过逆断层掘进巷道合理支护方案确定

为确定店坪煤矿2003巷掘进过逆断层巷道的合理支护方案,文章通过理论分析、数值模拟、现场实测的方法,分析了巷道围岩变形的变形特征,最终提出了掘进巷道过逆断层期间巷道的锚网索合理支护方案,主要得到如下结论：1）掘进巷道过逆断层前后巷道围岩锚网索支护方案中,锚杆长度2.5 m,锚杆间排距600mm×600mm;锚索长度7 m,锚索间排距为1000 mm×1200 mm;2）巷道顶板的垂直变形和两帮的水平变形均呈现“中间大、两端小”的特征,其中最大顶板下沉量为100 mm,最大两帮移近量为29 mm;3）现场实测结果显示在巷道掘进21天后,巷道顶底板移近量和两帮移近量的增长变化不大,最终巷道顶底板移近量和两帮移近量分别维持在95mm和60mm左右。掘进巷道围岩变形得到有效控制,巷道支护效果良好。     

特厚煤层巷道快速掘进与支护技术应用

为保障2404皮带顺槽围岩稳定的基础上提升巷道的掘进速度,通过分析支护参数的选取原则,确定巷道采用高强高预应力的支护方案,并根据MB670掘锚一体机的特征,进行割煤支护工序和截割循环方式的设计;并采用数值模拟进行了掘进工艺中支护方式的优化,确定采用2个循环进尺不退机组的顶帮不成排支护方式。实际应用效果表明,巷道掘进采用调整后的掘锚工艺时巷道掘进循环周期减少35 min,最大月进尺508 m,掘进效率大幅提高;顶底板和两帮最大移近量分别为120 mm和69 mm,围岩变形稳定。     

放顶煤软岩巷道柔模混凝土沿空留巷技术研究

以霍尔辛赫矿3605放顶煤工作面为研究对象,针对放顶煤软岩巷道柔模混凝土沿空留巷应用技术采用理论技术、数值模拟、现场试验的方法进行研究。结果表明:柔模墙体支承压力峰值在工作面后方20～60 m,峰值在38～42 MPa.工作面后方45～55 m,顶底板移近量最大速率为21 mm/d,两帮移近量最大速率24 mm/d,确定是由基本顶发生二次破断形成新的应力峰值。顶底板最大移近量为252 mm,两帮最大移近量为195 mm,采用柔模支护、切顶卸压、高压喷射注浆加固底板技术有效控制了围岩变形。     

基于掘锚一体机的煤巷锚杆支护参数及施工工艺优化研究

在充分调查现场资料基础上,采用数值模拟、理论分析等手段,并结合MB670型掘锚一体化工作特点,对S6-8工作面轨道巷进行支护参数及施工优化,优化后顶底板移近量最大47mm,两帮移近量最大59mm,巷道变形较小、锚杆受力稳定,支护效果良好,掘进速度提高28%,每天循环进尺达18m以上,最高达22m,支护成本降低35%,有效缓解了矿井生产衔接紧张问题。     

大断面煤巷中空注浆锚索加固技术应用研究

辛置煤矿2-208运输巷掘进期间围岩出现明显的失稳变形现象,通过矿压监测、数值模拟及理论分析等方法,探究巷道围岩的破坏情况和机理,提出采用中空锚索注浆进行加强支护,确定合理的注浆压力为3～5MPa,设计锚网索+注浆支护技术的具体方案,应用期间进行围岩位移监测,结果表明,巷道掘进期间围岩最大位移量保持在100mm以下,工作面回采期间,顶底板最大移近量为378～519mm,两帮最大移近量为450～750mm,围岩整体稳定,巷道断面基本满足工作面生产要求。     

漳村矿掘锚分离巷道围岩变形特征分析及支护技术研究

为了掌握在传统掘锚分离工艺下巷道围岩的变形规律特征,结合漳村矿西下山回风巷的实际地质条件,对围岩受力、变形及破坏特征进行了数值分析,并对该巷道支护方式及参数进行了设计。结果表明,巷道掘进后变形最为剧烈的范围为掘进工作面后方10m范围内,10m范围外巷道变形逐渐趋缓;随着锚杆数量的增加,顶板下沉量减小,依据顶煤和顶板条件,掘进初期每排打4根锚杆,顶板基本均不会出现离层。     

