煤柱内大断面复合顶板巷道围岩控制技术

为了研究顶板内软弱夹层对煤柱内大断面巷道围岩稳定性的影响及控制技术,针对昊锦塬煤矿复合顶板巷道围岩严重变形的问题,运用理论分析、数值计算并结合工程实践等方法,研究了顶板内软弱夹层对煤柱内大断面巷道围岩稳定性的影响。研究结果表明:当该矿巷道顶板软弱夹层厚度0.81 m时,巷道顶板极不稳定,易发生离层,须对顶板和两帮加强支护;运用ANSYS数值模拟及理论计算确定锚杆支护长度为2.6 m;加长锚杆长度使软弱夹层位于锚杆锚固区域内;增大锚杆直径,增强锚杆的抗拉、抗剪能力;加大锚杆预应力,使顶板及时恢复三向受力,能够有效的控制顶板的离层及两帮的变形。     

孤岛工作面护巷煤柱宽度及支护技术研究

针对潞宁煤业21109孤岛工作面运输巷受未稳定采空区影响及围岩破碎条件,采用理论计算和数值模拟分析,研究了不同煤柱尺寸下围岩变形和受力变化规律,确定22109运输巷采用10m煤柱较合理;分析了该类巷道支护对策,提出采用高预应力锚杆锚索组合支护系统,进行该类巷道支护。井下实践表明,设计支护方案能有效控制围岩变形,回采期间两帮最大移近量为269mm,浅部离层量为45mm,深部几乎没有离层,无底鼓,巷道整体稳定。     

庞庞塔矿特厚煤层综放工作面强动压巷道围岩变形特征

庞庞塔矿9-101工作面回采期间其回风巷出现明显的失稳变形现象,通过采用钻孔应力计、顶板离层仪等设备进行现场监测得知,区段煤柱塑性破坏深度大于2 m,巷道顶板岩层深部和浅部离层值最大值分别为262 mm和172 mm,顶板锚杆(锚索)超前工作面约60 m处开始破断失效,巷道两帮的位移量明显大于顶底板的移近量;由此提出优化支护方案的合理建议,为综放工作面回采巷道围岩控制方案设计提供参考。     

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。     

小煤柱沿空掘巷巷道变形规律研究

采用钻孔观测、位移及应力监测与数值分析方法研究了小煤柱沿空掘巷巷道变形及锚杆锚索受力特征。研究结果表明:留设的小煤柱分为破碎区、裂隙发展区与煤体完整区3个作用区,煤柱两帮在采动应力作用下破碎较为严重,煤柱内部完整性较好;巷道两帮位移量及位移速率均高于顶底板,巷道开挖初期巷道位移量及位移速率发展较快,后续逐渐平稳;煤柱侧锚杆受力强度整体高于工作面侧,两帮表现为巷道中间部位锚杆受力强度高于近巷道顶底部锚杆;切顶高度为10 m时最有利于巷道的稳定,大煤柱巷道两帮及顶底板变形量分别为小煤柱的3.4与2.6倍,变形稳定期约为小煤柱的1.8倍,小煤柱的留设具有较好的实践效果。     

东周窑煤矿8106工作面沿空掘巷围岩控制技术研究与应用

为保障5016巷沿空掘巷时围岩的稳定,通过FLAC3D数值模拟软件进行沿空掘巷窄煤柱合理宽度的分析,通过分析巷道掘进期间煤柱和围岩变形规律,确定合理煤柱宽度为6 m,根据巷道的地质条件,设计巷道采用锚网索支护方案,巷道顶板采用全锚索支护,煤柱帮采用锚杆支护,回采帮采用锚杆+锚索支护,在巷道掘进期间进行围岩变形量的监测分析。结果表明:支护方案实施后,巷道掘进期间顶底板和两帮移近量的最大值分别为98 mm和168 mm,围岩控制效果较好。     

大采高综采工作面20m煤柱二次复用巷道矿压规律实测研究

针对回采工作面二次复用巷道围岩变形量大、支护困难的问题,在枣泉煤矿大采高综采11203工作面进行了20m煤柱二次复用巷道矿压规律实测研究。研究结果表明,二次复用巷道矿压显现主要分为工作面超前影响阶段、剧烈变形阶段、蠕变阶段,巷道在回采工作面后方的变形量可达回采工作面超前影响阶段变形量的4~6倍,巷道顶板浅部离层略大于深部离层;锚杆锚索受力变化比巷道围岩变形对扰动更敏感,受力变化远超前于围岩变形,锚杆锚索受力呈现先增大后减小的趋势,受力急剧增加阶段出现在回采工作面前后50m范围内;巷道顶板和两帮煤岩体在受采动影响后围岩浅部破坏范围有所增加,煤层破碎程度加剧,深部煤岩体出现不同程度破坏现象。     

