破碎顶板巷道围岩支护技术实践

31103运输巷在顶板破碎、松动破坏范围大、围岩承载能力差以及围岩支护参数不合理等多重因素影响下呈现顶板离层量大、支护困难以及围岩变形严重等问题。结合31103运输巷现场条件，提出采用锚网索+注浆+喷浆方式支护，综合使用超前注浆、围岩喷浆、长锚索以及滞后注浆方式实现破碎顶板巷道围岩加固、支护。现场应用后，运输巷顶底板、巷帮变形量分别控制在89 mm、148 mm以内，围岩变形量较小，可满足巷道掘进及后续使用需求。     

大埋深破碎围岩巷道变形控制技术

120801运输巷受埋深大、上覆11号煤层采动等多重因素影响,导致巷道围岩破碎、支护难度大。结合现场条件,提出采用中空注浆锚杆+高强柔性金属网+工字钢架棚组合支护方式控制围岩变形。在巷道顶板采用涨壳式终孔注浆锚杆并配合注浆,提升顶板岩体整体稳定性及承载能力,加强锚杆围岩控制效果;巷道顶板及巷帮均铺设TECCO高强度柔性金属网,给巷道壁较大的支护作用力;按照1 000 mm棚距架设钢棚,进一步提升护表强度。现场应用后,120801运输巷顶底板、两帮最大移近量分别为66 mm, 58 mm,锚杆、架棚等支护体系均未出现失效、变形等问题,巷道围岩变形量较小,实现了深部破碎围岩巷道变形的有效控制。     

综放工作面沿空留巷合理巷道参数的数值模拟

为有效降低巷道掘进工程量、提高煤炭资源回收率,文章以南阳煤矿3206综放工作面进风巷沿空留巷工程为背景,通过数值模拟、现场实测的方法,分析了不同留巷宽度、巷旁支护宽度条件下巷道围岩的变形特征,确定了综放沿空留巷的合理巷道参数,主要得到如下结论：1）巷道顶板、底板整体呈现中部垂直变形大、两端垂直变形小的非对称变形特征,且巷旁充填帮侧的顶板垂直变形明显大于实体煤帮的顶板垂直变形;2）巷道巷旁支护帮与实体煤帮整体呈现上部水平变形大、下部水平变形小的变形特征,即巷道顶板侧巷道帮部的水平变形明显大于巷道底板侧巷道帮部的水平变形;3）当留巷宽度为3600mm、巷旁支护宽度为1400mm时,巷道最大顶板下沉量、底板鼓起量、巷旁支护帮变形量和实体煤帮变形量分别为117.76mm、-0.94mm、53.24mm和38.37mm,均最小;4)3206综放沿空留巷的合理留巷宽度为3600mm,合理巷旁支护宽度为1400mm,经现场实践表明,巷道围岩变形小,留巷效果良好。     

余吾煤业N1105工作面沿空留巷支护应用研究

为解决余吾煤业N1105工作面胶带顺槽沿空留巷围岩变形严重的问题,特提出在此巷道进行沿空留巷加强支护,超前在巷道原有支护的基础上铺设两层菱形金属网和一层钢筋网片、补打锚索补强支护,运用柔模混凝土墙体在巷道回采侧进行永久加强支护,对巷道超前30 m、滞后200 m范围内进行临时加强支护。实践表明,沿空留巷支护能有效解决围岩变形严重问题,尤其是对顶板下沉有很好的支护效果,全巷道顶板基本无明显变化,个别地段顶板稍有下沉。矿压监测显示,留巷顶板最大下沉量为235 mm,底鼓最大值为1 080 mm,帮鼓最大值为432 mm,除底鼓变化量较大以外,顶板下沉和帮鼓得到有效控制。     

松软煤帮巷道破坏机理及高强预应力支护技术

根据五一煤矿采区巷道两帮强度低,围岩变形量大的问题,基于弹塑性力学及巷道围岩控制理论,采用理论分析及数值计算的方法,对松软煤帮巷道的破坏机理及高强预应力支护体系进行了研究,得出了巷道围岩连锁失稳、破坏机理及其相关控制技术。工业性试验表明,采用高强预应力支护技术后,顶板下沉量为59 mm,两帮移近量为230 mm,离层量控制在25 mm以内,可以较好控制松软巷帮的变形及顶板的离层变形,提高巷道的整体稳定性。     

煤岩大巷围岩破坏特征与控制

为解决煤岩大巷围岩变形量大和维护投入大等问题,采用理论分析、数值模拟和现场实测等方法,对比研究了高家庄矿煤岩大巷围岩破坏特征。结果表明,巷帮煤层和走向厚度变化较大的基本顶岩层是造成围岩大变形的主要原因,巷帮及顶板支护强度不足是影响围岩控制效果的根本原因。通过综合对比研究,对支护方案进行了优化,增加了帮部支护、提出了不等厚复合顶板锚索支护技术。实践表明,大巷顶板岩层的大变形破坏得到了一定程度的控制,巷帮大变形得以降低,提高了巷道维护周期,减少了巷道维护投入。     

