回采巷道变形破坏机理分析及支护技术探讨

针对常村煤矿11221工作面进风顺槽巷道围岩出现大范围变形破坏,制约其安全高效生产问题,根据围岩变形破坏特征及现场观测分析结果,结合巷道恒阻让压耦合支护机理,设计“锚索+恒阻大变形锚杆+钢带梁+底部注浆锚杆”的巷道返修支护方案。通过实践效果分析表明,巷道返修后顶板下沉量为110 mm,底臌量280 mm,两帮变形量为200 mm,变形量在允许范围之内,该方案能够对软岩巷道围岩变形进行有效控制。     

深井软岩巷道双套棚灌浆支护技术研究与应用

为解决深井软岩巷道变形大、支护难的问题,以盘江矿区某矿121213工作面运输上山为工程背景,进行深井软岩巷道变形破坏特征及变形破坏原因的研究,得出结论:高地应力、围岩遇水易膨胀变形及围岩承载能力难以发挥是造成巷道变形失稳的主要原因。针对性地提出了双套棚灌浆支护技术,设计一种"锚杆锚索+灌浆+双U型套棚"的复合支护方案,即在锚杆、锚索支护的基础上,在围岩外部两架U型棚之间进行高压注浆,强化围岩承载结构。现场监测结果表明:采用双套棚灌浆支护后,巷道顶板、两帮及底板平均变形速率分别为0.55,0.43mm/d和0.36mm/d,最大变形量分别为145,115,87mm,巷道变形量在可控范围内,有效地控制了深部软岩巷道收敛变形。     

深部大断面软岩巷道变形破坏机理及高预应力支护技术

针对兴跃煤矿2#煤层回风大巷围岩变形量大这一问题,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,对深部大断面软岩巷道的变形破坏机理及高预应力联合支护技术进行了研究,提出采用"锚杆+钢筋梯子梁+钢筋网+锚索"联合支护方案。现场工程实践表明,采用高预应力联合支护技术后,顶板下沉量为48 mm,两帮移近量为86 mm,底鼓量为120 mm,离层量控制在26 mm以内,效果良好,得出高预应力联合支护技术可以较好控制大断面软岩巷道围岩变形及顶板离层,提高巷道整体稳定性。     

工作面回采巷道底鼓围岩控制技术研究与应用

针对5-2011回风巷在回采过程中巷道两帮变形、底鼓严重等问题,提出了采用加强顶板和两帮支护强度及对底部采用底板锚杆和注浆锚杆支护方案。经过现场监测和实践表明:底鼓量最大可达80 mm,两帮收敛量最大可到170 mm,分别为原支护下围岩底鼓和两帮变形量的5.7%和22.8%,支护效果显著,能够满足矿井正常安全生产要求。     

大断面软岩巷道非对称破坏原因分析及控制对策

针对深部软岩巷道围岩的非对称变形破坏问题,通过现场调查研究,分析了巷道非对称变形破坏的原因,提出对薄弱部位采用加强支护的非对称耦合控制对策。巷道围岩变形和锚索承载力监测结果表明,使用50～70 d后围岩的变形趋于稳定,顶板下沉量约为20 mm,两帮移近量小于80 mm。与全断面高强支护相比,非对称支护大大节约了支护成本,取得了良好的效果。     

13101综采工作面快速掘进巷道围岩变形观测

为了分析13101综采工作面软岩段快速掘进过程中的围岩变形情况和巷道支护效果,采用现场实测的方法对巷道表面位移和顶板离层情况进行监测分析。从监测的结果可以看出:巷道的围岩变形主要发生在掘后的7 d内,占巷道总变形量的大约70%;巷道掘后的第二天是巷道围岩变形量的速度峰值,两帮位移变形量的平均速度峰值大约是12 mm,顶板位移变形量的平均速度峰值大约是11 mm。对比本矿井历史监测数据,说明该项快速掘进支护技术应用效果良好。     

深部软岩巷道应力分布特征及合理支护设计

为有效地解决深部软岩巷道受高应力、高温等特殊地质环境发生蠕变现象导致巷道失稳的问题,以山西某矿山西组2~#煤3201材料巷为研究背景,采用巷道原岩应力测试得出软岩的应力分布特性,提出高预紧力锚杆、锚索安装,以及帮部补支锚索改进支护方案。采用UDEC方法模拟了深部软岩巷道注浆锚索下巷道应力场和位移变化。结果表明:采用改良支护巷道两帮与顶板得到了稳定控制,顶板位移量由133 mm降低至50 mm,两帮移近量由大于150 mm降低至50 mm以下,巷道围岩变形量降低了60%～70%,效果显著,较好地保证了巷道的稳定。     

