特厚煤层采动影响巷道控制技术研究

基于现场调研,总结并分析了特厚煤层采动影响巷道围岩变形破坏特征及其原因,采用数值模拟方法研究了不同支护方案下围岩应力及位移的变化规律。结果表明巷道断面大、顶煤较厚、煤体裂隙比较发育、受相邻工作面的采动影响是导致回风平巷围岩发生变形破坏的原因;针对巷道围岩控制难点,提出采用加长锚杆与桁架锚索联合支护控制体系;现场采用优化后的支护方案,观测得到最大顶底板移近量193 mm,最大两帮移近量182 mm,巷道围岩控制效果良好。研究成果有助于实现煤炭的安全高效开采,同时也为相似地质条件巷道围岩控制提供了参考。     

大断面强力锚网索支护技术的研究及应用

常村煤矿21220工作面运输巷埋深大、围岩应力大,受掘进及回采动压影响巷道支护困难。通过研究巷道围岩变形破坏机理、采用耦合支护理论及深部煤巷控制技术,提出了强力锚网(索)大棚距支护控制新支护技术方案。应用结果表明:巷道顶板最大位移量为100 mm,底板最大位移量为400 mm,两帮最大位移量为450 mm。巷道顶底板及两帮位移量较原支护体有明显减少,新支护技术能够充分发挥围岩的主动支护能力,提高了围岩的整体承载能力,巷道围岩变形得到了有效控制。     

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。     

深部软岩大断面巷道大变形控制技术研究

深部软岩大断面巷道的变形控制一直是煤矿开采中的一个难题。为解决深部软岩大断面巷道大变形的问题,以神木大柳塔东川矿业南一石门为工程实例,通过现场监测及声波试验研究了巷道的变形破坏特点和破坏范围。基于原支护方案及分析成果,提出了“锚杆+注浆锚索+钢筋网+喷射混凝土+注浆管”的优化支护方案,数值模拟得出,采用优化支护方案相比原支护方案围岩塑性区破坏范围减小了约65%,验证了该方案的可行性。同时在新掘巷道进行了现场试验,巷道顶底板最大移近量为122 mm,两帮最大收敛量为115 mm,双孔声波法测试结果可得注浆浆液有效填充了巷道围岩裂缝,提高巷道围岩强度,实现了对巷道的稳定性控制,取得了良好的支护效果。     

大断面矩形巷道支护参数设计研究

文章针对坚硬顶板下矩形巷道断面加大后的围岩稳定性控制问题,对未支护过的大断面矩形巷道进行锚杆支护设计,介绍了扁椭圆巷道围岩破坏范围的计算方法,并对大断面矩形巷道的锚杆锚索联合支护进行计算设计,采用数值模拟探究支护后的巷道围岩变形情况,最后对巷道的围岩变形及变形速率进行现场长周期监测。数值模拟结果显示,围岩应力主要集中于顶板左右边角处。巷道围岩最大主应力和水平应力均在锚杆承力范围内。现场监测结果显示,锚杆支护后,围岩顶板最大位移158mm,两帮最大位移61mm。围岩变形相对大断面较小,并在检测周期结束时,围岩几乎不再变形。文章介绍了坚硬顶板大断面巷道锚杆支护计算方法,并通过数值模拟和现场监测验证了支护效果,可对相关巷道断面扩大围岩支护工程提供一定经验。     

屯兰矿软岩巷道锚网索联合支护技术研究

屯兰煤矿12501工作面运输巷道为软岩巷道,为解决巷道变形量大的支护难题,依据巷道地质条件及巷道布置情况,考虑软岩巷道围岩变形的特殊性,提出了锚网索联合支护方案,运用FLAC3D数值软件对该方案进行了模拟分析,并对试验段巷道进行了矿压观测。研究结果表明,采用锚网索联合支护的12501工作面运输巷道顶底板最大位移量为31mm,两帮最大位移量为43mm,巷道稳定后顶底板及两帮移近速度均低于0.5mm/d,巷道顶板位移主要发生在浅部,2.5m以外的围岩位移很小,证明锚网索联合支护可以有效控制软岩巷道围岩变形,保持巷道围岩稳定。     

