孟家窑煤矿11505特厚煤层工作面回采巷道围岩控制技术研究

为保障11505运输顺槽围岩的稳定,根据巷道赋存特征,采用FLAC3D数值模拟软件进行锚杆支护合理参数的模拟分析,确定顶帮锚杆长度分别为2 600 mm和2 400 mm,顶角锚杆与帮角锚杆的安设角度分别为75°和25°,基于锚杆支护参数的模拟结果进行巷道锚网索支护方案的具体设计,并在巷道掘进期间和工作面回采期间进行围岩变形量的监测分析。结果表明:11505回风顺槽在该种支护方案下,巷道掘进期间及工作面回采期间围岩变形量均较小,满足回采巷道的使用要求。     

2-208顺槽断层区域围岩变形特征及控制技术

为保障辛置煤矿2-208运输顺槽近断层区域围岩稳定,采用FLAC3D数值模拟软件进行近断层区域围岩变形特征分析,根据数值模拟结果确定,运输顺槽在近断层区域围岩主要表现为非对称变形,其中靠近断层一帮和底板的变形量及塑性区发育范围相对较大,基于数值模拟结果,确定围岩的支护原则及措施,结合巷道特征进行具体支护方案的设计,并在巷道掘进期间进行表面位移监测。结果表明:支护方案实施后,巷道近断层区域围岩变形量较小,支护方案保障了围岩的稳定。     

复杂岩层大断面硐室群围岩破坏机理及控制

针对复杂岩层巷道交叉点高应力集中区四周硐室群开挖围岩稳定性控制和支护技术等难题,通过对现场取样测试硐室群围岩物理力学参数、黏土矿物成分和松动圈大小,分析了赵庄煤矿三盘区带式输送机头硐室群及周边巷道围岩变形破坏特征和机理,表明硐室帮部煤柱和底板围岩是加固支护重点。利用FLAC3D数值模拟软件分析了硐室群开挖对硐室群及周边巷道围岩应力分布和塑性区分布范围的影响。基于理论分析和数值模拟提出了硐室及周边20 m范围内巷道围岩"强柱固底"的加固支护方案。现场工业试验表明,加固支护后,硐室群及周边巷道围岩变形得到了有效控制,围岩内部裂隙基本被浆液填充,60 d内围岩顶底板和两帮最大移近量分别为30 mm和50 mm,达到了理想的加固支护效果。     

深部大断面软岩硐室支护技术优化及应用

为解决深部大断面软岩硐室急剧变形失稳问题,以朱集西煤矿西翼11煤运输大巷机头硐室为研究对象,采用理论分析与数值模拟的方法,对4种不同支护方案及不同支护结构(锚杆支护、锚杆+喷层支护、锚杆+锚索支护、锚杆+锚索+喷层支护)的围岩塑性区破坏深度与位移进行分析,得出方案三锚网喷初次支护+预应力锚索二次支护为最优方案。工程实践表明,采用耦合支护方案三后,支护结构的整体性承载能力和围岩的自承能力提高,机头硐室两帮移近量为25.98 mm,顶底板移近量为43.45 mm,有效控制了深部复合围岩的大变形失稳问题,保证了巷道围岩的长期稳定。     

大断面巷道非均匀变形机理及稳定性控制研究

为探究围岩受采动影响条件下巷道变形破坏与稳定性控制,以桑树坪二号井3309工作面运输平巷为工程背景,采用FLAC3D数值模拟方法分析“一掘二采”期间大断面巷道围岩主应力差分布特征,结合现场试验,揭示大断面巷道围岩非均匀大变形破坏机理,分析提出巷道围岩非均匀变形控制补强支护设计方案。研究结果表明：①一次回采和二次回采期间,巷道煤柱及煤壁两侧煤体峰值应力差分别为7.93MPa、12.96MPa,煤柱帮峰值应力远高于煤壁帮,两侧煤体呈非对称变形破坏特征|②与一次回采相比,二次回采期间3309工作面运输平巷煤柱帮主应力增大11.46MPa,塑性区范围从4.5m增加至煤柱宽度,煤壁帮主应力差增加27.46MPa,塑性区增加1.5m,巷道围岩处于高强度剪应力状态,易引起大变形破坏|③基于大断面巷道两侧煤体非均匀变形破坏特征,针对性提出“一长一短”两种补强支护方案,现场试验后巷道围岩稳定性控制效果良好。     

