软弱复合顶板巷道围岩控制技术应用

针对象山煤矿21315工作面辅助进风巷软弱复合顶板条件下的巷道顶板支护困难的问题,采用理论分析、数值模拟与现场实测方法,提出了“锚网索”联合支护方案,探究了“锚网索”联合支护方案对巷道围岩稳定性的控制效果。经计算,巷道顶板的破坏范围约为2.91 m,结合巷道顶板岩层岩性与厚度确定顶板锚杆、锚索长度分别为2.4 m和6.0 m;提出了巷道软弱复合顶板“锚网索”联合支护方案,顶板锚杆与锚索数量分别为6根和3根,间距分别为800 mm和135 mm,排距分别为800 mm和1 600 mm;探究了掘进工作面不同向前方探距离条件下,巷道围岩垂直应力分布与顶板下沉特征进行了分析,指出当掘进工作面向前推进15 m时,巷道围岩的垂直应力和顶板下沉基本稳定。现场应用结果表明,掘进工作面向前推进15 m时,巷道顶板离层量几乎不发生变化,且最终稳定在70 mm左右,说明采用“锚网索”联合支护方案,巷道顶板变形得到了有效控制。     

赵庄煤矿1312运输巷道复合顶板围岩控制技术研究与应用

为保障1312运输巷道复合顶板围岩的稳定,采用理论分析的方式进行复合顶板变形失稳机理的分析,确定影响顶板稳定的主要因素为:煤帮承载特征、软弱夹层、顶板水及锚杆索工作状态,基于复合顶板变形失稳机理,确定巷道采用顶板协调、高增阻、强初撑和高工作阻力的支护原则,结合巷道特征进行支护方案设计,在巷道掘进期间进行围岩变形监测分析。结果表明:巷道掘进期间,顶板下沉量和两帮移近量的最大值分别为72 mm和163 mm,支护方案有效保障了围岩的稳定。     

软弱夹层复合顶板巷道支护方案优化研究

庞庞塔煤矿10-7032巷道掘进过程中顶板揭露了不均匀质黄泥层,导致顶锚索施工困难,原支护方案难以保证掘进安全。现场采用钻探结合钻孔成像技术实测了顶板岩层结构,在全面掌握顶板地质条件的基础上,综合采用理论计算和计算机模拟等研究方法对巷道支护方案进行了优化设计。巷道矿压监测表明,该支护方案提高了支护结构的整体性和承载能力,保证了巷道的稳定性和工作面的安全回采。     

开元煤矿15401进风巷支护方案优化及应用研究

开元煤矿15401工作面范围内存在多个陷落柱,进风巷及辅助进风巷掘进初期,顶板和两帮变形严重,将影响巷道的正常使用,为解决该问题,以提高支护强度为核心,提出多个备选支护方案并通过数值模拟分析进行优选,现场应用期间位移监测结果表明,采用优化后的支护方案掘进期间,顶板下沉量稳定在30mm以下,两帮相对移近量稳定在25mm以下,围岩整体稳定,解决了围岩变形严重的问题。     

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。     

近距离煤层下分层大断面切巷支护技术研究

针对金达煤矿近距离煤层上部9号煤层被不规则房柱开采破坏导致下部煤层支护困难的问题,采用数值模拟分析对比了上部煤层长壁开采和房柱开采后煤柱对下部煤层巷道影响,提出了"二次成巷、强力快支"的巷道掘进支护技术。井下矿压监测结果表明,一切巷掘进完成后顶板下沉量在70mm左右,二切巷掘进时一切巷顶板受掘进扰动,下沉量再次增加,最终在95mm时保持稳定;回采侧帮变形量在约40mm时保持稳定,回采侧帮变形量很小;采空区侧帮变形量低于回采侧帮,帮部变形量约33mm,可见,该支护方案能保证切巷安全使用。     

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。     

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。     

近距离煤层采空区下掘进巷道过断层技术研究

针对近距离煤层开采条件下,采空区下部掘进巷道过断层支护难度较大的问题,本文以中煤平朔集团井工二矿21109主运顺槽掘进工作面过断层为工程背景,结合掘进巷道煤层顶板岩性和断层产状,确定了21109主运顺槽过断层掘进施工方案。在巷道顶板采用锚杆、W钢护板配合钢筋托梁和锚索联合支护,煤柱侧帮和工作面侧帮均采用采用锚杆支护,掘进工作面单纯采用主动支护后无法满足支护需求,又采取架设钢棚的方式对巷道进行了辅助支护。采取辅助支护措施后,28d内顶板浅部离层23mm,顶板深部离层31mm,巷道高度、宽度相对移近量分别为33mm和0mm;28d后,巷道断面再无变形,巷道围岩稳定。     

常村煤矿大断面切眼两次掘进成巷支护技术

针对常村煤矿2105工作面8 m宽切眼在掘进过程中支护困难、围岩变形破坏严重的问题,通过分析现场具体地质条件,确定了大断面切眼分两次掘进成巷的技术方案,并提出了合理的支护参数。现场应用结果表明,2105工作面大断面切眼分两次掘进支护效果较好,巷道围岩变形在45 d后趋于稳定,巷道顶板下沉量稳定在108 mm,巷道底板鼓起量稳定在69 mm,两帮移近量分别稳定在87 mm和78 mm,保证了巷道围岩的稳定性,取得了显著的经济和社会效益。     

