回采巷道复合顶板支护技术应用研究

为阻止复合顶板离层下沉,采用数值模拟手段确定锚杆间排距均900 mm的锚网索联合支护方式的支护方案,通过现场工业实践表明:巷道顶底板最大移近量为176.2 mm,两帮最大移近量为96.5 mm,两帮变形速率最大为2.7 mm/d,顶底板变形速率最大4.3 mm/d,顶板没有出现明显的离层、顶板表面没有出现大的裂隙,顶板的完整性较好。     

屯兰矿18407回风巷掘进工作面支护参数优化及应用

针对18407回风巷原支护方案下巷道顶板及两帮变形较大的问题,通过分析原锚网锁支护所存在的不足,提出了针对性的优化支护,现场实践表明:采用优化支护后,巷道顶底板和两帮的变形速率分别为3.68 mm/d和4.85 mm/d,顶底板和两帮最大移近量分别为112.69 mm和149.52 mm,巷道围岩控制效果显著。     

大断面煤巷锚杆桁架联合支护技术

选取薛村煤矿厚煤层大断面1927运输巷为研究对象,采用FLAC^3D模拟研究了巷宽对围岩的影响,结果表明:顶、底、两帮塑性区呈“半椭圆”状分布,随巷宽增加,顶板的塑性区破坏范围增加速率最大,两帮次之、底板最小;巷道围岩变形破坏向深入逐渐降低,深部破坏变形曲线呈“负指数”形式;巷道顶板表面变形量及变形增加量最大,两帮次之、底板最小;帮支承压力呈浅部升高深部降低的趋势,支承压力峰值随巷宽增加向深部转移。从而得出:桁架锚索可锚固在肩角稳定区,封闭结构可兜护顶板;桁架锚索、锚固空间附加应力网,可有效加提高围岩共同承载能力,共同抵抗变形。基于此提出高强高预紧力锚杆与桁架锚索联合支护技术。工程实践结果显示,两帮移近量98 mm,顶底板移近量128 mm,顶板离层量3 mm。     

放顶煤软岩巷道柔模混凝土沿空留巷技术研究

以霍尔辛赫矿3605放顶煤工作面为研究对象,针对放顶煤软岩巷道柔模混凝土沿空留巷应用技术采用理论技术、数值模拟、现场试验的方法进行研究。结果表明:柔模墙体支承压力峰值在工作面后方20～60 m,峰值在38～42 MPa.工作面后方45～55 m,顶底板移近量最大速率为21 mm/d,两帮移近量最大速率24 mm/d,确定是由基本顶发生二次破断形成新的应力峰值。顶底板最大移近量为252 mm,两帮最大移近量为195 mm,采用柔模支护、切顶卸压、高压喷射注浆加固底板技术有效控制了围岩变形。     

大断面煤巷巷宽效应及支护技术

针对煤巷宽度增加后的围岩控制难题,选取磁窑沟煤矿10104轨道巷为研究对象,采用FLAC3D模拟研究了巷宽对围岩的影响,结果表明:顶、底、两帮塑性区呈"半椭圆"状分布,随巷宽增加,塑性区面积和深度增加速率为顶板大于两帮大于底板;顶、底、两帮深部变形呈"负指数"关系向深部降低;同一围岩深度,表面变形量及变形增加量为顶板大于两帮大于底板;帮浅部支承压力随巷宽增加而降低,且支承压力峰值向深部转移。根据桁架锚索、高强高预紧力锚杆支护特点,提出高强高预紧力锚杆与桁架锚索联合支护技术,工程实践结果:帮移近量97mm,顶底板移近量127mm,顶板离层量3mm。     

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。     

基于3DEC的深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护

以某矿三采区运输下山为工程背景,基于原锚网索支护巷道变形破坏特点和原因,提出了深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护技术,并利用3DEC数值模拟分析其围岩应力、位移、塑性区等特征。结果表明:相比于原支护,巷道两帮及顶板浅部围岩应力明显增加,变形量、塑性区深度降低显著,顶底板移近量108.56 mm、两帮变形量61.39 mm、最大塑性区深度3 m,支护效果显著;现场巷道顶底板和两帮变形量为115.95 mm和67.00 mm,顶板离层基本为0,验证了支护技术的可靠性。     