回采巷道超前支护段应力分布及变形特征研究

根据寸草塔31204综放工作面回采巷道的地质及生产技术条件建立了FLAC3D数值计算模型,得到两顺槽在采掘影响下的围岩应力分布、顶板垂直位移和塑性区发育特征,得出超前支承压力与侧向支承压力的叠加效果决定了回采巷道超前支护强度与支护范围.其中,运输顺槽(实体煤巷道)的超前支护强度、支护距离均小于辅运顺槽(沿空侧巷道).     

复杂地质条件大采高工作面端头和超前支护技术

为了解决东曲矿含泥岩夹矸煤层大采高工作面端头和超前支护区巷道围岩变形量大的问题,探讨了东曲矿28808工作面两端头和超前支护区巷道围岩结构特点、围岩应力环境和围岩变形原因,提出了端头切顶、保证工作面和超前区顶板支护强度,配合破碎区注浆加固的工作面端头和超前区的综合控制技术,并进行了现场工业试验。研究结果表明:工作面端头在叠加应力作用下,围岩整体破碎范围增大,巷帮的破坏失稳是引起巷道围岩变形增大的原因。对两顺槽超前加固并对工作面侧巷帮进行二次加固,配合调整工作面拉架工艺后,两顺槽超前支护区巷道围岩变形量明显减小,保障了工作面安全高效回采。     

浅埋煤层弱黏结顶板巷道支护对策研究

针对塔拉壕煤矿2102辅运输巷掘进期间曾发生冒顶事故,为了保证弱黏结顶板巷道支护安全可靠,通过计算机数值模拟研究了主应力偏转方向为0°、15°、30°、45°、60°、75°及90°时,弱黏结顶板巷道围岩塑性区的分布特征,揭示了巷道围岩的破坏规律,当主应力偏转方向为30°和45°时,顶板围岩塑性区尺寸最大,破坏深度达3.9 m,帮部围岩塑性破坏程度较小,塑性区尺寸为0.5 m。重点对顶板进行支护,根据悬吊理论计算,提出了防冒顶的锚杆索支护参数。结果表明,顶板位移量很小,为5~12 mm,离层主要发生在0~2 m层位,占65%以上,巷道几乎不发生变形,没出现冒顶事故,基本能够保持稳定。     

生辉矿20110放顶煤工作面运输顺槽支护技术

针对生辉矿20110放顶煤工作面运输顺槽围岩实况,确定了合理支护方案,在巷道内选择有代表性的围岩布置测点,检验支护效果。监测结果表明:20110放顶煤工作面运输顺槽在29d后顶板下沉量、底板鼓起量、左帮移近量和右帮移近量逐步趋于稳定,放顶煤工作面回采时围岩变形得到有效控制,满足工作面安全回采要求。     

深部动压回采巷道的矿压时空分布规律研究

开采深度增加,地质力学环境比浅部复杂,深部动压回采巷道仍沿用浅中部的超前加强支护范围已不能有效控制动压巷道围岩变形。针对埋深762 m的某矿回采工作面顺槽的支护和超前加强支护范围,分析得出:回采和掘巷期间围岩变形不同,掘巷期间以底臌为主,而回采期间以顶板下沉为主;深部动压回采巷道超前支承压力影响范围明显增大,加强支护范围应大于采动剧烈影响区5~10 m。     

