大断面复合顶板硐室围岩稳定性规律及支护对策

基于潞安集团李村煤矿2302工作面回风平巷地质条件,采用理论分析和数值模拟的方法,研究大断面复合顶板巷道掘进过程中的围岩应力和变形规律,分析巷道帮部开挖钻场后形成的大断面复合顶板空间围岩的稳定性演化特征,揭示了二次扰动后大断面复合顶板硐室围岩稳定性劣化规律,提出了"高强锚杆+双层钢筋梯子梁+锚索+钢筋网"的联合支护方案。研究表明:2302工作面回风平巷掘进形成后,两帮围岩变形量为270 mm,顶板变形量达到150 mm以上;顶板应力扰动范围达到13 m以上;钻场开挖造成巷道围岩二次扰动,与2302工作面回风平巷稳定性相互加速劣化,其顶板下沉量增加至200 mm,顶板应力扰动范围增加至16 m以上。经现场围岩变形量观测可知,巷道及钻场采用联合支护方案后,其围岩变形量均在120 mm以下。     

桁架锚索支护系统在复合顶板巷道中应用

针对大断面复合顶板巷道在掘进过程中出现的垮冒灾害问题,提出桁架锚索支护系统方案。对原有和新方案进行数值模拟分析,并在现场进行巷道围岩变形监测。模拟结果表明桁架锚索支护方案比原方案,在开挖第一横和第二横后顶板位移量分别减少161 mm和210 mm;水平位移量分别减少149 mm和210 mm;围岩塑性破坏区范围分别减少90 mm2和110 mm2。现场监测结果显示支护24 d后两帮和顶板的变形都趋于稳定。     

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。     

TBM施工煤矿深埋硬岩巷道围岩稳定性分析及工程应用

针对首次立井煤矿TBM掘进硬岩巷道工程应用实际,进行了巷道围岩稳定性分析和施工信息化监测,并采用ABAQUS有限元数值软件研究了巷道围岩位移场、应力场和塑性区的分布规律,分析了拟定支护方案的巷道围岩稳定性。结果表明,巷道顶部的最大下沉量为33.26 mm,巷道围岩的塑性区范围为0.8~1.2 m。确定支护方式为锚网支护。在试验巷道掘进过程中,进行了围岩内部裂隙发育情况、巷道收敛变形和锚杆受力监测。巷道顶板围岩破损深度达1.5 m,两帮最大收敛量为12 mm,锚杆轴力变化范围为43.1~65.1 k N。TBM施工硬岩巷道月进尺达404 m,相比传统的钻爆法和综掘法单进提高5~10倍,工程应用表明,该工法安全高效。     

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。     

高预应力支护在寺河矿西二盘区大断面顺槽巷道中的应用

针对寺河矿西二盘区巷道在掘进过程中围岩十分破碎、巷道变形严重、顶板和两帮位移较大、底鼓剧烈的问题,运用数值模拟软件,分析不同支护方案时预应力扩散情况和巷道掘进时期围岩变形破坏情况,并对支护效果进行观测研究分析。研究得出W23013顶板布置6根锚杆最为合适,压应力叠加区域非常明显,巷道顶板下沉量为86 mm,降低了69%,两帮煤体相对移近量为165 mm,降低了57%;锚杆直径为22 mm时,沿着锚杆长度方向围岩受力更为均匀。     

三河口矿综掘巷道支护技术实践

三河口矿3下2326材料巷在掘进过程中受3上2326工作面采空区和F12-4支断层的影响,矿山压力显现明显,顶板破碎严重,为解决3下2326材料巷掘进期间的顶板隐患,保证巷道围岩的稳定性,根据3下2326工作面实际布置情况,在工作面顶板破碎严重的区域采用临时支护结合永久支护进行巷道围岩管理,并提出安全技术措施。现场监测表明,材料巷通过支护后,巷道顶板累计下沉量与巷帮围岩的内收敛量分别为17.5和6.2 mm,位移变化均稳定在一定范围内,巷道顶板破碎情况得到有效控制,保证了掘进过程中巷道围岩的稳定性,实现了工作面的安全生产。     

潞宁煤矿24102运输巷围岩控制技术优化及应用研究

为解决潞安集团潞宁煤业有限公司24102运输巷掘进初期围岩位移过大的问题,通过理论分析及钻孔窥视等方法研究表明,围岩位移过大的原因主要为围岩应力过大、软弱煤层坚硬顶板结构、回采动压影响及支护方案不合理。结合"携顶底,控两帮"的支护思想,提高锚杆锚索的预紧力,两帮增加锚索加强支护,现场围岩位移监测表明,采用优化后的支护方案,两帮移近量最大为360 mm,相对于原支护方案减小了约80%,顶底板移近量最大分别为261 mm、265 mm,相对于原支护方案减小约65%,围岩的位移量显著的减小,取得了良好的应用效果。     

13101综采工作面快速掘进巷道围岩变形观测

为了分析13101综采工作面软岩段快速掘进过程中的围岩变形情况和巷道支护效果,采用现场实测的方法对巷道表面位移和顶板离层情况进行监测分析。从监测的结果可以看出:巷道的围岩变形主要发生在掘后的7 d内,占巷道总变形量的大约70%;巷道掘后的第二天是巷道围岩变形量的速度峰值,两帮位移变形量的平均速度峰值大约是12 mm,顶板位移变形量的平均速度峰值大约是11 mm。对比本矿井历史监测数据,说明该项快速掘进支护技术应用效果良好。     

回采巷道掘进过围岩破碎带支护参数优化

四明山煤矿9111运输顺槽掘进过程中围岩破碎严重,采用软件COMSOL进行数值模拟研究,模拟结果显示顶板承受最大应力为1×108 Pa,超过支护措施承受的极限应力.通过制定优化措施,竖向锚杆数量增加两根,增加锚网喷浆作业,增加工字钢支护措施.结果 表明:优化后的支护措施顶板深部最大位移量74 mm,浅部最大位移量30 ...     

