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。     

破碎围岩注浆加固数值模拟分析与工程应用

介绍了注浆技术在破碎回采煤巷中的运用。分析了注浆加固机理：注浆液通过充填、压密等作用提高破碎围岩的强度,改变围岩的破坏机理,提高围岩的稳定性。通过UDEC数值模拟和高河煤矿现场实测数据得到：模拟巷道顶底板相对最大位移量为307 mm,两帮相对位移量为229 mm;实测顶底板相对最大位移量为359 mm,两帮相对位移量为262 mm,模拟与实测数据基本一致,巷道变形量得到有效控制,为矿井的安全、高效生产提供了有力的技术保障。该注浆加固技术可为破碎围岩支护提供指导意义。     

大断面巷道围岩变形机理及其控制技术研究

为解决大断面巷道断面大、跨度大、围岩易破坏变形、支护难度大的问题，结合乌苏四棵树煤矿8#井B51204运输顺槽地质条件及现场实际开采情况，对大断面巷道围岩变形破坏机理进行研究分析，通过FLAC3D软件对巷道应力及位移演化特征进行计算和分析，根据分析结果提出锚网索联合支护方案。工业性试验结果表明，采取优化的支护方案后，巷道顶板离层量最大为17 mm，顶、底板最大变形量为67 mm，两帮相对位移量为29 mm，实现了控制巷道围岩变形破坏的目的，为类似条件下大断面巷道支护提供了借鉴。     

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。     

软岩巷道顶板锚杆锚索联合支护参数优化研究

为了解决深部软岩巷道围岩变形大的问题,以木瓜矿10-206工作面为工程背景,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了131.36mm,较原支护方案下降了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226.3mm,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。     

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。     

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。     

腾晖矿复采采区大巷过老空区支护技术

为解决腾晖煤矿2#煤过老空区巷道掘进期间的冒顶问题，开展了掘进工作面揭露老空区期间的顶底板位移场与应力场演化规律研究。采用理论计算、现场监测与数值模拟结合的方式得到了掘进巷道在揭露老空区期间不同阶段的应力状态及受影响范围，确定了掘进巷道过老空区支护方案。计算结果表明：在煤层中老空区边缘存在5～10 m的塑性区域，当巷道不断向老空区方向推进时，掘进工作面同老空区之间的柱状煤体应力状态从弹性向塑性转变；巷道掘进期间顶底板位移演化趋势并不同步，随着巷道不断靠近采空区，顶板位移变形速率增加20%，底板变形量则随着掘进工作面靠近采空区变形速率逐渐降低直至达到稳定值。现场实验结果表明：50 d内顶底板相对变形量的增加控制在25 mm，两帮相对变形量的增加控制在23 mm，巷道围岩变形情况得到了有效控制。     

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。     

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。     

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.     

王庄煤矿5216综放工作面破碎围岩巷道注浆加固技术研究

王庄煤矿5216综放工作面在进行放顶煤回采的过程中出现工作面运输巷变形严重的问题。通过注浆加固实践,证明巷道破碎围岩经过注浆加固后,巷道承压能力得到显著增强,围岩位移量明显降低,顶板围岩下沉量降低至400 mm以内,两侧巷帮相对位移量降低至700 mm以内,能够满足工作面在回采期间的使用。     

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。     

永兴矿深部巷道围岩变形特征实测分析

深部巷道与浅部巷道围岩变形规律和特征具有较大差异。为分析深部巷道围岩变形特征,以永兴矿二水平-960 m水平,埋深约1 000 m的巷道为例,采用实测分析的方法进行研究。分析实测数据得到:围岩的两帮位移量、顶板位移量和底板位移量大约都是在80～85 d后稳定,位移量都稳定时大约在85～105 mm;围岩的位移速度大约在85～105 d后趋于稳定,围岩的位移速度稳定后都降低到0.2 mm/d以下;锚杆和锚索的受力大约在90～100 d后趋于稳定,锚杆受到的载荷大约为13.5 t,锚索受到的载荷约20 t。可以得出永兴矿深部巷道围岩变形大约在掘支后的100 d内围岩位移量、围岩变形速度和围岩应力都趋于稳定。     

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。     

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。     

桁架锚索支护技术在大断面巷道支护中应用

针对13031切巷大断面在采用原支护方式情况下出现巷道顶板下沉量和巷道两帮位移量增大,巷道变形较为严重等问题,结合复合桁架结构锚索支护技术原理,并采用FLAC3D进行数值模拟,确定采用桁架锚索的长度及桁架搭接长度等合理技术参数,按照参数对巷道支护方案进行优化设计并在现场实施,根据现场观测及实施效果表明,采用复合桁架锚索技术支护后,巷道顶板下沉量为87mm,巷道两帮位移量为46mm,巷道围岩变形量未超过规定要求,达到了控制巷道顶板的要求。     

冯营矿软岩巷道持续变形控制研究

基于冯营矿巷道变形的观测数据,研究分析了冯营矿二四轨道下山及一四流水巷支护岩体变形破坏的原因,认为巷道变形是一种持续性的变形,变形速度的基本稳定于某一数值,数值的大小与支护方式有关。根据分析,采用了料石底拱加半圆拱砌碹的方式控制持续变形,实测数据证明,控制方式是有效的。不稳定的巷道顶底板相对位移速度一般大于0．5mm／d,而稳定巷道的顶底板相对位移速度小于0．2mm／d。     

破碎软岩巷道锚喷网支护的应用

针对伽师铜矿巷道岩体的破碎及变形破坏日趋严重等问题,通过工程调研和分析巷道的变形特征及规律,结合锚喷网支护机理和工艺,引进以高强度树脂锚杆、喷射混凝土为核心的联合支护新工艺,使巷道的变形得到了有效控制,工程实践结果表明,巷道断面两帮发生的最大位移量为16.9 mm,顶板发生的最大位移量为22.9 mm;支护成本较原支护成本降低了1193元/m,降低率达51.9%。这些结论对于实际矿山巷道的支护设计与施工具有较好指导意义。     

六盘区煤层大巷注浆加固技术应用

针对长平煤业公司六盘区大巷煤层存在强度低,节理、裂隙发育,沿煤层顶板掘进的大巷断面较大,矿山压力显现,变形位移量大等问题,采用了“巷道喷浆+巷帮顶板注浆+两帮锚索补强”综合加固方案。实践结果表明：巷道顶最大移近量为159 mm,两帮移近量最大为131 mm,重塑了巷道围岩的稳定性,提升了巷道围岩自身承载能力,解决了巷道大变形的问题。