大断面切眼顶板分区控制技术

针对大断面切眼巷道掘进切眼宽度加大,巷道围岩破碎严重,围岩难以控制问题。对矿井巷道围岩具体的地质情况和大断面切眼围岩变形破坏情况进行了分析,提出了大断面切眼顶板分区控制技术,采用二次成巷锚网索+单体液压支柱补强支护。在切眼内布置测站,监测结果表明:该方案能够有效控制大断面切眼巷道围岩变形,控制后巷道顶底板变形量最大可达到160mm,两帮变形量最大可达165mm,围岩变形量都在一个月左右趋于稳定。相比原来变形情况明显减小。支护效果好,保证了大断面切眼安全使用。     

大断面矩形煤巷围岩的变形特征

针对巷道断面面积增大带来的巷道围岩变形严重、支护难度增大等问题,有必要深入研究大断面巷道围岩变形破坏机理。通过建立数值模拟模型,分析大断面矩形巷道围岩变形机理,得出不同巷道断面条件下围岩的位移变化规律以及塑性区分布规律,以及当矩形巷道宽和高发生变化时对围岩变形的影响规律,为选择大断面矩形巷道支护技术和支护方案提供科学依据。     

耦合支护技术在小西煤矿巷道支护中的应用探究

以小西煤矿胶带巷出现的大变形破坏为研究对象,分析了变形破坏特征,得到了导致胶带巷出现大变形破坏的主要原因有高地应力、围岩岩性及原支护方式不耦合等,结合深部巷道支护特点及胶带巷所处实际地质条件,设计了"恒组大变形锚杆+普通锚网索+底板反底拱"支护方案。应用结果表明,巷道顶板变形量最大为70 mm,底板最大鼓起量为80mm,两帮最大移近量为130 mm,巷道围岩的变形情况能够满足胶带巷使用要求,该方案能够有效控制巷道围岩变形。     

冀家垴风井车场巷道变形破坏分析及支护对策

为解决新元矿冀家垴风井车场巷道的大变形问题,研究了风井车场巷道围岩的性质,系统分析了风井车场巷道的变形破坏模式,提出了优化巷道断面结合钢管混凝土支架+锚杆的复合支护方案,运用FLAC3D对比分析了2种支护方案下的巷道变形破坏特征,并将钢管混凝土支架复合支护方案进行了现场应用。研究结果表明:在原支护方案下顶板下沉量达1 100 mm,两帮收敛量达700 mm,断面收缩率为25%～29%;巷道围岩岩性差、频繁的动力扰动、支护强度低导致了风井车场巷道的大变形;采用钢管混凝土支架复合支护方案后,风井车场巷道围岩控制较好,顶板下沉量为45～55 mm,两帮变形量为25～35 mm,保证了风井车场巷道的正常使用。     

井底大断面关键永久硐室围岩变形机理及其控制技术

为解决井底大断面换装硐室一次支护围岩大变形问题,基于成庄煤矿大断面硐室围岩地质力学条件和变形特征,采用理论分析、数值模拟和现场试验的方法从大断面硐室围岩应力分布特点和支护承载结构稳定性两方面分析了大断面硐室围岩变形破坏的原因,并针对硐室围岩变形破坏的特征及其控制要求,研究提出在注浆原位加固提高原有锚网支护与围岩共同形成的支护承载结构完整性和强度的基础上,进一步采用全长预应力锚固强力锚索增强支护承载结构的稳定性的技术方案,对成庄矿井底大断面关键永久硐室进行二次加固。试验结果表明,巷道围岩变形量为8mm,底鼓为13mm,有效控制了硐室围岩的大变形。     

刚性U型钢支架系统在破碎围岩体巷道的应用研究

以平煤6矿斜井穿越采空区为工程背景,通过U型钢支架变形破坏机理的分析,结合数值模拟,对不同支护方案下斜井围岩的稳定性进行了系统研究。结果表明,采用全断面U型钢支护破碎围岩巷道时,巷道的最大垂直应力得到较大改善,巷道顶板、底板处于低应力区域,破坏不严重,在控制底板围岩位移量方面,全断面U型钢支护的底板围岩位移量为锚杆支护的0.47倍。表明刚性U型钢支护技术能有效地控制破碎围岩巷道的围岩稳定性。     

大松动圈围岩巷道变形及支护受力分析

为控制大松动圈条件下的巷道变形,根据现场实际地质条件及设计经验,采取锚杆+锚索复合支护形式及合理的支护参数。通过后期对回风巷围岩变形数据进行统计分析可知:13230工作面回风巷巷道顶底板的位移量最大为100mm,巷道两帮围岩位移量最大为127mm,围岩变形量较小,且影响较大的范围在距离工作面40m以内,巷道变形量小。     

