常村矿厚煤层巷道底鼓控制技术应用

为解决常村矿厚煤层2206运输平巷底鼓问题:首先,对巷道进行底鼓变形分析,计算得出底板破坏深度为1.55 m,确定底鼓类型为中部局部鼓起,求解出底鼓量为525 mm;其次,对巷道底鼓采取整体控制原则,为选择合理的支护方案,采用数值模拟方法对比3种支护方案,确定了"原支护加强方案+底脚锚杆+注浆加固"支护方案。经现场观测,巷道底鼓量最大值为120 mm,顶板下沉量为75 mm,两帮内移量为94 mm,整体而言,巷道底鼓控制效果明显,整体支护效果良好。     

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。     

坚硬顶板工作面回采巷道底鼓诱因分析及控制技术

为了解决坚硬顶板工作面回风平巷回采期间巷道底鼓严重问题,通过现场观测、数值模拟及工业性实验,确定了造成底鼓的主要原因是:巷道回采期间受工作面动压影响、两帮支护强度低及底板岩性差。针对该回采巷道特点,提出了采用"顶板超前预裂爆破+两帮锚杆补强+安装底角锚杆"的底鼓控制方案,并进行了工业性试验。工程实践表明:巷道最大底鼓量为258 mm,最大底鼓速率为12.3 mm/d,变形速率及底鼓量在巷道正常使用允许范围之内,动压影响期间巷道底鼓得到有效控制。该控制技术的应用可为地质条件类似的巷道底鼓控制提供一定技术借鉴。     

伏岩煤业回采巷道底板破坏机理及支护技术研究

伏岩煤业3108工作面回采期间其运输巷出现严重底鼓变形,消耗大量的时间和人力物力进行巷道的维修,为了避免在3109工作面回采期间出现类似问题,通过理论分析、工程类比及数值模拟等方法研究得知,巷道底鼓的原因为支护强度不足和未采取底板控制措施,据此设计采用"锚网索+底板锚杆"对3109运输巷进行支护,现场应用及矿压观测表明,3109工作面回采时其运输巷顶板及两帮位移量很小,底板最大底鼓量为200 mm,最大变形速率为24.5 mm/d,有效避免了底板的过分底鼓,取得了很好的支护效果。     

大断面薄层状顶板回采巷道支护技术

针对曙光煤矿回采巷道薄层状顶板易离层、冒落,两帮收敛严重,底鼓量大,大断面巷道变形破坏严重的现象,根据组合梁理论,采用离散元数值模拟分析了该巷道顶板冒落机理,依据机理需增加巷道支护的护顶面积及加强整体性稳定性,顶板采用300 mm×300 mm×28 mm钢托盘及12号槽钢配合锚网索联合支护,两帮分别采用W钢托板及钢带配合2 000 mm长锚杆支护。观测结果表明支护效果显著,大断面巷道顶底板累计移近量及两帮收敛量分别为179和132 mm,比原有巷道变形减少20%以上。     

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。     

某矿高应力强流变软岩巷道失稳破坏机理及控制技术

高应力、低强度是引起软岩巷道产生塑性大变形的主要原因之一。通过分析某矿皮带下山变形破坏特征及围岩力学状态,总结了其变形失稳原因;基于耦合支护理论,在原支护方案的基础上,提出了全断面高强锚杆+长锚索+控底混凝土层耦合支护(方案1)和长短多级锚索+高强锚杆+柔性让压充填层+U型钢联合支护(方案2)2种优化方案,采用FLAC^3D模拟了2种优化方案的支护效果,确定方案2作为最佳支护方案;工业性试验表明,采用该方案后,巷道顶板最大下沉量、底鼓量及两帮最大移近量分别为37.8 mm、97.8 mm和105.3 mm,基本控制了围岩有害变形。     

