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。     

基于塑性区演化的煤柱宽度留设及柔性锚索支护技术研究

沿空掘巷可有效提高煤炭资源回收率，改善采掘接替关系，但存在施工维护难度大的难题。为了提高沿空巷道围岩稳定性并减少煤炭损失量，以布尔台煤矿42108辅运巷为研究背景，通过理论分析确定了巷道塑性区发育特征，建立数值模型综合确定了合理煤柱宽度并进行了工业性实践。研究结果表明：42108辅运巷掘出后在采动影响下具有帮部大变形特征，辅运巷塑性区呈非对称蝶形分布的形态，塑性区发育范围为1.8～2.7 m；结合极限平衡理论及数值模拟认为，煤柱宽度大于30 m时其内部出现明显的应力降低区，有利于巷道维护，同时考虑煤炭资源回收率，确定合理煤柱宽度为30 m；揭示了多次补强支护仍无法有效控制巷道变形量的原因为锚索易拉伸破断，在此基础上提出了柔性锚索支护方案，同时将帮部锚杆间排距减小至750 mm×750 mm，经现场实践后30 d内两帮最大变形量160 mm，围岩控制效果显著。     

高应力煤巷钻孔卸压与锚杆支护耦合作用研究

王庄煤矿+540 m水平厚煤层大断面巷道由于应力高、顶煤强度低及大采高工作面扰动影响,巷道围岩控制较为困难。在综合分析采矿地质条件基础上,提出对煤巷实施钻孔卸压与锚杆支护耦合作用的支护方案。通过数值模拟和现场试验相结合,分析比较巷道顶底板变形规律和应力特征,确定了合理的优化支护方案,即卸压钻孔直径400 mm、间距4 m,锚杆间排距0.9 m、预紧力90 k N。在8110工作面现场应用表明,采用耦合支护方案后,巷道顶板下沉量减小30.3%,底板变形量减少8.6%。围岩变形量在设计范围内,煤柱应力降低且向深部转移。证实了耦合支护方案能有效控制围岩变形,保持围岩稳定,而且也为类似巷道的设计和加固提供了参考价值。     

孤岛煤柱下破碎软岩巷道支护技术研究

为解决孤岛煤柱下破碎软岩巷道支护困难的问题,针对许疃煤矿82联络巷地质条件和巷道变形破坏特征,分析巷道失稳破坏的原因,提出了棚-索协同支护+全断面注浆加固+底板高强锚网索支护的全断面联合支护技术。结果表明:该支护技术能减小巷道围岩塑性区和低应力区,并能改善U型钢支架受力状况。82联络巷围岩变形在25 d后趋于稳定,两帮移近量最大为58 mm,顶底板移近量最大为35 mm,有效控制了巷道围岩变形,保证了巷道长期正常使用。     

耦合支护技术在小西煤矿巷道支护中的应用探究

以小西煤矿胶带巷出现的大变形破坏为研究对象,分析了变形破坏特征,得到了导致胶带巷出现大变形破坏的主要原因有高地应力、围岩岩性及原支护方式不耦合等,结合深部巷道支护特点及胶带巷所处实际地质条件,设计了"恒组大变形锚杆+普通锚网索+底板反底拱"支护方案。应用结果表明,巷道顶板变形量最大为70 mm,底板最大鼓起量为80mm,两帮最大移近量为130 mm,巷道围岩的变形情况能够满足胶带巷使用要求,该方案能够有效控制巷道围岩变形。     

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。     

特厚煤层采动影响巷道控制技术研究

基于现场调研,总结并分析了特厚煤层采动影响巷道围岩变形破坏特征及其原因,采用数值模拟方法研究了不同支护方案下围岩应力及位移的变化规律。结果表明巷道断面大、顶煤较厚、煤体裂隙比较发育、受相邻工作面的采动影响是导致回风平巷围岩发生变形破坏的原因;针对巷道围岩控制难点,提出采用加长锚杆与桁架锚索联合支护控制体系;现场采用优化后的支护方案,观测得到最大顶底板移近量193 mm,最大两帮移近量182 mm,巷道围岩控制效果良好。研究成果有助于实现煤炭的安全高效开采,同时也为相似地质条件巷道围岩控制提供了参考。     

