煤矿微型TBM及其掘进瓦斯治理巷道工程实践

全断面掘进机（TBM）已在煤矿深井岩巷掘进中得到成功应用,其施工安全性好、掘进速度快,可安全高效地施工煤矿瓦斯、水害治理巷道,缓解了煤矿采掘接替失调的问题。为提高TBM在深井煤矿中使用的灵活性,扩大TBM在煤矿深井岩巷掘进中的应用范围,提出了煤矿微型TBM设计原则和技术指标,包括煤矿微型TBM在整机及部件尺寸重量、设备防爆和地层适应性等方面需满足的要求及解决方案。确定了煤矿微型TBM结构型式和主要参数,研发了煤矿微型TBM。系统论证了煤矿微型TBM设备及施工工艺研发中的技术难点与解决方案。针对煤矿微型TBM掘进瓦斯治理巷道工程地质条件,开展不同支护工况下煤矿微型TBM掘进巷道围岩稳定性数值分析。根据数值分析结果,综合考虑支护效果与支护效率,优选巷道支护方案,并开展巷道围岩变形与锚杆轴力现场监测。监测结果表明,巷道掘进后20天内,围岩变形和锚杆轴力增速较快;65天以后,围岩变形趋于停止,锚杆轴力也停止增长。巷道正顶处锚杆轴力略大于肩窝和帮部,巷道围岩整体稳定性较好,所选锚网支护形式可有效控制围岩收敛变形。采用煤矿微型TBM施工煤矿瓦斯治理巷道,锚杆支护施工效率能够理想地匹配煤矿微型TBM...     

煤矿TBM掘进巷道围岩时效变形分析及支护参数优化研究

针对煤矿TBM掘进巷道围岩长期稳定性问题,以淮南矿区张集矿TBM掘进某瓦斯抽采巷为工程背景,开展了巷道围岩时效变形分析及支护参数优化研究。通过在TBM掘进巷道施工现场钻取砂质泥岩岩样,开展蠕变试验,获得CVISC蠕变参数|在数值模拟软件中引入CVISC蠕变模型,对不同支护工况下TBM掘进巷道围岩进行为期100d的蠕变变形模拟,获得各支护工况下巷道围岩时效变形特征和应力场及塑性分布区的演化规律|基于数值模拟结果,将优化后的锚杆+钢筋网联合支护体系应用于TBM施工巷道,并对TBM施工巷道进行围岩变形监测和锚杆轴力监测,现场实测结果表明采用的优化支护方案可有效控制围岩变形,且巷道稳定性较好。     

深部软岩大断面巷道大变形控制技术研究

深部软岩大断面巷道的变形控制一直是煤矿开采中的一个难题。为解决深部软岩大断面巷道大变形的问题,以神木大柳塔东川矿业南一石门为工程实例,通过现场监测及声波试验研究了巷道的变形破坏特点和破坏范围。基于原支护方案及分析成果,提出了“锚杆+注浆锚索+钢筋网+喷射混凝土+注浆管”的优化支护方案,数值模拟得出,采用优化支护方案相比原支护方案围岩塑性区破坏范围减小了约65%,验证了该方案的可行性。同时在新掘巷道进行了现场试验,巷道顶底板最大移近量为122 mm,两帮最大收敛量为115 mm,双孔声波法测试结果可得注浆浆液有效填充了巷道围岩裂缝,提高巷道围岩强度,实现了对巷道的稳定性控制,取得了良好的支护效果。     

深井煤矿TBM掘进巷道围岩扰动特性监测研究

以张集煤矿TBM掘进采煤工作面高抽巷为研究对象,采用基于布里渊背向散射的分布式光纤传感技术(BOTDR),监测TBM掘进扰动下围岩的变形、扰动特性。通过在试验巷道前方和侧方施工监测钻孔,安装分布式传感光纤,使传感光纤与围岩变形协调。在TBM掘进过程中,通过监测和分析监测光纤的应变分布特征及其动态变化过程,获得了TBM掘进过程中对围岩的扰动特性。TBM掘进时对掌子面前方的岩石扰动影响范围为5~7 m。在围岩深度4~12 m范围内出现压应变,而在围岩深度12~18 m的范围内出现拉应变,巷道围岩未出现明显的大范围破坏。相较于传统的钻爆法施工,煤矿岩巷TBM法施工掘进效率更高,对围岩扰动更小。     

