大采高厚顶煤回采巷道围岩破坏分析及支护

为解决大采高厚顶煤综放回采巷道围岩控制难题,以同忻矿2101运输巷为工程背景,通过实验室实验、数值分析及现场应用监测等手段对巷道围岩力学性质和变形破坏机制进行研究并据此确定了巷道支护方案。研究表明:随围压的增加,煤岩样峰值强度及变形显著增加,产生明显的塑性变形并出现塑性强化和扩容现象,使煤岩由延性向脆性转变;巷道顶板、两帮、两肩是变形破坏的主要区域,高剪切应力和水平压应力是巷道围岩破坏的主因,巷道顶板和两帮侧的应力升高区相互贯通,形成围岩深部的承载结构,而其内部破碎煤岩则是巷道围岩控制的主要对象;提出了巷道支护可行方案,并对各方案支护效果进行了模拟分析,确定最优方案并进行现场试验,现场监测巷道变形量较小,围岩完整、稳定,支护效果较好,能满足矿井安全生产要求。     

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。     

松软厚煤层煤巷锚杆索支护作用研究

巷道支护问题是煤矿地下开采的主要问题之一。在掘进工作面中，由于煤巷的围岩性质软弱、巷道变形量大，巷道支护也更为困难。以高河矿井E2303工作面胶带巷为研究对象，结合矿井生产地质条件，采用理论分析与数值模拟相结合的方式，分析并计算了巷道开挖后的顶板塑性区范围为2.47 m,巷道两帮塑性区范围为1.72 m;利用FLAC^3D软件模拟巷道在无支护与高预紧力锚杆索支护下的变形破坏情况。结果表明，巷道顶板及两帮变形远大于底板变形量，采用锚杆索支护后，巷道顶板及两帮塑性区范围及形变量明显减小：巷道顶板下沉量减少了49%,两帮移近量减少了44%。结合现场情况及数值模拟结果，设计了E2303工作面胶带巷支护方案并进行现场应用。应用结果表明，巷道在变形稳定后顶板下沉量为36 mm,两帮移近量接近，平均为28 mm,支护效果显著。     

断层区巷道围岩破碎机理及控制技术

长春兴煤矿307回风巷掘进过断层区时，围岩出现严重破碎现象，导致巷道顶板下沉、两帮垮落，制约巷道安全快速掘进。基于此，研究分析了巷道围岩破碎机理，根据掘进现状对断层区破碎围岩原永久支护进行了优化，提出了注浆加固、矩形钢棚联合加强支护技术方案。实际应用效果表明，采取联合支护技术后，巷道在后期过断层区未出现围岩严重破碎现象，顶板下沉量不足0.12 m,两帮收缩量不足0.25 m,控制在允许范围内，应用成效显著。     

采掘交锋巷道应力分布特征及控制技术研究

基于采掘交锋条件下巷道围岩稳定性的控制问题,通过分析采掘交锋巷道应力分布特征以及现场工程实例,对采掘交锋巷道掘进过程中不同阶段的围岩稳定性进行了研究。结果表明:"合理的煤柱宽度、精准的停掘位置、分区域的动态支护"是有效控制采掘交锋条件下综采工作面与巷道围岩稳定性的关键点。临空掘进巷道在与回采工作面相交前,可在动压掘巷阶段的顶板移动性三角形塑性破坏区出现以前停掘;与回采工作面相交后,可在动压掘巷阶段的顶板移动性三角形塑性破坏区稳定后方可开掘。     

多巷布置充填留巷围岩变形特征及补强支护技术

为解决新元煤矿多巷布置充填留巷动压巷道围岩变形严重问题,采用现场监测巷表面位移变化特征、超前支承应力变化规律及数值模拟巷道塑性区的变化规律,并根据原有支护形式的不足,提出适合多巷巷道大变形问题支护优化方案,并在井下进行优化补强支护工业性试验。实测结果表明:巷道围岩在进入超前支承压力影响范围后开始变形,但变形量不大;原支护方案在工作面推过后,巷道底鼓急剧增加,根据现场观测和数值模拟分析塑性区的变化规律,优化支护后的补强措施顶板、两帮的移近量均有减小,底鼓量减小了约50%,优化补强支护方案改善了巷道围岩质量。     

