条带开采斜巷围岩破坏机制及支护优化

针对谢桥煤矿1312(3)运输巷,利用FLAC~(3D) 模拟软件对倾斜煤巷围岩变形破坏机制和支护技术进行了研究,得出结论:倾斜巷道开挖后底板和两帮的破坏非常严重,顶板稳定性较好;锚杆支护和锚杆索支护对应的两帮移近量分别为0.59、0.48 m,顶、底板移近量分别为0.53、0.44 m;在1312(3)运输巷施工锚杆索支护后,两帮平均位移量为48 mm,顶、底板平均位移量为66 mm。     

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。     

深井三软煤层复合顶板下的沿空留巷

顾桥1115（1）工作面是典型的深井三软煤层,通过分析地质条件,采用锚杆锚索支护巷旁与顶板,使沿空留巷技术得以实现。结果显示,巷道前方顶板下沉量为257 mm,底鼓量为201 mm,两帮移近量在337 mm,后方顶板下沉量为238 mm,底鼓量为278 mm,两帮移近量为709 mm,移近量满足生产要求。     

厚煤层构造带切顶卸压巷内复合支护沿空留巷技术研究

为了减少煤与瓦斯突出矿井煤巷掘进工程量,保证矿井正常接续,针对云盖山煤矿一矿“两软一硬”不稳定煤层地质条件和矿井单一综放工作面组织生产,以矿井22202综采工作面切顶卸压巷内复合支护沿空留巷为研究对象,提出了厚煤层构造带巷内采用工字钢棚+锚索梁支护的沿空留巷围岩控制技术。研究表明:沿空留巷顶板最大移近量72 mm,中线至巷道上帮、下帮最大移近量分别为108 mm、63 mm,留巷工艺流程简单、效果显著,实现了厚煤层构造带切顶卸压巷内复合支护沿空留巷技术的成功应用。     

基于断面形状效应的厚顶煤巷道支护参数优化

针对厚顶煤矩形断面巷道顶板两侧肩角锚杆易剪切破断、顶煤易离层破碎等支护难题,以唐家会矿61201综放工作面运输巷为工程背景,通过数值模拟对矩形和直墙平顶肩角微拱形厚顶煤巷道应力分布特征进行了对比分析。结果显示:直墙平顶肩角微拱形厚顶煤巷道顶板两侧肩角无应力集中、顶帮煤体松动范围相对于矩形厚顶煤巷道均有所减小,尤其顶煤松动范围减小明显,说明直墙平顶肩角微拱形断面有利于厚顶煤巷道围岩稳定性控制。在此基础上,提出了相应的巷道围岩控制对策,并进行了支护参数优化,经过现场应用,不仅顶板两侧肩角未发生锚杆剪断现象,而且掘进期间顶板下沉量达到15 mm时就趋于稳定,回采期间顶底板累计移近量仅220 mm,两帮移近量仅150 mm,支护效果显著。     

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。     

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。     

高瓦斯矿井大断面煤巷沿空留巷技术研究与应用

以高瓦斯矿井屯兰煤矿大断面煤巷沿空留巷为研究对象,建立了沿空留巷围岩结构模型,分析了沿空留巷巷旁充填体的作用机制,提出了巷内基本支护采用锚杆索配合钢梁、金属网联合支护,巷旁采用混泥土膏体材料充填,以及充填体锚带网外加固、钢筋网内加固和注浆密封的沿空留巷围岩控制技术。井下实践结果表明:沿空留巷顶板离层最大值为40mm,顶底板移近量最大为17cm,两帮移近量最大值为25cm,工作面上隅角瓦斯浓度为0.45%~0.75%,实现了高瓦斯矿井大断面煤巷沿空留巷技术的成功应用。     

复杂围岩大断面开切眼稳定性控制研究

云冈矿8409工作面切巷跨度大、围岩状态复杂,极易发生顶板弯曲下沉和两帮剪切破坏失稳现象,现场工程实践采取锚杆索+钢带联合支护措施,形成切眼围岩控制体大小结构.现场实践监测表明,8409工作面切眼成巷30 d后两帮移近量在130 mm,顶底板移近量在250 mm,锚杆索受力均衡,支护质量和支护效率大幅提高.     

深井厚煤层综放大跨度开切眼快速施工及支护技术

针对深井厚煤层综放大跨度7 m宽开切眼变形严重、施工支护困难的情况,采用新型高预应力锚杆锚索联合支护方式,合理选择支护参数,采用高强度高预应力锚杆锚索一次成巷施工工艺。试验结果表明：该施工支护技术可使开切眼变形得到有效控制,顶板下沉量小于160 mm,两帮移近量小于150 mm,施工时间缩短50 d,实现了快速安全施工     

高膨胀松软围岩巷道支护技术

为了解决高膨胀松软围岩巷道顶板变形量大、锚杆脱落失效等问题,利用工程类比分析、数值模拟等方法对高膨胀软岩巷道稳定性影响因素及锚杆支护技术进行了研究。研究结果表明:高膨胀松软岩层强度低,遇水易膨胀软化,是顶板破坏失稳的内因,围岩高集中应力及支护强度不足是外因,可通过优化巷道布置方式、加强支护提高巷道稳定性。研究确定了高膨胀软岩巷道树脂加长锚固锚杆锚索组合支护方案,主要参数为:锚杆间排距800 mm×900 mm,锚杆预紧扭矩不小于400 N·m;锚索间排距1 600 mm×1 800 mm,每排2根,锚索预紧力为200~250kN,并将设计支护方案进行了现场试验,取得了良好的支护效果。     

