特大断面碎裂厚煤层切眼联合支护系统

通过现场(钻取)采集顶板岩样,实验室测定其力学参数,建立围岩开尔文-胡克串联体模型,分析锚索张力的关键影响因素;数值模拟确定碎裂厚煤层切眼桁架锚索联合控制关键参数,现场实施效果表明:围岩变形控制效果良好,较好地解决了碎裂煤层巷道支护难题。     

深部煤巷围岩稳定性控制设计

对于深部巷道来说,高水平应力是影响巷道稳定性的重要因素之一。基于高水平应力影响巷道稳定性以及岩梁跨度随巷道变形而增大两个因素,建立了新的锚固岩梁力学模型,对深部煤巷支护参数进行了设计,得出了新元矿3108顺槽支护参数。通过现场监测,得到施加支护后的顶板下沉量、顶底板移近量及两帮移近量最大值分别为124,210,140mm,支护方式有效控制了围岩变形,保证了巷道围岩稳定性。     

深部特厚松软煤层巷道支护控制

针对深部特厚煤层巷道地应力高、煤体承载能力弱、顶板下沉量大、两帮收敛严重等特点,以新巨龙煤矿2304N特厚煤层巷道为工程背景,运用现场调研和数值模拟相结合的方法,观测破坏关键位置,分析巷道变形原因,得出量化指标;采用理论计算与数值模拟相结合的方法,研究支护参数对其巷道控制影响规律,提出有针对性的控制方案。采用预应力锚杆、金属网和钢带在围岩内形成加固区,改变围岩受力状态;使用长锚索和锚索梁锚固巷道顶板,控制顶板下沉;在顶角和两帮打设锚索,提高围岩抗剪切能力,控制两帮变形。通过上述"锚带网索联合支护"方案的现场实施,经现场监测和钻孔窥视验证了支护方案的有效性。     

大跨度开切眼围岩强化控制技术研究

为掌握厚煤层大跨度开切眼破坏特征,并对围岩稳定性进行有效控制,对庞庞塔煤矿705工作面大跨度开切眼掘进过程中出现的巷道两帮移近量大、顶板下沉剧烈等情况进行分析,通过分析围岩变形破坏的诱因,结合锚索桁架对顶板的支护作用机理,提出了以锚网索+桁架联合支护为基础的大跨度强化梁控制技术。应用结果表明:导硐开挖期间巷道顶底板最大移近量为90 mm,两帮最大移近量为100 mm,导硐开挖相对稳定期为15天左右。巷道扩帮期间顶底板最大移近量为95 mm,两帮最大移近量为65 mm,顶板在20天左右即能达到稳定,两帮在10天左右即能达到稳定,围岩变形量得到了有效控制。     

深井厚煤层综放工作面顶板运动与沿空巷道围岩变形动态响应关系

针对深井厚煤层综放工作面沿空巷道围岩控制困难的问题，以新河煤矿5302工作面沿空巷道为研究对象，采用理论分析、现场实测、微震监测等手段研究了巷道变形和顶板运动的动态响应关系，重构了工作面顶板破断过程，分析了回采巷道变形特征，建立了回采巷道受力模型，确立了顶板破断与巷道变形的对应关系，得出以下主要结论：5302工作面顶板破断过程存在“大小周期”现象，顶板最大破断高度为70?m，高位岩层( 中位基本顶和高位基本顶 )的破断是沿空巷道变形加剧的主要原因；在顶板初次破断周期内，巷道围岩变形随着顶板破断高度的增加而持续增加，在周期破断过程中，巷道围岩变形不会持续增加，而是在一个范围内周期性地上下波动；高位岩层破断致使两帮移近量和顶板下沉量达到峰值，但两帮和顶板变形峰值响应的时机不同，两帮移近量峰值显现滞后于高位岩层破断位置，顶板下沉量峰值显现超前于高位岩层破断位置。研究揭示了深井厚煤层沿空巷道围岩变形与顶板岩层运动间的对应关 系，可为其围岩控制设计提供参考。     

特厚煤层沿底煤巷在地质构造带的支护技术实践

特厚煤层沿底掘进巷道在地质构造带常规锚杆锚索支护状况下,顶板极易弯曲下沉,并形成松动离层,无法有效支护。在实践经验基础上,通过分析顶板的不同破碎情况,提出采用锚杆、三眼锚索梁联合支护边锚索呈60°斜拉伸入到稳定煤层中的方式,结合在破碎煤层中穿钢针的方法进行支护,巷道顶板及围岩得到有效的控制。监测结果表明,顶板离层及巷道表面位移量满足巷道支护要求。     

厚煤层大断面巷道支护技术研究

以13031运输巷道为工程背景,调研了厚煤层大断面巷道围岩变形特征,分析得出大断面巷道的破坏机理以及影响巷道稳定的因素,提出锚网索联合支护的具体实施方案.现场实践表明,厚煤层大断面碎裂顶板应用锚网索联合支护的设计安全合理,可以有效控制围岩变形,现场试验效果良好.     

