祁南煤矿工作面跨大巷回采水力压裂切顶卸压技术研究

淮北矿业股份有限公司祁南煤矿东翼轨道运输大巷位于313工作面的底板砂岩层中,在工作面接近和跨大巷回采的过程中,大巷受工作面采动的影响,易于造成大巷支护失效、围岩变形严重。虽然采取了巷道围岩注浆加固和锚杆补强的技术措施,但巷道变形控制依然没有明显的效果。为了减小动压影响下的大巷变形,对东翼轨道运输大巷顶板砂岩层实施水力压裂,提前切断采动应力的传播路径,将采动高应力转移至大巷围岩的深部,起到了显著的控制效果。     

极近距离跨采工作面合理布置及巷道支护技术

针对某矿22103工作面即将通过-413水平大巷顶板这一工程实际问题,为实现连续开采,决定采用跨采法通过底板巷道。采用理论分析的方法,估算出工作面与巷道的最小安全岩柱厚度为5.9 m。根据估算结果、底板大巷钻孔参数及工作面与底板巷道的空间位置关系,留设直角梯形状保护煤柱。跨采期间,按照大巷可能受到的采动影响,对底板巷道进行分段支护,并在巷道内设置监测点进行观察。结果表明:跨采阶段2条底板大巷围岩变形规律一致,不同分段处围岩变形量有差异,基本呈由中部向两端逐步递减趋势。顶板最大下沉量112 mm,巷道两帮最大移近量91 mm,均在可控范围内。     

近间距跨采大巷综合维护技术研究与应用

介绍三河口矿业有限责任公司在3<,上>2316综采工作面跨采两条大巷前期,针对跨采大巷层间距不同,通过数字模拟跨采巷道受围岩载荷、动压显现及加固后采动影响的变化,提出巷道锚喷、锚注、综合等加固方案,使巷道围岩提高了支护强度,实施效果显著,确保了工作面开采的顺利进行.     

底板骑跨采巷道棚—索耦合支护技术的应用

底板骑跨采巷道由于长期受上方工作面开采形成的支撑压力影响,巷道内矿压显现明显。巷道变形特征表现为两帮内移量大,底鼓强烈,单一U型钢棚支护或锚网支护很难有效控制巷道的强烈变形。裴沟煤矿通过对骑采巷道支护技术的探索、试验,提出了适合此类巷道的棚—索耦合支护技术,并成功应用于-300m东大巷的维护,该技术的应用取得了良好的支护效果。     

杜家沟煤业八采区回风巷软弱围岩控制技术

针对杜家沟煤业八采区回风巷在原有支护方案下围岩变形量大及掘进易冒顶的问题,通过分析巷道围岩变形破坏机理,得出巷道原有U型钢棚支护阻力不足,根据巷道变形原因提出采用超前管棚+U型钢棚+注浆加固的支护技术。结果表明:支护方案实施后,顶底板及两帮的最大移近量分别为170 mm和133 mm,掘进工作面无冒顶现象出现,保证了巷道围岩的稳定。     

芦岭矿特厚煤层综放采动下底板巷道控制技术

针对芦岭矿特厚煤层综放采动下底板上山维护困难的问题,采用现场调研和数值模拟分析了巷道的变形破坏原因,指出特厚煤层综放工作面跨采影响、巷道围岩完整性差、底板未采取支护措施是巷道变形失稳的根本原因,在此基础上提出了棚注+关键部位锚索梁控制方案。工程实践表明该方案有效控制了巷道的剧烈变形,上方工作面跨采结束后巷道顶底移近量为233mm,两帮移近量为118 mm。     

