道围岩的变形特征、塑性区及最大主应力分布情况。研究结果表明,巷道底板和两帮受开挖扰动最为明显,围岩变形量最大,且随着水平应力和巷道断面尺寸不断增大,围岩破坏范围不断扩大,且底板和帮部围岩破坏范围和围岩变形量最大。在此基础上,提出了巷道二次补强加固技术,即首先实施高强锚网索支护,待围岩产生一定变形后,采用预应力锚索对巷道围岩变形突出部位实施二次补强加固,重点加强巷道帮部及底角部位,避免巷道因局部大变形导致的整体失稳。现场试验结果表明,该支护技术应用后,巷道两帮移近量、顶底板移近量分别为121,185 mm,巷道维护效果良好。     

采动软岩大巷围岩破坏演化规律及控制技术

针对曹村煤矿500水平大巷围岩变形量大和支护结构失效等现象,综合采用理论分析、数值模拟和现场实测的方法分析了大巷反复破坏的关键因素,研究了巷道围岩失稳机理及塑性区演化规律。研究结果表明:相邻工作面采动影响在500水平大巷变形反复破坏中起到了主控作用。受采动应力叠加影响,巷道塑性区由圆形演化为椭圆形,帮部塑性区向深部扩展,而顶底板受高应力压缩作用,塑性区回缩。在此基础上采用"治底先治帮"的方案,修复方案实施后,顶底板变形量从1000mm减少至103mm,帮部相对移近量从1200mm减少至113mm。在采动影响下围岩裂隙发育范围虽有所增加,但仍未超出锚杆(索)的锚固范围,巷道围岩变形得到有效控制。     

基于3DEC的深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护

以某矿三采区运输下山为工程背景,基于原锚网索支护巷道变形破坏特点和原因,提出了深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护技术,并利用3DEC数值模拟分析其围岩应力、位移、塑性区等特征。结果表明:相比于原支护,巷道两帮及顶板浅部围岩应力明显增加,变形量、塑性区深度降低显著,顶底板移近量108.56 mm、两帮变形量61.39 mm、最大塑性区深度3 m,支护效果显著;现场巷道顶底板和两帮变形量为115.95 mm和67.00 mm,顶板离层基本为0,验证了支护技术的可靠性。     

软岩大变形巷道底鼓控制技术研究

为了研究软岩大变形巷道底板底鼓合理控制方法,通过分析顾桥煤矿-780 m水平南翼轨道大巷现场围岩变形破坏情况及破坏机理,确定采用"锚网索+帮部注浆+反底拱"联合加固支护方案。利用FLAC3D软件进行了数值模拟,对比分析了加固支护前后巷道围岩的受力与变形特征及塑性区分布情况。现场监测结果表明:拱顶最大下沉量为39 mm,最大底鼓量70 mm,两帮最大移近量为55 mm,有效控制了巷道底板以及硐室的围岩变形,为巷道的安全生产使用创造了条件。     

伊田煤业2105工作面松软煤层巷道围岩控制技术研究与应用

为保障伊田煤业2105运输顺槽机头硐室围岩的稳定,通过分析机头硐室处围岩赋存的具体情况,采用数值模拟的方式对节理发育回采巷道的变形规律进行记性分析,得出在主节理为15°时巷道围岩变形及塑性区发育最大,主节理发育倾角为65°时,巷道顶板塑性区的发育深度约为1.53 m,左帮下部和右帮下部的塑性区发育深度最大,分别为1.92和1.21 m,结合具体地质条件对巷道的支护方案进行具体设计,并进行矿压监测验证支护效果。结果表明,支护方案实施后,运输顺槽机头硐室顶底板和两帮变形量的最大值分别为12和9.5 mm,保障了回采巷道围岩的稳定。     

厚软煤层巷道支护优化研究

厚软煤层煤巷掘进工作面在掘进期间极易因应力集中而产生冒顶事故。文章运用理论分析、数值模拟、正交分析等方法对多因素协同作用下厚软煤层巷道的变形机理及关键控制技术进行了系统研究,得出如下结论:对塑性区分布面积、巷道顶底板移近量、两帮移近量等3个评判指标影响最大的因素分别为锚杆预紧力、锚杆长度、杆体直径。其中锚杆预紧力对巷道塑性区分布及围岩的位移变化规律均有较大影响,本次支护参数优化将锚杆预紧力由原设计的60 kN提升到150 kN。巷道支护设计优化后两帮及顶底板的变形量分别仅为23 mm、18 mm,帮部塑性区发育深度为0.5 m。     