破碎巷道围岩变形机理及支护技术研究

针对木瓜煤矿10-208回采巷道施工期间因受巷道围岩破碎、地质条件复杂等因素影响,围岩出现变形大、难支护等问题。对回采巷道变形破坏机理进行了分析,提出了采用“注浆加固+锚杆索”支护方案对围岩变形进行控制。现场应用结果表明：回采巷道过围岩破碎段掘进期间,顶底板及两帮累计变形量最大值分别为49.5 mm和64.6 mm,围岩变形破坏得到有效控制,为类似工程地质条件巷道围岩控制提供了一定的参考。     

钢管混凝土支架在深井巷道中的支护实验研究

为解决华丰煤矿-1100m水平风井联络巷变形持续时间长、变形量大、难支护的问题,结合巷道围岩地质条件和巷道变形破坏特征,设计了以钢管混凝土支架为主的复合支护方案:支架断面为圆形,支架主体钢管采用219mm×8mm无缝钢管,充填C40混凝土,辅助锚网喷和围岩注浆加固。而后,利用FLAC3D对支护效果进行模拟分析,结果表明:巷道支护稳定后顶底板最大移近量为90mm,两帮移近量为80mm,围岩变形得到有效控制。最后,将复合支护技术成功应用于工程现场,充分证明基于钢管混凝土支架的复合支护能够有效控制巷道围岩变形,保证巷道的长期稳定。     

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。     

大断面全煤回采巷道支护优化

郭庄煤矿3312工作面运输巷为大断面全煤巷道,采用秦巴列维奇理论,分析了全煤巷道围岩破坏特征。针对原有支护条件下,巷道失稳变形严重,通过对支护参数进行优化,最终巷道顶底板最大移近量为185.2 mm,两帮最大移近量为50.2 mm,对巷道围岩起到了良好的控制作用,满足了巷道安全使用要求。     

深井穿断层破碎带软岩巷道围岩控制技术研究

在总结刘庄煤矿穿断层破碎带软岩巷道围岩破坏特征的基础上,分析了巷道围岩破坏原因,并结合该矿东一轨道大巷施工难点,提出了巷道围岩分步耦合支护技术方案,包括预留巷道围岩变形量、初次锚网索喷耦合支护、滞后围岩注浆加固及帮角和底板锚注加固。现场工程实践表明,采用分步耦合支护技术,巷道拱顶最大下沉量为38mm,两帮最大水平位移量为122mm,底鼓最大位移量为193mm,有效解决了刘庄煤矿深井软岩巷道穿断层破碎带施工围岩稳定控制难题。     

桁架锚索支护系统在复合顶板巷道中应用

针对大断面复合顶板巷道在掘进过程中出现的垮冒灾害问题,提出桁架锚索支护系统方案。对原有和新方案进行数值模拟分析,并在现场进行巷道围岩变形监测。模拟结果表明桁架锚索支护方案比原方案,在开挖第一横和第二横后顶板位移量分别减少161 mm和210 mm;水平位移量分别减少149 mm和210 mm;围岩塑性破坏区范围分别减少90 mm2和110 mm2。现场监测结果显示支护24 d后两帮和顶板的变形都趋于稳定。     

大断面石门交岔点差异化支护技术研究

为解决复杂条件下特殊地段软岩巷道支护问题,特别是一些前期受采动影响和后期煤柱长期作用下的大断面交岔点巷道"前掘后修"、"屡修屡坏"的支护难题,基于许疃煤矿-500 m水平轨道石门交岔点巷道的工程实例,采用理论分析与数值模拟的方法,对大断面交岔点巷道低强度围岩的变形影响因素、变形规律、差异化支护技术及其作用和支护效果进行了相关研究,创新性地提出了大断面石门交岔点差异化的支护理念、设计方案及支护技术。工程实践表明,采用五大分区的差异化支护方案后,支护结构的整体承载能力和围岩的自承能力得到提高,交岔点范围内两帮最大位移为102 mm,顶底板最大位移为69 mm,有效控制了特殊地段大断面交岔点巷道低强度围岩的大变形、强流变的失稳问题,保证了巷道围岩的长期稳定。