七一新发煤业1003工作面支护参数优化设计

针对七一新发煤业1003工作面围岩具体的地质情况与工作面围岩所处不利条件进行了分析,确定了在不同情况下的巷道支护形式和参数。在工作面内布置了2个测站,2个测站之间间距为80 m,测站观测的频率为2 d一次,观测时间50 d。监测结果为在矿压观测40 d以后,巷道顶底板及两帮的变形速度逐渐趋于稳定,顶底板的位移变形量控制在220 mm内,两帮位移变形量控制在180 mm以内。表明此支护设计优化方案对控制工作面顺槽巷道围岩的变形是有效果的,对于相同条件下的巷道围岩控制也起到了参考作用,并获得了良好技术和经济的效益。     

采区集中轨道巷围岩支护技术研究

为了解决山西焦煤西山煤电官地煤矿正前中六采区集中轨道巷围岩变形严重问题,确定合理的支护体系,对山西焦煤西山煤电官地煤矿正前中六采区围岩具体的地质情况进行了分析,确定了在不同情况下的巷道支护形式和参数。在巷道内每70 m设1处测站。现场监测结果表明:矿压观测的前9 d范围内巷道变形增加的速度比较快,随着观测时间的增加,巷道表面的变形速度逐渐减小;在矿压观测的10～21 d时间内,巷道变形趋于稳定。最后在监测的第42 d开始逐步趋于稳定,巷道最终两帮移近量约为80 mm,顶底板移近量约为115 mm。说明此支护方案效果良好,能够有效控制围岩变形。     

永兴矿深部巷道围岩变形特征实测分析

深部巷道与浅部巷道围岩变形规律和特征具有较大差异。为分析深部巷道围岩变形特征,以永兴矿二水平-960 m水平,埋深约1 000 m的巷道为例,采用实测分析的方法进行研究。分析实测数据得到:围岩的两帮位移量、顶板位移量和底板位移量大约都是在80～85 d后稳定,位移量都稳定时大约在85～105 mm;围岩的位移速度大约在85～105 d后趋于稳定,围岩的位移速度稳定后都降低到0.2 mm/d以下;锚杆和锚索的受力大约在90～100 d后趋于稳定,锚杆受到的载荷大约为13.5 t,锚索受到的载荷约20 t。可以得出永兴矿深部巷道围岩变形大约在掘支后的100 d内围岩位移量、围岩变形速度和围岩应力都趋于稳定。     

屯兰矿软岩巷道锚网索联合支护技术研究

屯兰煤矿12501工作面运输巷道为软岩巷道,为解决巷道变形量大的支护难题,依据巷道地质条件及巷道布置情况,考虑软岩巷道围岩变形的特殊性,提出了锚网索联合支护方案,运用FLAC3D数值软件对该方案进行了模拟分析,并对试验段巷道进行了矿压观测。研究结果表明,采用锚网索联合支护的12501工作面运输巷道顶底板最大位移量为31mm,两帮最大位移量为43mm,巷道稳定后顶底板及两帮移近速度均低于0.5mm/d,巷道顶板位移主要发生在浅部,2.5m以外的围岩位移很小,证明锚网索联合支护可以有效控制软岩巷道围岩变形,保持巷道围岩稳定。     

综采工作面回采巷道围岩破裂变形规律实测研究

为了研究综采工作面回采巷道围岩变形规律,为回采巷道的保护提供合理依据,以东欢坨矿2088_下工作面为工程背景,运用现场实测方法,通过钻孔电视探测分析2088_下回风巷道围岩破裂情况及对巷道进行位移监测并分析变形规律。结果表明:巷道顶板下位岩层中均存在较为严重的破裂区,破裂区范围约为2.0 m左右,2088_下工作面所在的8~#煤层巷道围岩属于中松动圈和大松动圈范围;未受采动影响区域内顶底板、两帮最大移近量仅为84、34 mm;超前影响范围约为90 m,顶底板、两帮最大移近量达到了1 280、1 869 mm,由此可见,在工作面回采扰动作用下巷道变形情况较为严重;回采工作面推进距离从测点前80 m至0 m过程中,顶底板、两帮移近量分别增大至243、206 mm,移近速度分别增大至19.1 mm/d和14.7 mm/d,均产生明显增长,说明回采工作面距测点越近,巷道受采动影响越大;在对回采巷道进行保护时,要求巷道支架支护必须考虑能够有效支护该范围内岩层重量以及上覆岩层作用力。     

