松软煤层大采高综采工作面巷道矿压显现实测与分析

为掌握松软煤层大采高工作面巷道矿压显现规律,进行了巷道表面围岩变形和顶板离层监测,结果表明:巷道表面围岩变形分为3个阶段,即超前支护范围外缓慢变形,超前支护范围内快速变形和剧烈变形;超前支护范围外顶板离层量较小,超前支护范围内离层量增加较快;锚固区内离层量在安全范围内,但锚固区外离层量较大,应当调整支护系统。     

复杂地质条件大采高工作面端头和超前支护技术

为了解决东曲矿含泥岩夹矸煤层大采高工作面端头和超前支护区巷道围岩变形量大的问题,探讨了东曲矿28808工作面两端头和超前支护区巷道围岩结构特点、围岩应力环境和围岩变形原因,提出了端头切顶、保证工作面和超前区顶板支护强度,配合破碎区注浆加固的工作面端头和超前区的综合控制技术,并进行了现场工业试验。研究结果表明:工作面端头在叠加应力作用下,围岩整体破碎范围增大,巷帮的破坏失稳是引起巷道围岩变形增大的原因。对两顺槽超前加固并对工作面侧巷帮进行二次加固,配合调整工作面拉架工艺后,两顺槽超前支护区巷道围岩变形量明显减小,保障了工作面安全高效回采。     

浅埋坚硬煤层工作面超前支护技术研究

针对盛鑫煤矿浅埋坚硬煤层51101综采面超前支护区域巷道的支护技术难题,通过现场调研及工程类比等方法,对其围岩变形的影响因素及破坏特征进行了分析,并确定出工作面超前支护区域巷道支护参数。运用FLAC3D数值模拟软件,对支护前后巷道围岩位移场变化进行对比分析,分析得出顶板最大下沉量及底板变形量收敛值明显降低,支护参数合理可行。现场实践表明:51101工作面超前支护区域围岩变形速度及围岩变形量都在安全合理范围之内,实现了矿井的安全高效开采,同时为相似工程地质条件下的超前支护技术提供一定借鉴。     

深部动压回采巷道的矿压时空分布规律研究

开采深度增加,地质力学环境比浅部复杂,深部动压回采巷道仍沿用浅中部的超前加强支护范围已不能有效控制动压巷道围岩变形。针对埋深762 m的某矿回采工作面顺槽的支护和超前加强支护范围,分析得出:回采和掘巷期间围岩变形不同,掘巷期间以底臌为主,而回采期间以顶板下沉为主;深部动压回采巷道超前支承压力影响范围明显增大,加强支护范围应大于采动剧烈影响区5~10 m。     

古书院矿煤柱回采工作面超前支承压力研究

通过对煤柱回采工作面运输巷、回风巷围岩变形和超前支护阻力的监测,预测超前支承压力分布范围.分析了煤柱回采工作面、回采巷道围岩力学特征,为回采巷道的支护和维护提供了科学依据.     

韩咀煤矿孤岛工作面回采巷道支护设计优化

针对韩咀煤矿10#煤层孤岛工作面回采巷道变形破坏严重、不易控制的问题,设计了回采巷道不同阶段的支护方式。孤岛面正常回采时,巷道采用锚网梁+锚索的一般支护形式;超前支承压力影响段,采取端头支护和超前支护结合联合加强支护。优化后的设计控制了巷道围岩的大范围变形,保持了巷道围岩的稳定性,为相似条件下的孤岛面回采巷道支护提供了依据。     

深部综放工作面巷道强力超前支护系统设计

针对煤矿深部综放工作面巷道顶板压力大、变形严重,巷道超前压力与变形影响范围大的特点,分析深部开采巷道压力分布特点与变形规律,提出有效控制深部巷道严重变形的方法,研制出能够适应长距离、大变形深部巷道的两列两节式强力超前支架支护系统;介绍了超前支护系统主要技术参数的确定和主要特点,并对超前支护系统推移机构和稳定机构的适应性进行了分析;此支护系统在兖矿集团东滩矿14310工作面试验,超前支护60 m。经实际测定,巷道顶底板的平均变形量为202 mm,两帮平均变形量为848 mm,与用单体支护相比,巷道的变形量大幅降低;通过试验观测结果分析可知,该支护系统支护效果好,巷道围岩变形较小,满足综放工作面深部巷道支护的要求。     

