复合顶板稳定性分析及支护参数设计

为了研究复合顶板下沉量大、支护失效等矿压现象,总结了不同围岩条件下复合顶板的破坏形式,以临汾恒昇煤业9102工作面回采巷道为研究对象,采用顶板离层监测、钻孔窥视、数值模拟等方法,揭示现场复合顶板巷道失稳机理。研究分析及数值模拟结果表明,锚杆支护下在顶板浅层形成的"锚固梁"要满足强度要求;锚索支护下,将"锚固梁"与深部岩层组合,使顶板满足位移要求,从而达到控制巷道稳定性的目的。改进的支护方案顶板最大拉应力和剪应力分别减少了55%和33%,"锚固梁"垂直方向应力是原支护方案的4倍,顶底板和两帮的位移量均小于100 mm,满足现场安全回采要求。基于锚杆、锚索耦合支护模型为复合顶板巷道支护提供了分析方法,为同类巷道支护设计参数的选择提供了借鉴。     

大南湖一矿“三软”煤层回采巷道围岩破坏规律研究

为掌握"三软"煤层回采巷道在工作面回采过程中的破坏规律,采用巷道表面位移监测、松动圈测试技术和钻孔窥视技术,分析了巷道围岩破坏的表面位移特征,以及巷道破坏的松动圈范围及围岩深部破坏特征。分析结果表明,采动影响下1305回采工作面回风巷巷道破坏呈整体破坏型,巷道顶底板移近量在500～1000mm之间;两帮移近量在0～400mm范围内;巷道顶板及两帮松动圈范围在2600mm以内;在1.5～2.4m范围内顶板存在离层,在4～10m范围内,孔壁相对光滑完整。分析结果为矿井回采巷道支护参数的优化提供了一定的依据。     

高应力强动压煤巷“卸压-耦合”支护技术研究

针对五阳矿7609运输巷变形大、顶板岩层破裂范围广、局部支护构件失效的工程难题,通过分析顶板钻孔窥视结果,确定了顶板破裂程度及破裂范围;在原支护条件下,采用FLAC~(3D)软件分析了不同动压系数下围岩塑性区、位移场的变化情况,总结了该巷道失稳破坏机理,确定了引起巷道围岩产生塑性大变形的临界动压系数为2.0,并提出了"卸压-耦合"支护技术,优化了原支护参数;工业性试验表明,采用该支护技术后,巷道顶板最大下沉量、底鼓量及两帮最大移近量分别为30、13.7、25.6 mm,锚固区内、外的最大离层量分别为3.5 mm和20.6 mm,基本控制了围岩有害变形。     

特厚煤层回采巷道支护设计与矿压观测研究

采用工程类比、理论计算和数值模拟等方法对煤矿井下巷道锚网梁索支护参数进行了合理选取,并在1307工作面机巷实施,采取顶板钻孔窥视、巷道表面位移、顶板离层和锚杆受力等矿压监测手段,监测巷道围岩变形与破坏情况,对支护的安全可靠性进行评价,降低了巷道支护风险,为同类矿井支护参数选取与矿压观测研究提供了依据。     

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。     

层次注浆工艺在切顶留巷围岩加固工程的应用

针对沿空切顶卸压留巷巷道受断层影响大变形、无法进行常规支护等问题,对巷道表面位移、顶板离层进行监测,得到巷道围岩破碎后变形规律和围岩结构情况|并根据工程需求研发一种以新型无机注浆材料和注浆工艺为核心的层次注浆技术,对留巷巷道进行注浆加固治理。工程实践结果表明：经过层次注浆加固后,围岩变形得到快速控制,顶板下沉量控制在25mm之内,顶板离层量仅为2mm左右|顶板淋水问题得到解决,围岩裂隙得到有效充填加固,留巷巷道变形进入稳定阶段,能够满足后期使用要求。     

汾源煤业5-1021巷过断层支护技术研究

汾源煤业5-1021巷在掘进中将通过断层,为保障巷道的顺利掘进,分析了断层对巷道掘进的影响,提出过断层支护方案,并对巷道顶板离层、围岩表面变形等情况进行监测.结果表明:在断层处巷道顶板离层量最大,围岩表面变形量最大,但通过对巷道围岩进行支护后,这些参数都在可接受范围内,巷道围岩的稳定性得到了有效保障.     

