三元煤业4306运输顺槽过断层破碎区优化支护技术研究

针对掘进巷道过断层破碎区时巷道围岩变形、支护困难的问题,以三元煤业4306运输顺槽为研究对象,通过对原支护存在问题的分析,提出了长短锚索配合过断层巷道顶板全锚索支护方案。现场应用结果表明：巷道顶底板移近量最大值为88.36 mm,两帮移近量最大值为101.46 mm,巷道过断层期间围岩变形控制效果显著。     

巷道过断层段围岩稳定性分析及支护技术研究

为解决2-208运输顺槽过断层段围岩变形量大的问题,通过分析2-208运输顺槽过断层巷道围岩变形的具体情况及断层对围岩稳定性的影响,提出采用U型棚+喷浆+注浆的支护方式控制巷道过断层区域的围岩变形量,并进行矿压观测。结果表明:巷道过断层段在采用U型棚+喷浆+注浆的支护方式后,顶底板的最大移近量为196mm,两帮的最大移近量为157mm,有效的控制了巷道围岩变形量。     

过逆断层掘进巷道合理支护方案确定

为确定店坪煤矿2003巷掘进过逆断层巷道的合理支护方案,文章通过理论分析、数值模拟、现场实测的方法,分析了巷道围岩变形的变形特征,最终提出了掘进巷道过逆断层期间巷道的锚网索合理支护方案,主要得到如下结论：1）掘进巷道过逆断层前后巷道围岩锚网索支护方案中,锚杆长度2.5 m,锚杆间排距600mm×600mm;锚索长度7 m,锚索间排距为1000 mm×1200 mm;2）巷道顶板的垂直变形和两帮的水平变形均呈现“中间大、两端小”的特征,其中最大顶板下沉量为100 mm,最大两帮移近量为29 mm;3）现场实测结果显示在巷道掘进21天后,巷道顶底板移近量和两帮移近量的增长变化不大,最终巷道顶底板移近量和两帮移近量分别维持在95mm和60mm左右。掘进巷道围岩变形得到有效控制,巷道支护效果良好。     

顶板含水巷道掘进过断层时的围岩综合控制

为了解决顶板含水巷道过断层时围岩控制问题,通过分析顶板含水巷道过断层影响区围岩变形原因,提出地质探测、超前预注浆加固、浅掘轻扰动及时临时支护、主动和被动支护相结合以及封闭围岩防风化的围岩综合控制技术。现场试验表明:巷道顶板最大下沉量为159mm,两帮移近量最大276mm,且巷道没有出现明显涌水现象,断层影响区域围岩控制效果良好。     

过断层回采巷道围岩监测与治理实践

为研究某矿过断层时回采巷道围岩的变形规律,在14101工作面辅助运输巷断层前后布置3个测站监测其顶底板和两帮移近量,并与带式输送机运输巷对应位置的围岩状况对比。监测结果表明:过断层前巷道围岩变形发展趋势一致,但辅助运输巷围岩变形更大,顶底板和两帮移近量分别为63、43 mm;辅助运输巷围岩变形在过断层时和工作面推进至测点附近时分别出现峰值。加强超前巷道支护后,过断层时的围岩变形量显著减小,围岩变形得到控制。     

汾源煤业5-1021巷过断层围岩控制应用研究

为消除断层在工作面巷道掘进时的安全隐患,以汾源煤业5-1021巷遭遇断层为工程背景,展开巷道围岩加固方案分析。根据巷道形态,设计了巷道围岩注浆加固与巷道锚杆索补强的联合支护方案,并通过巷道变形分析支护方案的效果。结果表明:巷道整体变形量较小,顶板最大下沉量为91.5 mm,两帮移近量为68.7 mm。     

构造带极不稳定围岩注浆加固效果数值分析

泰来煤矿+1 150 m水平运输大巷处于多条断层影响区域,巷道顶底板和两帮移近量大。在现场调研、巷道顶底板岩层结构分析及实验室试验的基础上,提出了在原支护参数不变的情况下,进行围岩注浆加固措施。采用FLAC数值软件对注浆前后的围岩加固效果进行了对比分析。结果表明:只进行锚杆+喷层+锚索支护时,围岩变形速度和变形量都较大,"围岩-支护"共同体呈松散破坏状态。采用注浆加固和锚杆+喷层+锚索的联合支护方式,围岩变形得到了有效控制,顶板最大下沉量140 mm、最大底鼓量80 mm、两帮最大移近量为125 mm。     