某矿41盘区运输大巷支护方案优化

分析了某煤矿41盘区运输大巷的围岩特征,讨论了该巷道原有支护方案存在的问题。在此基础上,根据该盘区运输大巷围岩变形及松动圈演化规律,针对巷道顶板、两帮、底板变形特征分别对原支护方案进行了优化。在41盘区运输大巷试验段布置了2个综合监测断面和2个松动圈窥视断面,对巷道变形及锚杆(索)受力情况进行了监测。研究表明:(1)顶板离层量最大值为7.3 mm,表明顶板锚杆能够发挥支护作用,深部围岩完整性较好,未产生裂隙和离层;(2)顶板下沉量最大值为1.86 mm,两帮收敛量为13.1 mm,两帮收敛量大于顶板下沉量,说明巷道两帮锚杆支护优化后,对顶板变形的控制效果优于两帮;(3)锚杆受力最大值为25.65 k N,锚索受力最大值为32.4 k N,锚杆和锚索受力均未超过各自允许的抗拉强度。上述研究反应出,采用所提方案对该矿41盘区运输大巷进行支护后,巷道变形得到了有效控制。     

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。     

近距离煤层回采巷道合理位置确定应用研究

为了确定近距离煤层回采巷道合理位置,采用物理力学参数试验分析巷道围岩特性,得到了煤、直接顶、直接底的工作面围岩强度参数。基于此,进行了理论分析、数值模拟和现场试验,研究了近距离煤层回采巷道合理位置。研究得出,根据数值模拟和理论分析,将己16-17-31020运输巷布置方式确定为外错式;把己16-17-31020运输巷布置在己15-31040采空区的下方,其巷道距上覆遗留煤柱边缘水平距离为25 m。顶板采用高强度预应力锚杆和高强度高预紧力锚索,帮部锚杆采用高强度预应力锚杆,对其进行围岩变形量观测和顶板离层监测。巷道顶底板最大移近量为57 mm,两帮最大收敛量为104 mm;巷道深部最大离层量为11 mm,浅部最大离层量为10 mm。在大平距外错的布置方式下,巷道的支护难度低、应力环境小、控制效果好。研究有效解决了巷道大变形、高应力问题。     

孤岛工作面沿空掘巷窄煤柱合理宽度确定

为了分析孤岛工作面窄煤柱合理宽度,结合某矿2102孤岛工作面工程实例,引入尖点突变模型,理论分析了煤柱合理宽度范围。建立FLAC^3D数值模型,模拟不同煤柱宽度时垂直应力分布状态及巷道围岩塑性区分布。理论计算结果表明：根据尖点突变模型,煤柱极限宽度需大于7.5 m。数值模拟结果表明：当煤柱宽度为6～8 m时,巷道处于低应力环境;当煤柱宽度大于8 m时,在煤柱内部开始出现集中应力,并且随着煤柱宽度增加,集中应力程度越明显。根据理论分析及数值模拟结果,最终确定2102孤岛面沿空掘巷窄煤柱宽度为8 m。现场布置矿压测站监测巷道表面位移及顶板离层量,巷道表面无明显变形,底鼓量最大280 mm,两帮位移量在130 mm以内,顶板下沉量在50 mm以内。顶板离层量较小,浅部离层量在5 mm以内,深部离层量在3 mm以内,能够保证工作面安全回采。     

基于等效椭圆法的巷道支护参数设计研究

为了改善锚杆支护效果,降低巷道支护成本,根据柠条塔煤矿回采巷道实际情况,基于等效椭圆方法对回采巷道进行了支护设计,并运用ANSYS数值模拟了回采巷道开挖支护效果,初步验证了支护参数选取的合理性。通过工业试验,采用离层观测、收敛观测、钻孔窥视等手段,分别对柠条塔煤矿S1201带式输送机顺槽在掘进以及回采过成中动压的影响下顶板离层、巷道围岩变形等进行现场监测分析,监测结果显示:回采过程中顶板最大沉降量为10.4 mm,巷道的两帮最大收敛量为4 mm,现场未发现严重片帮现象;回采过程中围岩松动圈范围定为1.2 m,未超过锚杆支护长度;锚杆在工作面回采过程中受力波动增长,未超过设计值,验证了试验段内的巷道锚杆支护设计的合理性和安全性。     

预应力锚固锚杆围岩耦合预紧力分析

通过分析锚固在煤层和粉砂岩中的锚杆和围岩协调变形,对围岩体破坏时锚杆轴应力进行理论推导,确定锚杆上施加的预紧力的计算公式。并在工程应用中软岩巷道顶板最大离层量控制在80 mm,两帮收敛值为100 mm,巷道变形控制效果良好。     

