煤峪口矿极近距离下位煤层回采巷道支护技术研究

同煤集团煤峪口矿14号煤层为近距离煤层开采,由于上层工作面采动对底板岩层的破坏导致14号煤层回采巷道支护困难,通过理论分析、矿压监测及理论计算等方法研究表明:11-12号合并煤层8710工作面回采对底板岩层损伤破坏的深度为26.5 m。根据81012运输巷围岩的特点提出强帮减跨稳顶的支护原理,设计采用锚架棚、桁架联合支护方式,现场应用后围岩位移监测结果表明:81012运输巷掘进期间,两帮移近量最大为22 mm,顶底板移近量最大为27 mm;工作面回采期间,两帮移近量最大约为350 mm,顶底板移近量最大为415 mm;巷道围岩变形有效的控制在合理的范围内,取得良好的支护效果。     

综采放顶煤工作面回采巷道支护技术研究

为增强综放工作面巷道支护效果,提高巷道稳定性,以韩家洼煤矿22305综放工作面回风巷道地质条件为基础,分析巷道围岩力学性质,确定巷道支护方案及参数,并在现场进行了支护实践。同时对支护改进的巷道进行监测,监测结果表明,改进支护的巷道围岩顶底板移近量最大为100 mm,两帮移近量最大为85 mm,围岩变形量较小,巷道稳定性较好。     

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。     

镇城底矿软弱顶板煤巷支护技术研究

为了解决深部软岩巷道围岩变形大的问题,先对原支护方案下巷道围岩变形进行分析,发现原支护下顶底板相对位移量868.5mm,两帮移近量达到725.2mm,根据变形情况给出锚杆+锚索优化支护方案。对优化支护方案进行分析,发现优化后顶底板移近量达到131.36mm,较原支护方案下降83.49%,两帮移近量为85.25mm,两帮移近量下降了86.79%。对优化方案进行应用分析,得出随着监测天数的增大,此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势,巷道底鼓量最大值为226.3,巷道的两帮移近量为364.1mm,顶底板移近量为443.3mm,较原支护方案变形量得到一定控制,为巷道稳定性做出贡献。     

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。     

大断面巷道联合支护效果分析

以盛泰煤业15201工作面回风巷支护设计为背景,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”联合支护下大断面巷道围岩移近量进行了分析,数值模拟结果顶底板最大移近量为104.1 mm,两帮移近量最大为99.4 mm;现场实测顶底板平均移近量为71.25 mm,两帮平均移近量为89.75 mm,和数值模拟基本吻合。充分说明“锚杆+锚索+钢带”的联合支护设计对保证大断面巷道围岩稳定性效果显著。     

云冈矿近距离煤层回采巷道支护技术研究

针对云冈矿近距离煤层采空区下51116巷支护难题,通过理论分析及现场实测相结合的方法,计算出上煤层回采过程中底板的最大破坏深度为4.07 m,并以4 m为界,对不同层间距制定了不同的支护方案,现场监测结果表明,顶底板最大移近量为83 mm,两帮最大移近量为94 mm。证明支护方案能够有效保证51116巷道围岩稳定性。     

斜沟煤矿厚煤层孤岛综放工作面沿空掘巷技术应用

斜沟煤矿正在进行8号煤层的采掘活动,为提高采出率设计在18106孤岛综放工作面进行留小煤柱沿空掘巷,通过数值模拟研究,确定合理的小煤柱宽度为5 m,沿空巷道设计采用"锚网索梁"联合支护方式,经现场工业性试验并对巷道围岩位移情况的监测表明,沿空巷道掘巷期间围岩稳定后顶底板最大移近量平均约109 mm,两帮最大移近量平均约251 mm;工作面回采期间,巷道顶底板最大移近量约289 mm,两帮最大移近量约499 mm,能够保证工作面安全回采。     

厚煤顶大断面回采巷道支护方案分析与优化

针对厚煤顶大断面回采巷道因应力反复扰动及叠加带来的支护困难,本文综合运用理论分析及数值模拟等手段,设计出锚杆(索)、钢带托板、金属网联合支护的巷道基本支护方案和巷道超前支护方案,并针对特殊地段提出打设组合锚索、注浆加固、打设密集木垛等加强支护方案。现场实测数据显示:工作面回风顺槽超前25~30m以外,顶底板移近量及两帮移近量较小,但在超前25~30m以内,顶底板移近量及两帮移近量增长较大,巷道围岩变形量局部较大,但整体上能够保证巷道的有效支护和生产使用。     

综采工作面回采巷道围岩破裂变形规律实测研究

为了研究综采工作面回采巷道围岩变形规律,为回采巷道的保护提供合理依据,以东欢坨矿2088_下工作面为工程背景,运用现场实测方法,通过钻孔电视探测分析2088_下回风巷道围岩破裂情况及对巷道进行位移监测并分析变形规律。结果表明:巷道顶板下位岩层中均存在较为严重的破裂区,破裂区范围约为2.0 m左右,2088_下工作面所在的8~#煤层巷道围岩属于中松动圈和大松动圈范围;未受采动影响区域内顶底板、两帮最大移近量仅为84、34 mm;超前影响范围约为90 m,顶底板、两帮最大移近量达到了1 280、1 869 mm,由此可见,在工作面回采扰动作用下巷道变形情况较为严重;回采工作面推进距离从测点前80 m至0 m过程中,顶底板、两帮移近量分别增大至243、206 mm,移近速度分别增大至19.1 mm/d和14.7 mm/d,均产生明显增长,说明回采工作面距测点越近,巷道受采动影响越大;在对回采巷道进行保护时,要求巷道支架支护必须考虑能够有效支护该范围内岩层重量以及上覆岩层作用力。     

