破碎软弱围岩巷道二次高强锚网支护技术方案

为解决某煤矿二三新大巷掘出后不久便出现两帮内移明显、顶板下沉量大等强烈矿压显现难题,根据二三新大巷围岩岩性、现有支护状况及变形破坏特征分析,认为巷道围岩岩性差、原有支护设计缺乏合理性、203工作面回采后支承压力是二三新大巷失稳破坏的主要影响因素。为提高巷道围岩承载结构的承载能力和结构稳定性,提高二三新大巷长期支护效果,提出了二次高强锚网支护技术方案,现场试验结果表明:二次高强锚网支护技术方案可有效控制二三新大巷的围岩变形,巷道顶底板移近量控制在96 mm左右,两帮移近量控制在120 mm左右,对于类似矿山巷道掘进支护有一定的参考价值。     

动压影响下回采巷道变形破坏机理及加固技术研究

为解决区段煤柱上支承压力及工作面动压的叠加影响下的回采巷道围岩控制困难的问题,针对大佛寺煤矿41103工作面运输巷的地质条件和巷道变形破坏特征,分析了巷道变形破坏的主要原因及其加固机理,提出了在提高原有支护的支护强度与刚度的基础上,适时根据巷道围岩状况和巷道围岩移动变形特点,采用更高强度的锚杆、锚索对原有锚网支护承载结构的薄弱部位进行强化的加固技术方案。工程实践结果表明:在工作面回采期间,41103工作面运输巷两帮及顶底板最大累计移近量分别控制在222mm、297mm左右,保证了巷道的正常使用要求。     

西沟煤业3号煤层井底车场交叉点加固设计

针对西沟煤业3号煤层井底车场交叉点围岩变形严重的问题,通过现场矿压观测、松动圈测试及理论分析发现,交叉点围岩失稳破坏的主要原因是:应力集中程度较高、围岩破碎严重,且原有支护方案存在整体性不强、不协调及强度不足等缺陷,据此提出锚杆+中空锚索+底角注浆锚管+"U36"型钢梁联合支护技术,优化支护后进行矿压监测,结果表明:交叉点围岩变形仅在前50 d内,两帮移近量最大值在50 mm左右,顶底板最大移近量在70 mm左右,保持了交叉点巷道围岩的稳定。     

动压影响下棚-杆-索协同支护技术研究

芦岭煤矿-590西轨大巷受上部8~#、9#煤层的采动影响,该巷道在原U形钢支架支护方式下变形破坏十分严重,难以满足安全生产的需要。后采用棚-杆-索协同支护方式支护,经数值模拟分析及现场实践表明,该支护方式能够有效地控制围岩变形,在整个跨采期间巷道顶底板移近量累计175 mm,两帮累计移近量190 mm,支护效果显著。     

杜家沟煤业八采区回风巷软弱围岩控制技术

针对杜家沟煤业八采区回风巷在原有支护方案下围岩变形量大及掘进易冒顶的问题,通过分析巷道围岩变形破坏机理,得出巷道原有U型钢棚支护阻力不足,根据巷道变形原因提出采用超前管棚+U型钢棚+注浆加固的支护技术。结果表明:支护方案实施后,顶底板及两帮的最大移近量分别为170 mm和133 mm,掘进工作面无冒顶现象出现,保证了巷道围岩的稳定。     

高应力软岩工作面巷道失稳机理探析及支护对策研究

针对新桥煤矿2107综采工作面高应力软岩巷道围岩变形量大、维护困难问题,通过理论分析、数值模拟、现场实测的方法,对巷道破坏过程及影响软岩巷道失稳的因素进行了研究。最终确定顶板采用锚杆组合支护、两帮采用高强锚杆加长锚固,在巷道围岩中形成预应力结构控制巷道围岩变形。现场应用表明:在回采过程中,顶板下沉量累计约232 mm,两帮最大移近量累计约192 mm,可满足巷道正常使用。     

近距离煤层群下煤层回采巷道强顶稳帮支护技术

为解决近距离煤层群开采动压影响回采巷道围岩控制的问题,针对某煤矿处在近距离煤层群上煤层采动影响下的40107工作面回风巷的地质条件和巷道变形破坏特征,分析了巷道失稳破坏的主要原因及其加固机理,提出了以顶板高支护强度、帮部高稳定性为核心的加固技术。结果表明:40107工作面回风巷顶底板累计移近量控制在202 mm左右,两帮累计移近量控制在46 mm左右,保证了巷道的正常使用。     

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。     

S6-11综放工作面回风巷支护设计优化

针对常村矿回采巷道变形严重,影响正常生产的问题,通过对矿井赋存条件、巷道现有支护形式和围岩变形过程分析,采用新型联合支护技术对S6-11回风巷道支护进行优化。现场实测巷道顶底板相对移近量最大120mm,两帮相对移近量最大140mm,均在允许正常范围之内。     

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。     

大断面巷道联合支护围岩稳定性分析

以晋圣亿欣煤业XV1206工作面辅运巷大断面巷道支护设计为背景,通过运用数值模拟和现场实测相结合的方法,对“锚杆+锚索+钢带”联合支护下巷道围岩移近量及破坏情况进行了分析。数值模拟结果表明,当工作面推进80 m后,顶底板围岩移近量稳定在177 mm左右,两帮移近量稳定在129 mm左右;底板破坏严重,与其岩性密切相关,现场应做好水的管控。现场实测顶底板移近量稳定在148.8 mm左右,两帮移近量稳定在134.5 mm左右,与数值模拟结果相近。充分说明“锚杆+锚索+钢带”的联合支护设计对保证XV1206工作面辅运巷围岩稳定性效果显著。     