弱黏结复合顶板回采巷道围岩变形与加固技术

针对色连二矿12205工作面回采时辅助运输巷围岩变形破坏严重的问题,从巷道围岩岩性、应力变化、水的弱化作用及原支护结构失稳4个方面分析了巷道围岩失稳的原因,提出了回采巷道加固支护方案,应用FLAC~(3D)数值模拟软件对原支护方案与加固方案进行对比分析。结果表明:工作面回采前加补顶板锚索与增打两帮走向锚索,巷道围岩中垂直应力峰值位置向巷道边缘移动了0.9 m,巷道顶底板与两帮移近量分别降低了274 mm与240 mm,巷道围岩的塑性破坏区范围最小。现场实践表明:工作面回采影响期间,辅助运输巷采用加固支护方案后,顶底板及两帮累计移近量比未加固段平均降低了约50%,该巷道加固支护方案取得预期的效果。     

掘锚分离煤巷围岩变形分析及其控制研究

为提高煤巷传统锚掘分离条件下的掘进速度,保证矿井正常接替,利用数值模拟分析锚掘分离情况下巷道围岩应力、变形及塑性区分布情况,得出:掘进迎头后方15m范围内,巷道垂直应力最大值在12.4～12.7MPa,水平应力最大值在12.80～13.00MPa之间;顶板位移量差别不大,巷道变形最剧烈范围在巷道掘进迎头后方0～10m范围内。根据数值模拟结果及现场地质条件确定"树脂锚杆+锚索"支护体系,根据巷道变形观测,顶底板最大移近量为78mm,两帮移近量最大在55mm,随着巷道掘进,巷道变形基本不变,掘锚分离可行。     

迎采动面沿空掘巷围岩变形规律及控制技术

为解决迎采对掘窄煤柱护巷围岩变形大、支护困难的问题,以高平七一煤业9104工作面运输巷为例,采用现场调研、数值模拟和工业性试验相结合的方法,对迎采对掘期间巷道围岩变形规律、煤柱尺寸及相应支护参数的确定进行了研究。结果表明:随着煤柱宽度的增加,巷道围岩变形量及煤柱内的应力分布特征呈现出明显的差异性,并基于此确定了七一煤业9104工作面运输巷合理煤柱宽度为5 m;迎采对掘动压巷道围岩位移调整过程主要集中在掘进工作面和临近回采工作面相遇前方20 m至后方100 m处,此阶段的巷道变形量约占总变形量的70.5%左右。工业性试验研究表明:5 m窄煤柱护巷及优化后的支护参数,能够有效控制巷道围岩变形,基本保证了巷道在其服务年限内的正常使用。     

北峙峪煤业大断面巷道分步开挖及围岩控制技术研究

针对北峙峪煤业15号煤层一采区胶带巷在原有掘进工艺及支护方式下围岩变形量大的问题,通过数值模拟分析巷道采用不同掘进工艺时围岩位移及塑性区的分布状态,确定巷道采用分步开挖进行掘进作业,将模拟结果与工作面具体地质条件相结合对支护方案进行了优化设计。监测结果表明:优化后的掘进工艺及支护方案实施后,顶板下沉量为17 mm,两帮移近量为37 mm,保障了巷道围岩的稳定。     

掘采扰动下坚硬顶板半煤岩巷道围岩破坏特征分析及支护实践

针对坚硬顶板半煤岩巷道的破坏及稳定性问题,以新生矿90103材料巷为研究对象,通过理论分析,建立了巷道基本顶结构力学模型,分析了其受力特征,为巷道顶板支护提供了依据。采用数值模拟,分析了掘采扰动下巷道围岩应力及塑性区的变化,并确定了巷道超前支承压力分布特征,提出了回采期间巷道加强支护方案。工程实践表明:采用优化的支护方案后,相对于原有支护方案,巷道顶板及两帮最大变形量减小,支护效果较好,有效保证了巷道围岩的稳定。     

软弱夹层厚度对巷道围岩稳定性影响研究

为得出软弱夹层厚度对巷道围岩稳定性影响规律,以3_上712工作面运输巷为工程背景,采用数值模拟和现场监测等综合研究方法,研究了不同软弱夹层厚度与巷道围岩变形特征及应力分布之间关系,并对3_上712工作面运输巷提出了支护优化措施。结果表明,随着软弱夹层厚度的增加,巷道顶板上方下位坚硬岩层区域应力值逐渐减小,巷道顶板塑性区破坏面积逐渐增大;且不同软弱夹层厚度会导致不同的顶板破裂形态,巷道含软弱夹层顶板出现了明显的非连续破坏,顶板破裂区具有明显的隔层扩展特性。经现场实践,巷道位移量在40 d后基本趋于稳定,巷道的顶板、两帮及底鼓量分别达到53 mm、46 mm、41 mm,有效控制了巷道围岩变形量。     