立井煤矿硬岩TBM施工巷道支护设计技术

针对高瓦斯煤矿瓦斯治理巷道掘进效率低下、劳动强度大、严重影响采场接替的问题,提出了使用TBM施工立井煤矿瓦斯治理巷道的技术方案。以巷道围岩物性参数和现场实测应力场数据为基础,综合理论计算和数值模拟的手段,确定了巷道的支护形式和设计方法。揭示了TBM施工立井煤矿硬岩巷道特殊的地质条件和应力场条件下,巷道围岩应力及位移的分布规律。根据淮南煤矿立井提升的特点研制了适用于立井煤矿的全断面硬岩掘进机(TBM),并配套相应的排矸、支护和运输系统。巷道掘进平均日进尺13.5m,最高日进尺30.7m。掘进效率为炮掘工艺的5~10倍。现场监测结果表明,支护结构可靠,巷道稳定,围岩位移小,安全性高。     

基于等效椭圆法的巷道支护参数设计研究

为了改善锚杆支护效果,降低巷道支护成本,根据柠条塔煤矿回采巷道实际情况,基于等效椭圆方法对回采巷道进行了支护设计,并运用ANSYS数值模拟了回采巷道开挖支护效果,初步验证了支护参数选取的合理性。通过工业试验,采用离层观测、收敛观测、钻孔窥视等手段,分别对柠条塔煤矿S1201带式输送机顺槽在掘进以及回采过成中动压的影响下顶板离层、巷道围岩变形等进行现场监测分析,监测结果显示:回采过程中顶板最大沉降量为10.4 mm,巷道的两帮最大收敛量为4 mm,现场未发现严重片帮现象;回采过程中围岩松动圈范围定为1.2 m,未超过锚杆支护长度;锚杆在工作面回采过程中受力波动增长,未超过设计值,验证了试验段内的巷道锚杆支护设计的合理性和安全性。     

贺西煤矿三采区运输巷扩刷变形分析与控制

基于扩刷施工后大断面巷道围岩控制难题,以贺西煤矿4#煤层三采区运输巷扩刷施工为研究背景,理论分析了扩刷后大断面巷道围岩控制难点,采用FLAC3D软件模拟了运输巷扩刷前后围岩铅直应力与塑性区的分布与演化特征。结果显示:扩刷后巷道围岩铅直应力集中区及塑性区分布范围明显增大,巷道浅部围岩存在3.5m厚连续均匀分布的"塑性环"。据此,提出锚杆索+注浆+U型钢棚等联合支护技术,锚杆支护后在巷道浅部围岩形成厚度为1.6m的预应力拱形承载结构。试验表明:巷道顶底板与两帮最大移近量分别为218mm和165mm,扩刷后巷道围岩变形得到了有效控制。     

地下掘进巷道富水破碎围岩锚杆支护参数优化

针对矿山掘进巷道富水破碎区支护方案不合理,出现冒顶、片帮等问题,以1 660 m水平YM-Ⅱ巷道迎头大理岩破碎区为工程背景,进行巷道支护参数优化研究。为了合理有效地支护巷道和降低支护成本,结合现场实际建立巷道模型,采用正交试验设计的支护方案,利用FLAC^3D数值模拟软件模拟计算,通过模拟结果对比分析巷道围岩的稳定性。结果表明：锚杆长度主要影响巷道围岩变形量,锚杆间排距主要影响是巷道围岩破坏情况;最优支护方案为锚杆直径40 mm、长度1.8 m、间排距0.9 m×0.9 m,可减少巷道围岩位移量70.77%、塑性区体积63.91%、垂直应力12.96%,有效控制巷道围岩稳定性,为矿山安全生产提供保证。研究结果可为富水破碎区围岩巷道支护设计和地压治理提供参考。     