矿山巷道矿压数值模拟推演及监测技术研究

为进一步掌握矿山窄矿柱沿空掘巷成巷技术,提高资源采出率。针对具体的生产地质条件,通过矿压监测、数值模拟等手段分析了窄矿柱巷道掘进、工作面推进和二次采动窄矿柱支承应力分布特征及影响。结果表明：1)巷道掘进期间,巷道前50 m压力较大,尤其是巷道两帮移近较为明显,两帮最大移近量约200 mm; 2)巷道掘进阶段、采动影响时期,回风顺槽与上运输顺槽之间留设5 m矿柱,形成较大的应力集中,矿柱内最大垂直应力为21.38 MPa,工作面前后方矿壁内的垂直应力约为30 MPa,应力集中系数约为3,影响范围约为84 m,矿柱最大垂直应力为41 MPa; 3)受二次采动影响,矿柱内的应力约为40 MPa,与一次采动相比变化不大,而应力峰值出现在工作面前方的三角区域,最大可达57.4 MPa,表明该区域是工作面回采期间的防治重点。矿压监测与数值模拟结果较为一致,进一步证明了研究结果的可靠性。     

东周窑煤矿8106工作面沿空掘巷围岩控制技术研究与应用

为保障5016巷沿空掘巷时围岩的稳定,通过FLAC3D数值模拟软件进行沿空掘巷窄煤柱合理宽度的分析,通过分析巷道掘进期间煤柱和围岩变形规律,确定合理煤柱宽度为6 m,根据巷道的地质条件,设计巷道采用锚网索支护方案,巷道顶板采用全锚索支护,煤柱帮采用锚杆支护,回采帮采用锚杆+锚索支护,在巷道掘进期间进行围岩变形量的监测分析。结果表明:支护方案实施后,巷道掘进期间顶底板和两帮移近量的最大值分别为98 mm和168 mm,围岩控制效果较好。     

望云煤矿15101运输顺槽掘锚一体化全断面一次成型技术研究

为提升15101运输顺槽掘进工作面的掘进效率,根据MB670掘锚一体机特征及巷道支护方案,通过分析确定掘进作业方式为连续作业2个循环进尺不退机组支护方案,顶部锚杆领先帮部锚杆300 mm;结合巷道地质条件,进行掘进截割方案和施工工艺的确定,在支护方案实施后进行围岩变形和掘进效率的分析。结果表明:快速掘进工艺实施后,巷道顶底板及两帮最大移近量分别为60mm和49 mm,巷道掘进最大月进尺508 m,每个工人效率提高0.14 m,循环周期降低35 min,掘进效率提升显著。     

三软煤层多次采动下巷道支护技术

为解决急倾斜三软煤层多次采动巷道的支护技术难题,基于赵家坝煤矿工程地质条件,对该类巷道的合理支护技术进行了研究.通过现场实测和数值模拟分析了巷道变形破坏的特点,分析得出了巷道围岩岩性差、应力高以及支护结构与参数不合理是巷道变形破坏的主要原因,根据围岩松动圈支护理论提出了应采用以"锚梁网+锚索"为主体的支护形式,并对巷道关键部位加强支护实施动态叠加支护,确保巷道的稳定.结果表明:采用以"锚梁网+锚索"为主体的支护方式,多次采动巷道顶底板移近量不超过250 mm,两帮移近量不超过200 mm;巷道支护15 d内,锚杆锚应力迅速增加,以后基本稳定在2～3 MPa,表明该支护方案是合理的,可以有效控制巷道围岩的变形和改善巷道围岩的受力状态.     