快速掘进巷道高性能锚杆支护技术优化研究及应用

为解决凌志达煤矿大断面煤巷采用快速掘进技术空顶区顶板易冒落及围岩变形严重的问题,通过数值模拟手段研究空顶距对空顶区围岩变形的影响规律及不同支护参数对巷道围岩塑性区分布的影响规律,设计15210运输巷高性能锚杆支护方案,工程应用阶段井下矿压监测表明：最佳空顶距为4 m,高性能锚杆支护有效控制了掘巷阶段围岩变形,杜绝了空顶区顶板冒落现象,取得了较好的应用效果。     

综采工作面沿空掘巷巷道合理布置研究

为了确保沿空留巷巷道稳定性,研究了综采工作面沿空掘巷巷道合理布置,理论分析了沿空掘巷煤柱荷载,介绍了沿空留巷巷道布置原则,采用数值模拟软件,研究了沿空留巷煤柱宽度留设对巷道稳定性影响及巷道沿不同层位掘进时巷道垂直应力、塑性区分布以及巷道围岩变形。研究得出,沿空留巷煤柱宽度留设宽度为20 m,巷道沿顶板掘进更容易支护。     

小煤柱沿空留巷围岩控制应用研究

为保证小煤柱沿空留巷的顺利进行,通过分析掘巷和工作面回采时顶板的应力分布特征,结合巷道实际地质条件,设计了小煤柱和沿空留巷支护方案。小煤柱的宽度为12 m时,留巷后巷道围岩稳定,顶底板最大变形量210 mm,两帮移近量270 mm。     

煤矿大断面托顶煤巷道围岩变形破坏机理

为了解决煤矿大断面托顶煤巷道支护难题,借助理论分析、数值模拟等方法对王庄煤矿7105工作面运输巷围岩变形破坏机制进行研究,分析了不同巷道断面、顶煤厚度在无支护时的围岩塑性区、位移场、应力场的演化规律。结果表明,顶煤厚度对大断面托顶煤巷道的稳定性影响重大,顶板下沉量随顶煤厚度增加而变大;随着巷道断面的扩大,围岩塑性区相应增加,两帮和顶板变化较大,底板无明显变化;适当减小顶煤厚度,即增大巷道高度,可有效控制巷道顶板变形,但应对巷道两帮加强支护;若巷道宽度,即跨度增大,顶板的位移量增加,应补打锚索加强顶板支护。监测结果显示,基于此结论设计的支护方案能有效地控制围岩变形。     

软岩巷道围岩控制数值模拟

赵固二矿软岩巷道变形严重,采用数值模拟软件FLAC3D,对工钢棚+喷浆+注浆支护下的巷道围岩应力、位移特征和塑性区范围进行了计算分析。结果表明,随着侧压系数地增大,围岩位移、应力和塑性区范围都有增大的趋势,且塑性区由巷道两帮向顶底板转移。现场试验结果表明,采用工钢棚+喷浆+注浆支护,巷道两帮移近量和顶板下沉量分别为145和112 mm,围岩控制效果较好,为类似条件下的巷道支护提供了参考依据。     

多次动压影响下的煤柱巷道围岩控制技术

针对岳城矿煤柱巷道受叠加应力、多次动压影响、围岩控制难度大、支护效果不理想等现状,提出了高压注浆配合强力锚索补强的综合加固方案。现场矿压监测结果表明,加固后的巷道围岩保持了较好的完整性,顶板下沉量、两帮移近量都控制在设计要求之内,说明该方案能够显著提高巷帮破碎围岩的整体塑性,确保巷道安全掘进。     

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。     

正珠煤业11502工作面材料巷沿空掘巷支护技术研究

为解决正珠煤业11502工作面材料巷沿空掘巷的支护技术难题,本文以沿空掘巷工作面支撑压力分布和掘进巷道围岩变形规律理论为基础,根据矿压显现规律并结合实际地质条件,确定了合理的煤柱宽度为10m,以锚网索联合支护为基本支护体系。经实践观测:掘进期间巷道两帮累计位移接近200mm,巷道顶板下沉量控制在20mm以内,掘进工作面沿空掘巷支护技术有效的控制了巷帮移近量及巷道顶板下沉量,保证了掘进巷道的成型,为巷道掘进提供了安全的支护保障,取得了良好的经济效益。