重复采动回采巷道变形机理及稳定控制

工作面在高强度开采过程中，回采巷道围岩的稳定性控制至关重要。针对布尔台煤矿厚煤层综放工作面回采巷道受强采动围岩变形特征，以42203综放工作面为例，根据巷道围岩蝶形破坏理论，与数值模拟方法相结合对其辅运顺槽受一次采动、二次采动时围岩变形机理进行了研究，分析了巷道围岩的塑性区“蝶形”扩展机理。研究结果表明：巷道围岩塑性区边界与巷道埋深、侧压系数及围岩的力学特性有关；围压比值决定着围岩塑性区的发育形态。在采动影响作用下，巷道周边最大主应力和最小主应力的大小及方向处于不断变化过程中。42203工作面辅运顺槽在受采动影响时应力发生偏转，致使塑性区呈现出非对称性扩展。基于42203工作面辅运顺槽受采动应力分布规律与塑性区演化规律，提出了相应的围岩控制加强支护技术方案，在现场工业性试验效果良好，为重复采动巷道围岩的变形机理及稳定控制提供一定借鉴。     

大断面泥岩巷道支护设计优化及应用

402104工作面运输顺槽属于大断面巷道,巷道围岩大部分为泥岩,岩性差,原支护设计下掘进过程和回采期间巷道围岩变形量大。本文针对402104工作面运输顺槽围岩具体的工程地质情况,对大断面泥岩巷道围岩变形破坏情况分析,对原支护参数进行了优化。监测结果表明新支护参数下的巷道围岩变形得到了有效控制。     

红庆梁煤矿机头转载大硐室群支护结构稳定性

红庆梁煤矿机头转载硐室为弱胶结软岩大硐室,机头转载硐室与煤仓、驱动硐室连接,硐室结构复杂,断面跨度大,支护困难。采用FLAC3D对机头转载硐室支护后硐室围岩和支护结构的稳定性进行数值分析,得出:机头转载硐室与煤仓、驱动硐室连接区域的顶板围岩位移量较大,需要加强顶板支护强度;两帮塑性区厚度较大,而且两帮锚杆受力较为明显;煤仓过软弱煤层段和煤仓接口处砌碹法向应力较大;对硐室群围岩大变形区域和支护结构薄弱点设置矿压监测点,监测机头转载硐室群的稳定性及时采取补救措施。     

大断面软岩硐室稳定性控制技术

为解决大断面软岩巷道控制难度大的问题,基于弹塑性理论,分析了硐室断面尺寸和支护阻力对大断面软岩硐室围岩变形破坏的影响特征。以新上海一号煤矿主井箕斗装载硐室为工程背景,在岩石抗压强度、围岩松动圈厚度和围岩强度测试的基础上,采用FLAC3D有限差分软件对3种不同支护方式下硐室围岩的变形破坏规律和塑性区发育情况进行模拟计算和分析。结果表明:与传统的锚杆索支护相比,锚索+格栅钢筋混凝土联合支护结构具有更好的整体性能,支护后的硐室围岩塑性区和表面变形明显减小。现场工业性试验表明:中室围岩最大内挤变形量仅为5.5 cm,且支护稳定后,围岩应力较小,硐室围岩稳定性得到充分保证。     

小煤柱沿空掘巷围岩强化技术应用

为解决新元煤矿3417运输顺槽留小煤柱沿空掘巷成巷以后在相邻的3416工作面采动影响下巷道断面迅速收缩的问题,通过现场矿压观测、理论分析及现场刷帮得到运输顺槽围岩破坏素描图;巷道围岩变形的原因为围岩破碎严重、支护参数不合理、底板和底角未采取有效的控制措施。对巷道的支护方案进行了优化,设计实体煤帮扩帮、两帮及顶板加强支护的详细参数,并在现场应用后进行了围岩位移情况监测。结果表明,围岩强化支护后,3417工作面回采期间两帮最大移进量为587 mm,顶底板最大移进量为370 mm,3417运输顺槽断面能够满足工作面生产的需求。     