超前支承压力作用下的巷道围岩控制技术

为解决鲁村煤矿东Ⅳ区主下山在超前支承压力影响下巷道变形剧烈的难题,综合采用理论计算、钻孔窥视、数值模拟和现场巷道变形观测等方法对围岩松动范围进行确定,对原有巷道支护方式进行优化设计。得出超前支承压力作用下主下山围岩松动范围为2.12 m,在此基础上优化设计的"锚网(索)+钢带"支护方案能有效控制巷道围岩变形,满足现场生产需要。经工程实践证明,多种研究手段相结合能更准确地定位把握现场实际生产条件,能提出更有效的巷道支护方案,保证现场安全生产,节约支护生产成本。     

巷道掘进过导水断层深孔帷幕注浆技术应用

为确保3502运输巷安全掘进过DF113断层，结合现场情况提出以深孔帷幕注浆为主、超前小导管为辅的防治水以及围岩加固技术方案，并通过锚网索梁联合支护体系降低巷道过断层期间围岩变形量。采用理论计算法确定帷幕注浆加固范围并给出帷幕注浆钻孔布置、注浆技术参数，帷幕注浆加固范围远超过巷道掘进扰动范围，可实现导水通道有效封堵；为新一步封堵围岩裂隙并提高围岩强度，在巷道断面布置超前小导管；采用锚网索梁联合支护体系，充分发挥高预紧力锚杆及锚索支护效果，降低变形量。现场应用后，3502运输巷过DF113断层期间围岩基本不出现淋水情况，同时巷道围岩变形量较小，确保了巷道安全掘进。     

余吾煤矿受采动影响巷道支护方案优化

针对余吾煤矿S8104工作面回采巷道受超前支承压力影响,围岩破坏严重难以管理等问题,需对支护方案进行优化。采用数值模拟软件对优化方案进行对比分析,并通过现场实测对优化支护方案的支护效果进行评价。结果表明:相同支护条件下,高应力集中对巷道围岩变形破坏影响显著,应力集中系数K值越大,巷道塑性区范围越大,顶板及两帮位移增加亦显著;锚杆间排距800 mm,顶板施加槽钢联合锚索支护可有效控制超前支护段围岩变形量,降低巷道边角应力集中程度。     

宽巷掘进沿空留巷矿压规律数值模拟研究

采空区顶板岩层分层垮落、岩层的旋转下沉和平移下沉造成巷道围岩次生应力场重新分布,围岩变形严重,因此,掌握沿空留巷采动支承压力影响下顶板岩层运动规律非常必要。针对某矿浅埋煤层、宽巷掘进、预掘留巷位置混凝土砌块沿空留巷的实际情况,通过三维数值模型对留巷围岩应力场、位移场、破坏场进行反演,揭示了留巷围岩矿压活动规律,对巷旁支护墙体受力变形特点、与顶板运动协调变形关系进行了分析,得出工作面轨顺留巷前后巷道围岩变形规律,为沿空保留巷道围岩控制提供了理论依据和技术支持。     

深井软岩巷道穿厚煤层碎裂顶板区围岩控制技术

针对深井软岩巷道穿厚煤层碎裂顶板区围岩控制技术难题,通过现场调查,分析工程破坏特点,结合钻孔窥视分析结果,得出巷道围岩变形失稳原因为破碎岩体降低了内层锚网的支护性能,未能与围岩形成统一承载体,围岩松动圈扩大及变形不均匀致使U型棚支护性能降低,支护阻力不足,围岩扩容膨胀,发生破坏。提出通过超前预注浆和组合金属骨架实现破碎围岩改性、围岩应力优化,形成稳定的承载结构,进而实现破碎岩体的二次承载,强化内层锚网支护效果,做到内锚有效、外架可靠。以此提出“超前预支护+内锚外架联合控顶+锁腿控帮+喷注补强+底板控水卸压”联合的组合控制技术,形成了锚固体与注浆围岩互相强化,强控顶、辅以控帮治底的联合支护体系;现场开展了工程实践,并取得了较好的支护效果。     

厚松散层破碎围岩大巷分阶段支护技术

为了控制新桥煤矿厚松散层破碎围岩大巷持续剧烈变形,采用地质雷达测试围岩松动圈范围,为支护设计提供可靠的理论依据,测试结果表明,围岩松动范围1.5~2.5 m。针对大松动圈破碎围岩特性,采用分阶段支护技术,适时动态控制围岩变形,矿压观测结果表明,采用锚网喷支护形式有效控制了巷道顶板和两帮的初期稳定,采用底板反拱注浆支护形式有效控制了底鼓变形,后期采用帮部滞后注浆有效控制两帮围岩变形。支护方案科学、合理,达到了预期的支护目标。     

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...     