马道头煤矿区段回风平巷锚网索支护技术研究

针对山西大同煤矿集团马道头煤矿5210回风平巷支护难题,结合现场地质生产条件,采用理论分析、现场实践等方法,提出锚网索联合支护方案。经现场实测表明:采用锚网索联合支护40 d左右,巷道围岩变形趋于稳定,顶板累计下沉量约120 mm,两帮移近量不大于80 mm,底板鼓起量约50 mm。采用该种支护方案,有效地控制了巷道变形,改善了巷道围岩稳定性,保证了工作面的安全生产。     

煤峪口矿5711巷掘进支护方案应用研究

鉴于煤峪口矿8711工作面通风、运输需要,对5711巷道支护技术开展研究。针对现场围岩松动范围及变形特点,提出使用“锚杆-锚索-金属网”支护方案,根据巷道实际需求进行了支护参数的计算。现场试验效果表明,监测期间顶底板变形量控制在63 mm左右,两帮移近量控制在52.5 mm左右。     

软碎厚泥岩顶板巷道短锚索强力支护技术

针对平定裕泰煤业15101综放工作面回风巷道围岩大变形、反复破坏的控制难题,在总结类似矿区相关巷道支护经验基础上,分析得出回采巷道具有大埋深、大断面、强烈动压影响等特征,并结合现场地质生产条件,提出采用21.6mm,L=5.25m的高强度大直径高预应力短锚索进行顶板全锚索支护的控制方案,并在现场应用。实践表明:采用该支护方案后26d左右,回风巷道变形趋于平稳,顶板下沉量不超过176mm,底鼓量不超过110mm,左帮最大移近量87mm,右帮最大移近量为95mm,巷道围岩变形得到有效控制,且巷道服务期间未扩刷整修,技术经济效益显著,可为类似巷道围岩控制提供技术支撑。     

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。     

深埋高应力巷道围岩注浆支护优化

文章针对深埋高应力巷道围岩变形量大、巷道难以支护的问题,以阳煤五矿二采区运输大巷巷道围岩注浆的实际工程为背景,通过理论分析、数值模拟和现场实测的方法,分析了深埋高应力巷道围岩变形形态及其破坏机理,探究了巷道围岩注浆前后的变形特征,简述了深埋高应力巷道围岩注浆的施工工艺,实测了深埋高应力巷道围岩变形特征,主要得到如下结论：巷道围岩注浆加固后巷道顶板的最大下沉量、底板最大鼓起量以及两帮最大移近量分别降低29.20%、41.79%和38.16%,巷道围岩变形显著减小;随着掘进工作面超前距离的不断增加,注浆后巷道围岩顶底板移近量和两帮移近量均呈现先增加后稳定的变化趋势,且最终分别稳定在700mm和510mm左右,巷道维护效果良好。     

大跨度开切眼围岩强化控制技术研究

为掌握厚煤层大跨度开切眼破坏特征,并对围岩稳定性进行有效控制,对庞庞塔煤矿705工作面大跨度开切眼掘进过程中出现的巷道两帮移近量大、顶板下沉剧烈等情况进行分析,通过分析围岩变形破坏的诱因,结合锚索桁架对顶板的支护作用机理,提出了以锚网索+桁架联合支护为基础的大跨度强化梁控制技术。应用结果表明:导硐开挖期间巷道顶底板最大移近量为90 mm,两帮最大移近量为100 mm,导硐开挖相对稳定期为15天左右。巷道扩帮期间顶底板最大移近量为95 mm,两帮最大移近量为65 mm,顶板在20天左右即能达到稳定,两帮在10天左右即能达到稳定,围岩变形量得到了有效控制。     

良相煤矿支护技术改革的探索及实践

针对良相煤矿复杂地质条件,原架棚支护方式巷道变形量大,支护效果不佳等,提出采用锚网索联合支护的改革技术方案。通过巷道围岩变形监测,得出不同支护方式下巷道围岩变形规律。现场实践表明,相比架棚支护,锚网索联合支护能减少巷道围岩顶底板相对移近量的73%,巷道两帮相对移近量的70%,有效地控制了巷道变形。     

特厚富水软岩巷道钢管混凝土支架支护技术研究

为解决查干淖尔一号井井底车场极软岩巷道支护问题,结合井底车场巷道围岩物理力学性质和原有支护条件下巷道破坏情况,运用修正的芬纳公式估算出围岩压力为0.9 MPa,计算理想状态下原有支护体可提供的支护反力为0.718 MPa,以支护体可提供的支护反力大于巷道稳定所需支护反力作为巷道稳定的必要条件,认为原有巷道发生变形破坏的主要原因是支护体支护反力不足,提出了钢管混凝土支架+厚混凝土喷层复合支护方案进行巷道返修,该方案理论上可提供1.48 MPa支护反力。结果表明:巷道返修完成2年后,两帮最大移近量为89 mm,顶底板最大移近量为142 mm。混凝土喷层没有开裂现象,巷道未发生明显变形,基于钢管混凝土支架支护技术的复合支护能有效控制巷道围岩变形。     

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。