下保护层开采上覆煤巷围岩破坏规律及控制技术

以寺河二号井和海天煤业作为试验矿井,采用顶板深基点、多点位移计以及钻孔电视对上覆巷道围岩移动破坏规律进行观测,并对新设计支护的巷道变形进行观测研究。研究数据表明上组煤巷道顶板发生离层变形,最大离层值为189 mm,顶板产生以低宽度、小角度为主裂隙;上覆巷道底板破坏较严重,最大破坏量为865 mm;随着下部工作面的推进,巷道底板破坏过程分为初始变形、剧烈变形、变形减弱3个阶段;新的支护方案下巷道表面位移、底板变形量较小,能够有效控制上覆围岩的变形,保证其正常使用。     

深部厚顶煤巷道高预应力锚索梁支护优化技术研究

赵楼煤矿3302轨道巷为埋藏千米的深井巷道,在原支护条件下顶板沉降量大,围岩变形严重。针对此,采用钻孔窥视仪及地质雷达探测了巷道围岩的破裂区域,并对松动破坏规律进行了分析。根据探测结果,提出了高预应力锚索梁支护优化方案,利用离散元数值软件UDEC对方案优化前后的围岩裂隙分布及锚杆(索)受力进行了分析。数值模拟及现场监测结果表明,提高锚杆(索)预紧力可有效地控制锚固区内顶板离层,增强顶板的完整性;高预应力锚索梁支护方案显著改善了巷道围岩控制效果。     

顶板破碎围岩巷道“锚护喷注”一体化支护技术研究

针对顶板破碎围岩巷道成型难,容易出现顶板镂空、离层及下沉等问题,对运输巷进行钻孔窥视,实测基本顶全破碎,顶板松动圈范围约5.0m;巷道变形破坏的主要因素为巷道围岩强度低、顶板破碎岩体范围大及不合理巷道支护参数;为改善巷道围岩结构,拟采用"锚护喷注"一体化支护技术,即超前注浆、巷道喷浆、加长锚索和滞后注浆相结合的围岩加固技术;通过数值模拟进行支护校验,结果表明改进后的支护方案,其巷道塑性区范围和变形量都显著减小,"锚护喷注"为一体的巷道围岩加固技术具有可行性;通过现场工业性试验,顶板和两帮的变形量及顶板离层量均较小,顶板破碎岩体得到了有效加固,围岩控制效果较好。     

斜沟煤矿迎采掘巷水力压裂切顶卸压技术研究

本文针对斜沟煤矿迎采掘巷围岩控制难题,采用水力压裂切顶卸压技术弱化回采工作面18104材料巷顶板,通过钻孔窥视检验得出钻孔内具有显著的竖向裂隙带,可实现工作面回采当中及时切断基本顶,进而保证迎采掘进巷道围岩的稳定性。     

糯东煤矿松软围岩巷道变形破坏研究

针对深部围岩巷道变形破坏的问题,以糯东煤矿北翼轨道巷道围岩为工程背景,采用钻孔窥视成像技术及现场监测相结合研究研究巷道围岩变形破坏特征。研究结果表明:北翼轨道巷道围岩变形量随时间的增加而增加;通过钻孔成像技术可知,北翼轨道帮部围岩在0~3.0 m处为围岩第一破裂化区域（破碎区）,但破碎程度依次减小;4.0 m处为岩层稳定区,局部仍出现离层或破裂现象,但围岩整体稳定;北翼轨道顶板围岩在0~5.0 m处为围岩第一破裂化区域,6.0 m为岩层稳定区。研究可为深部围岩巷道变形控制提供理论依据。     

深部巷道破碎围岩注浆加固技术研究

为有效解决岳城煤矿东轨大巷围岩变形严重、巷道底鼓等问题,提出了"深孔锚索+注浆加固"的深部条件下大巷注浆加固方案,通过现场围岩观测和钻孔窥视等方式,对加固效果进行了现场检验。结果表明:两帮和顶底板平均变形速度均为1 mm/d左右,孔壁在0~1.5 m范围内多处见浆,浆液扩散半径在4 m以上,扩散深度在4.4 m及以上,围岩塑性良好。     

