特厚煤层大断面巷道支护设计及应用

为了解决永定庄矿特厚煤层中大断面盘区轨道巷的支护问题,采用钻孔摄像法对该巷道的松动圈厚度进行了测试,基于松动圈支护理论对其支护方案进行设计与现场应用,同时采用数值模拟再现了巷道的开挖、变形、支护与稳定过程。结果表明数值模拟中支护方案形成组合拱的效果与预期结果相符,支护效果良好。     

大断面软岩复合顶板强化支护技术与研究

王洼二矿大断面松动圈厚度为1.58 m,属于大松动圈Ⅳ类围岩,该断面运用金属网顶、网下支护理论为依据,通过理论计算和数值模拟,优化巷道断面,提出新的支护方案。通过数值模拟验证在新的支护参数下巷道围岩的应力分布及位移变化状况,最终提出合理的"锚网索带耦合强化"支护方案。将优化之后的方案进行工业性试验,经现场实测巷道开挖支护后围岩内部及表面位移和锚杆、锚索受力的变化情况,检验了支护设计的效果。结果表明,各项指标均在合理的变化范围之内,支护效果良好。     

易风化大断面开拓巷道合理支护技术研究

基于某煤矿特厚煤层条件下易风化大断面巷道支护效果差的问题,运用现场实测、数值模拟和理论分析相结合的方法,研究了特厚煤层条件下易风化大断面巷道变形破坏的机理,提出了特厚煤层易风化大断面巷道的优化设计方案,优化设计了联合支护方案中锚杆的支护参数。     

矩形大断面煤巷围岩空间变形规律

为研究掘进过程中特厚煤层矩形大断面围岩空间变形规律和围岩稳定性问题,以国投塔山煤矿5106巷为背景,通过FLAC3D软件对矿山巷道掘进过程中无支护情况下的煤岩空间变形问题进行了数值模拟。研究结果表明:特厚煤层矩形大断面巷道的围岩变形在掘进开挖之后迅速发生,且主要集中在顶板和两帮处;巷道围岩变形的变形量随着与巷道距离增大而逐渐减小,且扰动范围在3倍巷径之内;针对特厚煤层矩形大断面巷道的围岩变形特点,在掘进过程中,应该及时采取超前支护和后续有效支护措施,减缓围岩变形对围岩整体稳定的扰动。     

特厚煤层大断面煤巷围岩稳定及其控制研究

为解决特厚煤层大断面煤巷变形剧烈、难支护等问题,通过运用FLAC3D数值模拟软件研究了顶煤厚度、巷道宽度对围岩稳定的影响,并根据围岩变形破坏特征提出了"两级支护结构体"控制系统——"大、小锚杆"协同控制体系;通过建立巷道顶板力学模型对围岩稳定进行了分析。现场试验结果表明:采用"两级支护结构体"控制技术,巷道顶底板相对移近量最大112mm,两帮相对移近量最大87mm,巷道围岩控制效果好。     

急倾斜煤层巷道变形特征及控制研究

针对急倾斜煤层高应力条件下巷道围岩易出现较大变形的问题,通过FLAC3D数值模拟分别对原支护静力和动力作用下围岩变形破坏规律进行了分析,采用声波法和钻孔窥视法对+475m水平B3+6煤层两巷道进行了松动圈测试。研究表明:巷道围岩变形的主要影响因素为巷道成形后形成的二次应力、顶底板岩性、采动扰动;围岩松动圈为1.6~3m,局部区域最大达到5m。基于数值模拟和松动圈测试结果,对乌东煤矿巷道支护参数进行了优化调整,形成了急倾斜特厚煤层高应力条件下锚网索支护为主、局部应力集中区U型钢金属支架补强支护为辅的巷道支护体系,通过优化采掘布局,降低巷道受上分层综放工作面回采扰动频次,提高巷道支护强度。     

特厚煤层大断面强烈动压巷道支护技术

针对斜沟煤矿23105工作面14.5 m特厚煤层皮带巷大断面强烈动压巷道支护技术难题,采用理论分析和数值计算相结合的方式,分析了巷道变形机理和应力分布特征,提出了特厚煤层大断面强烈动压巷道支护控制技术。经现场应用可得,采用高预应力强力顶、帮耦合支护技术有效控制了特厚煤层大断面强烈动压巷道变形,取得了良好的支护效果。     

考虑采空区压实效应的矩形巷道支护设计研究及应用

为解决73上16工作面运输巷工作期间围岩变形量大难支护等问题,采用理论计算及数值模拟验证73上16工作面运输巷支护设计参数（锚杆长度3.3 m、锚索长度6.2 m）合理性。结果表明：基于巷道松动圈理论,计算出巷道顶板松动圈高度为2.9 m,两帮松动圈范围为2.1 m,锚杆及锚索长度有效穿过松动圈范围;建立了考虑采空区压实效应的数值计算模型,通过数值模拟得出了巷道围岩顶板破坏是逐步发展的过程,未发生完全破坏的细砂岩层不能阻断砂质泥岩的破坏;采用该支护参数后,巷道顶板围岩塑性区破坏面积减少,变形量得到有效控制。经现场实践后,巷道顶板、底板、左帮及右帮最大位移量分别达到69 mm、58 mm、74 mm、78 mm,且巷道在服务期间未出现大变形情况。     

