辛置矿2-559采面复合顶板巷道围岩控制技术

为保障辛置煤矿2-559工作面运输顺槽围岩的稳定,基于巷道复合顶板的具体特征,采用FLAC3D数值模拟软件进行锚索支护参数的分析,根据模拟结果确定锚索长度为6.2 m,预紧力为250 kN。进一步结合巷道具体特征,进行锚网索支护方案的设计,并在支护方案实施后进行顶板钻孔窥视和巷道表面位移监测。结果表明:支护方案实施后,顶板仅浅部1.0 m内岩层出现裂隙与离层现象,深部岩层处于稳定状态,掘进期间巷道表面位移较小,保障了巷道围岩的稳定。     

大红山铁矿二道河矿段225 m回风平巷钢拱架超前管棚锚杆支护工艺

大红山铁矿二道河矿段225 m回风平巷掘进支护工程在3 a多时间内前后作出了3次支护施工方案变更,由于地质条件的特殊性以及前2次支护方案的缺陷,给施工带来较大安全风险。为了保证该段掘进支护工程安全顺利通过,对比分析前2次的支护方案,确定了采用钢拱架超前管棚锚杆支护。根据围岩与支护共同作用原理和现场实际巷道支护的难易程度,调整了各项支护参数,做到了从掘进后的混泥土浇筑或槽钢支架被动消极支护到掘进前的拱架超前管棚锚杆支护主动积极支护的转变,有效控制了围岩变形。该支护工艺实施后,保证了巷道掘进施工安全,加快了施工进度,顺利地通过了破碎断层带。此支护工艺可供同类工程施工作为参考。     

辛置煤矿10-428B采面瓦斯与煤尘治理实践

为解决辛置煤矿东四采区10?428B采面煤尘污染与瓦斯富集的问题,从本矿煤层地质条件、瓦斯赋存形态出发,介绍了自由水对煤层强度影响和瓦斯消沉原理.通过采面注水,达到了解决瓦斯超限和改善井下作业环境的目的.     

软弱破碎围岩巷道返修支护技术研究与实践

 本文通过对软弱破碎围岩巷道破坏机理的分析,从巷道破坏的薄弱环节入手,研究采用高强度型钢结合喷注浆支护技术进行软弱破碎围岩巷道的返修,同时对巷道底板采取有效的卸压措施,经实际应用,取得了令人满意的效果。     

松散破碎围岩变形控制与支护优化分析

针对松散破碎巷道变形大、支护困难等特点,结合江西中林矿井的具体情况,研究了松散破碎围岩的变形机理和支护方式。分析了锚注、U型钢可缩性支架、锚杆、锚喷4种基本支护方式的作用机理,提出了针对松散破碎围岩的锚索网注主动支护加U型钢联合支护方案和技术措施。实践表明:为维持松散破碎围岩的稳定性,首先必须优化和改善围岩的力学性能和受力状态,将原有被动让压支护改为主动支护,然后综合利用多种支护方式对松散破碎围岩巷道进行加强支护,才能改变松散破碎围岩巷道频繁失稳和经常返修的状态。     

高应力破碎围岩支护—注浆协同控制技术研究与应用

为解决高应力环境下松软破碎围岩巷道掘进和维护期间变形大、矿压显现强烈的问题,以王坡煤矿3211孤岛面回采巷道为研究背景,对巷道现场地质力学参数和围岩变形状况进行现场调研,分析了该区域巷道变形破坏的原因,结合现场围岩状况提出“长短全锚索支护+深浅孔注浆”的协同控制技术,并在3211回顺绕道延伸段进行工业性试验。在现场进行工业性试验后,对注浆加固后的巷道围岩进行钻孔窥视和持续围岩监测。结果表明,采用长、短锚索分层联合支护可有效控制该区域围岩变形,采用的深浅孔注浆加固能使浆液充分填补裂隙形成稳定结构,有效改善围岩的完整性;协同控制后围岩的移近量较注浆前减小79%,提高了巷道围岩的稳定性。     

辛置煤矿10-430运输巷支护方案优化研究与应用

辛置煤矿10-430运输巷掘进早期巷道变形破坏明显,通过现场勘测调研、实验室物理力学试验、理论分析计算等方法,分析巷道围岩失稳破坏的原因,优化设计锚杆的预紧力为40kN,锚索的预紧力为125kN,并适当地增加锚杆锚索的支护密度。现场应用表明,巷道的变形量和变形速度得到有效控制。     

液冲锚杆在采面回采中控制破碎煤岩体的成功应用实践

在煤矿生产中,松软破碎围岩体对正常回采影响很大,通过应用液冲锚杆稳定煤岩体技术来保证正常生产及安全。该液冲锚杆可应用于回采控制采面破碎煤体,也可应用于掘开巷道过地质构造带或松软破碎带时巷道的加固和维护,在煤矿生产中具有较好的使用价值,值得推广和应用。     

辛置煤矿10-425工作面断层破碎带综合防水技术实践

为有效防止10-425工作面回采期间断层破碎带区域出现突水事故,通过对工作面断层破碎带区域地质情况的具体分析,确定采用"迎水墙+注浆隔水体+背水墙"的综合防水方案,并对方案进行具体设计。结果表明:该方案实施后断层区域最大涌水量仅为18m~3/h,工作面在回采过程中未出现突水、下沉及异常涌水现象,实现了10-425工作面安全顺利回采。     

大采高过联巷空顶-煤柱-支架耦合承载与控制分析

大采高工作面过空巷覆岩运动复杂,空巷极易变形失稳,严重影响工作面推进速度。通过对大采高工作面过空巷围岩变形破坏特征及失稳原因分析,探讨工作面过空巷顶板稳定性影响因素,建立大采高工作面过联巷空顶-煤柱-支架耦合承载力学模型,确定大采高工作面过联巷煤基充填体强度、变形与最佳水灰比,提出大采高工作面过联巷空巷围岩控制技术,并进行现场工业性试验。结果表明：工作面过空巷表现为顶板大面积下沉、两帮垂直劈裂脱落,采动应力、浅埋薄基岩切落、支护作用失效与棚架非均匀受力是空巷失稳的主要原因;工作面过空巷顶板稳定性与空巷支护阻力、煤柱承载载荷及支架载荷密切相关,煤柱承载能力与煤柱宽度呈线性关系,确定空巷顶板最小支护强度为3.346 9 MPa。随着膏浆体(15%水泥)水灰比增加,膏浆体流动度、析水率、初终凝时间呈增加的趋势;单轴抗压强度与峰值应变整体表现为减小的趋势,且线性特征明显。水灰比0.6(10 d)为最佳膏浆体,单轴抗压强度为1.10 MPa,峰值应变为1.088%。随着时间增加,膏浆体强度在30 d达到3.7 MPa,提前充填有利于空巷稳定。采用空巷挑顶扩巷-锚索补强与膏浆体柔性充填技术方案后,...