深部软岩大断面巷道底鼓防治技术应用

有效控制围岩变形是矿井深部掘进大断面软岩巷道需要解决的重点问题。针对上庒煤矿11503回风巷掘进过程中巷道底鼓严重的问题,通过分析底鼓影响因素,采取以改善围岩受力、强化围岩支护为核心的底鼓防治技术措施治理该巷道的底鼓问题,具体措施包括：(1)将回风巷区段保护煤柱宽度由6 m增加至10 m,提高煤柱支撑效果并减少煤柱帮、底鼓变形。(2)对巷道原有支护参数进行优化,采用φ22 mm×2 800 mm、φ22 mm×3 100 mm水力膨胀式锚杆对巷帮及顶板进行支护,并强化帮肩及帮角岩体支护,采用φ22 mm×7 500 mm高强锚索强化顶板悬吊作用。(3)对于底鼓严重变形区,采用注浆方式对底板进行加固。现场应用后,巷道底鼓变形得以较好控制,最大底鼓量控制在385 mm以内,底鼓不会给后续掘进、使用带来影响。     

掘进工作面巷道围岩压力及变形规律分析研究

伯方煤矿二盘区巷道围岩为第Ⅳ类不稳定围岩,围岩压力大,矿压显现剧烈,评价巷道支护效果,在实验室取得的3号煤煤岩物理力学参数及巷道支护参数基础之上对巷道支付方式进行数值模拟分析,通过分析巷道开挖后的围岩应力、变形及破坏深度得出:巷道变形量左帮65mm、右帮66mm、顶板32mm,围岩破坏深度顶板1.5m、底板1.5m、两帮1.5m。对3211回风巷掘进工作面的围岩变形及锚杆受力监测结果说明联合支护对动压有一定的承受能力,在现有伯方煤矿巷道围岩支护情况下,围岩得到了有效地控制。     

注浆锚索在沿空留巷工作面超前支护中的应用研究

为解决煤矿超前支护工序繁琐、劳动强度大、影响工作面快速推进以及超前液压支架破坏顶板锚杆（索）严重等问题,以古汉山矿1604工作面运输巷为工程背景,理论分析了工作面超前巷道围岩变形特征和注浆锚索支护原理,提出在工作面超前巷道采用锚注支护技术,取消原工作面超前液压支架,减小了单体支柱支柱密度,并在现场进行了工业性试验。试验结果表明,工作面超前巷道顶板实施注浆锚索后,顶板围岩裂隙内浆液充填范围广;超前巷道受工作面支承压力和采动影响后,巷道变形不明显;进入沿空留巷后,留巷实体煤帮最大移近量为276 mm,采空区帮最大移近量为216 mm,顶板最大移近量为225 mm,底板最大鼓起量为164 mm,顶板控制效果较好。     

某矿沿空动压巷道变形特征分析及锚杆支护方案优选

结合现场观测成果,对某矿三采区相向掘进沿空动压巷道(12306轨道巷)顶板及巷帮的变形特征进行了分析,认为巷道顶板和煤柱侧巷帮变形量较大,实体煤侧巷帮变形量较小,巷道变形呈现不均称特征。结合12306轨道巷变形特征分析,认为该巷道原支护方案中锚杆选型、锚杆支护密度、钢筋梯安装角度均不合理。根据上述分析,设计了3种锚杆支护方案(方案Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ),并进行了数值模拟分析。研究表明:方案Ⅰ对于巷道围岩稳定性的控制效果最优,即12306轨道巷合理的支护方案应为采用规格为22 mm×2 200 mm无纵筋左旋螺纹钢锚杆支护,顶板与实体煤侧巷帮锚杆端头锚固,锚杆间排距为800 mm×800 mm;右帮锚杆全长锚固,锚杆间排距为600 mm×800 mm,靠近顶板位置的锚杆与水平方向呈20°夹角安装。     

大跨度破碎煤层巷道围岩控制及支护技术

针对王庄煤矿3045工作面回风顺槽跨度大、煤层破碎、巷道变形破坏严重的情况,为提高该巷道围岩控制质量,首先分析了大采高小煤柱巷道围岩的变形及受力特征;通过运用极限平衡理论合理确定煤柱尺寸、对大跨度破碎煤层巷道围岩控制机理进行分析,并结合王庄3045工作面实际情况给出了相应的围岩控制技术方案。基于原锚杆支护方案已不适应围岩控制要求,运用正交试验及数值模拟对原巷道支护参数进行优化。通过巷道表面及深部位移观测结果得知:沿空掘巷期间巷道表面最大位移量230 mm,工作面采动期间最大位移量1 049 mm,变化量均在工程允许范围内。工程实践证明围岩控制效果显著。研究实践结果对于其他大跨度破碎煤层条件下大采高小煤柱巷道围岩控制及支护参数选择具有指导意义。     

