厚煤层综放工作面煤巷围岩稳定性分类及支护优化研究

为对11602工作面运输巷围岩稳定性进行分类,通过现场钻孔取芯窥视、实验室物理力学实验和理论计算相结合的方式,确定围岩等级类别。根据运输顺槽在原有支护方案下存在的问题,结合围岩分类结果进行支护参数的具体优化;支护方案优化后,对工作面回采期间巷道表面位移进行持续监测,以验证支护优化后的围岩控制效果。结果表明:工作面直接顶K2灰岩质量级别为Ⅱ级;直接顶砂质泥岩质量级别为Ⅲ级;基本顶K_2灰岩质量级别为Ⅱ级,综合确定回采巷道的围岩稳定性为Ⅳ类不稳定围岩;运输顺槽采用优化的支护方案后,巷道掘进期间顶底板变形量最大值为150 mm,两帮的移近量最大值为130 mm,解决了围岩变形量大的问题,保障了回采巷道围岩的稳定。     

煤峪口矿极近距离下位煤层回采巷道支护技术研究

同煤集团煤峪口矿14号煤层为近距离煤层开采,由于上层工作面采动对底板岩层的破坏导致14号煤层回采巷道支护困难,通过理论分析、矿压监测及理论计算等方法研究表明:11-12号合并煤层8710工作面回采对底板岩层损伤破坏的深度为26.5 m。根据81012运输巷围岩的特点提出强帮减跨稳顶的支护原理,设计采用锚架棚、桁架联合支护方式,现场应用后围岩位移监测结果表明:81012运输巷掘进期间,两帮移近量最大为22 mm,顶底板移近量最大为27 mm;工作面回采期间,两帮移近量最大约为350 mm,顶底板移近量最大为415 mm;巷道围岩变形有效的控制在合理的范围内,取得良好的支护效果。     

管缝式锚杆在急倾斜极软厚煤层应用初探

通过分析管缝式锚杆适用条件及力学性能,改变急倾斜极软厚煤层回采巷道原木棚支护方式,采用锚架联合支护进行支护。对巷道掘进期间木棚支护与锚架联合支护段巷道围岩变形情况进行监测,分析检测结果得出:试验段围岩顶底板累计移近量平均43mm,两帮累计移近量平均27.5mm,巷道维护状况显著改善;底臌仍然是主要的围岩变形形式;运输顺槽存在应力集中区,为下一分层开采中的重点支护区。     

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。     

王庄煤矿91采区排水巷围岩稳定性研究

针对王庄煤矿91采区排水巷围岩稳定性问题,采用UDEC数值模拟和现场监测的方法,研究91采区排水巷掘进期间围岩变形规律,并对91-101工作面回采时排水巷变形量进行了预测。结果表明:掘进期间巷道顶底板移近量为120 mm,两帮移近量为39 mm,巷道围岩整体变形量小,围岩控制效果好。91-101工作面回采时巷道顶底板移近量增加了6 mm,两帮移近量增加了15 mm,91采区排水巷受采动影响小。     

三元煤业4306运输顺槽过断层破碎区优化支护技术研究

针对掘进巷道过断层破碎区时巷道围岩变形、支护困难的问题,以三元煤业4306运输顺槽为研究对象,通过对原支护存在问题的分析,提出了长短锚索配合过断层巷道顶板全锚索支护方案。现场应用结果表明：巷道顶底板移近量最大值为88.36 mm,两帮移近量最大值为101.46 mm,巷道过断层期间围岩变形控制效果显著。     

回采巷道支护技术实践

针对常蒋煤矿3102工作面回采巷道地质条件确定了支护形式和参数,在3102工作面顺槽开口往里90、160 m处设置了两个测量站,用十字布点法进行测量,分别对工作面两帮位移量和巷道顶底板位移量进行监测。监测结果表明:工作面顶底板移近量比巷道两帮移近量小,巷道围岩变形量在一个月内趋于稳定,围岩变形得到有效控制,可以满足工作面安全回采的要求,取得了良好的技术经济效益。     

潞宁煤矿22117回风顺槽围岩控制技术研究与应用

为保障22117回风顺槽围岩的稳定,采用理论分析的方式进行围岩变形破坏机理的分析,基于分析结果得出,顶底板及两帮拉裂和剪切破坏形态,影响顶板岩层稳定的主要因素为水平地应力和巷道围岩压力;结合巷道地质条件,确定巷道采用锚网索支护方案,结合围岩变形机理记性支护参数的具体设计,采用数值模拟进行支护可行性分析,并在工作面回采期间进行围岩变形量监测分析。结果表明:回风顺槽在现有支护方案下,顶板下沉量及两帮移近量的最大值分别为180 mm和142 mm,支护方案控制了围岩的变形,满足回采巷道使用要求。     

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。     

3209工作面运输顺槽支护设计优化

针对综采放顶煤工作面运输顺槽原支护设计下巷道围岩变形严重的情况,通过采用加密支护、优化支护参数等措施,控制了巷道围岩变形量,两帮移近量稳定在270 mm,顶底板移近量稳定在205 mm,支护效果良好.     