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。     

红山煤业S01轨道巷顶板围岩控制技术研究与应用

为保障S01轨道巷顶板围岩的稳定,采用FLAC~(3D)数值模拟软件进行锚杆索支护参数分析,根据数值模拟结果得出,顶板锚杆合理的间距和排距分别为700 mm和800 mm,帮部锚杆的合理间距和排距同顶板,顶板锚索的合理布置方式为"2-1-2",根据顶板巷道的具体特征,结合锚杆索支护参数的模拟结果具体进行支护方案设计,并在巷道掘进期间进行围岩变形监测分析。结果表明,巷道掘进期间,围岩在现有支护方案下顶板最大下沉量和两帮最大收敛量分别为15 mm和28 mm,围岩处于稳定状态。     

富水弱胶结软岩巷道围岩变形破坏特征分析

弱胶结软岩巷道围岩稳定控制是煤矿安全生产需要解决的一个技术难题。为研究弱胶结软岩巷道围岩的变形破坏特征以及合理的支护技术,以色连二矿12307巷道为研究背景,考虑采空区积水下渗对弱胶结软岩强度的影响,采用FLAC^3D对“锚杆索网”以及“钢筋网+全锚索+混凝土地坪”两种支护方案下弱胶结软岩巷道的应力、变形、塑性区等分布特征进行了数值模拟分析。研究结果表明,常规“锚杆索网”联合支护下富水弱胶结软岩巷道很难维持自身的稳定,其围岩变形量以及破坏范围将随着巷道的向前开挖而持续增长,最终在顶板、底板、两帮出现的最大位移分别为630、410、155 mm,而塑性区深度则可达5.9、4.0、6.0 m。而“钢筋网+全锚索+混凝土地坪”联合支护下,富水弱胶结软岩巷道则在巷道开挖后会迅速保持稳定,并且其在顶板、底板、两帮出现的最大位移分别为37.0、31.2、9.8 mm,塑性区深度仅为2.0、1.5、1.1 m。应用表明,采用“钢筋网+全锚索+混凝土地坪”联合支护能够有效控制富水弱胶结砂质泥岩的泥化现象,有利于巷道的掘进与使用安全。     

采动巷道围岩非均匀变形特征及稳定性控制技术研究

受到原岩应力与采动应力叠加影响的巷道会产生非均匀变形,甚至发现顶板事故,采动巷道围岩稳定性控制是实现矿井安全高效开采的关键。针对长岭一号煤矿152106工作面轨道巷受到采动影响变形严重的问题,采用现场监测、数值模拟等研究方法,分析了采动巷道围岩变形特征及塑性区演化规律。结果表明：在采动影响下,巷道围岩变形呈非均匀特征,工作面前方巷道围岩变形量小于工作面后方,巷道煤柱侧变形量大于煤壁侧,顶板出现离层并且靠近煤柱侧底鼓量更大,局部可达400mm|工作面前方最大主应力、主应力比值、塑性区范围均小于工作面后方,塑性区呈椭圆形分布,巷道围岩位移量与塑性区范围具有一致性。据此提出了补强支护方案,即顶板补打锚索、煤柱对穿锚索及打设单体液压支柱,现场试验结果表明轨道巷煤柱帮变形减少了65%,巷道底鼓量260mm,工程应用效果较好。     

中厚煤层窄煤柱沿空掘巷围岩稳定性研究

以恒源煤矿487工作面窄煤柱沿空掘巷为工程背景,基于该矿工程实况采用理论计算、数值模拟等手段综合确定487工作面回风巷最优护巷煤柱宽度为5m;基于数值模拟分析了487工作面回采后沿空掘巷超前段顶板、实体煤以及煤柱内围岩应力分布、围岩变形与塑形区演化特征,针对性提出了高强锚杆索组合非对称支护技术,并分析了巷道支护应力场的...     

全长锚注支护技术在断层破碎区的应用

为了保证8303辅运巷过断层期间顶板稳定,提高巷道过断层的掘进效率,分析了断层带围岩力学参数,提出了全长锚注支护技术,巷道在0~25d范围内围岩变形逐渐降低,在25d后顶底板、巷帮变形趋于稳定,顶板最大下沉量控制在0.24m以下,巷帮最大移近量控制在0.29m以下,与巷道完整阶段变形量相差不大,具有显著应用成效。     