逆断层影响区域破碎巷道稳定性控制对策分析

福建马坑铁矿中矿段区域矿体受到贯穿逆断层影响,近断层区域岩体稳定性较差,从而导致巷道支护难度大、多次返修等问题。针对该问题,通过采用现场超声波测试,利用波速梯度最大数值作为松动圈范围判别准则,确定该巷道的松动圈范围1.6m~1.8m;结合现场踏勘、岩体质量分级与理论计算结果,提出近断层区域巷道支护方案,即树脂锚杆+金属网+喷射混凝土+钢拱架联合支护方式,树脂锚杆长2.5 m,锚杆间排据均为1.2 m,喷射混凝土厚度为100 mm,采用数值模拟方法,进行支护参数优化方案与现场支护方案对比,模拟结果显示,优化的支护方案可控制围岩变形,提高围岩自稳能力,具有良好的支护效果。     

黄山铜镍矿膨胀破碎巷道支护参数优化研究

为解决新疆哈密黄山铜镍矿巷道出现的严重片帮,垮冒等工程灾害问题,通过采用现场超声波测试方式,引用波速梯度最大数值作为松动圈范围判别准则,确定该矿山490m中段1#脉外运输巷道的围岩松动圈范围为1.8m~2.0m;结合现场踏勘、岩体质量分级及实测松动圈范围,分析得出现有支护方案不能满足支护要求。依据围岩松动圈测试结果及理论计算结果,初步确定黄山铜镍矿490m中段1#脉外运输巷道采用树脂锚杆+金属网+喷射混凝土联合支护方式,树脂锚杆长2.5m,锚杆间排据均为1.2m,喷射混凝土厚度为100mm,在此基础上,采用数值模拟方法,进行支护参数优化与现场支护方案对比,模拟结果显示,优化的支护方案可控制围岩变形,提高围岩自稳能力,具有良好的支护效果。     

厚松散层破碎围岩大巷分阶段支护技术

为了控制新桥煤矿厚松散层破碎围岩大巷持续剧烈变形,采用地质雷达测试围岩松动圈范围,为支护设计提供可靠的理论依据,测试结果表明,围岩松动范围1.5~2.5 m。针对大松动圈破碎围岩特性,采用分阶段支护技术,适时动态控制围岩变形,矿压观测结果表明,采用锚网喷支护形式有效控制了巷道顶板和两帮的初期稳定,采用底板反拱注浆支护形式有效控制了底鼓变形,后期采用帮部滞后注浆有效控制两帮围岩变形。支护方案科学、合理,达到了预期的支护目标。     

厚煤层巷道矿压显现规律研究

针对厚煤层开采时矿压对巷道的影响的问题,从理论和实践上阐述位于厚煤层内的区段集中巷、采区上（下）山及大巷整个服务期间采动影响过程中的矿压显现规律和围岩变形,以及厚煤层巷道的维护技术。利用FLAC^3D数值模拟软件,分别分析了采动条件下厚煤层区段集中平巷顶板压力规律以及采动条件下厚煤层区段集中平巷顶板位移规律。提出要掌握巷道的围岩性质及其对巷道维护的影响,合理确定护巷煤柱宽度,在邻近煤层开采中,采用上部煤层在厚煤层上方跨采,或者厚煤层巷道开掘之前上部煤层预先开采等卸压措施。从而避免了厚煤层开采过程中矿压对巷道的影响,保证了煤矿的安全高效回采。     

虎龙沟煤矿81511工作面沿空掘巷技术研究

基于理论计算和数值模拟结果确定了81511厚煤层工作面小煤柱的合理宽度为8m,提出了沿空掘巷桁架锚索支护方案.工业性试验结果表明:81511工作面正巷顶板下沉最大值为44.3 mm,两帮收敛最大值为22.8 mm,围岩变形量较小,支护效果理想.     