泰山隆安矿某掘进工作面支护设计分析

通过分析泰山隆安矿某掘进工作面地质条件及围岩地质力学条件,得出测点围岩为σHσVσh型应力场,巷道轴向与最佳布置方位相差8.12°,最大水平主应力对巷道稳定性没有明显不良影响。根据围岩窥视及煤岩强度测试结果得出,11#下组煤顶板岩层结构较多,锚杆应尽量锚至11#上组煤,锚索应锚至11#上组煤顶板。通过计算验证锚杆长度为2.4 m,锚索长度为5.3 m.在以上测试数据条件下,采用FLAC3D建立数值模拟进行支护合理性验证,结果表明:巷道顶板最大下沉量5 mm,巷道最大底鼓量3 mm,巷道顶板下沉量大于底鼓量,最大变形位置在巷道的顶板中部;两帮移近量基本相同,均为4 mm,移近量最大处均在两帮中上部。支护后巷道整体位移量很小,能满足巷道的使用要求,为掘进工作提供了指导。     

沿空掘巷煤柱合理宽度研究

沿空留巷是目前中国长臂工作面巷道布置的一种重要形式,而留巷煤柱的合理宽度宽度是该种布置形式成败的关键。以豫西某矿14191工作面为实例,采用理论计算及FLAC3D数值模拟方法,对2、3、5、7m四种不同煤柱宽度条件下应力分布及巷道变形量等因素进行分析,确定合理煤柱宽度,并通过现场数据观测对分析结果进行验证。结果表明:通过理论分析及数值模拟得到煤柱留设最优宽度为3m;根据现场数据观测及分析得到沿空掘巷留设3m宽煤柱,在采用锚杆锚索支护的情况下,掘进期巷道稳定时间平均20d左右,两帮最大移近量为344.7mm,顶底板最大移近量为276.67mm;回采期巷道两帮最大累计移近量为827mm,顶底板最大累计移近量为657.34mm;采用3m宽煤柱的方案是合理可行的,能够使巷道位于应力较低区域、巷道变形量可控,可以满足正常生产需求。研究结果可为类似条件矿井提供借鉴。     

弱胶结围岩条件下邻近巷道掘进扰动影响因素

深部开采条件下,弱胶结围岩条件下邻近大巷掘进相互扰动影响较大。针对弱胶结砂岩强度、相邻巷道间距、巷道间层位、巷道掘进顺序、巷道掘进错距等影响巷道掘进的扰动因素,采用理论分析和数值模拟等手段研究不同影响因素对巷道围岩稳定性影响规律。结果表明:1)随着水平间距逐渐变大,巷道周围应力分布逐渐规则,水平间距≥40 m时,先掘巷道围岩的变形量变化不大,巷道互相干扰程度逐渐减小;间距为20 m时,先掘巷道非对称变形严重,沿巷道掘进方向,先掘巷道右帮变形量是左帮变形量的2.4倍;2)邻近巷道间距不变,邻近巷道间垂直距离在-34~34 m范围内变化时,垂距为0时,巷间扰动效应最弱,巷间水平距离的增加则巷道间的掘进扰动效应明显减弱;3)巷道以左中右顺序掘进时,先掘巷道净移近量最小为15.2 mm,总变形最小为0.11 m,按左中右顺序掘进为最优方案;4)邻近巷道掘进前后错距为60 m时巷道关键点的位移变化率显著,左侧巷道围岩受扰动程度为右帮顶板左帮底板。在此综合分析基础上,提出巷道掘进影响因子并建立巷道稳定性评价指标,对巷道采掘及支护有一定的指导意义。     

3-707工作面巷道掘进过程中矿压监测分析

为分析3-707工作面的巷道在掘进过程中的矿压变化情况,在巷道掘进过程中设置了3组观测站,对巷道表面移近量、巷道顶板离层量和锚杆受力进行了监测。观测结果显示:巷道表面的移近量大约在掘进40 m后趋于稳定,移近量的范围在94~128 mm,平均值为110mm;顶板离层范围大约在40 m后趋于稳定,移近量的范围是在17~22 mm,平均值为18.7mm;巷道的锚杆受力最大值大约出现在巷道推进30 m处,最大值范围大约是4.9~5.2 MPa,平均值为5.14 MPa。     