三软煤层半煤岩巷道复合顶板支护技术

为阻止复合顶板离层下沉,采用数值模拟手段,确定了锚杆间排距均为900 mm的锚网索联合支护方案。通过现场工业实践可知:巷道顶底板最大移近量为176.2 mm,两帮最大移近量96.5 mm,两帮变形速率最大为2.7 mm/d,顶底板变形速率最大4.3 mm/d,顶板没有出现明显的离层,顶板表面没有出现大的裂隙,顶板的完整性较好。     

金达煤矿动压巷道支护技术研究

金达煤业10107运输巷采用架棚和锚杆联合支护，支护参数不合理，巷道受动压影响变形严重，两帮移近量达800 mm，底鼓量达1 500 mm，巷道需要多次返修。为解决巷道支护难题，在该巷内进行了地质力学参数测试，分析了支护存在的问题及动压巷道围岩受力特点，提出了高预紧力锚杆支护技术，进行了井下试验。结果表明:新支护在巷道浅部围岩形成刚度较高的预应力承载结构，矿压监测结果显示巷道顶板下沉量43 mm，两帮移近量95 mm，巷道支护效果有了明显改善，满足矿井正常回采的要求。     

新型机械锚杆在综采面巷道中的应用研究

以大柳塔矿树脂锚杆支护设计为基础,采用工程类比法进行综采工作面巷道新型机械锚杆支护设计．采用最新锚杆施工机具及工艺,保证钻孔垂直于项板岩面,孔深及锚杆扭矩满足新型机械锚杆的设计要求．锚杆受力、围岩深部位移、项板离层及巷道表面位移综合观测表明,受回采动压影响后,试验巷道稳定,支护效果好．同树脂锚杆相比,新型机械锚杆节省了安装、搅拌树脂和等待树脂凝固时间,大大提高了综采工作面巷道施工速度．     

柔模支护沿空巷道锚杆轴力无损检测评价研究

采用锚杆轴力无损检测技术,对柔模支护沿空巷道工作面前方的相对稳定区域和工作面后方的采动影响区域进行了锚杆轴力检测,得到了锚杆轴力随工作面推进的变化规律。基于锚杆轴力实测结果与对比分析,提出了柔模支护沿空巷道的非均称支护方案。通过支护优化后的沿空巷道锚杆轴力和围岩变形监测显示,锚杆工作状态良好,围岩变形控制效果好。研究结果表明,在工作面前方相对稳定区域,随着工作面推进,顶板和两帮单根锚杆受力变化不大;同一断面煤柱帮锚杆轴力大于实体煤侧帮锚杆受力。在工作面后方柔模支护区,煤柱帮锚杆平均轴力大于柔模帮锚杆平均轴力,两帮平均轴力随工作面推进距离近似呈直线形式增加,工作面采动对煤柱帮影响更大。对柔模支护沿空巷道采用非均称支护方案,可有效控制围岩的变形,节约了支护成本,创造了良好的经济和社会效益。     

极松散煤体巷道注喷锚支护技术

为解决龙门煤矿2404工作面回风巷极松散粉末状煤体巷道支护难题,提出了极松散煤体巷道注喷锚内外承载结构控制原理,采用了自钻式注浆花管超前长孔大范围预注浆固结散煤技术、提出了煤帮喷洒化学浆液技术、采用了高强锚杆支护系统强化支护及钻注锚一体化中空注浆锚杆的锚筒二次注浆加固技术。矿压观测表明,掘进期间两帮移近量将近400 mm,顶板下沉量150 mm左右,底鼓量约50 mm。巷道围岩持续大变形得到有效控制,巷道维护满足生产要求。     

复杂应力区大断面硐室围岩流变控制技术研究

赵固二矿深部-800 m泵房及周边的底板措施巷、胶带输送机巷处在复杂的高应力环境中,围岩强度差,仅采用锚网索喷及钢架支护难以控制围岩的大变形。采用工程类比方法,提出了新掘的-800 m水泵房围岩多次支护技术,即锚网索一次支护,紧跟掘进面工字钢架二次支护并喷混凝土封闭围岩;滞后对围岩注浆改性;架设封闭工字钢架,然后再次喷混凝土。现场工业试验表明,支护90 d后,围岩最大变形量40 mm,变形速率接近0,锚杆作用范围内裂隙不发育,锚索锚固段岩体完整,取得了较好的技术经济效果。     

高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用

针对煤矿深部及复杂困难巷道条件，分析了锚杆支护作用，提出高预应力、强力支护理论，大幅度提高支护系统的初期支护刚度与强度，保持围岩的完整性，减少围岩强度降低；开发出高预应力、强力支护系统，包括强力锚杆、强力钢带及强力锚索系列材料，力学性能得到显著提高；高预应力、强力支护系统成功应用于新汶矿区千米深井巷道，巷道变形降低70%左右，顶板离层仅为原来的5%，巷道支护状况发生了本质改变.实践证明，高预应力、强力支护系统可有效控制围岩变形与破坏.同时，提高顶板支护的刚度与强度可有效地减小煤帮压力和底臌.