变厚煤层沿空留巷支护技术北大核心

为解决变厚煤层沿空留巷支护措施单一造成的支护效果不如意及支护成本不合理问题,通过理论分析确定了该类巷道采高较高时从巷内、巷旁和辅助支护进行强化,采高较低时采用以巷内强化支护为主,辅助支护为辅的支护策略;提出顶板强化、充填体加固、超前和滞后强化支护和高预紧力等措施,并进行现场工业性设计和试验。结果表明:工作面推过140 m后,巷道变形趋于稳定;顶底板最大移近量158 mm,两帮最大移近量199 mm,有效控制了围岩变形。     

大采高综采工作面巷道支护技术研究

针对大采高工作面巷道支护困难的问题,以余吾煤业S5101胶带巷地质条件为基础,确定了巷道顶板岩层分类,设计了巷道支护方案并现场进行试验。巷道围岩变形监测结果表明,巷道顶底板移近量最大为96 mm,两帮移近量最大为87 mm,围岩变形整体较小,表明该支护方案能够确保巷道的稳定性。     

大采高工作面留巷补强措施及效果分析

针对大采高工作面留巷难度大,留巷变形严重的问题,以晋煤集团成庄矿5310大采高工作面为工程背景,采用锚索-钢筋梯等补强措施对留巷超前进行二次支护参数设计,并对巷道变形进行监测。结果显示,留巷顶板最大下沉量为70 mm,底鼓量为210 mm,两帮移近量为120mm,是未补强巷道的8.4%、46.2%和13.9%。表明该方法留巷效果达到了预期要求。     

特厚煤层大采高综放面沿空掘巷支护技术

以塔山矿特厚煤层大采高综放工作面开采技术条件为工程背景,针对采用大煤柱护巷所造成的煤柱损失大、煤柱内应力集中程度大、巷道处于应力增高区支护难度大等问题,提出采用沿空掘巷技术来减小煤柱损失、改善围岩应力环境。对高强度锚杆(索)高预应力支护进行模拟,得出附加预应力场分布规律,通过对比分析确定了沿空掘巷围岩支护形式和参数,试验并分析了巷旁支护对煤柱的加固效果。现场监测结果表明:巷道掘进过程中顶、底板移近量最大57mm,两帮移近量最大64mm;工作面回采过程中顶、底板移近量平均131mm,两帮移近量平均221mm,设计的支护方案较好地控制了围岩移动;巷旁支护可以减小煤柱侧煤壁变形,但造成实体煤侧煤壁变形量增加。     

青洼煤业2103工作面留小煤柱沿空掘巷技术研究与应用

为提高青洼煤业2^#煤层的采出率,设计在21031巷进行留小煤柱沿空留巷应用试验,通过数值模拟研究不同支护方案条件下巷道围岩内应力分布和位移情况,确定最为合理的支护方案。现场应用期间围岩位移监测结果:顶底板最大移近量为142mm,煤柱帮内移量最大为75mm,实体煤帮内移量最大为62mm,巷道围岩变形量较小。     

8222工作面软岩巷道钻孔卸压优化支护技术研究

为解决8222工作面顶板高抽巷在现有支护方式下巷道围岩变形量大的问题,通过对顶板高抽巷的地质情况进行具体分析,决定采用钻孔卸压支护技术,结合钻孔卸压支护原理对顶板高抽巷的支护方案进行具体设计,对支护后的巷道进行矿压监测。结果表明:支护方案实施后,顶底板的最大移近量为115mm,两帮最大移近量为270mm,保证了巷道围岩的稳定。     

基于计算机模拟的复采巷道系统优化研究

针对复采面回采巷道掘进期间出现的大变形和支护结构破坏的难题,以新庄煤矿331复采面运输巷为研究对象,分析了巷道支护失效原因和巷道布置原则,提出巷道布置优化和巷道支护优化方案,运用UDEC软件对复采巷道系统优化分析。结果表明:系统优化了巷道应力环境,控制了围岩大变形,形成了较为协调的复采巷道系统。实测发现巷道布置在距离护巷煤柱边缘1.0~1.5m时,"全断面锚网梁+梯形棚子支护"方案下掘进期间巷道顶底板、两帮相对移近总量分别为58.4mm和34.5mm;工作面回采期间,顶底板和两帮相对移近量最大值分别为256 mm和228 mm,围岩控制效果较好。     