离层破碎顶板回采巷道锚网索联合支护技术研究

针对某矿回采巷道顶板离层破碎的特点,在对比分析了架棚支护与锚杆支护优缺点的基础上,提出了采用锚杆支护的方式控制围岩变形。结合理论分析、数值计算等方法确定了回采巷道锚网索联合支护参数,即锚杆间排距800 mm×800 mm,锚索间排距2 000 mm×1 600 mm,长度8 000 mm,五花布置。采用该支护方案后巷道围岩变形情况为:顶底板移近量最大为260 mm,两帮移近量最大为220 mm,顶板离层量最大为18 mm。表明该方案能有效控制巷道围岩变形,可为其他地质条件类似的矿井提供借鉴。     

深井大断面三软煤层巷道支护设计与实践

为了更好解决深井大断面"三软"煤层巷道难以支护的问题,基于任楼矿II5112工作面机巷实际地质条件,对巷道矿压显现特点及支护失效原因进行分析,提出"初次高性能锚带网喷支护+二次支护锚索注补强加固"支护技术方案,并给出具体技术参数。现场监测及数据统计表明:实施新支护技术方案后效果明显,巷道顶底板最大移近量为65mm,两帮最大移近量为43mm,顶底板平均移动速率约1.3mm/d,两帮平均移近速率约0.86mm/d,有效地控制了巷道变形量,减少返修成本,满足巷道支护要求。     

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。     

深井复合顶板超大断面切眼锚网（索）+托梁联合支护技术研究

针对深井复合顶板超大断面切眼存在支护困难等技术难题,采用理论分析和工程计算方法对平煤股份十一矿己_16-17-24030切眼破坏变形特征进行了分析,确定超大断面切眼施工技术方案,并对支护效果进行检验。结果表明,深井复合顶板条件下,切眼断面尺寸达到宽×高为10.0 m×4.3 m,采用锚网（索）+托梁联合支护施工方法,最终切眼顶板下沉量最大值为188 mm,两帮收缩量最大值为376 mm,上覆岩层变形主要发生在直接顶区域（0~4 m）,4~6 m岩层变形量为30 mm左右,完全在控制范围内,具有良好的支护效果。     

松软煤层大巷围岩变形机理及控制对策

针对潞安漳村矿井深埋煤巷持续大变形难题,在开展地应力、煤岩体强度及围岩结构测试的基础上,分析了软弱围岩破坏变形的机理;基于强力一次支护原则提出了高预应力强力锚喷支护方案,重点对煤帮进行短锚索补强支护。矿压监测结果表明,掘巷阶段巷道顶板最大下沉量16 mm,两帮最大收敛量153 mm,底板变形不明显,锚杆锚索受力在掘进工作面推过50 m时开始稳定,锚杆受力最大值稳定在154 kN,锚索受力最大值稳定在235 kN。研究成果可为类似采矿条件下煤巷支护提供经验指导。     

巷道交岔点锚索U钢梁联合支护的应用研究

基于分析巷道交岔点围岩变形破坏机理,对巷道交岔点支护方案进行了比较分析,提出将锚索U钢梁联合支护应用于巷道交岔点,并对巷道交岔点进行了支护设计。方案实施后,利用十字观测法,对巷道围岩变形进行了观测,顶底板最大移近量为70 mm,两帮最大移近量为61 mm。巷道交岔点成型后,顶板无网片开裂现象,锚索U钢梁联合支护效果较好。     

基于断面形状效应的厚顶煤巷道支护参数优化

针对厚顶煤矩形断面巷道顶板两侧肩角锚杆易剪切破断、顶煤易离层破碎等支护难题,以唐家会矿61201综放工作面运输巷为工程背景,通过数值模拟对矩形和直墙平顶肩角微拱形厚顶煤巷道应力分布特征进行了对比分析。结果显示:直墙平顶肩角微拱形厚顶煤巷道顶板两侧肩角无应力集中、顶帮煤体松动范围相对于矩形厚顶煤巷道均有所减小,尤其顶煤松动范围减小明显,说明直墙平顶肩角微拱形断面有利于厚顶煤巷道围岩稳定性控制。在此基础上,提出了相应的巷道围岩控制对策,并进行了支护参数优化,经过现场应用,不仅顶板两侧肩角未发生锚杆剪断现象,而且掘进期间顶板下沉量达到15 mm时就趋于稳定,回采期间顶底板累计移近量仅220 mm,两帮移近量仅150 mm,支护效果显著。     