断层破碎带巷道的锚网喷架联合支护技术

断层破碎带巷道围岩变形呈现软岩特征,原有的巷道支护方式和技术失效。为解决断层破碎带支护问题和保证施工工期,根据软岩巷道支护理论,结合围岩性质提出了锚网喷架联合支护技术,并对设计方案进行了优化及分析。采用数值模拟对支护效果进行了分析,提出用药卷锚杆代替管缝式锚杆,架后充填进行释能让压,二次支护与巷道掘进平行作业。矿压监测结果表明,锚网喷架联合支护控制了巷道围岩的变形,保证了施工的安全,施工进度提高了66.7%。     

沿空切顶成巷段巷道围岩变形规律研究

以宏景塔一矿回采工作面为研究对象,基于切顶卸压无煤柱自动成巷技术原理,采用数值模拟计算和现场实测的方法,对该矿成巷段巷道围岩支承压力分布及围岩变形规律进行分析。研究结果表明：随着工作面向前推进,巷道围岩支承压力呈先增大后减小最后趋于稳定的变化趋势,支承压力稳定值为13.5 MPa;受工作面回采动压的影响,距离工作面70 m以内,锚索受力急剧增大到恒阻值、巷道围岩变形明显;距离工作面70~150 m,锚索受力迅速减小、巷道围岩变形逐渐变缓;在距离工作面150 m之后,锚索受力仅有微量变化、巷道围岩变形趋于稳定。因此确定支护体回撤保守安全位置为工作面后方150 m。工程实践表明：所设支护体回撤距离能够应对巷道围岩变形,成巷效果良好。     

花鼓山矿回采巷围岩变形规律及支护研究

为了解决回采巷道支护难的问题,花鼓山煤矿组织对井下巷道围岩变形规律进行观察,并对观测数据进行分析,掌握受动压影响下的围岩变形规律,对巷道围岩应力分布进行计算机数值模拟,从而优化支护方式和锚杆支护参数,指导巷道掘进和支护设计,使巷道支护更加经济合理。     

城山煤矿回采巷道支承压力观测分析

为研究综采工作面超前支承压力分布规律特征,采用巷道变形量观测和支柱载荷应力测量法,对城山煤矿145工作面回风平巷和运输平巷进行一系列观测分析。结果表明:巷道松动圈的范围在0.6~1.4 m;支承压力显现剧烈阶段为工作面前方10 m范围。提出了类似回采巷道掘进时和回采时超前支护的相对合理的支护方式,为相似巷道围岩支护提供了可靠依据。     

大采高沿空留巷围岩分位控制对策与矿压特征分析

结合沙曲矿24207工作面的生产条件,运用理论分析和数值模拟方法探讨了采高因素影响下沿空留巷顶板应力的分布特性,得到了4.2 m大采高条件下留巷全断面变形分布特征。沿空留巷处于采空区侧向支承应力区的应力降低带;工作面采高越大,则其对岩层活动的影响幅度及范围就越广;大采高沿空留巷采动期间将发生剧烈变形,断面收缩率达到55.3%,需针对留巷各个边位的变形特征分别采取有效的支护控制对策;留巷断面选择最优跨高比并采用以高初撑力为核心的高强支护体系,能够合理控制围岩变形。工业性试验及观测数据表明,留巷受采动剧烈影响范围为工作面至后方200 m,与工作面倾斜长度相当,该范围内巷道变形持续增长,顶板压力不断增加,工作面后方250 m以外,矿压显现趋于稳定。     

综放工作面二次动压巷道围岩变形破坏与控制技术研究

针对综放工作面二次动压巷道变形破坏严重的情况,以不连沟煤矿F6207辅运巷为研究背景,通过现场监测和数值模拟分析得出不连沟煤矿综放工作面二次动压巷道变形破坏与应力演化特征。提出"强帮控顶、高支护材料强度、高围岩控制刚度"的围岩控制技术理念,提出新掘二次动压巷道的支护方案。新支护技术现场应用后,锚杆索受力状态良好,围岩顶帮位移量相对原支护明显降低。