急倾斜煤层跨采巷道预应力全锚支护研究与应用

受急倾斜煤层采动应力分布特征特殊性影响,底板跨采巷道矿压显现特征和承载结构明显区别于一般巷道,以代池坝煤矿31345工作面底板跨采巷道+320 m东大巷补强加固工程为背景,通过力学模型和数值模拟分析急倾斜煤层回采前后,+320 m东大巷围岩变形和次生应力转移范围,结果表明:跨采巷道在处于原岩应力场不利条件下,工作面回采又导致其处于垂直应力降低和水平应力增高的非等压受力状态,巷道围岩稳定性控制难度较大。针对性提出了以高预紧力、高压注浆、高强固结和及时注浆全锚为核心的预应力全锚支护技术方案,后期开展了工业性试验,取得了良好巷道支护效果,在跨采期间受动压影响后巷道稳定性明显提高,有效地控制了巷道围岩的变形破坏,满足了跨采巷道正常使用要求。     

跨采巷道的围岩稳定性预测与控制

利用数值仿真的方法研究了在移动支承压力作用下,煤层底板巷道围岩的位移、应力和塑性区发展规律以及采煤工作面位置对其底板巷道围岩位移的影响．研究结果表明,在跨采过程中,跨采对底板巷道的影响范围为采煤工作面前65m至工作面后25m,同时在应力增高区范围内的巷道围岩位移最大,在应力降低区范围内的巷道围岩位移最小,巷道围岩位移最大值发生在采煤工作面前15m处,最小值则发生在采煤工作面后5m处;在采煤工作面的推进过程中其下部巷道顶板、底板和两帮均处在不稳定阶段,可采用锚杆、锚索与注浆联合加固技术措施,以保证底板巷道跨采期间的安全使用．     

跨采巷道的围岩稳定性预测与控制

利用数值仿真的方法研究了在移动支承压力作用下,煤层底板巷道围岩的位移、应力和塑性区发展规律以及采煤工作面位置对其底板巷道围岩位移的影响.研究结果表明,在跨采过程中,跨采对底板巷道的影响范围为采煤工作面前65 m至工作面后25 m,同时在应力增高区范围内的巷道围岩位移最大,在应力降低区范围内的巷道围岩位移最小,巷道围岩位移最大值发生在采煤工作面前15 m处,最小值则发生在采煤工作面后5 m处;在采煤工作面的推进过程中其下部巷道顶板、底板和两帮均处在不稳定阶段,可采用锚杆、锚索与注浆联合加固技术措施,以保证底板巷道跨采期间的安全使用.     

骑跨采动压巷道围岩稳定性数值模拟研究

当煤层工作面推进方向与底板岩石大巷走向一致时,大巷围岩将长期受上部煤层回采时的采动影响.相对于其它跨采巷道,骑跨采巷道围岩的应力与变形相对较复杂.借助弹塑性理论,运用岩土数值模拟软件FLAC3D,分析骑跨采巷道围岩的应力、变形、塑性区分布的一般特征.可为骑跨采动压巷道的修复及加固设计提供理论依据.     

深井强动压作用巷道强化控制技术研究及应用

煤系地层围岩软弱,在高地压作用下开采深部煤层时,由于埋深大使得巷道的围岩变形严重,巷道的顶板及底鼓量均大于浅埋深巷道,导致深部巷道围岩稳定性控制与支护的难度加大,影响顶帮的稳定从而使得整个巷道失去稳定。通过分析巷道变形破坏机理,根据锚杆索支护理论与注浆加固理论制定了“巷道扩刷+顶帮分区耦合强力支护+底角卸压与加固+底板注浆加固、底板锚索束+喷射钢纤维混凝土+顶板与两帮高压注浆加固”的高强度联合支护方案,确定了支护参数,有效解决了深井强动压大变形巷道的支护问题。通过对现场进行监测,巷道变形量明显减小,巷道变形得到了有效控制。为同类条件下的深井强动压巷道的全断面支护问题提供了新的思路和方法。     