马兰矿910水平东大巷软弱围岩控制技术

针对马兰矿910水平东大巷在现有支护方式下底鼓严重、围岩变形量大的问题,通过对巷道的地质情况及软弱围岩分阶段控制技术的具体分析,决定采用喷锚注分阶段支护技术,结合巷道具体情况对支护方案进行具体设计,并进行矿压监测,结果表明:支护方案实施后,顶底板最大移近量为85 mm,其中底板最大鼓起量为47 mm,两帮最大移近量为57 mm,,保证了巷道围岩的稳定。     

软岩巷道顶板锚杆锚索联合支护参数优化研究

为了解决深部软岩巷道围岩变形大的问题,以木瓜矿10-206工作面为工程背景,对原支护方案下巷道围岩变形进行分析,发现原支护下顶底板相对位移量868.5mm,两帮移近量达到725.2mm,根据变形情况给出锚杆+锚索优化支护方案。对优化支护方案进行分析,发现优化后顶底板移近量达到了131.36mm,较原支护方案下降了83.49%,两帮移近量为85.25mm,两帮移近量下降了86.79%。对优化方案进行应用分析,得出随着监测天数的增大,此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势,巷道底鼓量最大值为226.3mm,巷道的两帮移近量为364.1mm,顶底板移近量为443.3mm,较原支护方案变形量得到一定控制,为巷道稳定性做出贡献。     

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。     

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。     

马脊梁矿综放工作面临空巷道围岩变形特征及控制

以马脊梁矿8103工作面临空巷道5103巷道为研究对象,采用FLAC数值模拟、现场实测、现场实证等方法,对综放工作面临空巷道围岩变形特征及控制进行研究,分析了5103巷道变形特征,并提出相应的控制方案。研究结果表明:8103工作面回采过程中,5103巷道围岩变形严重,顶底板移近量最大达到1.5m,两帮移近量最大0.8m,影响范围为超前50m,严重区域为超前30m范围;提出"APR+PRS"的临空巷道围岩控制方案;通过周期来压步距、支架工作阻力、巷道表面位移监测验证"APR+PRS"临空巷道围岩控制方案的有效性,采取方案后工作面来压步距显著减小、支架工作阻力在8000~9000k N所占比例下降9.76%、顶底板移近量减少42%、两帮移近量减少40%、巷道变形严重区域由超前30m变为超前15m;"APR+PRS"巷道围岩控制方案有效地控制了临空巷道的围岩变形。     

1109工作面运输顺槽支护设计优化实践

针对潞安集团司马煤业公司1109工作面运输顺槽围岩的工程地质情况,对支护不利条件进行分析,优化了支护方式和支护参数。在巷道内布置2个测点,监测16 d后顶底板和两帮移近量开始趋于稳定,巷道围岩两帮移近量稳定在230 mm,顶底板移近量稳定在185 mm,支护效果良好。     

构造带极不稳定围岩注浆加固效果数值分析

泰来煤矿+1 150 m水平运输大巷处于多条断层影响区域,巷道顶底板和两帮移近量大。在现场调研、巷道顶底板岩层结构分析及实验室试验的基础上,提出了在原支护参数不变的情况下,进行围岩注浆加固措施。采用FLAC数值软件对注浆前后的围岩加固效果进行了对比分析。结果表明:只进行锚杆+喷层+锚索支护时,围岩变形速度和变形量都较大,"围岩-支护"共同体呈松散破坏状态。采用注浆加固和锚杆+喷层+锚索的联合支护方式,围岩变形得到了有效控制,顶板最大下沉量140 mm、最大底鼓量80 mm、两帮最大移近量为125 mm。     

掘进巷道围岩变形分析与空顶时间确定

为了确定干河煤矿三采区辅助运输巷掘进时合理的空顶时间,避免巷道支护不及时而导致周边围岩产生过大形变。通过理论分析得出空顶时间较长时顶底板移近量达498 mm,两帮移近量达512 mm。借助FLAC~(3D)分别对5 min、20 min、80 min空顶时长下巷道周边围岩的变形规律进行数值分析发现,将巷道的空顶时间控制在20 min以内,可以有效保证巷道周边围岩的稳定。现场应用结果表明,按照上述的空顶时间对巷道进行支护后,顶底板的最大移近量为80 mm,两帮最大移近量为100 mm,且未出现锚杆失效现象。     

深部巷道支护方案优化设计及数值模拟研究

为了解决打通一矿W2710运输巷道埋深大、围岩强度低,巷道变形严重、支护成本高等问题,在优化巷道断面基础上提出了3种巷道支护方案,并采用数值模拟方法对各方案的可靠性进行对比分析获得优化支护方案,最后对优化方案的可靠性进行现场验证。现场试验表明,W2710巷道支护方案优化后,巷道顶、底板最大移近量为67.22 mm,与优化前相比,巷道顶、底板移近量减小51.33%;巷道两帮变形最大收敛量为59.32 mm,与优化前相比,巷道两帮变形收敛量减小50.11%;设计优化的支护方案能较好地控制巷道的变形,且支护成本显著降低。     

近距离煤层采空区下巷道围岩松动圈分析及支护技术研究

为保证属于近距离煤层采空区下巷道的23305下工作面回风巷围岩的稳定,通过回风巷围岩松动圈测试对围岩松动圈的厚度进行分析,结合3#煤层底板破坏深度分析对回风巷的支护方案进行具体设计,并进行矿压监测。结果表明:支护方案实施后,巷道顶底板的最大移近量为42mm,两帮最大移近量为68mm,保障了巷道围岩的稳定。