注浆锚索在沿空留巷工作面超前支护中的应用研究

为解决煤矿超前支护工序繁琐、劳动强度大、影响工作面快速推进以及超前液压支架破坏顶板锚杆（索）严重等问题，以古汉山矿1604工作面运输巷为工程背景，理论分析了工作面超前巷道围岩变形特征和注浆锚索支护原理，提出在工作面超前巷道采用锚注支护技术，取消原工作面超前液压支架，减小了单体支柱支柱密度，并在现场进行了工业性试验。试验结果表明，工作面超前巷道顶板实施注浆锚索后，顶板围岩裂隙内浆液充填范围广；超前巷道受工作面支承压力和采动影响后，巷道变形不明显；进入沿空留巷后，留巷实体煤帮最大移近量为276 mm，采空区帮最大移近量为216 mm，顶板最大移近量为225 mm，底板最大鼓起量为164 mm，顶板控制效果较好。     

近距离煤层回采巷道支护参数优化研究

为解决近距离煤层回采巷道受上部遗留煤柱应力集中影响下巷道围岩变形控制困难的问题,对煤层围岩地质力学进行原位测试,根据测试结果对工作面回采巷道进行支护参数合理设计。工程实践结果表明:153201巷顶底板移近量最大为218mm,两帮移近量最大为157mm;153202巷顶底板移近量最大为223mm,两帮移近量最大为241mm,围岩变形量能够满足巷道的后期使用。     

小峪煤矿采空区下巷道合理内错距及围岩控制技术研究

针对近距离煤层采空区下巷道变形严重难以维护的问题,以小峪煤矿8208回采工作面2208巷为工程背景,通过FLAC^3D数值模拟软件分析了不同煤层间距及内错距离对巷道围岩稳定性的影响,得出2208巷与上位19^#煤层采空区煤柱的合理内错距离为30 m;并对采空区下巷道支护方案进行了详细设计。现场应用结果表明：掘进期间巷道顶底板最大移近量为100 mm,两帮最大移近量为260 mm,巷道整体稳定性较好。     

动压穿层巷道锚注加固支护试验研究

针对塔山煤矿8104工作面内错瓦斯高抽巷倾斜段穿层巷道在掘进期间围岩破坏严重的问题,研究分析了穿层巷道围岩破坏机理,提出了巷道锚注加固支护方案,经过理论研究和实践表明,在8103工作面跨采动压影响下,瓦斯高抽巷道穿层段顶底板相对移近量最大值为140.57mm,两帮相对移近量最大值为102.52mm,巷道严重变形情况得到有效控制,取得了显著的安全经济效益。     

过断层回采巷道围岩监测与治理实践

为研究某矿过断层时回采巷道围岩的变形规律,在14101工作面辅助运输巷断层前后布置3个测站监测其顶底板和两帮移近量,并与带式输送机运输巷对应位置的围岩状况对比。监测结果表明:过断层前巷道围岩变形发展趋势一致,但辅助运输巷围岩变形更大,顶底板和两帮移近量分别为63、43 mm;辅助运输巷围岩变形在过断层时和工作面推进至测点附近时分别出现峰值。加强超前巷道支护后,过断层时的围岩变形量显著减小,围岩变形得到控制。     

采动条件下巷道支护方案优化与效果

类比2106工作面回风巷在采动条件下巷道变形量大,支护设施失效等状况,本文预先针对2107工作面回风巷支护方案进行优化设计,现场实施结果表明,巷道顶底板移近量和两帮移近量得到较大降低,其中顶板、底板、实体煤帮和煤柱帮稳定值分别为104 mm、325 mm、96 mm和130 mm,同时优化方案加强对顶底角区域的支护,有效改善了巷道围岩整体支护效能.     

