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。     

浅埋坚硬煤层工作面端头区域支护技术研究

 针对盛鑫煤矿浅埋坚硬煤层51101综采工作面端头区域的支护技术难题,通过现场调研及工程类比等方法,对其围岩变形的影响因素及破坏特征进行了分析,并确定出工作面端头区域支护参数。运用FLAC3D数值模拟软件,对支护前后巷道围岩位移场变化进行对比分析,分析得出顶板最大下沉量、底板变形量及两帮收敛值明显降低,支护参数合理可行。现场实践表明：51101工作面端头区域围岩变形速度及围岩变形量都在安全合理范围之内,实现了矿井的安全高效开采,同时为相似工程地质条件下的工作面端头区域支护技术提供一定借鉴。     

厚煤顶大断面切眼裂隙场演化及围岩稳定性分析

针对厚煤顶大断面切眼宽度日益增大,围岩控制难题日益凸显的窘境,选取山西五家沟煤矿5203切眼为工程背景,采用UDEC数值模拟了切眼宽度6~10 m过程中,围岩裂隙场分布特征、拓展趋势及相对演化规律。结果表明:围岩裂隙场分为3个区:裂隙贯通区、裂隙发育区、微裂隙区,均呈"半椭圆"状;切眼宽度的增加,顶板裂隙3区深度与切眼宽度成正比关系;两帮裂隙3区呈"台阶式"增长;底板裂隙贯通区呈"台阶式"增长,其余两区线性增长。同时,加剧了顶板微裂隙区向裂隙发育区的转化和裂隙发育区向裂隙贯通区的转化。由侧压系数1.0时不同切眼宽度等应力轴比分析,可知:顶板塌落区高度与巷高呈正指数增大,两帮塌落区厚度呈负指数减小。认为:性能优越的锚杆可更好的限制裂隙滑移,延缓围岩碎胀变形;双桁架锚索可锚固在肩角无裂隙区和顶板深部预应力叠加区,可封闭顶板中部裂隙贯通区。基于此提出了高强、高预紧力锚带网和双桁架锚索联合控制技术,切眼掘出后10 d实现自稳,顶底板相对移近量125 mm,两帮相对移近量94 mm,顶板累计离层3 mm。该研究丰富了大断面切眼围岩控制理论及实践经验。     

浅埋坚硬煤层工作面超前支护技术研究

针对盛鑫煤矿浅埋坚硬煤层51101综采面超前支护区域巷道的支护技术难题,通过现场调研及工程类比等方法,对其围岩变形的影响因素及破坏特征进行了分析,并确定出工作面超前支护区域巷道支护参数。运用FLAC3D数值模拟软件,对支护前后巷道围岩位移场变化进行对比分析,分析得出顶板最大下沉量及底板变形量收敛值明显降低,支护参数合理可行。现场实践表明:51101工作面超前支护区域围岩变形速度及围岩变形量都在安全合理范围之内,实现了矿井的安全高效开采,同时为相似工程地质条件下的超前支护技术提供一定借鉴。     

大断面厚顶煤巷道围岩控制与支护参数优化

以山西大同同忻矿8104综放工作面回风巷(断面尺寸5.2 m×3.5 m)为工程研究背景,阐述了厚顶煤大断面巷道的围岩控制难题:顶煤裂隙发育、变形强烈、破坏范围大、易发生离层和冒顶等事故.结合现场地质生产条件,采用桁架锚索加强支护,并分析此支护系统的优越性:提供水平和竖直方向预紧力、变形闭锁、协同承载控制区域、锚固点稳.采用FLAC3D数值模拟计算了桁架锚索倾斜角度从10~40°变化过程中围岩变形规律:随着桁架锚索倾斜角度的增大,巷道围岩变形量先减小后增大,锚索倾斜20°时,巷道围岩变形量最小.表明回风巷受到采动影响后,顶底板最大移近量为395 mm,两帮最大移近量为263 mm.     

大断面切眼顶板偏应力运移及围岩稳定

为了探究大断面切眼顶板控制机理,以某煤矿5205切眼为工程背景,采用UDEC4.0模拟了切眼宽度6～10 m过程中,顶板偏应力、裂隙场、变形规律等响应特征。结果表明：①顶板偏应力呈浅部逐渐升高,深部逐渐降低的分布形态,宽度越大顶板浅部偏应力越小,而深部偏应力越大,同时,偏应力极大值逐渐降低并向深部转移。②围岩裂隙场分为3个区：裂隙贯通区、裂隙发育区、微裂隙区,均呈“半椭圆”状。③切眼宽度的增加,加剧了顶板微裂隙区向裂隙发育区及裂隙发育区向裂隙贯通区的转化,同时,顶板下沉增大。认为：顶板的控制首先保证帮不稳定三角块的稳定；高性能锚杆可更好地控制裂隙滑移。④双桁架锚索可锚固在肩角无裂隙区和顶板深部预应力叠加区,可抑制顶板中部裂隙贯通区的拓展和变形。基于此提出了高强高预紧力锚带网和双桁架锚索联合控制技术,矿压结果：切眼掘出后10 d实现自稳,顶底板相对移近量128 mm,两帮相对移近量96 mm,顶板离层4 mm。     

无煤柱沿空留巷支护技术

以河北某矿2408工作面运输平巷为工程研究背景,分析无煤柱沿空留巷变形破坏规律,提出了沿空留巷的控制机理。结合地质生产条件,采用FLAC3D数值模拟对比分析了一般支护条件与加强巷帮支护条件下留巷围岩的变形规律:帮高强高预紧力锚索可以大大降低围岩变形量,缩小围岩塑性区。矿压观测结果:留巷在接受二次采动影响后,顶底板最大移近量为471 mm,两帮最大移近量为315 mm。