厚煤层回采巷道掘进层位与支护方案优化分析

针对厚煤层回采巷道,采用数值模拟分析了沿顶、沿底2种掘进方案下锚杆、锚杆索及锚杆索+梯子梁支护巷道围岩垂直变形规律。沿顶掘进时,锚索+梯子梁的悬吊控顶作用通过控制顶板下沉显著减少了巷道底鼓,使得最大底鼓量从729 mm降低至175 mm,沿底掘进时,支护方案变化对巷道垂直位移的影响不大。工业性试验后,矿压实测结果与数值模拟结果较吻合。     

充填回收房式煤柱采场煤柱稳定性分析

为了提供充填回收房式煤柱采场围岩稳定性分析的理论依据,采用理论分析和数学推导对充填体-煤柱共同支撑下的围岩力学结构进行了研究,发现煤柱区域弹性地基系数kp、充实率φ、顶板抗弯刚度EI、覆岩载荷q是影响煤柱稳定性的主要控制因素。基于弹性地基梁理论建立了顶板岩梁的挠度方程,提出了煤柱区域及充填体的弹性地基系数计算方法,推导出了充实率对煤柱受力、顶板下沉量、采场应力分布特征的计算方程组,并建立了煤柱稳定性的评价公式。     

深部大断面复合顶板回采巷道围岩控制技术北大核心

针对复合顶板巷道易发生冒顶事故,巷道顶板支护困难等问题,分析了复合顶板变形失稳机理,提出采用长短锚索协同支护技术;利用数值模拟分析了原始巷道支护方式和高强预应力长短锚索协同支护方式对巷道围岩的控制效果。数值分析结果表明:采用改进的长短锚索协同支护方案能够有效控制巷道变形破坏,巷道塑性区体积减少了29.1%。现场的实际监测数据表明,采用长短锚索协同支护形式后巷道顶底板移进量、两帮移进量、顶板下沉量分别降低下降了63.6%、60.4%、60.2%,该支护方式对复合顶板巷道围岩具有较好的控制作用。     

协同锚固技术在“倒梯形”断面煤巷支护中的应用

针对新桥煤矿2502综采工作面巷道"倒梯形"断面不对称造成的巷顶围岩变形破碎异常,为采取合理支护方案,根据工作面赋存特征及围岩力学性质,通过理论及FLAC数值模拟分析巷道围岩应力分布特征,提出巷道支护方案:顶板采用"锚网带+锚索梁"、两帮采用"锚网带"的协同锚固支护方式。经成巷后断面收敛及顶板离层观测,巷顶下沉量稳定在79 mm左右,离层量稳定在19 mm,表明巷道围岩得到有效控制。     

厚煤层坚硬顶板沿空留巷预裂深度对围岩影响研究

为控制工作面回采后沿空留巷围岩变形量,以永宁煤矿10202工作面为研究背景,分析了大采高厚灰岩坚硬顶板条件下预裂深度对沿空留巷围岩变形的影响：预裂深度主要影响基本顶断裂位置,切断巷道顶板与采空区岩层应力传递,减小基本顶回转下沉变形。构建不同预裂深度力学模型,相同支护条件下,预裂深度达到基本顶边界与在直接顶内预裂,巷道顶板下沉量分别为0.72 m和1.12 m。数值模拟结果表明,随着预裂深度的增加,围岩变形减小,实体煤承压范围增大,应力集中峰值减小。现场留巷试验后顶底板移近量约为0.7 m,围岩变形得到有效控制。     

倾斜厚煤层沿空掘巷围岩稳定性控制技术研究

为了解决倾斜厚煤层沿空掘巷期间动压显现剧烈,巷道支护破坏严重,维修困难等问题,通过优化巷道支护参数,布置矿压监测站,对留设不同宽度煤柱的巷道围岩表面位移、深部多点位移、顶板离层、煤帮应力、锚杆和锚索受力进行了跟踪监测。得出：巷道达到稳定状态后,煤柱宽度为6.0 m时,顶板下沉量为162 mm,两帮移近量为254 mm;煤柱宽度为8.0 m时,顶板下沉量为92 mm,两帮移近量为360 mm;煤柱宽度为9.0 m时,顶板下沉量为114 mm,两帮移近量为595 mm。结果表明：煤柱宽度为6.0 m时,围岩控制效果好,倾斜厚煤层沿空巷道立体协控技术有效地控制了巷道围岩变形。     

特厚煤层大断面煤巷围岩稳定及其控制研究

为解决特厚煤层大断面煤巷变形剧烈、难支护等问题,通过运用FLAC3D数值模拟软件研究了顶煤厚度、巷道宽度对围岩稳定的影响,并根据围岩变形破坏特征提出了"两级支护结构体"控制系统——"大、小锚杆"协同控制体系;通过建立巷道顶板力学模型对围岩稳定进行了分析。现场试验结果表明:采用"两级支护结构体"控制技术,巷道顶底板相对移近量最大112mm,两帮相对移近量最大87mm,巷道围岩控制效果好。     