易破碎动压沿空巷道围岩与煤柱稳定控制技术

为解决易破碎回采巷道围岩和煤柱在工作面采动影响下产生的严重变形破坏问题,采用地质雷达探测回采巷道松动圈范围并分析其破坏原因,利用数值模拟手段研究了不同煤柱宽度下采空区和巷道双重影响下侧向支撑压力的分布状态,并研究了对穿锚索对轴向围岩应力分布状态的影响和对侧向围岩的影响范围,分析了对穿锚索的加固机理,提出了优化煤柱+高强锚杆支护+对穿锚索控制的方案,工程应用现场监测结果显示:顶底板总收敛量为741mm,两帮收敛量为610mm,锚索受力较为稳定,保证了巷道围岩和煤柱的稳定性,能够较好地满足巷道的使用要求。     

高瓦斯动压煤巷变形机理与控制技术

为解决岳城煤矿高瓦斯动压巷道瓦斯抽采后围岩变形大、支护困难的问题,采用现场调查和矿压监测方法,测试了巷道围岩的地质力学参数,深入分析了围岩变形破坏特征与机理,提出高预应力高延伸率锚杆锚索+强力护表构件+补强锚索强帮强顶控制技术,并进行现场应用。矿压监测数据显示:在掘进期间,锚杆与锚索受力比较稳定;巷道在工作面回采期间,两帮最大变形量为249mm,顶底板最大移近量为262mm,满足正常生产要求。应用结果表明:该支护技术明显改善了围岩的应力分布,提高了围岩的整体承载能力,能够有效控制高瓦斯动压巷道围岩的大变形。     

软岩大变形巷道底鼓控制技术研究

为了研究软岩大变形巷道底板底鼓合理控制方法,通过分析顾桥煤矿-780 m水平南翼轨道大巷现场围岩变形破坏情况及破坏机理,确定采用"锚网索+帮部注浆+反底拱"联合加固支护方案。利用FLAC3D软件进行了数值模拟,对比分析了加固支护前后巷道围岩的受力与变形特征及塑性区分布情况。现场监测结果表明:拱顶最大下沉量为39 mm,最大底鼓量70 mm,两帮最大移近量为55 mm,有效控制了巷道底板以及硐室的围岩变形,为巷道的安全生产使用创造了条件。     

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...     

近距离煤层下组煤回采巷道围岩破碎机理及加固技术研究

为解决近距离煤层下组煤回采巷道围岩破碎、支护体失效等问题,以沙坪煤矿为工程背景,采用数值模拟和理论分析相结合的研究方法,分析了近距离上组煤采空区下底板岩层的应力分布规律及下组煤回采巷道变形破坏特征;在此基础上,提出了以注浆加固为主,锚杆支护为辅的深浅孔层次全断面注浆与锚杆联合控制技术,并成功应用于工程实践。工程实践结果表明:所提出的深浅孔注浆与锚杆联合控制技术实现了近距离煤层下组煤回采巷道的全方位加固,试验区域内顶板累计变形量在50mm左右,两帮累计变形量在140mm左右,巷道围岩结构较为完整,无松动破坏,有效地解决了近距离煤层下组煤破碎围岩巷道支护难题。     

深部厚顶煤巷道围岩稳定性相似模型试验研究

针对深部厚顶煤巷道围岩控制难题,采用相似模型试验方法,分析了埋深、构造应力等因素对厚顶煤巷道围岩变形、围岩应力及支护结构的影响,揭示了厚顶煤巷道围岩稳定性规律:随着埋深增大,两帮及顶煤内应力峰值增大,围岩变形破坏程度增大;随着构造应力增大,围岩变形破坏程度增大,构造应力对顶煤稳定性影响显著,顶煤水平应力呈现出"两端低、中部高"分布形态,且应力峰值位置随构造应力增大向深部转移,下位顶煤、煤层与顶板交界面附近的顶煤破坏严重,最终发生"尖顶型"垮冒;顶板锚杆和穿过煤岩层交界面的锚索易被剪断。对于深部构造应力作用下的厚顶煤巷道,认为提高顶煤锚固体的抗剪能力尤为重要,提出采用"高强高预紧力锚杆及斜拉锚索梁"支护技术,以此增强厚顶煤锚固体的抗剪能力、提高两帮承载能力,顶煤和两帮稳定性的提高则有助于减小底臌量。研究成果成功应用于工程实践。     

