高应力泥岩顶板巷道围岩失稳特征及控制分析

通过对高应力泥岩顶板回采巷道破坏特征、力学变形机制及失稳原因分析,建立了回采巷道锚杆-锚索支护区变形协调方程,提出了高应力泥岩顶板回采巷道围岩控制关键技术,确定了预留断面高强预应力锚杆-锚索协调变形支护方案,并对设计方案进行了数值计算与工业性试验。结果表明:高应力泥岩顶板巷道表现为顶板破碎严重及离层量大、两帮呈非对称收敛变形与底鼓量大的特征;高应力及泥岩顶板软弱围岩是巷道围岩产生破坏的内在原因,锚杆-锚索支护强度过低及锚杆-锚索支护区非协调变形则是巷道围岩破坏失稳的外在原因;古汉山矿13051回采巷道围岩为高应力-节理化-膨胀性复合型(HJS)软岩,为Ⅰ_(AB)Ⅱ_(AB)Ⅲ_(ABD)复合型力学变形机制,采用设计支护方案后,巷道围岩变形能利于释放,围岩压力减小,锚杆-锚索受力均匀,巷道围岩变形保持在可控范围内,预留断面高强预应力锚杆-锚索协调变形支护利于巷道围岩稳定。     

厚层泥岩顶板回采巷道变形特征及支护技术研究

为解决厚层泥岩顶板回采巷道支护难的问题,通过理论分析、现场调研及钻孔窥视,得出厚层泥岩顶板条件下锚杆索在锚固范围内无可靠的硬岩作为锚固承载层,强度低且易破碎,提出了锚杆+网+M型钢带+锚索梁联合支护方案。采用数值模拟软件FLAC3D对回采巷道在原有支护和设计支护情况下围岩变形情况进行数值模拟,结果表明,设计支护能有效控制巷道围岩变形。工业性试验表明,正常情况下顶板离层最大值在100 mm左右,最小值为0 mm,均值为36 mm。     

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。     

松软破碎围岩回采巷道支护技术研究

针对松软破碎围岩回采巷道中存在的大变形及支护困难等问题,开展了理论分析和工程实践的研究工作。首先从理论上阐述了岩浆活动及水的长期作用是引起回采巷道围岩弱化的主要原因;其次提出了相应的支护对策,对于巷道围岩以顶板变形为主的区域,采用"锚网带+锚索梁+工字钢棚"的耦合支护方式;对于巷道围岩以顶板和右帮(岩浆岩冲断条带一侧)变形为主的区域,首先将断面优化为圆弧拱形,然后采用"锚网带+锚索梁+喷浆+中心点柱"的耦合支护方式。支护参数优化后的回采巷道矿压观测结果表明:矩形巷道区域顶板下沉量不超过237mm,巷道右帮横向变形量不超过161mm;圆弧拱形巷道区域顶板下沉量不超过172mm,巷道右帮横向变形量不超过163mm。     

潞宁煤矿22117回风顺槽围岩控制技术研究与应用

为保障22117回风顺槽围岩的稳定,采用理论分析的方式进行围岩变形破坏机理的分析,基于分析结果得出,顶底板及两帮拉裂和剪切破坏形态,影响顶板岩层稳定的主要因素为水平地应力和巷道围岩压力;结合巷道地质条件,确定巷道采用锚网索支护方案,结合围岩变形机理记性支护参数的具体设计,采用数值模拟进行支护可行性分析,并在工作面回采期间进行围岩变形量监测分析。结果表明:回风顺槽在现有支护方案下,顶板下沉量及两帮移近量的最大值分别为180 mm和142 mm,支护方案控制了围岩的变形,满足回采巷道使用要求。     

黄陵二号煤矿回采巷道围岩变形监测及分析

系统研究巷道围岩的变形规律,对实现开采工作面准备和巷道掘进的安全高效推进具有十分重要的作用。针对黄陵二号煤矿巷道出现的围岩变形情况,在合理布置顶板岩层位移监测孔的基础上,通过采用多点位移计对矿井回采巷道的围岩变形进行量化监测,分析了巷道围岩中的变形与位移特点及其影响因素。研究表明:在回采过程中,要做好回采工作面100 m范围以内的巷道支护工作;巷道顶板最大下沉量为14 mm,可将最大下沉值与临界沉降值(由锚杆有效伸长量决定)进行对比,确定了支护方式;此外,支护在减小围岩变形和顶板下沉方面有一定作用,如果没有支护或支护不足,围岩松动范围将大于监测值。摸清了巷道围岩的变形规律,优化了巷道支护设计与施工技术,为矿井生产提供了有效的技术支持。     

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。     

高应力条件下深埋巷道让压支护的应用

针对塔山煤矿实际地质工程条件,通过数值模拟及现场实测对让压支护设计进行优化,有效地控制了采矿工程中的围岩变形。分析结果显示:掘进期间深部巷道顶板的变形最大下沉量约为38 mm,两帮总的收敛量最大值约为60 mm,右帮的变形量约占两帮收敛量的42%。邻近工作面回采期间巷道顶板下沉量随工作面的推进逐渐变大,顶板下沉量和两帮收敛量分别是掘进期间的3.5倍和3.2倍,推过测点120 m后巷道变形速率变缓趋于稳定。     

采动影响下超前巷道围岩应力及变形控制技术研究

为进一步提高回采效率,降低工人成本支出,陈四楼矿21015工作面超前巷道采用主动支护进行围岩变形控制,通过对回采前后超前巷道围岩应力场及位移场进行计算,分析围岩变形破坏规律、不同回采程度下巷道围岩变形情况、不同工作面长度条件下巷道围岩变形规律,探明影响超前巷道围岩变形影响因素。研究表明,回采次数的增加导致超前支承压力由218 MPa增大至406 MPa,工作面前方应力增大区为27~32 m。其中,顶板位移量增大300 mm左右,两帮增大175 mm左右,随着回采推进,端部处巷道顶板位移呈现增大变化,距端部前方10 m处,4次回采顶板位移分别为699、874、869、827 mm,在端部前方15 m左右处,顶板位移基本恢复至未回采阶段,且工作面长度对水平位移影响较大,采用松动圈支护理论对超前巷道进行锚杆（索）参数计算,提出4种支护方案,并运用FLAC3D模拟不同方案下支护效果,最后通过工业性试验检验测得最佳方案有效地控制了围岩变形。     

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.