特厚煤层综放开采邻空动压巷道围岩变形机理及卸压控制

受工作面采动叠加影响,特厚煤层综放开采邻空动压巷道极易发生冲击地压、巷道大变形等强矿压显现现象,是采掘过程中的重点防控区域。以榆神矿区曹家滩矿井特厚煤层综放开采为工程背景,分析了邻空动压巷道强矿压显现机理,研究了邻空巷道围岩倾向和走向支承压力分布力学机制,提出于邻空巷道进行定向张拉爆破切顶卸压巷道围岩控制,并运用数值模拟及现场试验等方法对该技术的作用效果进行了综合研究。结果表明,特厚煤层综放开采条件下,工作面开采大空间采空区长悬臂结构断裂后形成台阶岩梁块体长度较大,其滑落失稳或关键层失稳均会引发强动压,该动压作用在煤柱上并进一步传递至超前区邻空巷道围岩是造成底鼓大变形的主要原因。于邻空巷道内进行定向切顶卸压后,可减弱本工作面后方采空区顶板与煤柱间的承压,邻空巷道围岩应力向远离巷道方向转移,应力峰值降低,应力范围减小。现场开展了不同切顶方式下的现场工程试验,基于定向张拉爆破的深孔切顶卸压技术可有效减小特厚煤层工作面端头区邻空动压巷道的围岩压力,定向切顶后邻空动压巷道超前支架平均荷载降低11%,巷旁煤柱体应力峰值降低10%,巷内底鼓严重段平均变形减小65%,有效提高了巷道稳定性,为特厚煤层...     

海鸿煤矿5#煤层下分层工作面回采巷道布置研究

针对厚煤层下分层回采巷道面临压力大、维护难的问题,选取海鸿煤矿为工程背景,采用理论分析、数值模拟和现场试验相结合的方法,对该煤矿5~#煤层下分层52102工作面回采巷道布置方式进行研究。对比分析了厚煤层下分层回采巷道3种常见的布置方式(垂直式、内错式、外错式),结合这3种巷道布置方式下围岩力学响应的数值模拟结果,确定52102工作面回采巷道最优布置方式为内错式,并基于此构建顶板力学简化模型,推导出巷道受力、弯矩数学表达式。分析了巷道围岩稳定性,并开展现场实测试验,结果表明:52102工作面回采巷道采用内错式布置效果良好,巷道围岩不均匀应力是影响其稳定性的主要因素,在内错距为9 m时巷道围岩变形能够得到有效控制。研究结果对于厚煤层下分层回采巷道合理布置具有一定的指导意义。     

桁架锚杆在大跨度巷道顶板加固中的应用

介绍了利用桁架锚杆支护技术对受多次采动影响的大跨度巷道顶板支护加固，使破碎离层围岩相互挤压，改善了顶板岩梁的应力状态，提高了顶板围岩自身承载能力，从而实现控制巷道变形和防止冒顶的目的。     

“三软”厚煤层回采巷道锚网索梁联合支护技术

根据"三软"厚煤层回采巷道工程地质条件,采用工程类比法和理论计算法设计了"三软"厚煤层锚网索梁联合支护参数。并对运输巷表面位移及顶板离层位移进行现场监测,结果表明:巷道两帮最大移近量110mm,顶底最大移近量135mm;巷道浅基点最大离层量是8mm,深基点最大离层量是25mm,较好控制了大断面软岩巷道围岩变形及顶板离层,提高了巷道整体稳定性。     

王家岭矿综放沿空掘巷合理煤柱宽度与控制技术研究

针对高强度开采综放工作面区段煤柱合理宽度留设问题,以王家岭煤矿为工程背景,通过钻孔窥视勘探基本顶断裂线位置阐明了巷道围岩的非对称破坏特征;建立了综放工作面侧向基本顶破断结构模型,推导出了沿空侧巷道顶板范围内弯矩表达式;采用FLAC3D数值模拟软件分析了不同煤柱宽度下巷道围岩应力与屈服区演化特征,确定了合理煤柱宽度为8 m;基于N2103回风平巷留设8 m护巷煤柱时顶板弯矩变化规律,提出了巷道围岩的非对称控制技术,并进行现场应用。结果表明：顶板、煤柱帮和实体煤帮位移量在工作面回采期间分别为216 mm、198mm和121 mm,巷道控制效果明显。     

缓斜厚煤层回采巷道围岩控制技术研究

为控制缓斜厚煤层回采巷道围岩变形,以华盖山煤矿201工作面回风巷为工程背景,采用数值模拟方法研究了回采巷道变形破坏特征,结果显示倾斜厚煤层巷道围岩破碎区和塑性区范围较大,并且破碎区主要集中于顶板,浅部围岩为剪切-拉伸破坏,同时锚网索喷支护技术能够有效控制在该地质条件下的巷道围岩变形。工程实践表明,锚网索喷支护巷道两帮和顶底板最大移近量分别为105mm和127mm,并且现场没有出现锚杆(索)失效情况,可为类似条件下的巷道围岩控制提供参考。