特厚煤层大断面巷道支护设计及分析

在特厚煤层中掘进的巷道,巷道周围围岩均是煤岩。为了进一步研究特厚煤层中巷道周围煤体的变形和破坏特征,确定合理有效的支护形式和支护参数,保证煤矿的安全顺利生产,选取南阳坡5#煤层中的1条巷道为研究对象,巷道断面形式为圆弧拱形,宽4.3 m,弧顶高度3.4 m,为大断面巷道。在确定巷道断面形状和尺寸的基础上,对巷道进行支护设计,并结合现场监测和数值模拟方法,确定了锚-网-索支护方案。工程实践表明：该方法能够有效的控制巷道周围煤岩的变形,支护效果好,两帮和顶板的位移得到了有效的控制,巷道变形短期内即趋于平稳。且支护成本大大降低,支护采用锚杆锚索,减少了支护所用时间。该支护方法具有较高的应用价值,应积极推广应用于生产。     

厚煤层无煤柱沿空留巷围岩“卸压-支护”机理

为确定色连二矿厚煤层无煤柱开采沿空留巷时，巷道围岩切顶卸压及支护机理参数，采用理论分析、数值模拟、工程类比及工业试验的研究方法对留巷相关参数进行研究，研究表明：理论分析确定沿空巷顶板悬臂梁越短，顶板压力越小，留巷段稳定性随围岩切顶高度增加而增加，切缝孔窥视确定装药结构为3-2-2-2-2-1-0时，顶板围岩能够形成切缝面，切缝效果较好；数值模拟及现场工业试验研究表明，留巷段采用深浅部围岩”分层支护参数支护时，顶板锚索锚固围岩稳定，工作面动压影响留巷段距离为270.4m，巷道顶底板最大变形量为628.92mm，满足安全高效生产需要，研究为同类型地质条件矿井提供参考。     

动力失稳下煤矿巷道围岩松动变形特征与支护参数研究

为了提升煤矿巷道围岩的稳定性,解决现有支护方式支护效果差的问题,分析煤矿巷道在动力失稳状态下的围岩松动变形特征,实现支护参数的优化计算。探测煤矿巷道围岩内部结构,根据动压巷道围岩变形的影响因素及其作用方式,建立煤矿巷道围岩动力失稳模型。在该模型下,通过确定应力变化规律和应力—应变关系,得出围岩松动变形的特征分析结果。参考围岩松动变形特征,确定合理的支护方式,得出锚杆长度、锚间排距、组合拱厚度等支护参数的计算结果。根据变形特征与支护参数结果,进行数值模拟分析,完成围岩松动变形支护。将模拟结果应用到实际的松动变形修复工作中,能够控制围岩松动变形量控制在要求范围内,降低裂缝破坏程度。     

巨厚煤层全煤巷道破坏机理及注浆效果数值模拟

对于几十米、甚至高达几百米巨厚煤层,巷道全部位于煤层当中,由于煤层多松软、破碎,在煤 层深部没有稳定的锚固基点,锚杆（索）的锚固力较差。本研究针对新疆准东矿巨厚煤层全煤巷 道复杂地质特征,结合室内岩石力学实验并借助有限差分软件FLAC^3D对注浆效果进行了数值仿真 模拟。分析结果表明注浆对松软破碎的煤岩体有很好的加固效果,能大范围提高围岩力学参数, 从而提高锚杆（索）的可锚性,抑制围岩塑性区向深部发展,控制围岩变形。将浆液在煤岩体裂 隙中扩散范围定义为“注浆加固体等效层”,分别模拟了1、1.5、2.0、2.5、3.0、4.0 m等6种 不同的浆液扩散半径,对比论证确定2.5 m为最佳的注浆深度。研究结果对指导巨厚煤层全煤巷 道安全经济合理支护具有重要意义。     

高应力软岩缓斜煤层沿空掘巷窄煤柱宽度研究

为研究在高应力软岩条件下窄煤柱留设问题,以曙光矿2~#煤层开采为工程背景,采用理论分析与数值模拟相结合的方法,得出错层位外错式沿空掘巷窄煤柱的确定方法,即从上区段采空区侧向支承应力分布规律、护巷煤柱宽度的理论计算、煤柱垂直应力和煤柱塑性区分布4个方面综合考虑护巷煤柱的宽度。理论计算得出破裂区为3.35 m,塑性区为5.76 m,利用数值模拟得出煤柱合理留设宽度为3.37~5.13 m。通过对不同煤柱宽度下巷道围岩应力分布进行数值分析,结果表明:当煤柱宽度为4 m时,巷道围岩变形小。     

石炭井二矿倾斜煤层巷道支护技术研究

针对倾斜煤层巷道围岩应力分布复杂多变、常规支护方案效果欠佳的问题,结合石炭井二矿具体工程背景,采用理论分析、数值模拟以及现场监测的手段,对倾斜煤层直角梯形巷道支护技术进行了系统研究。研究结果表明:倾斜煤层直角梯形巷道顶底板竖向应力向低帮侧偏斜,水平应力在巷道尖角处集中,在顶板两侧尖角处表现得尤为突出。根据这种特征提出了具有针对性的非对称支护方案,并进行了数值模拟分析,支护后围岩应力非对称分布特征得到明显改善,变形量大大减小。现场实施监测表明该方案能有效控制倾斜煤层直角梯形巷道的非对称变形破坏,根据巷道围岩应力非对称分布规律提出针对性的支护方案对倾斜煤层巷道围岩稳定性控制具有重要作用。     

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。