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。     

基于塑性区演化的煤柱宽度留设及柔性锚索支护技术研究

沿空掘巷可有效提高煤炭资源回收率，改善采掘接替关系，但存在施工维护难度大的难题。为了提高沿空巷道围岩稳定性并减少煤炭损失量，以布尔台煤矿42108辅运巷为研究背景，通过理论分析确定了巷道塑性区发育特征，建立数值模型综合确定了合理煤柱宽度并进行了工业性实践。研究结果表明：42108辅运巷掘出后在采动影响下具有帮部大变形特征，辅运巷塑性区呈非对称蝶形分布的形态，塑性区发育范围为1.8～2.7 m；结合极限平衡理论及数值模拟认为，煤柱宽度大于30 m时其内部出现明显的应力降低区，有利于巷道维护，同时考虑煤炭资源回收率，确定合理煤柱宽度为30 m；揭示了多次补强支护仍无法有效控制巷道变形量的原因为锚索易拉伸破断，在此基础上提出了柔性锚索支护方案，同时将帮部锚杆间排距减小至750 mm×750 mm，经现场实践后30 d内两帮最大变形量160 mm，围岩控制效果显著。     

高应力软岩条件下错层位外错式相邻巷道联合支护技术研究

针对孔庄矿7301运输巷受高应力软岩影响,巷道难支护、变形严重等问题,从构造应力、顶底板岩性和巷道布置方式及支护参数3个方面分析巷道变形原因,决定采用"错层位外错式相邻巷道联合支护技术",采用数值模拟对原巷道支护方式和相邻巷道联合支护技术在垂直应力分布和塑性区范围2个方面进行分析,结果表明相邻巷道联合支护可抑制塑性区扩展。现场监测表明,顶板最大下沉量为76 mm,最大底鼓量为38 mm,两帮最大内移量为135 mm,表明采用"错层位外错式相邻巷道联合支护技术"巷道围岩的整体支护效果得到明显改善。     

回采巷道锚杆索支护优化设计与应用

针对山西长平煤矿2302工作面掘巷完成后,回采时采动压力剧增,巷道锚杆支护不能满足安全开采要求的问题,从岩体内部构造与岩层压力传递角度分析了巷道变形失稳机理,以巷道顶板和帮部变形失稳特点剖析了巷道变形破坏特征,通过锚杆锚索的岩体改性性质阐明了锚杆锚索作用机理。结合实际地质情况,对2302工作面回采巷道锚网索支护进行优化设计,通过FLAC3D数值模拟软件计算对比分析了巷道支护方案优化前后的顶板垂直位移与岩体塑性破坏区范围,确定了支护方案优化后的支护效果更佳。现场工业性试验与巷道实时垂直位移监测得出优化后的支护方案巷道垂直方向变形量最大82 mm,最小49 mm,巷道支护方案优化效果良好,具有很好的可行性。     

深井软岩巷道围岩变形数值模拟分析及控制研究

针对山西省晋东南地区某深部矿井东二南采区轨道大巷变形大难支护问题,采用数值分析方法,分析得出了巷道应力变形规律。结果显示:巷道变形剧烈的临界深度为800 m,深部巷道剪应力在左、右肩达到8.7 MPa左右,在距巷道中心0～5.5 m顶部垂直应力急剧增大,且在距巷道中心6～8 m达到峰值,巷道顶板塑性区最大为2.6 m,左帮和右帮塑性区最大分别为5.2 m和5.4 m,底板塑性区最大值为6.1 m.根据该结果提出了预留围岩变形量让压局部二次喷浆补强工艺技术,工程实践证明,该支护设计有效控制了巷道的强烈变形,取得较好的支护效果。     

王庄煤矿薄煤层半煤岩巷锚杆支护设计

以王庄煤矿4007工作面胶带顺槽为例,综合极限平衡区和非弹性区、组合拱锚杆支护设计理论,结合薄煤层半煤岩巷围岩特点,提出顶板选用直径16 mm,长度2.0 m的螺纹钢锚杆支护,锚固长度为0.50 m,锚杆间排距为0.9 mX0.9 m,取消帮部锚杆。现场施工后,巷道变形量稳定,顶底板最大移近量为160 mm,两帮最大移近量为114 mm。在保证巷道围岩稳定的情况下,节约了大量支护材料,提高了支护效率。     