榆树坡煤业1204工作面运输顺槽巷帮破坏控制技术分析与应用

为解决1204运输顺槽在掘进过程中巷帮破坏严重的问题,通过具体分析巷帮破坏原因,结合1204运输顺槽的具体情况对不同掘进工艺和支护强度下巷帮的破坏情况进行模拟研究,制定了保证巷帮稳定性的控制方案并进行矿压监测,结果表明:方案实施后,顶底板的最大移近量75mm,两帮最大移近量为100mm,巷帮破坏情况和围岩变形量均得到了有效控制。     

综采工作面回撤通道围岩控制技术研究

为保证李家壕煤矿2-2中煤116综采工作面末采期间回撤通道围岩稳定,采用回采巷道顶板钻孔探测的方法,分析了末采期间围岩变形破坏特征,采用"主动支护为基础、被动支护为根本"的支护原则,提出了回撤通道围岩控制的合理支护设计.对回撤通道表面位移的监测可知,顶底板移近量和两帮移近量最大值分别为250 mm、640 mm,围岩变...     

东周窑煤矿8106工作面沿空掘巷围岩控制技术研究与应用

为保障5016巷沿空掘巷时围岩的稳定,通过FLAC3D数值模拟软件进行沿空掘巷窄煤柱合理宽度的分析,通过分析巷道掘进期间煤柱和围岩变形规律,确定合理煤柱宽度为6 m,根据巷道的地质条件,设计巷道采用锚网索支护方案,巷道顶板采用全锚索支护,煤柱帮采用锚杆支护,回采帮采用锚杆+锚索支护,在巷道掘进期间进行围岩变形量的监测分析。结果表明:支护方案实施后,巷道掘进期间顶底板和两帮移近量的最大值分别为98 mm和168 mm,围岩控制效果较好。     

过逆断层掘进巷道合理支护方案确定

为确定店坪煤矿2003巷掘进过逆断层巷道的合理支护方案,文章通过理论分析、数值模拟、现场实测的方法,分析了巷道围岩变形的变形特征,最终提出了掘进巷道过逆断层期间巷道的锚网索合理支护方案,主要得到如下结论：1）掘进巷道过逆断层前后巷道围岩锚网索支护方案中,锚杆长度2.5 m,锚杆间排距600mm×600mm;锚索长度7 m,锚索间排距为1000 mm×1200 mm;2）巷道顶板的垂直变形和两帮的水平变形均呈现“中间大、两端小”的特征,其中最大顶板下沉量为100 mm,最大两帮移近量为29 mm;3）现场实测结果显示在巷道掘进21天后,巷道顶底板移近量和两帮移近量的增长变化不大,最终巷道顶底板移近量和两帮移近量分别维持在95mm和60mm左右。掘进巷道围岩变形得到有效控制,巷道支护效果良好。     

基于计算机模拟的复采巷道系统优化研究

针对复采面回采巷道掘进期间出现的大变形和支护结构破坏的难题,以新庄煤矿331复采面运输巷为研究对象,分析了巷道支护失效原因和巷道布置原则,提出巷道布置优化和巷道支护优化方案,运用UDEC软件对复采巷道系统优化分析。结果表明:系统优化了巷道应力环境,控制了围岩大变形,形成了较为协调的复采巷道系统。实测发现巷道布置在距离护巷煤柱边缘1.0~1.5m时,"全断面锚网梁+梯形棚子支护"方案下掘进期间巷道顶底板、两帮相对移近总量分别为58.4mm和34.5mm;工作面回采期间,顶底板和两帮相对移近量最大值分别为256 mm和228 mm,围岩控制效果较好。     

松软破碎特厚煤层煤巷支护技术研究与应用

为解决公乌素煤业驻新疆221团煤矿松软破碎煤层巷道支护的问题,对其围岩矿压特征进行分析谈讨,采用普氏地压理论和悬吊理论初步确定其支护方案,并采用FLAC3D软件结合具体的地质条件优选支护参数,巷道掘进期间进行围岩位移监测,结果表明,两帮移近量小于90mm,顶底板移近量小于70mm,取得了良好的围岩效果良好。为矿井相似地质条件下煤巷的支护提供参考和借鉴。     

破碎顶板动压巷道锚注支护技术的应用与研究

为解决首旺煤业综采工作面回采巷道顶板破碎、围岩变形量较大的问题,基于弹塑性力学及锚注支护机理,采用理论分析和数值计算相结合的方法,对工作面顺槽塑性变形范围、顺槽围岩应力场分布、顺槽围岩位移场特征进行分析。结合工作面推进动压施加在回采巷道的采动影响分析,应用锚注支护技术后的巷道顶底板移近量和两帮移近量明显降低,巷道完整稳定;锚注支护技术对动压巷道破碎围岩改性,提高了承载能力和完整性,能实现对其围岩大变形的控制。     

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。     

孤岛煤柱面回采巷道过断层围岩控制技术

本文通过理论与数值模拟分析经坊矿3-701孤岛煤柱面3-边角071顺槽掘进过断层期间的围岩变形破坏及应力分布特征,针对原有支护方式存在的问题,提出采用超前锚杆支护+锚网棚联合支护方式进行支护优化调整。通过50d观测后,其顶底板移近量稳定在251 mm,两帮移近量稳定在157 mm,有效地解决了3-边角071顺槽原有支护方式存在的变形过大问题,可为类似条件下巷道过断层支护选择提供参考。     

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。