深井高应力高突区域回采巷道变形特征及控制

针对首山一矿工作面回风巷掘进过程中围岩强烈变形的难题,综合现场调研、煤岩试验、理论分析及井下试验与实测等方法,对其变形破坏特征和巷道支护难点进行了分析,提出了针对此类巷道围岩控制的关键技术。结果表明,巷道变形速度快、底鼓严重、巷道累计变形量大是首山一矿回风平巷变形的主要特征;采用的高预应力高强锚杆支护系统、锚杆锚索协调支护技术、让抗结合、预留断面技术以及关键部位支护补强技术,有效地控制了巷道围岩的大变形。工业试验结果表明,支护后的巷道两帮变形量基本控制在180 mm以内,巷道顶板下沉量基本控制在170 mm以内,提出的支护技术对深部巷道围岩变形的控制效果良好。     

深井高应力巷道围岩变形特征及支护技术研究

随着矿井采掘深度的不断延伸，地应力随深度增加而增高,在开采软岩巷道时变形严重，支护困难。以申南凹矿20108工作面为工程背景，采用数值模拟软件对不同锚杆直径及不同锚杆间距下巷道围岩变形量进行分析，发现随着锚杆直径的增大、锚杆间距的减小，巷道围岩变形呈现逐步减小的趋势，但减小的趋势呈现逐步减弱的趋势，根据模拟结果给出支护方案，根据现场模拟试验对支护方案进行研究发现巷道围岩表面顶板底板及两帮变形量均呈现出随时间的增加不断增大的趋势，整个过程巷道顶底板和两帮移近量最大值分别为56mm和86mm，支护方案可行，保证矿井的安全回采。     

基于锚固复合承载体理论的软岩巷道围岩控制

深部软岩巷道一直是煤矿巷道围岩控制的难题.针对 贵州盘江恒普煤业２１１２６运输巷掘进期间围岩变形剧烈、多 次维修但效果有限、严重影响施工安全和掘进进度的难题, 采用锚固复合承载体理论计算了锚固复合承载体的承载能 力,分析了巷道破坏的原因,提出了巷道支护参数优化方案. 数值模拟和现场应用验证结果表明,巷道变形较优化前有了 显著降低,巷道掘进约２２d左右,围岩变形速度大幅降低; ３２d内巷道顶板下沉量为１２７ mm,底鼓量为７３ mm,两帮 移近量为２５６mm,围岩变形基本稳定.满足了巷道围岩稳 定性控制的需要,为软岩巷道围岩的控制和支护技术提供了 借鉴和指导.     

不同支护形式下深部巷道支护对比试验研究

针对协庄矿1202E运输巷支护现状,通过现场工业性试验,对相同条件下深部软岩巷道采用原全螺纹钢锚杆支护、淮北高强锚杆支护和高预紧力强力锚杆支护3种支护形式进行对比试验研究,分析了试验结果。试验结果表明,全螺纹钢锚杆支护由于强度低、预紧力小,支护效果差,断面收缩率为45.5%;淮北高强锚杆支护在锚杆受力和控制巷道变形方面有所改善,但还不能满足支护要求;高预紧力强力锚杆强度与刚度大,实现了高预紧力,杜绝了锚杆拉伸破坏,有效控制了顶板离层和两帮位移,顶板离层量小于10 mm,底臌量在300mm以内,两帮移近量小于200mm,断面收缩率仅为13.6%。因此,相比前两种支护,高预紧力强力锚杆支护能更有效地控制巷道围岩变形发展,提高围岩的稳定性。     

强风化软岩巷道支护及其稳定性分析

针对强风化软岩巷道围岩变形严重、维护困难的问题,以某矿处于强风化岩层下的软岩回风大巷为研究对象,通过对软岩巷道变形机理进行分析,以及FLAC~(3D)数值模拟,验证了支护方案的合理性。现场实施后经监测,顶板变形量为34 mm,底板底鼓量为28 mm,两帮移近量为70 mm,变形量很小,支护效果良好。     

