巷道过断层段围岩稳定性分析及支护技术研究

为解决2-208运输顺槽过断层段围岩变形量大的问题,通过分析2-208运输顺槽过断层巷道围岩变形的具体情况及断层对围岩稳定性的影响,提出采用U型棚+喷浆+注浆的支护方式控制巷道过断层区域的围岩变形量,并进行矿压观测。结果表明:巷道过断层段在采用U型棚+喷浆+注浆的支护方式后,顶底板的最大移近量为196mm,两帮的最大移近量为157mm,有效的控制了巷道围岩变形量。     

辛安煤矿近距离煤层回采巷道合理位置确定

为确定近距离煤层开采下层煤回采巷道布置问题,以辛安煤矿1102工作面为工程背景,采用滑移线场理论对上位9^#煤层开采后底板岩体的最大破坏深度进行了力学分析计算,同时结合弹性力学理论绘制了9^#煤层遗留煤柱下方岩体内应力等值线图,并通过数值模拟方法对下位11^#煤层回采巷道的应力和位移分布特征进行了对比分析,确定了11^#煤层回采巷道的合理布置位置为外错煤柱中心20 m。通过现场对1102工作面运输顺槽顶板及两帮的变形量进行跟踪观测,巷道在开始掘进到回采前,顶板最大位移为113 mm,两帮最大位移为81 mm。观测结果表明,该巷道布置位置合理,巷道支护效果较好,矿山压力显现较缓和,可为类似条件下的巷道布置提供一定的参考。     

深部煤层底板抽采巷道空间位置关系及围岩稳定性研究

针对平煤股份十矿深部煤层底板瓦斯治理巷道围岩稳定性差的难题,以己_15-16-33190工作面底板巷道为工程背景,基于煤层底板破坏力学模型计算出采动影响对底板岩层扰动破坏影响深度,并确定底板巷道布置的层位;建立底板巷内错、外错3 m和垂直布置3种离散元计算模型。分析可知:内错布置底板巷道周围垂直和水平应力显现均不明显,有利于保持巷道围岩的稳定性;根据现场工程条件底板巷分别采用梯形、拱形2种断面,有利于保持巷道围岩的稳定性。通过分析监测数据可知:在煤层巷道掘进期间,底板巷道顶板下沉量控制在200 mm以内,两帮移近量控制在110 mm以内,回采期间顶板下沉量控制在400 mm以内,两帮移近量控制在210 mm以内,底板巷道围岩变形量得到了有效的控制。     

赵固一矿厚松散层薄基岩巷道支护方案优化与实践

厚松散层薄基岩煤层开采是目前我国煤炭生产面临的难题之一。以赵固一矿16081上顺槽为工程背景,采用有限差分软件模拟了5种支护设计方案,通过应力、位移、塑性区3个指标对模拟结果进行分析,选出了最优支护方案,在此基础上开展了现场支护实践,并进行了巷道变形监测。结果表明,(1)“锚索网+封闭式钢架+底板锚杆+底板注浆”加强支护方案对16081上顺槽围岩的控制效果较好;监测时间为90 d时,巷道顶底板的相对移近量约为80 mm,两帮相对移近量约为140 mm;(2)与未支护巷道相比,最优方案的围岩垂直应力峰值降低,应力峰值向浅部转移,并出现在距离两帮表面约2 m处;水平应力峰值区向底板浅部转移,且主要集中在距离巷道底板中心约0.9 m处;(3)与未支护巷道相比,最优方案的两帮最大变形量为21 mm,减少了约80.9%;该方案的塑性区体积仅为15.3 m³,缩小了约85.6%。     

木瓜煤矿回采巷道复合顶板协同支护技术应用

以木瓜煤矿10-201运输顺槽为工程实例,拟对其复合顶板煤巷应用协同支护技术;拟定该巷道顶板及帮部均采用锚网带支护方案,并选择合理支护参数;对该巷道围岩变形情况进行了实时监测,其顶底板及两帮最大移近量分别为72 mm和119 mm;应用表明,实施协同支护后,能确保回采巷道满足开采工艺要求.     