某矿1308工作面巷道控制技术

以某矿1308工作面为工程背景,对工作面巷道的围岩变形特征进行研究分析,提出了对巷道应用锚带网索综合控制技术。观测结果表明:工作面超前125~187 m,回采对巷道变形影响较小;超前工作面75~115 m,回采对巷道的影响逐步显现;超前工作面20 m范围内为剧烈影响期。监测期间巷道顶底移近量为886 mm,以底鼓为主,两帮变形量为1 150 mm,以煤柱帮为主。顶板离层监测表明回采阶段锚固区内离层较小。     

二次采动巷道锚杆(索)支护效应分析

采用数值模拟和现场监测的方法分析了14103麻家梁煤矿辅运副巷在经历二次采动应力的影响下,巷道锚杆(索)的支护效应。数值模拟分析14103辅运副巷采用高预应力支护可有效改善巷道支护应力场;现场监测发现锚杆、锚索杆体应力受14102工作面回采影响先急剧增加后趋于稳定,再经历14103工作面回采影响虽部分杆体应力有所下降,但仍能保持有效支护作用;14103辅运副巷浅部锚杆索支护范围内的3 m处围岩始终保持较强的承载能力,较深部5 m处围岩已进入塑性区,深部8 m和10 m围岩始终具有较强的承载能力。辅运副巷经历二次采动影响后,顶底板移近量为390 mm,两帮移近量为280 mm。     

基于矿压监测的浅埋临空巷道煤柱稳定性研究

为保证下阶段将采11603工作面的正常回采,以及为下个工作面回采巷道的支护优化、护巷煤柱的留设宽度合理性提供理论依据,现场采用矿压观测手段对正在回采的11602工作面巷道布置的4个测站进行实时监测,监测内容包括本工作面不同回采阶段下的顶板离层量、巷帮围岩应力变化以及锚杆索的受力状况.结果表明:巷道围岩位移变化情况及围岩...     

大断面厚层复合顶板煤巷帮顶协同支护技术

为解决陈四楼煤矿2513胶带顺槽大断面厚层复合顶板煤巷支护困难的问题,分析了巷道的围岩稳定性,得出了顶板运移过程可分为层间滑移、挠曲离层、失稳冒落3个阶段,而帮部稳定性的决定因素为极限应力平衡区的宽度。根据围岩情况,采用了以顶板锚杆索阶梯式支护技术和帮部走向锚索梁支护技术为核心的协同控制技术。观测表明:顶板最大下沉量为73 mm,两帮最大移近量为147 mm,2 m基点离层量为19 mm,6 m基点离层值为33 mm,有效控制了巷道围岩,巷道维护满足生产需要。     

单一特厚煤层围岩监测技术

以彬长矿区单一特厚4#煤层为背景,采用现场工业实践的方法,通过对回采工作面进行深基点位移监测,确定采动影响下,巷道两帮和顶板的动态位移量,以此为基础来判断巷道围岩的离层情况,及时发现存在的安全隐患,为控制围岩的稳定性和保障煤矿的安全生产提供依据。同时对巷道锚杆锚索进行测力研究,分析锚杆锚索的受力状态,确定锚杆锚索支护安全与否,及时发现锚杆锚索支护存在的问题,进而改善支护效果。     

非对称锚网支护技术在窄煤柱沿空掘巷中的应用

三软煤层窄煤柱沿空掘巷一直以对称支护为主,而此类巷道的破坏往往呈现非对称变形特征,其破坏规律极其复杂,导致窄煤柱沿空巷道的支护问题成为亟待解决的采矿技术难题;以米村煤矿210101上付巷为工程背景,总结分析了窄煤柱沿空巷道围岩非对称变形特征,研究制定了210101上付巷窄煤柱沿空掘巷锚网支护方案。试验结果表明:巷道稳定后顶底板移近量在0.32~0.37 m之间,两帮移近量在0.21~0.28 m之间,顶板离层量在0~50 mm之间,巷道围岩变形得到有效控制。     

区段煤柱下巷道修复加固技术

 北峪煤矿3-101运输平巷从上覆2#煤层区段煤柱下方的一侧斜穿到另一侧,斜穿煤柱段距上覆煤柱垂直距离为1.0~3.5m。2#煤层区段煤柱宽度为18m。在区段煤柱集中应力作用下,运输平巷两帮相对移近达2m左右、煤体破碎,巷道变形严重。针对这种情况,在分析巷道变形破坏原因的基础上提出修复加固技术,即采用水力膨胀锚杆支护两帮破碎煤体,顶板补打高强螺纹钢锚杆和锚索进行加强支护。工程实践表明,该技术能够使锚固区煤帮形成整体承载结构,使顶板形成组合梁承载结构,并与深部围岩相连,有效的控制了巷道围岩变形,取得了显著的技术经济效益。