深部大采高超大断面切眼围岩控制技术及其应用

为解决深部大采高超大断面切眼在施工过程中存在顶板下沉量大、两帮变形严重等问题,以平煤股份十一矿己16-17-24030切眼为工程背景,采用理论分析与现场监测方法,提出了切眼卸压减跨控顶与应力损失补偿支护技术,确定了适合大采高超大断面切眼掘进的"二次成巷、二次拉底、二次补充支护"施工工艺,并对施工效果进行检验。结果表明:小断面掘进切眼表面位移较小;二次扩帮其位移量增大,两帮移近量为322mm,顶板下沉量为174mm,并在切眼施工45d左右趋于稳定;该技术能够有效控制深部大采高超大断面切眼围岩变形。     

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。     

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。     

恒昇煤业窄煤柱回采巷道变形破坏特征与支护优化技术研究

为解决恒昇煤业9102工作面沿空掘进巷道受采空区覆岩运动的影响,巷道变形迅速,位移量大,矿压显现剧烈的问题。通过现场围岩变形观测、钻孔窥视、瑞利波探测等手段对恒昇煤业9102工作面机巷实施监测。瑞利波探测顶板结果表明岩体结构异常区域分布在1～1.5m、2～5m处,分析顶板钻孔窥视图像得到孔壁在1.5m、3m、4m附近破坏严重,顶板离层仪在2～3m、3～5m出现离层,根据监测结果对支护参数优化并进行工业性试验,结果表明：优化后的9102机巷围岩变形量小,测点距迎头140m时,顶底板位移量77mm,两帮位移量98mm,巷道支护效果明显。     

采空区巷道围岩应力分布及稳定性分析

针对煤峪口矿上煤层与下煤层距离太近,建立上覆煤层采空区数值模型,通过分析12#煤层采空区对14#煤层巷道围岩的影响,在FLAC3D中对围岩的应力和塑性区分布规律以及巷道位移量变化的分析,实际表明:进行巷道支护后,在前30 d内,巷道位移量变化相对较大,收敛速率和顶板移近速率分别为1.8 mm/d、1.64 mm/d;在巷道掘进30～60 d内,位移量逐步稳定,收敛量和两帮移近量分别为15.5 mm、31.0 mm,巷道围岩表面没有出现变形,在后续开采过程中逐渐达到稳定状态.     

大断面煤巷中空注浆锚索加固技术应用研究

辛置煤矿2-208运输巷掘进期间围岩出现明显的失稳变形现象,通过矿压监测、数值模拟及理论分析等方法,探究巷道围岩的破坏情况和机理,提出采用中空锚索注浆进行加强支护,确定合理的注浆压力为3～5MPa,设计锚网索+注浆支护技术的具体方案,应用期间进行围岩位移监测,结果表明,巷道掘进期间围岩最大位移量保持在100mm以下,工作面回采期间,顶底板最大移近量为378～519mm,两帮最大移近量为450～750mm,围岩整体稳定,巷道断面基本满足工作面生产要求。     

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。     

高应力破碎围岩条件下钻场二次支护技术

为了解决高应力破碎围岩条件下钻场支护问题,对赵固二矿11021上顺槽钻场进行了围岩移动规律研究,结果表明:一次强力支护未能达到良好支护效果。通过对原有支护材料和支护方式分析,认为具有大延伸率的对接长锚杆更能适应围岩变形,据此,提出了采用对接长锚杆的二次支护技术。在赵固二矿钻场的工业性试验也表明,使用二次支护技术后,钻场顶板下沉量和两帮移近量在一次支护期间都被控制在了允许的范围内,二次支护期间围岩进一步趋于平衡,采用对接长锚杆进行钻场二次支护的新技术取得了良好的效果。     

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。     

黄陵二号煤矿回采巷道围岩变形监测及分析

系统研究巷道围岩的变形规律,对实现开采工作面准备和巷道掘进的安全高效推进具有十分重要的作用。针对黄陵二号煤矿巷道出现的围岩变形情况,在合理布置顶板岩层位移监测孔的基础上,通过采用多点位移计对矿井回采巷道的围岩变形进行量化监测,分析了巷道围岩中的变形与位移特点及其影响因素。研究表明:在回采过程中,要做好回采工作面100 m范围以内的巷道支护工作;巷道顶板最大下沉量为14 mm,可将最大下沉值与临界沉降值(由锚杆有效伸长量决定)进行对比,确定了支护方式;此外,支护在减小围岩变形和顶板下沉方面有一定作用,如果没有支护或支护不足,围岩松动范围将大于监测值。摸清了巷道围岩的变形规律,优化了巷道支护设计与施工技术,为矿井生产提供了有效的技术支持。