矿用高强锚索束在重复跨采软岩巷道中的应用

重复跨采作用下软岩巷道变形破坏严重，为解决此类支护难题，以淮北芦岭矿II82运输上山为工程背景，分析围岩地质条件，并对巷道变形破坏特征进行总结，通过岩石力学强度试验、现场钻孔窥视，结合理论分析，分析了巷道失稳的主要原因：围岩自身强度低、围岩流变影响、重复跨采影响、支护方式选择不合理，最后提出“常规锚网喷+浅部围岩注浆强化加固+矿用高强锚索束联合中空注浆锚索支护”控制技术。现场实践表明：试验段巷道在工作面跨采期间顶板、底板、帮部位移量依次为20mm、42mm、25mm，相对于常规支护非试验段巷道降低了43%、60%、57%，实现了巷道围岩的稳定控制。     

特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用

针对特厚煤层(达15 m)综放沿空掘巷采动影响范围大、围岩性质裂隙以及煤柱稳定性差等特点,提出了顶板以高强高预应力让压锚杆支护系统、梯级锚固的束锚索支护系统以及多锚索-钢带桁架支护系统的强力联合控制技术,煤柱帮采用强力锚杆支护系统、高韧性材料注浆加固、钢筋混凝土墙支撑系统的刚柔协同控制技术,以及实体煤帮强力锚杆索支护系统进行特厚煤层综放沿空掘巷围岩稳定性的控制,并阐明其支护机理。结合地质生产条件与现场工程实践确定了沿空掘巷具体支护方案与工艺流程,并进行了现场应用。现场实践表明,巷道两帮和顶底板最大移近量分别为65和57 mm,变形量较小,首次实现了15 m特厚煤层综放沿空掘巷围岩的有效控制。     

大采高综采工作面切眼扩刷支护技术研究

针对大采高综采工作面切眼扩刷情况下矿压显现剧烈、应力集中严重和支护困难等难题,本文以木瓜矿S10-102大采高首采面切眼为例,分析了锚杆索在切眼支护中所起到的作用,结合现场地质条件提出了“锚网梁+锚杆(索)”联合支护方案。现场试验与矿压观测结果表明,该支护方案通过改善围岩体的力学特性,提高了切眼围岩整体强度和稳定性,控制了切眼顶底板及两帮变形,保障了采煤工作面开采初期支架安装期间的安全性。     

顶煤破坏区采动影响下巷道变形机理与控制技术

为解决顶煤破坏区下破碎围岩巷道变形大、破坏严重的难题，以韩咀矿32103工作面辅运巷为研究对象，采用现场实测及理论分析相结合的方法对巷道围岩应力分布及变形机理进行研究。结果表明：32103辅运巷道顶板存在的顶煤破坏区呈非连续分布，32103辅运巷道围岩应力环境调整及顶煤遗留煤柱与区段煤柱有效承载宽度减小是导致巷道矿压显现明显的主要原因。基于上述探测及理论分析结果，提出以“深浅孔注浆+锚网索”联合支护为主的巷道围岩控制技术及以“架棚+底板卸压”为主的加固技术。现场应用结果表明：采用新支护方案后，32103辅运巷道围岩最大顶底板移近量为70mm，最大两帮收敛量为48mm，支护锚杆未出现破断现象，且锚杆受力与围岩变形均在合理区间，巷道支护效果良好。     

煤矿巷道支护方案与支护参数优化设计研究

为了确保矿井巷道的稳定性,分析了原有围岩赋存条件以及原有巷道破坏现状,根据巷道受到采动影响后围岩变形失稳情况,对原有巷道支护方案与支护参数进行了优化,施工工艺主要采用刷帮挑顶假U型棚、喷浆封闭U型钢棚、浅孔充填注浆、顶部加强锚杆支护、底板钻孔卸压联合控制、帮顶深孔注浆强化围岩和帮顶部锚索加固等施工工艺,最后通过矿山压力观测,验证了该技术的实用性。     

