集中胶带大巷围岩稳定性控制技术验证

为验证集中胶带大巷优化后支护设计的围岩控制效果,在工作面内均匀设置了测站,定期对工作面两帮位移量和巷道顶板位移量进行观测。结果表明,在矿压观测的前9d,巷道的变形增大的相对快;随着监测时间的增加,巷道表面的变形速度开始逐渐减少;矿压观测38 d后,巷道的顶底板变形速度及两帮变形速度开始趋于稳定。但是巷道顶底板的位移量与巷道两帮的位移量都在增大,巷道顶底板总的位移量约255 mm,两帮位移量约150 mm。总的来说巷道围岩变形量都在50d内趋于稳定,有效控制了围岩的变形,满足了安全生产要求。     

2号煤层顺槽围岩控制技术研究

针对东曲煤矿2号煤层工作面顺槽围岩具体的地质情况,确定了在不同情况下的巷道支护形式和参数,对于2号煤层工作面顺槽围岩控制技术进行了分析与研究,在工作面顺槽设置了两个测站,两个测站的间距为110m,选取有代表性的围岩,用十字布点法进行测量,分别对工作面两帮位移量和巷道顶板位移量进行监测。监测结果为顶底板的位移量控制在85mm左右,两帮位移量控制在110mm左右。表明此支护设计方案对控制工作面顺槽巷道围岩的变形有效,对于相同条件下的巷道围岩控制起到了参考作用。     

采区猴车巷围岩控制技术研究

针对夏店煤矿31采区猴车巷围岩具体的地质情况,确定了在不同情况下的巷道支护形式和参数,对31采区猴车巷围岩控制技术进行了分析与研究,在巷道围岩处,建立了两个相距85 m的测站,借助十字布点法,对巷道顶板的位移量和工作面两帮的位移量进行监测。监测结果为顶底板的位移量在70 mm以内,两帮位移量在95 mm以内。结果显示,按照此方案实施后,有助于改善工作面回采巷道围岩的变形。     

夏店矿31采区猴车巷围岩加固技术研究

针对夏店矿31采区猴车巷围岩具体的地质情况,分析了采区猴车巷变形破坏的原因,在分析巷道变形破坏原因的基础上,对猴车巷加固形式和加固参数进行了优化和设计。为验证新方案的加固效果,在巷道内选取有代表性的围岩设置了两个测站,两个测站的间距为85 m,用十字布点法分别对工作面两帮位移量和巷道顶板位移量进行监测。监测结果表明,巷道顶底板的位移量控制在70 mm左右以内,两帮位移量控制在95 mm左右以内,新的加固方案对控制猴车巷道围岩变形效果显著,获得了良好技术和经济的效益。     

深井中等稳定顶板沿空留巷锚注切顶支护技术研究

为解决深井高应力沿空巷道围岩变形大、支护困难的问题,以孙村煤矿2216工作面地质和开采条件为背景,采用数值模拟软件FLAC3D建立计算模型,分析比较了采用普通锚索、普通锚索+巷旁切顶和注浆锚索+巷旁切顶3种支护方案时,深井高应力沿空巷道围岩应力和变形破坏规律。研究结果表明:与前2种支护方案相比,采用注浆锚索+巷旁切顶支护方案时,顶底板及两帮变形量分别减小了22.2%和19.8%,实体煤和巷旁单体支柱受力分别降低了13.5%和77.8%,控制围岩效果更好。现场试验验证表明,2216工作面回风巷采用注浆锚索+巷旁切顶方案进行改进支护后,第1个工作面回采结束时,顶底板和两帮最大移近量分别为270 mm和120 mm;下个工作面推进至测站位置时,顶底板和两帮累计移近量分别为533 mm和171mm,围岩变形得到了有效控制,可较好地解决该类巷道支护问题。     

屯兰矿软岩巷道锚网索联合支护技术研究

屯兰煤矿12501工作面运输巷道为软岩巷道,为解决巷道变形量大的支护难题,依据巷道地质条件及巷道布置情况,考虑软岩巷道围岩变形的特殊性,提出了锚网索联合支护方案,运用FLAC3D数值软件对该方案进行了模拟分析,并对试验段巷道进行了矿压观测。研究结果表明,采用锚网索联合支护的12501工作面运输巷道顶底板最大位移量为31mm,两帮最大位移量为43mm,巷道稳定后顶底板及两帮移近速度均低于0.5mm/d,巷道顶板位移主要发生在浅部,2.5m以外的围岩位移很小,证明锚网索联合支护可以有效控制软岩巷道围岩变形,保持巷道围岩稳定。     

回采巷道支护技术实践

针对常蒋煤矿3102工作面回采巷道地质条件确定了支护形式和参数,在3102工作面顺槽开口往里90、160 m处设置了两个测量站,用十字布点法进行测量,分别对工作面两帮位移量和巷道顶底板位移量进行监测。监测结果表明:工作面顶底板移近量比巷道两帮移近量小,巷道围岩变形量在一个月内趋于稳定,围岩变形得到有效控制,可以满足工作面安全回采的要求,取得了良好的技术经济效益。     