二次动压巷道变形机理与控制技术研究

为有效解决五阳煤矿瓦斯抽采巷受开挖及采动影响变形较大的难题,现场分析了3#煤层裂隙发育特征及围岩物理性质,同时采用UDEC4.0软件模拟研究了该动压巷道变形机理及破坏特征,并对巷道顶底板变形率、两帮变形率及断面闭合率进行了系统性统计,最终确定底鼓是引起巷道破坏变形的最主要原因。在原有支护的基础上,优化了支护参数,提出了采用两帮加固+底板高预应力管缝式让压锚杆补强的巷道支护形式,并对支护效果进行了数值分析。现场试验结果表明：在采用该优化方案后,巷道顶板及两帮移近量分别降低了58.5%和60.7%,巷道底板最大相对移近量为198 mm,是加固前的34.2%,有效控制了该动压巷道受二次动压影响下围岩的破坏变形,为矿山高瓦斯治理及安全高效回采奠定了基础。     

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。     

顶煤破坏区采动影响下巷道变形机理与控制技术

为解决顶煤破坏区下破碎围岩巷道变形大、破坏严重的难题，以韩咀矿32103工作面辅运巷为研究对象，采用现场实测及理论分析相结合的方法对巷道围岩应力分布及变形机理进行研究。结果表明：32103辅运巷道顶板存在的顶煤破坏区呈非连续分布，32103辅运巷道围岩应力环境调整及顶煤遗留煤柱与区段煤柱有效承载宽度减小是导致巷道矿压显现明显的主要原因。基于上述探测及理论分析结果，提出以“深浅孔注浆+锚网索”联合支护为主的巷道围岩控制技术及以“架棚+底板卸压”为主的加固技术。现场应用结果表明：采用新支护方案后，32103辅运巷道围岩最大顶底板移近量为70mm，最大两帮收敛量为48mm，支护锚杆未出现破断现象，且锚杆受力与围岩变形均在合理区间，巷道支护效果良好。     

大倾角煤层小煤柱巷道锚杆支护数值模拟研究

通过对锚杆加固小煤柱护巷机理的分析,并模拟不同支护形式下小煤柱巷道的稳定性和围岩变形量,得出高强锚杆支护可有效控制巷道围岩变形,保证巷道安全和煤柱稳定,是小煤柱巷道最有效的支护形式。     

深部高应力软岩巷道变形特征及支护技术研究

以贵州土城煤矿141713运输巷为工程背景,针对该矿运输巷深部高应力软岩难支护问题,通过现场调研该巷道破坏特征、实验室用多功能粉末X射线衍射仪分析围岩成分,分析总结该巷道破坏机理,得出围岩强度低、黏土矿物占比大、支护方式不合理、采动影响、高应力和围岩渗水是该巷道变形破坏的主要原因.针对巷道破坏特征和机理提出"锚杆/索+...     

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...     

大断面软弱破碎围岩煤巷演化规律与控制技术

随着矿井开采深度与巷道断面尺寸的增加,煤巷围岩松软、破碎程度越来越严重,煤巷顶板冒落的危险性增大,大断面煤巷支护与维护难度随之增加。基于煤巷围岩松动圈测试与分析,揭示了大断面软弱破碎围岩煤巷变形破坏特征;采用FLAC3D模拟研究了不同巷道布置方式、顶煤厚度、巷道高宽比及侧压系数等条件下大断面软弱破碎围岩煤巷开挖后围岩变形特征、塑性区演化规律及应力分布特征,为煤巷优化布置、合理支护方案与参数的选取提供了理论依据;针对大断面软弱破碎围岩煤巷变形破坏特征与支护难点,提出了全断面锚网索喷初次支护、高预应力锚索与锚注二次加固组成的"三锚"联合支护技术方案,采用数值模拟分析与相似材料模型试验,验证了该方案的合理性与围岩控制效果,并进行了井下工业性试验。监测结果表明,采用"三锚"联合支护技术,有效地控制了大断面软弱破碎围岩煤巷的大变形与底臌,维持了煤巷围岩与支护结构的稳定及安全。     

Study on mechanism and practice of surrounding rock control of high stress coal roadway

The mechanical principle and surrounding rock deformation feature of high stress coal roadway was analyzed. The condition of stress balance of the kind of the roadway was put forward. The surrounding rock control principle and supporting technique of high stress coal roadway were discussed. It was very important to control early days deformation of coal sides. The supporting strength is should increased, so the strength loss of coal sides is decreased. The range of plastic fluid zone is reduced. The above mention-ned principle is applied in industrial test, and the new supporting technique is applied successfully.     

特厚煤层沿空掘巷窄煤柱留设及支护设计

王洼二矿110507工作面采用留窄煤柱沿空掘巷的工艺进行巷道的掘进。为确定煤柱留设宽度及支护方式,通过理论计算和FLAC 3D软件模拟,建立110507工作面沿空掘巷模型,探究不同宽度窄煤柱护巷时回风顺槽的围岩应力及变形规律,得到该工作面沿空掘巷煤柱合理的宽度为6 m,并提出锚网索联合支护的支护方式。通过现场布置观测站进行监测,发现巷道掘进过后40 d基本趋于稳定;变形稳定后煤柱帮深基点的最大变形量为124 mm,实体煤帮深基点的最大变形量为50.1 mm,巷道两帮移近量均在200 mm左右,顶底板移近量均在100 mm左右。围岩变形量及围岩深部位移均控制在允许范围内,巷道支护设计合理,能够满足顺槽的正常掘进作业和运行。