富水弱胶结软岩巷道围岩变形破坏特征分析

弱胶结软岩巷道围岩稳定控制是煤矿安全生产需要解决的一个技术难题。为研究弱胶结软岩巷道围岩的变形破坏特征以及合理的支护技术,以色连二矿12307巷道为研究背景,考虑采空区积水下渗对弱胶结软岩强度的影响,采用FLAC^3D对“锚杆索网”以及“钢筋网+全锚索+混凝土地坪”两种支护方案下弱胶结软岩巷道的应力、变形、塑性区等分布特征进行了数值模拟分析。研究结果表明,常规“锚杆索网”联合支护下富水弱胶结软岩巷道很难维持自身的稳定,其围岩变形量以及破坏范围将随着巷道的向前开挖而持续增长,最终在顶板、底板、两帮出现的最大位移分别为630、410、155 mm,而塑性区深度则可达5.9、4.0、6.0 m。而“钢筋网+全锚索+混凝土地坪”联合支护下,富水弱胶结软岩巷道则在巷道开挖后会迅速保持稳定,并且其在顶板、底板、两帮出现的最大位移分别为37.0、31.2、9.8 mm,塑性区深度仅为2.0、1.5、1.1 m。应用表明,采用“钢筋网+全锚索+混凝土地坪”联合支护能够有效控制富水弱胶结砂质泥岩的泥化现象,有利于巷道的掘进与使用安全。     

地下矿山大断面软弱围岩硐室变形机制与支护方法研究

大断面破碎软弱围岩硐室的支护一直是地下矿山开采的难题。基于此,本文以贵州烂泥沟金矿硐室大变形为工程背景,通过现场实测资料、采用理论计算和地质环境分析,揭示了底板和两帮变形机理:巷道在垂直及水平高应力作用下,呈现由两组优势节理组成的菱状空间破裂特征,在采动爆破震动影响下,围岩应力二次分配,使塑性区持续向深部拓展,降低了支护锚固力效果,从而导致围岩变形严重。基于支护理论,本文提出了顶板采用补强锚索+注浆+喷锚网,两帮采用补强树脂锚杆+锚索+壁厚注浆+喷锚网,底板采用反拱+注浆的联合支护方式。现场实测表明,这种联合支护方式与原始支护方式相比,对硐室长期稳定性控制具有良好效果。该研究可为深部复杂地质条件下的巷道变形加固提供借鉴。     

深井高应力巷道围岩变形及控制技术研究

为了解决赵固一矿2号煤层11271胶带巷围岩变形破坏严重的问题,通过现场监测数据分析地质力学参数和原支护方案围岩变形破坏规律,指出围岩强度低、赋存水文地质环境复杂、应力集中系数高、支护强度无法达到要求是巷道围岩变形破坏的主要原因。提出了强力一次支护理论,采用全长预应力锚固强力锚杆锚索控制技术提高顶板初期支护预应力和支护强度,加强两帮支护的支护方案。现场试验效果表明:无论是从锚杆索受力还是从巷道顶底板和两帮变形量来看,采用全长预应力锚固强帮控顶技术后,巷道变形得到有了效控制,而且保证了正常回采。     

金川矿区深部巷道喷锚网支护参数研究

与传统的棚式支护相比,锚杆支护可以充分改善巷道维护状况保持巷道长期稳定,有利于提高采掘效率和生产率。金川矿山巷道围岩松软且易发生流变,在使用金属支架时,顶底板、两帮相对移近量为300~500 mm,轻则为100~200 mm,严重时超过1 000 mm。巷道使用锚杆支护时,必须要有较高的支护强度以控制围岩变形。随着金川矿区探明资源量的逐年消耗,大部分采场深度已经超过或逼近600 m,地压增大、巷道收敛变形严重,浅部巷道惯用的喷锚网支护参数在深部巷道支护中矛盾开始显现。针对龙首矿深部巷道支护参数及变形特征,对深部巷道的喷锚网支护参数进行数值模拟研究。经过对锚杆长度、喷射混凝土厚度的模拟研究得出,在金川矿区深部巷道喷锚网支护过程中,将锚杆长度增加至3 m,喷射混凝土厚度200 mm,间排距1.5 m×1.0 m的支护方案可以有效的维持巷道稳定。