邻空动压影响巷道支护技术研究

为解决霍州煤电集团干河煤矿受邻空动压影响巷道掘进速度慢、支护成本高、巷道掘进及回采期间返修次数多,严重制约矿井采掘衔接和企业效益的技术难题,通过对矿井掘进巷道进行现场调研、理论分析、数值模拟和矿压监测,研究了邻空动压巷道围岩应力分布及变形破坏机理,提出了高预应力锚网索联合支护技术。监测数据表明:邻空动压影响巷道采用高预应力锚网索联合支护技术掘进期间,两帮最大移近量为120 mm,回采期间两帮最大移近量为185 mm,满足了巷道掘进、回采期间的正常使用。高预应力锚网索联合支护技术提高了巷道支护结构的整体性,避免了邻空动压影响巷道掘进、回采期间的返修,该项技术已在全矿井下推广应用。     

特厚煤层沿空掘巷窄煤柱留设及支护设计

王洼二矿110507工作面采用留窄煤柱沿空掘巷的工艺进行巷道的掘进。为确定煤柱留设宽度及支护方式,通过理论计算和FLAC 3D软件模拟,建立110507工作面沿空掘巷模型,探究不同宽度窄煤柱护巷时回风顺槽的围岩应力及变形规律,得到该工作面沿空掘巷煤柱合理的宽度为6 m,并提出锚网索联合支护的支护方式。通过现场布置观测站进行监测,发现巷道掘进过后40 d基本趋于稳定;变形稳定后煤柱帮深基点的最大变形量为124 mm,实体煤帮深基点的最大变形量为50.1 mm,巷道两帮移近量均在200 mm左右,顶底板移近量均在100 mm左右。围岩变形量及围岩深部位移均控制在允许范围内,巷道支护设计合理,能够满足顺槽的正常掘进作业和运行。     

软岩巷道围岩变形及控制

赵固二矿Ⅰ盘区东回风大巷原采用锚网索梁+12#工字钢棚联合支护,变形严重。为此,选取合适的注浆材料壁后注浆并架设36U型钢棚支护,采用FLAC3D数值模拟软件分析了巷道围岩的应力分布和塑性区范围,结果显示水平应力和垂直应力峰值分别为33.0 MPa和32.6 MPa,顶底板最大变形量为162 mm,两帮最大移近量为186 mm,巷道围岩未出现明显的塑性变形,表明该方案能维护巷道稳定。     

软岩巷道围岩变形及控制

赵固二矿Ⅰ盘区东回风大巷原采用锚网索梁+12#工字钢棚联合支护,变形严重。为此,选取合适的注浆材料壁后注浆并架设36U型钢棚支护,采用FLAC3D数值模拟软件分析了巷道围岩的应力分布和塑性区范围,结果显示水平应力和垂直应力峰值分别为33.0 MPa和32.6 MPa,顶底板最大变形量为162 mm,两帮最大移近量为186 mm,巷道围岩未出现明显的塑性变形,表明该方案能维护巷道稳定。     

泰安煤业极近距离煤层回采巷道合理布设位置研究

针对泰安煤业12102回风巷外错煤柱5 m掘进期间巷道顶底板及两帮出现大变形的问题,采用现场实测和数值模拟相结合的研究方法。提出采用“锚网索”支护方案对巷道进行支护,并设计了支护参数。现场应用结果表明：12102回风巷道内错煤柱5 m掘进期间,巷道顶底板和两帮相对移近量最大值分别为146.25 mm和92.04 mm,且无冒顶、片帮和底鼓现象发生,巷道围岩变形得到较好控制。     

复杂条件下巷道快速掘进技术研究

制约6503运输巷快速掘进的因素包括地质构造、围岩性质以及煤层厚度等，结合现场条件对巷道设计支护参数进行改造，并提出通过引进EJM340/4-2H掘锚一体机提高破岩、运输及支护效率，通过掘锚一体机与锚杆转载机前后平行作业提高围岩支护效率、减少支护耗时。6503运输巷快速掘进技术应用后，巷道月掘进进尺可达到480～560 m,围岩变形量较小，掘进迎头无顶板冒落、巷帮大变形或者顶板变形量大等问题。