中厚煤层综采工作面回采巷道支护方案优化研究应用

为保障8128工作面进风巷围岩的稳定,根据巷道原有支护方案下围岩变形情况,通过地应力测试和钻孔窥视结果,得出巷道围岩最大主应力为水平方向,顶板5.6~8 m岩层可作为持力层,采用数值模拟进行支护优选设计,并对支护效果进行监测。监测结果表明:巷道在优化支护下,顶底板和两帮移近量分别为296 mm和281 mm,保障了围岩的稳定。     

沿空留巷“卸压+柔模支护”控制技术的应用

沿空留巷的“卸压+柔模支护”技术可以对围岩进行双重主动控制,对硬～坚硬岩类顶板十分有效。大阳煤矿3306工作面运输顺槽基本顶以石英为主,在实践中发现,该技术有效地缩短了卸压后巷道所受到的扰动周期,降低了围岩应力,使顶底板及两帮的位移量得到有效控制：顶板最大变形量≤0.51 m,底板位移量≤0.62 m,煤帮位移量≤0.35 m。     

深井冲击地压回采巷道围岩变形破坏规律研究

为了掌握深埋坚硬特厚煤层冲击地压作用下的巷道围岩变形规律,为深部矿井深化冲击地压防治提供依据,采用理论分析、FLAC3D数值模拟及现场试验等综合手段,研究了胡家河煤矿回采期间受冲击地压影响的402102工作面回风巷围岩冲击变形破坏机制及破坏规律。研究结果表明：深部条件下回采扰动达到一定程度后,巷道围岩变形会急剧增长,距离工作面越近,变形变化趋势越大,顶板围岩受超前支护影响变形趋于平缓,最大围岩位移量达180mm|在距离工作面前方45～55m范围内,巷道围岩受采动影响剧烈,围岩变形明显,主要表现为顶板及煤柱侧围岩变形,且顶板围岩塑性区破坏深度达3m以上。     

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。     

基于“留巷+超前工作面倾向钻孔”的无煤柱煤与瓦斯共采技术研究

为了对某煤矿无煤柱煤与瓦斯共采技术进行研究,研究了“留巷+超前工作面倾向钻孔”技术,对某煤矿工作面及试验钻孔进行了布置设计,研究了留巷围岩控制参数、钻孔结构参数及布置参数,然后对留巷围岩控制效果和钻孔稳定性进行了监测和分析。研究得出:工作支撑压力影响区分为3个区域,围岩最大变形速度达到89 mm/d,顶底板最大变形速度达到136 mm/d,基本顶垮落变形区和直接顶垮落区,顶底板最大移近速度达到40 mm/d,围岩最大变形速度为22 mm/d。通过对钻孔稳定控制技术的应用,提高了钻孔稳定性,改善了瓦斯抽采钻孔抽采效率。研究为钻孔的合理布置提供了技术支持。     

采动巷道围岩非均匀变形特征及稳定性控制技术研究

受到原岩应力与采动应力叠加影响的巷道会产生非均匀变形,甚至发现顶板事故,采动巷道围岩稳定性控制是实现矿井安全高效开采的关键。针对长岭一号煤矿152106工作面轨道巷受到采动影响变形严重的问题,采用现场监测、数值模拟等研究方法,分析了采动巷道围岩变形特征及塑性区演化规律。结果表明：在采动影响下,巷道围岩变形呈非均匀特征,工作面前方巷道围岩变形量小于工作面后方,巷道煤柱侧变形量大于煤壁侧,顶板出现离层并且靠近煤柱侧底鼓量更大,局部可达400mm|工作面前方最大主应力、主应力比值、塑性区范围均小于工作面后方,塑性区呈椭圆形分布,巷道围岩位移量与塑性区范围具有一致性。据此提出了补强支护方案,即顶板补打锚索、煤柱对穿锚索及打设单体液压支柱,现场试验结果表明轨道巷煤柱帮变形减少了65%,巷道底鼓量260mm,工程应用效果较好。     

综放工作面二次动压巷道围岩变形破坏与控制技术研究

针对综放工作面二次动压巷道变形破坏严重的情况,以不连沟煤矿F6207辅运巷为研究背景,通过现场监测和数值模拟分析得出不连沟煤矿综放工作面二次动压巷道变形破坏与应力演化特征。提出"强帮控顶、高支护材料强度、高围岩控制刚度"的围岩控制技术理念,提出新掘二次动压巷道的支护方案。新支护技术现场应用后,锚杆索受力状态良好,围岩顶帮位移量相对原支护明显降低。