深部软岩煤巷底鼓控制技术

为解决胡家河煤矿井底水仓底鼓变形严重的问题,通过室内物理相似材料模拟试验,得出了围岩应力高、底板岩性差以及底板未采取支护是导致巷道底鼓严重的因素。基于塑性圈理论及提高底板强度和整体支护结构体稳定性角度出发,采用锚网喷砌碹＋反底拱＋底锚杆＋钢筋网综合支护技术控制巷道底鼓变形。巷道表面位移观测结果表明：采用该综合支护技术后,巷道两帮累计移近量不超过10 mm,顶底累计移近量不超过12 mm,有效地解决了井底水仓的底鼓问题     

高预应力支护在寺河矿西二盘区大断面顺槽巷道中的应用

针对寺河矿西二盘区巷道在掘进过程中围岩十分破碎、巷道变形严重、顶板和两帮位移较大、底鼓剧烈的问题,运用数值模拟软件,分析不同支护方案时预应力扩散情况和巷道掘进时期围岩变形破坏情况,并对支护效果进行观测研究分析。研究得出W23013顶板布置6根锚杆最为合适,压应力叠加区域非常明显,巷道顶板下沉量为86 mm,降低了69%,两帮煤体相对移近量为165 mm,降低了57%;锚杆直径为22 mm时,沿着锚杆长度方向围岩受力更为均匀。     

深井准备巷道底鼓成因及其防治对策

针对陶二矿深部巷道底鼓问题,基于巷道围岩变形破坏机理,通过对巷道底鼓影响因素的理论分析,得出围岩性质、水、采深、地质构造和支护形式是导致底鼓的主要因素,提出采用注浆锚杆和注浆锚索分别控制浅部和深部围岩,使底板岩层形成承载梁,提高岩层的黏聚力和内摩擦角,增强底板整体稳定性。并在南采区轨道上山进行了支护试验,结果表明：顶底板移近量小于300 mm,底鼓量约占顶底板移近量的70%,比原支护减小80%;同时,巷道两帮的变形也得到有效的控制。     

综放工作面回风巷底鼓机理与治理技术

为了有效解决常村矿回采巷道底鼓问题,通过分析巷道围岩变形机理及破坏特征,提出了钻孔卸压和钻孔卸压+混凝土反拱+底板锚杆联合支护2种优化方案。现采用FLAC3D软件进行数值模拟,并分析比较了模拟塑性区、位移场的变化情况,对2种优化方案的支护效果进行验证。现场实测数据表明:在采用钻孔卸压+混凝土反拱+底板锚杆联合支护方案后,最大底鼓量为146 mm,仅为原有最大底鼓量的23%,因此达到了控制围岩变形和治理巷道底鼓的效果。     

反悬拱锚注支护在软岩巷道底鼓整修中应用

针对陶二矿南采区轨道上山底鼓严重的问题,基于巷道围岩变形破坏机理,结合该矿井地质条件及支护条件,分析得出了地应力大、岩层扩容变形、巷道两帮移近挤压是导致该巷道底鼓的主要原因,提出采用注浆锚杆和注浆锚索所构成的反向悬吊组合拱对巷道底板进行加固,并在南采区轨道上山进行了支护试验。结果表明：整修后巷道底鼓量小于200 mm、变形速率降至1.7mm/d,满足生产使用要求,反悬拱锚注支护技术可以有效地控制巷道底鼓。     

李雅庄矿深部松散煤层巷道支护技术研究

李雅庄矿2-6081巷道属于深部松散煤层巷道,支护困难。在该巷内进行了地应力测试,分析了巷道变形特征,提出了"强护表、快支护、高预紧力"的支护技术,采用新材料支护并进行井下试验,结果表明:地应力以垂直应力为主,属于中等应力区;巷道变形特征为帮部移近速度快、变形持续时间长、变形量大,两帮移近促进底鼓,导致底鼓严重;新支护在巷道浅部围岩形成强度较高的预应力承载结构,巷帮锚杆受力较小,两帮移近量在200 mm以内,支护效果显著。     