强动压下近距离下煤层巷道外错布置合理错距研究

为了研究解决强烈动压影响下近距离煤层上采空下煤层巷道外错布置合理错距的问题,以泰安矿12102运输顺槽为研究对象,采用围岩地质力学测试及评估、数值模拟分析的方法,模拟11102回采结束后12102运输顺槽及周边区域在不同外错煤柱尺寸条件下的垂直应力和塑性区变化规律,确定12102两顺槽均外错6.5 m布置较为合理,现场矿压监测表明,距掘进头60 m后变形基本稳定,在距掘进头79 m处两帮和顶板变形达到最大,两帮移近量最大值为90 mm,顶板下沉量最大为40 mm,巷道围岩变形得到有效的控制,保证了煤矿的安全生产。     

近距离特厚煤层采动影响下底板破坏及巷道稳定性研究

以开采平朔煤矿近距离特厚煤层过程中底板巷道的稳定性为研究背景,通过理论分析、数值模拟及现场实测,对采动影响下的底板变形和破坏规律进行探讨。结果表明:工作面底板破坏深度理论计算值为18.4 m(煤层间距35 m),底板巷道的顶板较为完整,该结果与钻孔窥视仪实测结果相一致。数值模拟结果发现,随着工作面的推进,工作面的底板破坏深度不断增加,破坏范围不断扩大,当工作面推进100 m时,采动影响造成的底板最大破坏深度达到16 m,应力峰值和应力集中系数分别为16 MPa、3.2。随着工作面向前推进,巷道两帮移近量、顶底板移近量受采动影响的变形规律可分为3个阶段,即缓慢增加段、快速增加段、稳定变形阶段,在-100 m～-50 m范围内,采动对巷道变形影响较小,巷道变形增加缓慢;在-50 m～50 m范围内,采动对巷道变形影响十分强烈,变形呈现快速增加;在50 m～100 m范围,采动效应较弱,巷道变形保持稳定。     

台头前湾煤矿富水顶板巷道围岩控制技术研究

针对巷道顶板富水造成的围岩强度低难以支护的问题,以台头前湾煤矿2S202运输顺槽为工程背景,采用现场实测、室内实验及数值模拟相结合的方法,对富水顶板下的巷道围岩控制技术展开研究,发现顶板为弱胶结岩体,遇水易膨胀变形。基于此提出了“锚索保水注浆+布置巷道疏水孔+锚喷支护”的围岩控制方案。采用该技术方案后,巷道顶底板最大移近量约为50 mm,两帮最大移近量约为40 mm,围岩变形量较小,效果良好。     

构造带极不稳定围岩注浆加固效果数值分析

泰来煤矿+1 150 m水平运输大巷处于多条断层影响区域,巷道顶底板和两帮移近量大。在现场调研、巷道顶底板岩层结构分析及实验室试验的基础上,提出了在原支护参数不变的情况下,进行围岩注浆加固措施。采用FLAC数值软件对注浆前后的围岩加固效果进行了对比分析。结果表明:只进行锚杆+喷层+锚索支护时,围岩变形速度和变形量都较大,"围岩-支护"共同体呈松散破坏状态。采用注浆加固和锚杆+喷层+锚索的联合支护方式,围岩变形得到了有效控制,顶板最大下沉量140 mm、最大底鼓量80 mm、两帮最大移近量为125 mm。     

曹村矿近距离煤层群下位煤层巷道布置分析

 本文结合曹村矿近距离煤层群具体地质条件,实测下位煤巷分别为内错、重叠、外错三种布置方式的巷道变形规律,研究表明,巷道内错布置时围岩变形量比重叠和外错布置时小,且随内错距离增大围岩变形量减小,内错5m布置时,顶底板移近量174.5 mm,两帮移近量142.6 mm,当内错距离增大到10m时,顶底板移近量142 mm,两帮移近量132 mm。当巷道内错3~6 m布置时,巷道围岩变形量较小,顶底板移近量181-167 mm,两帮移近量148-140 mm,综合考虑回采率等因素,认为下位煤层巷道内错3~6m较为合理。     