回采巷道支护技术实践

针对常蒋煤矿3102工作面回采巷道地质条件确定了支护形式和参数,在3102工作面顺槽开口往里90、160 m处设置了两个测量站,用十字布点法进行测量,分别对工作面两帮位移量和巷道顶底板位移量进行监测。监测结果表明:工作面顶底板移近量比巷道两帮移近量小,巷道围岩变形量在一个月内趋于稳定,围岩变形得到有效控制,可以满足工作面安全回采的要求,取得了良好的技术经济效益。     

综采工作面沿空留巷矿压显现规律研究

为了分析综采工作面沿空留巷矿压显现规律,为沿空留巷巷道围岩控制提供参考,以祥升煤业6201工作面沿空留巷为背景,在沿空留巷巷道内布置多个矿压测站,收集矿压数据进行分析。矿压观测结果表明沿空留巷巷道在工作面回采动压影响下,需经历剧烈变形阶段到逐步稳定,最后达到最终平衡,巷道顶底板最大移近量291mm,两帮最大收敛量为324mm。     

综采工作面运输巷矿压观测及其稳定性评价

针对火铺矿21126综采工作面运输巷道在原支护方式下围岩位移变形量大、维护成本高等问题,基于普氏自然平衡拱理论对支护参数进行了校核计算,并对支护结构进行了对比优化设计。在21126综采工作面回采期间,采用数字式压力计、顶板离层仪和围岩表面位移十字观测法分别对工作面运输巷的矿压显现进行了观测,支承压力峰值时的应力集中系数约为1.23,巷道围岩表面的顶底板最大位移量分别约为135 mm和102 mm,优化后的支护方案能够有效控制巷道应力集中和位移变形,支护后的运输巷总体稳定。     

不等长工作面覆岩活动及回采巷道采动影响变形规律

受断层影响,冀中能源股份有限公司邢东矿2225工作面沿推进方向斜长依次为50 m、80 m和126 m 3段。为研究不等长工作面覆岩活动规律和回采巷道采动影响变形规律,在工作面顶底板、巷道围岩中布置监测仪器,监测工作面生产过程中的顶板岩层位移、底板破坏深度以及巷道围岩表面位移。结果表明：随着工作面的推进,顶底板岩层移动和巷道变形逐渐增大;在工作面距一号测站-32~-42.8 m时测点底板岩层位移斜率达到4 mm/m,底板最大破坏深度超过45 m;当工作面推进至距三号测站40.1 m处时,顶底板相对位移为0.45 m左右,巷道两帮相对位移约0.5 m,位移相对速率达到20 mm/d。随工作面长度增加,工作面前方底板岩层扰动距离和底板岩层变形量明显增加;二号测点工作面长度为126 m,底板前方扰动距离约为40.5 m,该测点底板岩层位移已达300 mm左右;而一号测点工作面长度为50 m,前方扰动距离约为92.8 m,底板岩层位移最终只有90 mm。     

门克庆矿深部巷道围岩表面位移变化规律

深部巷道矿压显现明显,为研究巷道围岩表面变形规律,在门克庆矿1#回风巷布置观测点观测巷道围岩表面位移,分析巷道围岩移动与支护参数之间的关系,获得各观测点的变形发生时间、两帮的变形量和顶底板的变形量。     

推进速度对回采巷道稳定性的影响

针对母杜柴登煤矿1202综采工作面运用力学分析、数值模拟对不同回采速度下工作面前方垂直应力、回采巷道垂直应力的分布规律及回采巷道围岩变形特征进行研究。研究表明:回采速度较快时,工作面前方煤体内支承应力相对较大、影响范围相对小,并提出了优化支护的理念。现场矿压观测表明,推进为速度1.6 m/d时顺槽顶底板、两帮变形量约为8 m/d时的2倍。研究认为适当加大工作面回采速度,可以提高回采巷道稳定性、降低围岩变形量。     

高应力破碎围岩巷道注浆加固技术

基于孙疃煤矿南翼轨道大巷围岩破碎、应力高、巷道变形量大等典型的工程地质条件,分析了破碎围岩注浆加固的机理和作用,模拟研究了不同注浆深度时巷道围岩变形的演化规律,确定了围岩注浆加固深度,提出浅、深孔分步注浆加固法,并开展工业性试验。矿压观测结果表明:巷道顶底板变形量约为175 mm,两帮变形量约为120 mm,有效地控制了巷道围岩变形。     