高膨胀松软围岩巷道支护技术

为了解决高膨胀松软围岩巷道顶板变形量大、锚杆脱落失效等问题,利用工程类比分析、数值模拟等方法对高膨胀软岩巷道稳定性影响因素及锚杆支护技术进行了研究。研究结果表明:高膨胀松软岩层强度低,遇水易膨胀软化,是顶板破坏失稳的内因,围岩高集中应力及支护强度不足是外因,可通过优化巷道布置方式、加强支护提高巷道稳定性。研究确定了高膨胀软岩巷道树脂加长锚固锚杆锚索组合支护方案,主要参数为:锚杆间排距800 mm×900 mm,锚杆预紧扭矩不小于400 N·m;锚索间排距1 600 mm×1 800 mm,每排2根,锚索预紧力为200~250kN,并将设计支护方案进行了现场试验,取得了良好的支护效果。     

余吾煤业轨道大巷破碎围岩控制技术

分析了破碎围岩弱面、水蚀、构造应力、大断面等因素对余吾煤业+400 m水平轨道大巷围岩变形破坏的影响,论述了轨道大巷两帮破坏诱发顶板变形的围岩破坏特征,进一步阐述了采用注浆加固减小帮顶围岩塑性区,锚杆支护提高了围岩的自承能力的锚注联合控制技术。矿压观测结果表明,注浆加固围岩弱面后,锚杆锚索初期快速承载,围岩最大表面位移约23 mm,控制效果显著。     

深部采动巷道顶板稳定性分析与控制

深部采动巷道冒顶事故是当前煤炭资源开采中面临的重大难题。基于深部采动巷道围岩应力环境,分析了双向非等压条件下巷道围岩塑性区形成的力学机制及其形态特征,并对顶板稳定性影响因素进行了探讨。结果表明:1深部采动巷道围岩双向压力比值λ(0λ1)较小时,围岩塑性区形态不再是圆形和类椭圆形,而呈现出蝶形分布的特征,当碟叶位于巷道顶板上方时,容易发生冒顶;2采动应力方向决定围岩最大破坏深度的位置,并控制潜在冒落区的范围,当围岩最大破坏深度与潜在冒落高度相同时,顶板稳定性最差。要保持顶板围岩稳定,支护体必须要有足够的长度和延伸性能,据此,提出了可接长锚杆支护技术,现场试验结果表明,可接长锚杆较好地适应了顶板围岩的剧烈下沉,取得了良好的支护效果。     

松软煤层大巷围岩变形机理及控制对策

针对潞安漳村矿井深埋煤巷持续大变形难题,在开展地应力、煤岩体强度及围岩结构测试的基础上,分析了软弱围岩破坏变形的机理;基于强力一次支护原则提出了高预应力强力锚喷支护方案,重点对煤帮进行短锚索补强支护。矿压监测结果表明,掘巷阶段巷道顶板最大下沉量16 mm,两帮最大收敛量153 mm,底板变形不明显,锚杆锚索受力在掘进工作面推过50 m时开始稳定,锚杆受力最大值稳定在154 kN,锚索受力最大值稳定在235 kN。研究成果可为类似采矿条件下煤巷支护提供经验指导。     

大倾角煤层动压巷道矿压显现规律及支护优化

针对3695回风巷受上工作面采动动压影响下巷道矿压显现剧烈的问题,基于3695回风巷所处的工程地质条件,运用FLAC3D数值模拟软件研究大倾角动压巷道在采动前后围岩的应力环境及塑性区范围.结果显示,受采动影响后,巷道顶板及左帮围岩垂直应力明显增大,巷道塑性区进一步范围扩大,围岩变形破坏严重.根据原有支护系统问题,提出了...     

地应力异常区上山群巷道蠕变围岩控制技术

为了解决地应力异常区上山群巷道支护困难的问题,针对常村煤矿地应力特征,模拟分析了不同方向的最大水平主应力巷道围岩应力分布规律,并分析了上山群间煤柱宽度与掘进顺序对支护方式的影响,将全长锚固预应力强力锚杆锚索组合支护系统应用于该上山群巷道。试验结果表明：地应力异常区上山群间煤柱宽度大于30 m时掘进顺序对支护无影响,采用全长锚固预应力强力锚杆锚索组合支护系统后,巷道两帮移近量最大为87 mm,顶板最大下沉量为18 mm;锚杆最大受力为183 kN,锚索最大受力为250 kN,且巷道变形量及锚杆锚索受力稳定,围岩变形得到了有效控制。