大倾角煤层动压巷道矿压显现规律及支护优化

针对3695回风巷受上工作面采动动压影响下巷道矿压显现剧烈的问题,基于3695回风巷所处的工程地质条件,运用FLAC3D数值模拟软件研究大倾角动压巷道在采动前后围岩的应力环境及塑性区范围.结果显示,受采动影响后,巷道顶板及左帮围岩垂直应力明显增大,巷道塑性区进一步范围扩大,围岩变形破坏严重.根据原有支护系统问题,提出了...     

沿空掘巷非对称性差异化支护技术研究

针对2103工作面沿空掘巷巷道围岩变形量大,矿压显现明显,煤柱侧与实煤体侧巷道围岩呈非对称变形问题,采用数值模拟分析确定工作面留设煤柱的合理宽度为5 m,同时利用钻孔成像技术对巷道围岩裂隙变化情况进行分析,得出实煤体侧和煤柱侧巷道围岩松动圈范围分别为1.8～2.2 m、1.5～2.4 m,据此提出非对称性差异化支护方案。支护方案优化后,通过对巷道围岩顶底板及帮部位移量变化情况和岩层裂隙发育情况进行监测,监测结果巷道在采用优化后支护方式后,80%锚杆受力在20～60 kN;巷道两帮位移变化量在75～95 mm,巷道顶底板移近量在43～95 mm,巷道围岩裂隙发育大部分集中在距围岩表面深度1.1 m以内。应用结果表明:该支护方案能够有效控制沿空掘巷巷道围岩变形,为类似条件下巷道支护提供了较大的参考价值。     

坚硬顶板工作面回采巷道底鼓诱因分析及控制技术

为了解决坚硬顶板工作面回风平巷回采期间巷道底鼓严重问题,通过现场观测、数值模拟及工业性实验,确定了造成底鼓的主要原因是: 巷道回采期间受工作面动压影响、两帮支护强度低及底板岩性差。针对该回采巷道特点,提出了采用“顶板超前预裂爆破+两帮锚杆补强+安装底角锚杆”的底鼓控制方案,并进行了工业性试验。工程实践表明:巷道最大底鼓量为258 mm,最大底鼓速率为12.3 mm/d,变形速率及底鼓量在巷道正常使用允许范围之内,动压影响期间巷道底鼓得到有效控制。该控制技术的应用可为地质条件类似的巷道底鼓控制提供一定技术借鉴。     

高应力坚硬顶板切顶沿空留巷矿压规律研究

为了解决矿井采掘接替紧张、巷道围岩控制困难等问题,以某矿21100工作面运输巷为工程背景,提出采用切顶沿空留巷技术。理论分析了沿空留巷围岩结构运动特征,对切顶沿空留巷围岩变形情况进行数值模拟分析,提出沿空留巷围岩治理措施,并在现场进行了工程应用。研究结果表明:工作面基本顶“O-X”破断、采场周期来压引起留巷巷道上方基本顶岩层失去稳定性;提出以“切、补、护、支”为主的留巷围岩控制方法;留巷段两帮移近量最大为80 mm,顶板下沉量最大为138 mm,锚索最大应力237 kN,顶板全长累计离层量32 mm。研究可为类似地质条件下的切顶沿空留巷提供参考。     

1303面回风巷锚网索联合支护技术应用

分析司马煤业公司1303工作面回风巷顶底板和两帮破坏情况及原因,优化支护方案,顶板采用短锚索+加强锚索支护,两帮采用锚杆+加强锚索支护方式.现场实测结果表明:回风巷顶底板最大移近量为23 mm,两帮最大移近量为15mm,支护效果良好.