深部高应力回采巷道变形破坏机理与控制技术

针对深部高应力回采巷道变形破坏严重与难控制的问题,以任家庄煤矿210504工作面回风巷为工程背景,研究了其变形机理和稳定性控制技术。对该工作面运输巷的变形破坏代表性地段进行了现场调查,发现该巷为典型的深部高应力回采巷道,变形破坏特征为强烈底鼓、两帮严重内挤、顶板整体下沉;采用数值模拟的方法研究了巷道围岩的变形破坏机理,认为该巷的变形破坏是由低预紧力锚杆支护体系不能控制深部高应力巷道围岩所导致;对210504工作面回风巷提出了“锚杆+锚索+W钢带+锚网”的综合支护方式。工程实践表明,巷道底鼓量为220 mm左右,两帮移近量262 mm左右,分别比原支护方案降低59.1%和40.2%左右,巷道围岩保持稳定。该研究成果可为该矿或同类矿井的稳定性控制提供借鉴。     

厚煤层大断面煤层大巷围岩控制试验研究

针对软弱围岩条件下厚煤层大断面煤层大巷大变形、难支护的问题,以枣泉煤矿13采区辅运大巷为研究背景,分析了厚煤层大断面煤层大巷支护对策,给出了大巷围岩控制方案。现场应用表明,巷道两帮移近量最大为244.2 mm,顶板下沉量最大为181.8 mm,底鼓量最大为144.5 mm,巷道变形均在合理范围内;从锚杆、锚索受力监测分析,锚杆、锚索受力最大值分别为99.1、256.6 kN,说明锚杆、锚索充分发挥支护作用,且均未达到支护体的屈服强度。监测结果充分表明,"锚固承载结构+应力释放空间+高强钢棚支护"的多级支护方法较好的控制了厚煤层大断面煤层大巷的有害变形,保证了巷道的安全稳定。     

深部开采全煤硐室围岩变形机理及底鼓控制技术

为解决深部开采全煤硐室支护困难的问题,根据胡家河煤矿特厚煤层物理力学特征,采用理论分析、数值模拟和现场观测方法研究了深部全煤硐室围岩力学特征及变形破坏机理,提出了锚网喷砌碹、底部超挖反拱钢筋网梁、底锚杆综合支护技术.现场观测结果表明:井底车场水仓硐室所测各断面顶底板累计移近量最大值为20 mm,移近速度为1.2 ～2.0 mm/d,两帮累计移近量最大值为36mm,移近速度为2.0mm/d.通过增强顶板、两帮支护强度和反拱控底可以提高底板承载能力和支护结构的整体性,有效控制了深部矿井软弱底板全煤硐室剧烈底鼓.     

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。     

采空区下巷道围岩应力场特征及其控制研究

针对采空区下巷道变形大，难以控制问题，采用FLAC数值模拟方法分析了采空区下部巷道围岩应力场分布规律和变形破坏特征，发现巷道两帮变形量较小，顶板下沉量较大，顶板接近上覆煤层处破坏明显，提出了强化顶板锚杆控制的方案。矿压监测分析结果表明：盘区巷道在回采期间顶板下沉量最大为53 mm，底鼓量最大为202 mm，两帮移近量最大为255 mm，锚杆受力整体变化比较小，巷道整体保持了良好的稳定性。     

大跨度沿空回采巷道底鼓防治技术研究

针对大跨度沿空回采巷道发生的非对称性底鼓现象,以赵固二矿11131工作面下顺槽为背景,建立力学模型,并分析底鼓机理,认为巷道两帮受集中应力的差异是造成非对称性底鼓的主导因素。采用底角锚杆联合底板注浆支护和底板全锚杆支护两种方案控制底鼓,结果表明:方案一使底鼓量降低约70%,方案二使底鼓量降低约55%,且都能使非对称性底鼓造成的底板倾斜角度从最大6°减小为最大2°,有效控制了非对称性底鼓的发生,确保了大跨度沿空回采巷道的底板稳定。