过断层回采巷道围岩监测与治理实践

为研究某矿过断层时回采巷道围岩的变形规律,在14101工作面辅助运输巷断层前后布置3个测站监测其顶底板和两帮移近量,并与带式输送机运输巷对应位置的围岩状况对比。监测结果表明:过断层前巷道围岩变形发展趋势一致,但辅助运输巷围岩变形更大,顶底板和两帮移近量分别为63、43 mm;辅助运输巷围岩变形在过断层时和工作面推进至测点附近时分别出现峰值。加强超前巷道支护后,过断层时的围岩变形量显著减小,围岩变形得到控制。     

大松动圈围岩巷道变形及支护受力分析

为控制大松动圈条件下的巷道变形,根据现场实际地质条件及设计经验,采取锚杆+锚索复合支护形式及合理的支护参数。通过后期对回风巷围岩变形数据进行统计分析可知:13230工作面回风巷巷道顶底板的位移量最大为100mm,巷道两帮围岩位移量最大为127mm,围岩变形量较小,且影响较大的范围在距离工作面40m以内,巷道变形量小。     

采区集中轨道巷围岩支护技术研究

为了解决山西焦煤西山煤电官地煤矿正前中六采区集中轨道巷围岩变形严重问题,确定合理的支护体系,对山西焦煤西山煤电官地煤矿正前中六采区围岩具体的地质情况进行了分析,确定了在不同情况下的巷道支护形式和参数。在巷道内每70 m设1处测站。现场监测结果表明:矿压观测的前9 d范围内巷道变形增加的速度比较快,随着观测时间的增加,巷道表面的变形速度逐渐减小;在矿压观测的10～21 d时间内,巷道变形趋于稳定。最后在监测的第42 d开始逐步趋于稳定,巷道最终两帮移近量约为80 mm,顶底板移近量约为115 mm。说明此支护方案效果良好,能够有效控制围岩变形。     

赵固二矿孤岛工作面区段平巷围岩变形规律研究

针对孤岛工作面应力高度集中导致回采巷道难以支护的问题,分析了厚煤层孤岛工作面回采巷道的变形特征。通过对回采巷道顶底板和两帮变形量进行监测,探究在孤岛工作面回采巷道采用“锚网索+钢筋梯+槽钢梁+喷、注浆”联合支护技术时巷道围岩变形规律。结果表明,在工作面回采过程中,巷道顶底板和两帮移进量先快速增加,后缓慢增加;顶底板受采动影响范围为50 m,两帮受采动影响影响范围为70 m;顶底板移进量最大值为230 mm,两帮移进量最大值为317 mm,孤岛工作面巷道变形主要以两帮变形为主;采用“锚网索+钢筋梯+槽钢梁+喷、注浆”联合支护技术能有效控制巷道的大变形。     

兰花宝欣煤矿3103工作面沿空留巷技术研究及应用

为提升3103工作面回采率,根据工作面的地质和开采条件,确定工作面采用无巷旁充填体沿空留巷技术,设计巷道围岩控制方案分为巷道掘进期间、工作面回采前和工作面回采期间,根据围岩特征进行具体支护参数的设计,根据巷道地质条件和现场观测结果进行围岩类别的划分,并在围岩控制方案实施后进行巷道变形情况的监测分析。结果表明:围岩控制方案实施后,巷道掘进期间围岩变形量在合理范围内,留巷期间巷道在Ⅰ类和Ⅱ类围岩地段顶底板和两帮最大变形量分别为260 mm和550 mm,Ⅲ类围岩两帮变形量较大,需进一步补强支护。     

干河矿2-107B孤岛工作面超前支护技术研究及实践

针对干河矿2-107B孤岛工作面回采巷道在多重采动影响下围岩变形量大的问题,对孤岛工作面巷道围岩结构进行了分析,提出了在巷道掘进期间采用“锚杆+锚索+金属网+钢带”的支护方式,在工作面回采期间采用中空注浆锚索超前支护和空巷充填的方式。现场实测结果表明:巷道两帮和顶底板最大位移量分别为116.32 mm和141.47 mm,有效地控制了巷道围岩变形,确保孤岛工作面安全高效生产。     

大断面强力锚网索支护技术的研究及应用

常村煤矿21220工作面运输巷埋深大、围岩应力大,受掘进及回采动压影响巷道支护困难。通过研究巷道围岩变形破坏机理、采用耦合支护理论及深部煤巷控制技术,提出了强力锚网(索)大棚距支护控制新支护技术方案。应用结果表明:巷道顶板最大位移量为100 mm,底板最大位移量为400 mm,两帮最大位移量为450 mm。巷道顶底板及两帮位移量较原支护体有明显减少,新支护技术能够充分发挥围岩的主动支护能力,提高了围岩的整体承载能力,巷道围岩变形得到了有效控制。     

3209工作面运输顺槽支护设计优化

针对综采放顶煤工作面运输顺槽原支护设计下巷道围岩变形严重的情况,通过采用加密支护、优化支护参数等措施,控制了巷道围岩变形量,两帮移近量稳定在270 mm,顶底板移近量稳定在205 mm,支护效果良好.     