近距离残留煤柱下破碎围岩巷道修复技术

针对近距离煤层开采过程中,残留煤柱下部巷道在煤柱集中应力作用下围岩破碎程度高、修复难度大的问题,以山西某矿为工程背景,采用数值模拟的方法分析煤柱底板应力分布规律,结合巷道实际变形特征总结了下位巷道围岩变形破坏原因。认为:残留煤柱底板集中载荷的非均匀性分布,及其引起的支护体承载结构破坏是近距离煤柱底板巷道围岩发生大变形的本质。由此,提出了基于破碎围岩注浆和高强度锚杆支护的巷道修复技术,工程实践表明该技术在有效提高围岩整体性和可锚性的同时,使浅部锚固区与深部围岩相连形成整体承载结构,有效地控制了巷道围岩变形,保障了矿井安全生产。     

孤岛工作面回风巷围岩控制与支护技术

以鹤壁四矿2604孤岛工作面回风巷为研究对象,采用FLAC3D模拟了巷道围岩的垂直应力,得出了巷道垂直应力与围岩深度的关系曲线。围岩垂直应力峰值点位置相差较大,顶板和采空侧围岩深部垂直应力趋于一定值,煤柱边缘垂直应力较小。针对围岩破碎,顶煤厚度大,提出了高强高预紧力锚杆与斜拉锚索梁结构联合控制技术,使浅部围岩与深部围岩形成统一的承载结构,矿压观测结果:顶底板相对移近量为215mm,两帮相对移近量为157mm,顶板离层量为35mm,为类似条件下的巷道支护提供借鉴。     

孤岛煤柱下交岔点楔形墙体支护技术研究

为解决煤矿井下大断面交岔点巷道的支护问题，特别是孤岛煤柱下特殊地段交岔点破碎“牛鼻子”楔形墙体围岩稳定性维护难题，结合许疃矿-500水平轨道石门交岔点的工程实例，对大断面交岔点“牛鼻子”楔形墙体的破坏变形特征及原因进行了分析总结。在力学模型理论分析的基础上，提出了楔形墙体岩柱的稳定性是交岔点巷道整体失稳的主控因素，并对交岔点楔形墙体对拉锚索补强作用进行了分析，形成了针对破碎“牛鼻子”楔形墙体的注浆预加固与对拉锚索补强支护的新技术。工程实践表明，该技术对孤岛煤柱下大断面交岔点破碎“牛鼻子”楔形墙体围岩起到了有效的加固和控制变形的作用，提高了交岔点巷道的整体稳定性，发挥了交岔点巷道顶帮底互控效应|交岔点修复70d后变形趋于稳定，两帮位移量小于100mm，顶底板位移量小于85mm。     

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。     

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。     

综放工作面煤柱巷道软岩底板非对称底臌机理与控制

针对综放工作面煤柱巷道非对称底臌剧烈、支护维护困难、起底工程量大等难题,以大南湖一矿综放工作面煤柱巷道为工程背景,采用理论分析、数值模拟、现场试验等综合研究方法,分析了煤柱巷道围岩周边应力环境特征及其作用下的变形破坏形态。结果表明:煤柱巷道底板强度低下以及在采动影响下围岩应力环境出现非均匀现象,进而导致巷道底板塑性区出现非均匀分布,是造成非对称底臌的内在原因;底臌变形规律监测结果显示,非对称底臌程度与放煤厚度有内在联系,放煤厚度在5.9 m范围内,放煤厚度越大,基本顶岩层破断偏转角度亦越大,巷道围岩周边主应力比值、主应力旋转角度等参数越大,底板塑性破坏引起的非对称底臌变形越剧烈;底板最大塑性破坏深度位置随着主应力方向旋转角度的增加,逐渐向巷道中部位置移动,导致底臌变形最大位置分布不同,同时,煤柱巷道的这种底臌变形可控性较差,现有技术条件下企图采用高强支护是不可行的,控制上应以适应底臌变形为主;然而,当放煤厚度超过5. 9 m,基本顶岩层有沿煤柱边缘失稳切落的可能,巷道围岩应力环境趋于原岩应力状态,巷道围岩塑性区分布范围大幅降低,底臌变形较小。据此,以巷道非对称底臌规律为依据,提出了以调整采掘关系、优化巷道底臌硬化方案为主的底臌控制对策,现场应用效果良好,底臌变形量有效减少的同时,巷道底臌处理工作量亦大幅降低。     

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。