深井软岩巷道二次锚网索支护技术

为解决超化煤矿深部软岩巷道支护难度大的问题,采用数值模拟、理论分析和现场观测相结合的方法分析了巷道原支护失稳的主要原因,被动支护不能适应深部高应力软岩巷道围岩的变形。在此基础上提出了控制深部软岩巷道围岩变形的高强稳定型二次锚网索支护技术,其中第一次高强预应力锚网支护及时加固巷道围岩,并与围岩共同形成有效承载结构,第二次锚索补强支护提高支护承载结构的稳定性和承载能力。结果表明:采用二次锚网索支护技术巷道顶底板最大移近量为73mm,两帮最大移近量仅为51 mm,顶底板平均移近速率约1.62 mm/d,两帮平均移近速率约1.13mm/d,有效控制了深井软岩巷道变形。     

预应力锚固锚杆围岩耦合预紧力分析

通过分析锚固在煤层和粉砂岩中的锚杆和围岩协调变形,对围岩体破坏时锚杆轴应力进行理论推导,确定锚杆上施加的预紧力的计算公式。并在工程应用中软岩巷道顶板最大离层量控制在80 mm,两帮收敛值为100 mm,巷道变形控制效果良好。     

复合顶板巷道围岩控制技术研究

为解决复合顶板矩形巷道易冒顶垮落、难支护等问题,文章通过锚网索联合支护理论与数值模拟相结合的方法,确定了“锚杆+注浆索+金属网”联合支护技术,现场工业性试验结果表明：采用该联合支护技术方案后,巷道顶板、底板累计下沉量分别为22.5mm、18.7mm,左右两帮的累计移近量分别为11.5mm、9.5mm,围岩平均变形速率逐渐减小并趋于稳定。     

高应力软岩底鼓巷道锚注联合支护技术研究

随着煤矿开采深度的不断增加,高应力软岩巷道底板变形严重,影响了矿井的正常生产。为彻底解决底鼓难以控制的问题,以船景煤矿首采区轨道上山为例,结合现场底板变形特征,利用数值模拟对比分析不同断面形状下的围岩变形,提出了带反底拱的直墙半圆拱形+注浆锚杆索联合支护方案,并且分析了反底拱底板注浆结构体的稳定性。采用该支护方案后,两帮平均移近量仅为82.5 mm;平均底鼓量仅为52.5 mm;顶板无明显下沉量。表明该方案能够提高高应力软岩巷道岩体强度、改善围岩力学性能和结构、提高围岩的整体承载能力,从而有效控制高应力软岩巷道底鼓。     

基于松动圈理论的破碎软岩巷道支护研究与应用

首旺煤矿综采工作面回采巷道顶板破碎,围岩软弱,变形量较大。基于围岩松动圈理论,对首旺煤矿回采巷道的破碎机理和围岩变形机制进行分析,并根据围岩松动圈支护理论,确定锚杆支护的具体参数,设计采用锚杆+注浆联合支护来控制巷道的破坏变形。基于数值模拟结果,对支护后工作面回采巷道的屈服破坏特征、巷道围岩垂直应力、巷道围岩位移特征进行了分析。现场工业试验表明,采用锚杆+注浆联合支护技术后,巷道顶底板移近量和两帮移近量明显降低,巷道完整稳定,可以很好的控制破碎软岩巷道变形,提高巷道的整体稳定性。     

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。     

复合顶板松软煤层巷道破坏机理及高预应力支护技术

针对崇升煤矿采区巷道顶板为复合顶板,两帮强度低,传统棚式支护难以控制围岩变形量大这一问题,基于实验室力学性能测试及巷道围岩控制理论,采用理论分析及数值模拟计算的方法,对复合顶板松软煤层巷道的破坏机理及高性能预应力支护体系进行了研究,得出了巷道围岩连锁失稳、破坏机理及其相关解决技术。现场工业性试验表明,采用高性能预应力支护技术后,顶板下沉量为43 mm,两帮移近量为115 mm,离层量控制在33 mm以内,效果良好,得出高性能预应力锚杆支护可以较好控制复合顶板松软煤层巷道的围岩变形,提高巷道的整体稳定性。     

巷道非对称变形中的锚杆支护效果分析

为了达到巷道支护良好的目的,采用基于锚固顶板力学特征、锚杆锚固机理的方法,确定优化了巷道两帮锚杆参数,并进行现场试验。研究结果表明巷道两帮移近量明显降低,两帮在采用非均匀锚杆锚固后两帮移近量大大减小,完整性得到提高,围岩变形量得到有效控制。