破碎顶板煤巷支护参数优化及工程实践

为解决沙坪煤矿破碎顶板煤巷支护困难的问题,通过测试该矿顶底板煤岩层物理力学性质,采用FLAC3D数值模拟软件分析了不同支护条件下巷道围岩的变形特征。结果表明：当锚索长度为8 000 mm时,巷道的顶板下沉量较小,满足工程实际要求。采用锚杆＋锚索＋钢筋网联合支护方案后,巷道围岩力学状况得到显著改善,使巷道掘进速度提高了20%     

伏岩煤业3206工作面厚层软弱顶板巷道围岩控制技术

为保障伏岩煤业3206工作面厚层软弱顶板巷道围岩的稳定,采用UDEC数值模拟软件分析了巷道围岩裂隙发育规律及塑性区的分布特征,基于数值模拟结果,结合巷道围岩的具体特征,确定了顶板采用高密度长锚索加固,帮部采用短锚索加固,帮角采用单体加强锚杆的支护方案。现场应用表明,采用该支护方案后,在掘进期间,巷道顶底板相对移近量为142 mm,两帮相对移近量为133 mm,保障了厚层软弱顶板巷道围岩的稳定。     

汾源煤业5-1021巷过断层围岩控制应用研究

为消除断层在工作面巷道掘进时的安全隐患,以汾源煤业5-1021巷遭遇断层为工程背景,展开巷道围岩加固方案分析。根据巷道形态,设计了巷道围岩注浆加固与巷道锚杆索补强的联合支护方案,并通过巷道变形分析支护方案的效果。结果表明:巷道整体变形量较小,顶板最大下沉量为91.5 mm,两帮移近量为68.7 mm。     

沿空巷道支护方式及参数优化研究

针对回采巷道在掘进、回采过程中由于原场应力以及侧向采动应力场的叠加而造成巷道顶板应力集中、支护及维护困难等问题,以古城矿1306工作面回风巷道为工程背景,首先根据松动圈理论对巷道围岩稳固性等级对比现场实测数据进行分级,并结合巷道稳固性分析结果确定了1306运输巷合理的支护方式;其次通过数值模拟探究巷道在采用不同支护参数情况下,掘进以及回采期间应力分布、顶底板以及两帮变形特征,对巷道围岩稳定性进行分析,分析确定了巷道合理的支护参数。结果表明：采用间排距为600 mm锚杆锚索联合支护方式,巷道顶底板变形量较小,且不易在顶板形成应力集中;通过掘进期间巷道变形实测数据进一步验证,证明了支护方式以及支护参数选取的合理性。     

动压影响下巷道围岩破坏变形特征分析及控制

针对13031工作面回风顺槽掘进过程中受动压影响巷道围岩变形量大、支护和后期维护困难等问题,运用摩尔-库伦模型建立数值模拟计算模型,对巷道围岩塑性变形变化过程进行研究分析,结合13031回风顺槽煤岩层物理特性,提出采用"高强度锚网索+喷浆"支护方案,并对应用效果进行现场监测.监测结果表明:顶底板位移量稳定在350 mm左右,两帮位移量稳定在310 mm左右,巷道围岩破坏变形量在允许范围内,达到支护效果要求.     

动压影响下巷道围岩破坏变形特征分析及控制

针对13031工作面回风顺槽掘进过程中受动压影响巷道围岩变形量大、支护和后期维护困难等问题,运用摩尔-库伦模型建立数值模拟计算模型,对巷道围岩塑性变形变化过程进行研究分析,结合13031回风顺槽煤岩层物理特性,提出采用"高强度锚网索+喷浆"支护方案,并对应用效果进行现场监测.监测结果表明:顶底板位移量稳定在350 mm左右,两帮位移量稳定在310 mm左右,巷道围岩破坏变形量在允许范围内,达到支护效果要求.     

红山煤业S01轨道巷顶板围岩控制技术研究与应用

为保障S01轨道巷顶板围岩的稳定,采用FLAC~(3D)数值模拟软件进行锚杆索支护参数分析,根据数值模拟结果得出,顶板锚杆合理的间距和排距分别为700 mm和800 mm,帮部锚杆的合理间距和排距同顶板,顶板锚索的合理布置方式为"2-1-2",根据顶板巷道的具体特征,结合锚杆索支护参数的模拟结果具体进行支护方案设计,并在巷道掘进期间进行围岩变形监测分析。结果表明,巷道掘进期间,围岩在现有支护方案下顶板最大下沉量和两帮最大收敛量分别为15 mm和28 mm,围岩处于稳定状态。     

动压影响下巷道围岩破坏变形特征分析及控制

针对13031工作面回风顺槽掘进过程中受动压影响巷道围岩变形量大、支护和后期维护困难等问题,运用摩尔-库伦模型建立数值模拟计算模型,对巷道围岩塑性变形变化过程进行研究分析,结合13031回风顺槽煤岩层物理特性,提出采用"高强度锚网索+喷浆"支护方案,并对应用效果进行现场监测.监测结果表明:顶底板位移量稳定在350 mm左右,两帮位移量稳定在310 mm左右,巷道围岩破坏变形量在允许范围内,达到支护效果要求.     

深井泥岩顶板回采巷道破坏特征及支护设计

深井泥岩顶板回采巷道围岩变形量大、支护困难。通过对在古汉山矿15采区原支护方案回采巷道变形破坏分析,采用现场实测与数值分析方法对其围岩的收敛特点进行了对比,提出了预留断面强力锚杆-锚索协调支护技术,并对设计方案进行工业性试验与数据监测。结果表明:顶板泥岩的膨胀及高应力环境是巷道围岩失稳的主要原因,巷道呈凸出式收敛,四角成应力集中区,采用设计方案后,围岩顶板离层量小于50 mm,巷道围岩收敛量小于250 mm,巷道围岩稳定,支护效果显著。     

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。