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。     

多断层构造应力下回采巷道围岩破坏特征及控制技术研究

断层构造结构复杂,在煤矿开采过程中会造成应力分布不均,顶板破碎不连续以及围岩性质的改变,增加巷道围岩控制的难度。针对某矿11401综采工作面存在较多大小断层,顶板煤岩层裂隙较为发育且易垮落的问题,利用FLAC~(3D)数值模拟软件分析多断层构造应力下回采巷道变形破坏特征并提出锚杆+金属网+锚索+钢筋梯子梁的联合支护方案。通过工程试验反馈变形监测结果表明:顶底板围岩的最大移近量190 mm,两帮围岩的最大移近量202 mm,有效地控制了围岩变形,达到了预期的支护要求。     

近距离煤层回采巷道支护参数优化研究

为解决近距离煤层回采巷道受上部遗留煤柱应力集中影响下巷道围岩变形控制困难的问题,对煤层围岩地质力学进行原位测试,根据测试结果对工作面回采巷道进行支护参数合理设计。工程实践结果表明:153201巷顶底板移近量最大为218mm,两帮移近量最大为157mm;153202巷顶底板移近量最大为223mm,两帮移近量最大为241mm,围岩变形量能够满足巷道的后期使用。     

五阳煤矿7603孤岛工作面巷道围岩控制技术研究

为了解决孤岛工作面巷道围岩控制的难题,以五阳煤矿7603孤岛工作面巷道围岩控制为工程背景,分析了巷道支护存在的问题,提出了采用高强锚杆、锚网梁组合支护以及帮顶底同控围岩变形的支护方法,采用FLAC3D数值模拟软件,对巷道支护参数进行模拟,得到巷道支护的最佳参数,并对巷道支护方案进行设计。现场应用结果表明,巷道顶板最大移近量为385 mm,两帮最大移近量为577 mm,该支护方案有效控制了巷道围岩变形,保证了巷道安全稳定。     

全长锚注支护技术在断层破碎区的应用

为了保证8303辅运巷过断层期间顶板稳定,提高巷道过断层的掘进效率,分析了断层带围岩力学参数,提出了全长锚注支护技术,巷道在0~25d范围内围岩变形逐渐降低,在25d后顶底板、巷帮变形趋于稳定,顶板最大下沉量控制在0.24m以下,巷帮最大移近量控制在0.29m以下,与巷道完整阶段变形量相差不大,具有显著应用成效。     

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。     

综掘工作面快速高效过断层技术应用

漳村煤矿通过对2802运输巷前方构造进行超前探查,掌握断层基本产状和赋存情况,结合综掘机的自身运行参数,调整巷道施工坡度,减少破岩期间对设备的磨损,并利用锚网索挂+钢带复合支护方式,提升巷道顶帮支护强度,减少巷道围岩移近变形量。实践表明：过断层期间巷道顶底板最大移近量为571 mm,且过断层后,巷道变形逐渐趋于稳定,有效地确保巷道的施工质量和安全。     

干河煤矿2-126工作面回采巷道注浆加固技术

针对干河煤矿2-126工作面一、二绕巷在现有支护方式下围岩变形量大的问题,对其进行了注浆加固补强支护,结果表明:巷道在采用锚注补强支护后,顶底板最大移近量为198 mm,两帮最大移近量为280 mm,有效控制了巷道围岩的变形。     

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。     

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。     

离层破碎顶板回采巷道锚网索联合支护技术研究

针对某矿回采巷道顶板离层破碎的特点,在对比分析了架棚支护与锚杆支护优缺点的基础上,提出了采用锚杆支护的方式控制围岩变形。结合理论分析、数值计算等方法确定了回采巷道锚网索联合支护参数,即锚杆间排距800 mm×800 mm,锚索间排距2 000 mm×1 600 mm,长度8 000 mm,五花布置。采用该支护方案后巷道围岩变形情况为:顶底板移近量最大为260 mm,两帮移近量最大为220 mm,顶板离层量最大为18 mm。表明该方案能有效控制巷道围岩变形,可为其他地质条件类似的矿井提供借鉴。     

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.     

掘进巷道围岩变形分析与空顶时间确定

为了确定干河煤矿三采区辅助运输巷掘进时合理的空顶时间,避免巷道支护不及时而导致周边围岩产生过大形变。通过理论分析得出空顶时间较长时顶底板移近量达498 mm,两帮移近量达512 mm。借助FLAC~(3D)分别对5 min、20 min、80 min空顶时长下巷道周边围岩的变形规律进行数值分析发现,将巷道的空顶时间控制在20 min以内,可以有效保证巷道周边围岩的稳定。现场应用结果表明,按照上述的空顶时间对巷道进行支护后,顶底板的最大移近量为80 mm,两帮最大移近量为100 mm,且未出现锚杆失效现象。