综放工作面沿空留巷合理巷道参数的数值模拟

为有效降低巷道掘进工程量、提高煤炭资源回收率,文章以南阳煤矿3206综放工作面进风巷沿空留巷工程为背景,通过数值模拟、现场实测的方法,分析了不同留巷宽度、巷旁支护宽度条件下巷道围岩的变形特征,确定了综放沿空留巷的合理巷道参数,主要得到如下结论：1）巷道顶板、底板整体呈现中部垂直变形大、两端垂直变形小的非对称变形特征,且巷旁充填帮侧的顶板垂直变形明显大于实体煤帮的顶板垂直变形;2）巷道巷旁支护帮与实体煤帮整体呈现上部水平变形大、下部水平变形小的变形特征,即巷道顶板侧巷道帮部的水平变形明显大于巷道底板侧巷道帮部的水平变形;3）当留巷宽度为3600mm、巷旁支护宽度为1400mm时,巷道最大顶板下沉量、底板鼓起量、巷旁支护帮变形量和实体煤帮变形量分别为117.76mm、-0.94mm、53.24mm和38.37mm,均最小;4)3206综放沿空留巷的合理留巷宽度为3600mm,合理巷旁支护宽度为1400mm,经现场实践表明,巷道围岩变形小,留巷效果良好。     

深部巷道长锚杆支护技术研究及应用

分析了深部巷道围岩变形破坏特征主要为围岩变形量大、变形具有持续性和不可控性,提出采用长锚杆支护技术进行深部巷道的支护。数值模拟分析了不同支护系统巷道围岩的塑性区分布,结果表明:深部条件下巷道塑性区范围较大,加大支护强度对塑性区改变较小,普通锚杆锚索支护不再适用;深入研究了长锚杆的围岩控制机理,并说明了其在深部大变形巷道支护中的优越性。现场工业性试验表明,采用长锚杆支护后,围岩控制效果更佳,且帮部长锚杆在扩帮时能够被重新利用,支护效果较好。     

厚煤层直墙半圆拱巷道围岩破坏影响研究

采用FLAC3D数值模拟的方法，分析了不同埋深、不同侧压系数下厚煤层直墙半圆拱形巷道围岩塑性区发育特征、应力分布特征和围岩变形特征。研究表明：随着埋深的加大，巷道的围岩变形量呈线性增加，围岩破坏深度更大且塑性区呈环绕形分布；侧压系数对巷道的破坏形态影响较大，当侧压系数为0.5时，塑性区的分布呈现出“蝶翼形”，随着侧压系数逐渐增大到1时，塑性区分布呈“帆船形”，分布较为均匀，侧压系数继续增加后，巷道逐渐成“窄高形”并最后发展成“沙漏形”。对鱼卡矿回风巷支护方案进行了优化，采用锚网索联合支护，并对巷道表面进行喷浆，巷道稳定后顶板下沉量为35 mm，帮部位移量为50 mm，满足安全生产需要。     

伏岩煤业3206工作面厚层软弱顶板巷道围岩控制技术

为保障伏岩煤业3206工作面厚层软弱顶板巷道围岩的稳定,采用UDEC数值模拟软件分析了巷道围岩裂隙发育规律及塑性区的分布特征,基于数值模拟结果,结合巷道围岩的具体特征,确定了顶板采用高密度长锚索加固,帮部采用短锚索加固,帮角采用单体加强锚杆的支护方案。现场应用表明,采用该支护方案后,在掘进期间,巷道顶底板相对移近量为142 mm,两帮相对移近量为133 mm,保障了厚层软弱顶板巷道围岩的稳定。     

大采高综采工作面迎采动掘进巷道支护方法优化研究

针对大采高综采工作面迎采动掘进巷道支护不合理导致巷道变形严重问题,采用现场监测、数值模拟与实践相结合对迎采动掘进巷道支护优化方法进行了研究。结果表明：原支护条件下,迎采巷道以顶板及两帮松动破坏为主,最大破坏深度达1.58 m,需要加强支护;迎采巷道“锚杆+锚索+钢筋梯子梁”加强支护方法,随着工作面的推进,巷道顶板塑性区面积减小53.3%～59.7%,两帮塑性区面积减小49.1%～58.8%,应力峰值显著降低,满足迎采巷道稳定要求。通过现场实践,巷道加强支护后,顶板下沉量减小69%,煤柱帮位移减小68%,回采帮位移减小67.7%,巷道支护效果显著。     

深井软岩巷道围岩变形数值分析及控制研究

针对东二南采区轨道大巷变形大难支护问题,采用数值分析方法,分析得出了巷道应力变形规律。结果显示:巷道变形剧烈的临界深度为800 m,深部巷道剪应力在左、右肩达到8.7 MPa左右,在距巷道中心0～5.5 m内顶部垂直应力急剧增大,且在距巷道中心6～8 m内达到峰值,巷道顶板塑性区最大为2.6 m,左帮和右帮塑性区最大分别为5.2、5.4 m,底板塑性区最大值为6.1 m。此结果可为深井软岩巷道支护设计参数提供依据,工程实践证明,支护设计有效控制了巷道的强烈变形,取得较好的支护效果。