2205顺槽锚索网联合支护技术探讨与应用

为解决2205顺槽围岩变形量较大等问题,通过对比本矿其他工作面以及相似矿井的支护方案提出了相应的支护方案,采用理论计算的方法对采用工程类比提出的方案进行了验算,通过采用十字布点法安设表面位移测站监测其在掘进期间以及回采期间的位移监测其两帮以及顶板移近量。在掘进期间顺槽的两帮以及顶底板移近量小于80 mm;回采期间两帮及顶底板移近量小于110 mm,位移量较小,说明此次为2205顺槽设计的支护方案能够较好的控制围岩的变形并且可以满足安全生产的需要。     

不等长工作面覆岩活动及回采巷道采动影响变形规律

受断层影响,冀中能源股份有限公司邢东矿2225工作面沿推进方向斜长依次为50 m、80 m和126 m 3段。为研究不等长工作面覆岩活动规律和回采巷道采动影响变形规律,在工作面顶底板、巷道围岩中布置监测仪器,监测工作面生产过程中的顶板岩层位移、底板破坏深度以及巷道围岩表面位移。结果表明：随着工作面的推进,顶底板岩层移动和巷道变形逐渐增大;在工作面距一号测站-32~-42.8 m时测点底板岩层位移斜率达到4 mm/m,底板最大破坏深度超过45 m;当工作面推进至距三号测站40.1 m处时,顶底板相对位移为0.45 m左右,巷道两帮相对位移约0.5 m,位移相对速率达到20 mm/d。随工作面长度增加,工作面前方底板岩层扰动距离和底板岩层变形量明显增加;二号测点工作面长度为126 m,底板前方扰动距离约为40.5 m,该测点底板岩层位移已达300 mm左右;而一号测点工作面长度为50 m,前方扰动距离约为92.8 m,底板岩层位移最终只有90 mm。     

镇城底矿软弱顶板煤巷支护技术研究

为了解决深部软岩巷道围岩变形大的问题,先对原支护方案下巷道围岩变形进行分析,发现原支护下顶底板相对位移量868.5mm,两帮移近量达到725.2mm,根据变形情况给出锚杆+锚索优化支护方案。对优化支护方案进行分析,发现优化后顶底板移近量达到131.36mm,较原支护方案下降83.49%,两帮移近量为85.25mm,两帮移近量下降了86.79%。对优化方案进行应用分析,得出随着监测天数的增大,此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势,巷道底鼓量最大值为226.3,巷道的两帮移近量为364.1mm,顶底板移近量为443.3mm,较原支护方案变形量得到一定控制,为巷道稳定性做出贡献。     

“Y”型通风强动压巷道围岩控制及加固技术

为解决"Y"型通风强动压巷道变形剧烈、围岩难以控制的技术难题,以潘一东井1252(1)工作面轨顺及轨顺底板巷为工程背景,在对巷道支护现状进行分析的基础上,按照"采前加固"、"采后维护",分区段治理的围岩控制及加固原则,分别采取以中空注浆锚索为主体的锚喷注支护和预应力加长锚索主动加固支护,有效地控制住了巷道围岩的剧烈变形。采用数值模拟及巷道变形量观测的方法对加固效果进行了检验。结果表明,工作面采过第二联络巷后,轨顺底板巷顶底板和两帮移近量分别为1 180 mm和675 mm;留巷后轨顺顶板下沉量、底鼓量及实体帮位移量分别为150、780、360 mm,说明经过强动压影响后,巷道围岩得到有效控制,从而保证了Y型通风工作面回风通道的畅通。     

深井软岩巷道二次锚网索支护技术

为解决超化煤矿深部软岩巷道支护难度大的问题,采用数值模拟、理论分析和现场观测相结合的方法分析了巷道原支护失稳的主要原因,被动支护不能适应深部高应力软岩巷道围岩的变形。在此基础上提出了控制深部软岩巷道围岩变形的高强稳定型二次锚网索支护技术,其中第一次高强预应力锚网支护及时加固巷道围岩,并与围岩共同形成有效承载结构,第二次锚索补强支护提高支护承载结构的稳定性和承载能力。结果表明:采用二次锚网索支护技术巷道顶底板最大移近量为73mm,两帮最大移近量仅为51 mm,顶底板平均移近速率约1.62 mm/d,两帮平均移近速率约1.13mm/d,有效控制了深井软岩巷道变形。