近断层煤层巷道的差异化支护技术研究与应用

为解决正断层影响下南沟煤业20203运输顺槽的支护难题,通过FLAC3D模拟、理论分析、矿压监测等手段,探究断层对于巷道围岩稳定性的影响,设计针对性支护方案,工程应用期间进行矿压监测。结果表明：20203运输顺槽断层保护煤柱最佳宽度为20 m,采取分段支护方案掘巷阶段表面变形量微小,工作面回采期间巷道围岩整体稳定,成功解决了20203运输顺槽支护难题。     

望云煤矿15101运输顺槽围岩松动圈测试分析与控制技术研究

为保障15101运输顺槽围岩的稳定,采用现场实测的方式进行围岩松动圈的测试分析,基于测试结果得出运输顺槽处的两帮松动圈范围约为1.6 m,基于工作面地质条件和围岩松动圈分析结果,确定巷道采用锚网索支护方案,采用理论分析的方式进行巷道各项支护参数的设计,在巷道掘进期间进行围岩变形分析。结果表明:巷道采用现有支护方案,掘进期间围岩变形量小,保障了围岩的稳定。     

采动影响下破碎围岩巷道注浆加固支护技术

成庄矿二盘区机头硐室与周围巷道群由于受2315综采工作面回采的影响,围岩破坏十分严重,为使该巷道能满足正常生产急需对其进行修复加固.基于成庄矿二盘区机头硐室与周围巷道的现场地质条件,运用离散元数值模拟分析方法(UDEC),研究注浆对该硐室破碎围岩体的塑性区大小、应力状态以及可锚性等方面的影响.研究表明注浆能够有效缩小破碎围岩体塑性区范围,改善巷道浅部围岩的受力状态,提高破碎围岩体的可锚性,在此基础上提出了注浆和锚索复合加固方案,取得了良好的现场试验效果.     

厚煤层综放工作面煤巷围岩稳定性分类及支护优化研究

为对11602工作面运输巷围岩稳定性进行分类,通过现场钻孔取芯窥视、实验室物理力学实验和理论计算相结合的方式,确定围岩等级类别。根据运输顺槽在原有支护方案下存在的问题,结合围岩分类结果进行支护参数的具体优化;支护方案优化后,对工作面回采期间巷道表面位移进行持续监测,以验证支护优化后的围岩控制效果。结果表明:工作面直接顶K2灰岩质量级别为Ⅱ级;直接顶砂质泥岩质量级别为Ⅲ级;基本顶K_2灰岩质量级别为Ⅱ级,综合确定回采巷道的围岩稳定性为Ⅳ类不稳定围岩;运输顺槽采用优化的支护方案后,巷道掘进期间顶底板变形量最大值为150 mm,两帮的移近量最大值为130 mm,解决了围岩变形量大的问题,保障了回采巷道围岩的稳定。     

超大断面硐室围岩变形破坏机理及控制

针对断面面积近100 m2的大采高支架换装硐室,采用现场观测、数值模拟等方法分析其变形破坏机理:硐室断面增大致使围岩破碎区、塑性区增大,超大断面硐室塑性区半径达到普通断面硐室的2.2倍;断面增大引起掘进扰动应力增高,而锚杆加固厚度小、初期支护阻力小致使软弱围岩严重变形破坏。针对支架换装硐室0~2.5 m的破碎区、2.5~8.0 m的塑性区,提出了分区耦合支护围岩稳定控制原理:硐室围岩由浅至深破坏程度逐渐减小,达到稳定所需支护强度逐渐减小,采用高强高预紧力"锚杆、注浆锚索、锚索"支护及"分区注浆加固"技术,可形成针对破碎区、塑性区和弹性区的3个相互联系的承载圈,从而满足各个分区支护强度需要,实现支护结构和围岩共同承载,保证围岩稳定。