低密度高强度支护技术在8118工作面煤巷的应用

为解决8118工作面回风巷在现有支护方式下巷道围岩变形量大的问题,通过对回风巷的地质情况进行具体分析,决定采用低密度高强度支护技术,结合低密度高强度支护原理对回风巷的支护方案进行具体设计,并对支护后的巷道进行矿压监测。结果表明:支护方案实施后,顶底板的最大移近量为144mm,两帮最大移近量为166mm,保证了巷道围岩的稳定。     

松软破碎巷道围岩注浆加固技术研究

古书院煤矿15号煤1523101巷道围岩松软破碎,巷道围岩变形量大,巷道必须进行维修才能使用。基于巷道地质与生产条件,分析了破碎围岩注浆加固的机理和作用,并进行多方案注浆加固方案模拟。研究了适合破碎围岩巷道注浆加固的合理加固支护方式及参数,在1523101巷进行了工业试验。在试验巷道进行了矿压监测,监测结果表明:巷道顶底板最大移近量为33 mm,两帮最大移近量为22 mm,最大底鼓量为30 mm,巷道变形量总体很小,能够满足巷道的安全使用。试验注浆加固效果显著,高强锚杆支护配合注浆加固联合支护系统是适合受采动影响巷道的安全、有效和经济的支护方式。     

强烈动压影响下的沿空留巷巷道加固技术

为解决强烈动压影响下沿空留巷巷道加固的技术难题,针对新庄孜煤矿66110工作面运输巷受自身工作面及下方仅10 m距离的66109工作面的采动影响及需要沿空留巷的情况,采用理论分析与现场实践的方法分析其破坏特点及影响因素,结合高预应力强力一次支护理论与最新研制的高强度支护材料,提出了巷道的加固方案,确立了合理的支护参数,并成功应用。研究结果表明:采用强力锚杆锚索联合支护系统后,66110运输巷在受到2个工作面采动影响的情况下,工作面前方巷道两帮移近量为210 mm,顶底板移近量为242 mm,分别比原支护巷道降低80%和69%,工作面后方留巷段两帮移近量为406 mm,顶底板移近量为340 mm,巷道变形得到了有效控制。     

干河煤矿2-126工作面回采巷道注浆加固技术

针对干河煤矿2-126工作面一、二绕巷在现有支护方式下围岩变形量大的问题,对其进行了注浆加固补强支护,结果表明:巷道在采用锚注补强支护后,顶底板最大移近量为198 mm,两帮最大移近量为280 mm,有效控制了巷道围岩的变形。     

2-1052进风顺槽反掘施工的支护优化

针对霍宝干河煤矿2-1052巷由切眼巷向外反掘过程中巷道围岩变形严重和支护参数不合理问题,提出了优化支护方案和支护参数并成功进行工程应用。现场监测结果表明:2-1052巷两帮移近量最大值为265mm,顶底板移近量最大值为200mm,分别是原掘进初期变形量的50%和44.9%。围岩变形得到有效控制,支护效果良好。     

深井中等稳定顶板沿空留巷锚注切顶支护技术研究

为解决深井高应力沿空巷道围岩变形大、支护困难的问题,以孙村煤矿2216工作面地质和开采条件为背景,采用数值模拟软件FLAC3D建立计算模型,分析比较了采用普通锚索、普通锚索+巷旁切顶和注浆锚索+巷旁切顶3种支护方案时,深井高应力沿空巷道围岩应力和变形破坏规律。研究结果表明:与前2种支护方案相比,采用注浆锚索+巷旁切顶支护方案时,顶底板及两帮变形量分别减小了22.2%和19.8%,实体煤和巷旁单体支柱受力分别降低了13.5%和77.8%,控制围岩效果更好。现场试验验证表明,2216工作面回风巷采用注浆锚索+巷旁切顶方案进行改进支护后,第1个工作面回采结束时,顶底板和两帮最大移近量分别为270 mm和120 mm;下个工作面推进至测站位置时,顶底板和两帮累计移近量分别为533 mm和171mm,围岩变形得到了有效控制,可较好地解决该类巷道支护问题。     

麻家梁煤矿临空巷道围岩大变形控制技术

针对麻家梁煤矿14102辅助运输巷即临空强动压巷道,受相邻工作面采动影响,顶底板接近闭合,采取了多形式补强支护措施,巷道大变形仍未得到有效控制,通过分析工作面双硬顶板"下位短悬臂梁与上位长砌体梁"结构,监测工作面侧向支承应力和移动支承应力分布规律,发现工作面后方双坚硬顶板垮落形成的强烈采动支承应力(强度大和范围广)是导致现有19.5 m区段煤柱条件下临空巷道持续大变形的根本原因。工业试验表明,综合采用超前顶板水压致裂配合巷内让压支护的围岩控制技术,14202辅助运输巷两帮最大移近量约为0.6 m,平均移近量约为0.4 m,平均底鼓量约为1 m,有效控制了强动压巷道的大变形问题。