顶板深孔聚能爆破预裂卸压护巷工艺

王坡煤矿3312运输顺槽为复用留巷,由于受临近3314综采工作面采动影响,3312运输顺槽出现了两帮强烈挤压、顶板破碎下沉和底板底鼓的全断面变形。为了减小或消除临近留用巷道的有害变形,保证围岩的整体完整性,避免留用巷道围岩变形破坏后进行二次维修甚至多次巷修,在3314回风顺槽顶板采用深孔聚能爆破预裂卸压技术。爆破后利用钻孔窥视仪对3314回风顺槽顶板预留空孔观察表明：孔内9.1～21.9 m之间纵向和横向裂隙交错发育,以纵向裂隙为主。3312运输顺槽顶板离层量和巷道收敛量均控制在50 mm之内时,巷道帮鼓、底鼓现象得到一定程度的改善。     

三软煤层回采巷道支护技术研究

为解决三软煤层开采时顶、底板破碎严重,构造应力突出的围岩控制难题,以古书院煤矿153305工作面的回采巷道为工程背景,通过分析巷道变形与破坏特征,提出了架棚和注浆联合支护方案来控制围岩变形。现场应用结果表明,采用架棚和注浆支护方案后,顶底板移近量比原支护减少了约75%,两帮移近量比原支护减少了约80%,有效控制了巷道围岩的变形与破坏,保证了工作面的正常开采。     

厚煤层大断面胶带运输大巷强顶弱帮围岩控制技术

针对五里堠煤业下组煤(15号煤层)集中胶带运输下山在原有支护方式下巷道两帮围岩变形量大的问题,确定采用浅孔注浆+深孔注浆+锚索的补强支护方案,现场应用表明:补强支护方案实施后,顶底板的最大移近量为90 mm,两帮最大移近量为170 mm,有效解决了巷道两帮变形量大的问题,保障了巷道围岩的稳定。     

小煤柱沿空掘巷注浆支护技术研究

为控制小煤柱沿空掘巷巷道围岩变形,保证巷道的安全使用,对30407工作面轨道顺槽实施注浆加固,并对注浆材料、钻孔设计、工艺流程进行了详细分析。矿压观测结果表明:注浆段巷道顶底板最大变形速率为0.13 mm/d,未注浆段顶底板最小和最大变形速率分别为0.21、0.43 mm/d,注浆段巷道的顶底板和两帮的下沉速率小于未注浆段。     

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。     

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。     

近距离煤层采空区下回采巷道矿压显现规律研究

近距离煤层一般选用下行开采方式,上部工作面回采之后对采空区下回采巷道形成支承压力。通过监测某矿井近距离煤层采空区下回采工作面巷道、围岩结构、围岩变形程度和测量松动圈,结果发现:煤柱帮破碎、裂隙发育,顺槽两帮移近量最大值近0.43 m,顶底板移近量最大值达到0.48 m,巷道松动圈最大为1.1 m。受采动超前支承应力影响后,巷道松动圈增加至2.3 m,30 m范围是整个测试的工作面超前支承压力影响区。     

钱家营矿近距离煤层巷道破坏原因及支护对策

为了安全高效地开采钱家营矿深部近距离煤层,研究了近距离煤层回采巷道的变形破坏机理并提出相应的支护对策,通过现场调查和非连续变形分析(DDA)对钱家营矿近距离煤层运输巷的变形破坏机理进行了研究。结果表明:多次动压影响是造成近距离煤层回采巷道变形破坏的根本原因;而巷道两帮移近量大于顶底板移近量主要是由于矿区水平应力远大于垂直应力所造成的。通过DDA对原支护方案进行了优化分析,提出实施3根顶锚索支护方案,中间锚索是控制顶板位移,两边锚索是将上覆岩层应力引入到深部,底角锚杆控制底鼓。现场应用表明新支护方案能有效控制运输巷顶底板及两帮移近量;证实DDA方法将可为锚杆支护巷道的优化设计提供参考。     

后堡煤业近距离下煤层巷道稳定性控制研究

为探究近距离煤层群下部煤层工作面安全开采巷道控制措施,在分析后堡煤业1003工作面底板应力传递的基础上,确定了1003工作面运输巷采用内错30 m的布置方式,进行锚杆索补强支护。实践效果表明,1003工作面巷道顶底板移近量稳定在125 mm,两帮移近量稳定在197 mm,顶板岩层离层量基本在10 mm以内,巷道变化处在可控范围内,能够满足矿井正常生产需要。     

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。