煤峪口矿极近距离下位煤层回采巷道支护技术研究

同煤集团煤峪口矿14号煤层为近距离煤层开采,由于上层工作面采动对底板岩层的破坏导致14号煤层回采巷道支护困难,通过理论分析、矿压监测及理论计算等方法研究表明:11-12号合并煤层8710工作面回采对底板岩层损伤破坏的深度为26.5 m。根据81012运输巷围岩的特点提出强帮减跨稳顶的支护原理,设计采用锚架棚、桁架联合支护方式,现场应用后围岩位移监测结果表明:81012运输巷掘进期间,两帮移近量最大为22 mm,顶底板移近量最大为27 mm;工作面回采期间,两帮移近量最大约为350 mm,顶底板移近量最大为415 mm;巷道围岩变形有效的控制在合理的范围内,取得良好的支护效果。     

深部大断面高动压巷道支护技术研究

针对干河矿1-209A工作面邻空高动压巷道掘进速度慢、支护成本高和围岩控制困难等问题,结合邻近工作面巷道矿压显现情况和围岩地质力学测试结果,提出采用高预应力树脂加长锚固锚网索联合支护系统。现场实测结果表明:支护后1-209A2巷工作面两帮和顶底板位移量最大值分别为118.15 mm和196.41 mm,巷道围岩控制效果显著。     

松软破碎巷道围岩注浆加固支护技术

为了解决万杰矿轨道巷围岩松软破碎变形量大的难题,决定采用中空注浆锚杆+锚索联合支护的方式对围岩进行控制。通过对试验段巷道的矿压观测,顶底板最大移近量为29mm,两帮最大移近量为25mm,巷道变形量符合安全使用要求。     

小煤柱沿空掘巷注浆支护技术研究

为控制小煤柱沿空掘巷巷道围岩变形,保证巷道的安全使用,对30407工作面轨道顺槽实施注浆加固,并对注浆材料、钻孔设计、工艺流程进行了详细分析。矿压观测结果表明:注浆段巷道顶底板最大变形速率为0.13 mm/d,未注浆段顶底板最小和最大变形速率分别为0.21、0.43 mm/d,注浆段巷道的顶底板和两帮的下沉速率小于未注浆段。     

曹村矿近距离煤层群下位煤层巷道布置分析

 本文结合曹村矿近距离煤层群具体地质条件,实测下位煤巷分别为内错、重叠、外错三种布置方式的巷道变形规律,研究表明,巷道内错布置时围岩变形量比重叠和外错布置时小,且随内错距离增大围岩变形量减小,内错5m布置时,顶底板移近量174.5 mm,两帮移近量142.6 mm,当内错距离增大到10m时,顶底板移近量142 mm,两帮移近量132 mm。当巷道内错3~6 m布置时,巷道围岩变形量较小,顶底板移近量181-167 mm,两帮移近量148-140 mm,综合考虑回采率等因素,认为下位煤层巷道内错3~6m较为合理。     

采空区下破碎围岩巷道施工及控制技术

常村煤矿21区东辅助轨道斜巷位于21区煤柱工作面采空区下,采用传统锚网架工字钢梯形棚支护难以有效控制巷道围岩,巷道围岩收缩率达40%以上,不能满足轨道和人员运输要求。通过分析巷道围岩变形和受力状况,21区东辅助轨道斜巷采用锚网喷注架36U拱形支架支护控制技术控制巷道围岩,经过矿压观测,40 d后巷道围岩趋于稳定,顶板及两帮最大变形量分别为50 mm及120 mm,巷道围岩变形得到了有效控制。     

夏店矿31采区猴车巷围岩加固技术研究

针对夏店矿31采区猴车巷围岩具体的地质情况,分析了采区猴车巷变形破坏的原因,在分析巷道变形破坏原因的基础上,对猴车巷加固形式和加固参数进行了优化和设计。为验证新方案的加固效果,在巷道内选取有代表性的围岩设置了两个测站,两个测站的间距为85 m,用十字布点法分别对工作面两帮位移量和巷道顶板位移量进行监测。监测结果表明,巷道顶底板的位移量控制在70 mm左右以内,两帮位移量控制在95 mm左右以内,新的加固方案对控制猴车巷道围岩变形效果显著,获得了良好技术和经济的效益。     

破碎顶板回采巷道围岩控制技术研究

为确定工作面合理的支护体系,在围岩力学参数测试及数值模拟的基础上,确定巷道锚杆支护的间排距为1.2m,通过进行矿压观测:回采期间巷道两帮最大移近量为38mm,顶底板最大移近量为19mm,巷道锚杆预紧力都在40kN左右,受巷道掘进动压影响后锚杆受力逐渐增大,表明:支护体系有效控制了围岩的稳定,起到了预期的支护效果。