8222工作面软岩巷道钻孔卸压优化支护技术研究

为解决8222工作面顶板高抽巷在现有支护方式下巷道围岩变形量大的问题,通过对顶板高抽巷的地质情况进行具体分析,决定采用钻孔卸压支护技术,结合钻孔卸压支护原理对顶板高抽巷的支护方案进行具体设计,对支护后的巷道进行矿压监测。结果表明:支护方案实施后,顶底板的最大移近量为115mm,两帮最大移近量为270mm,保证了巷道围岩的稳定。     

大断面全煤回采巷道支护优化

郭庄煤矿3312工作面运输巷为大断面全煤巷道,采用秦巴列维奇理论,分析了全煤巷道围岩破坏特征。针对原有支护条件下,巷道失稳变形严重,通过对支护参数进行优化,最终巷道顶底板最大移近量为185.2 mm,两帮最大移近量为50.2 mm,对巷道围岩起到了良好的控制作用,满足了巷道安全使用要求。     

高位抽采巷空间布置及其围岩控制技术分析与研究

以N3201工作面掘巷期间瓦斯动力显现频发为工程背景,通过对覆岩内岩层分布特征及垮落带高度计算,确定将高抽巷布置于均厚为3.5 m的稳定砂质泥岩层中,进一步建立二维平面数值模型确定了高抽巷最优的水平间距为20 m,最佳支护方案为U型棚联合锚索直接支护。现场工业性试验阶段根据高抽巷内布置的十字测站监测到,随着3201工作面的回采推进,其围岩内顶底板移近量约为60 mm,两帮移近量约为21 mm,相较于原有巷道断面尺寸收敛率均小于2%.这表明高抽巷能够很好地服务于3201工作面的瓦斯治理作业,同时为具有类似条件的高抽巷围岩控制提供了指导意义。     

王坡煤矿临空巷道支护技术优化研究

针对3209工作面回风巷沿空掘巷时两帮变形严重、大面积出现底鼓等问题,通过地质力学评估、数值模拟地应力与巷道布置相互作用关系,对临空巷道支护方案进行优化。研究表明,巷道轴线与最大水平主应力方向的夹角是影响巷道围岩应力分布、破坏范围及围岩变形的关键因素,特别是夹角在20°～70°之间影响明显。依据研究成果提出高压注浆配合强力锚索支护的综合加固优化方案,现场应用结果表明,两帮相对移近量最大值为54mm,最大离层量为19mm,与未注浆围岩变形相比大幅下降,有效控制了围岩变形。     

大跨度开切眼围岩强化控制技术研究

为掌握厚煤层大跨度开切眼破坏特征,并对围岩稳定性进行有效控制,对庞庞塔煤矿705工作面大跨度开切眼掘进过程中出现的巷道两帮移近量大、顶板下沉剧烈等情况进行分析,通过分析围岩变形破坏的诱因,结合锚索桁架对顶板的支护作用机理,提出了以锚网索+桁架联合支护为基础的大跨度强化梁控制技术。应用结果表明:导硐开挖期间巷道顶底板最大移近量为90 mm,两帮最大移近量为100 mm,导硐开挖相对稳定期为15天左右。巷道扩帮期间顶底板最大移近量为95 mm,两帮最大移近量为65 mm,顶板在20天左右即能达到稳定,两帮在10天左右即能达到稳定,围岩变形量得到了有效控制。     

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。     

伏岩煤业3206工作面厚层软弱顶板巷道围岩控制技术

为保障伏岩煤业3206工作面厚层软弱顶板巷道围岩的稳定,采用UDEC数值模拟软件分析了巷道围岩裂隙发育规律及塑性区的分布特征,基于数值模拟结果,结合巷道围岩的具体特征,确定了顶板采用高密度长锚索加固,帮部采用短锚索加固,帮角采用单体加强锚杆的支护方案。现场应用表明,采用该支护方案后,在掘进期间,巷道顶底板相对移近量为142 mm,两帮相对移近量为133 mm,保障了厚层软弱顶板巷道围岩的稳定。     

基于计算机模拟的复采巷道系统优化研究

针对复采面回采巷道掘进期间出现的大变形和支护结构破坏的难题,以新庄煤矿331复采面运输巷为研究对象,分析了巷道支护失效原因和巷道布置原则,提出巷道布置优化和巷道支护优化方案,运用UDEC软件对复采巷道系统优化分析。结果表明:系统优化了巷道应力环境,控制了围岩大变形,形成了较为协调的复采巷道系统。实测发现巷道布置在距离护巷煤柱边缘1.0~1.5m时,"全断面锚网梁+梯形棚子支护"方案下掘进期间巷道顶底板、两帮相对移近总量分别为58.4mm和34.5mm;工作面回采期间,顶底板和两帮相对移近量最大值分别为256 mm和228 mm,围岩控制效果较好。     

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。     

煤与瓦斯突出矿井煤巷掘进工作面瓦斯抽采技术研究

为解决1303（上）工作面回采巷道瓦斯含量高的问题,通过分析工作面回采巷道的瓦斯赋存情况,结合各项瓦斯抽采方式的选择原则,确定1303（上）工作面回采巷道掘进时采用区域模块降量+底抽巷穿层抽采相结合的瓦斯抽采方式。结合巷道具体情况,对瓦斯抽采方案的各项参数进行具体设计,并根据邻近矿井资料对瓦斯抽采量进行有效预测;在瓦斯抽采技术实施完成后,巷道掘进期间采用钻屑指标法及瓦斯浓度持续监测的方式对瓦斯抽采效果进行验证分析。研究结果表明:1303（上）工作面回采巷道采用区域模块降量+底抽巷穿层抽采技术后,掘进期间瓦斯涌出量最大值为5.35 m³/min,瓦斯浓度的最大值为0.57%,钻屑量最大值为3.9 kg/m,实现了瓦斯的高效抽采,保证了巷道掘进期间无瓦斯异常涌出的现象。     

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。     

深部围岩巷道支护技术的应用研究

为了研究掘进期间深部高应力区巷道变形特征,以山西某矿22614工作面为研究背景,采取了锚网梁索+底角锚杆的联合支护措施,在支护段分别布置2个测站进行监测,得出在掘进期间,巷道顶底板相对移近量平均为52.2 mm,两帮相对移近量平均为42.8 mm,巷道断面收缩率控制在5%以内,围岩变形控制效果好。锚固区内离层值大于锚固区外离层值,说明顶板离层主要发生在锚固范围内,锚固范围外离层较小,锚索支护有效控制了巷道顶板离层。     

近距离煤层群下煤层回采巷道强顶稳帮支护技术

为解决近距离煤层群开采动压影响回采巷道围岩控制的问题,针对某煤矿处在近距离煤层群上煤层采动影响下的40107工作面回风巷的地质条件和巷道变形破坏特征,分析了巷道失稳破坏的主要原因及其加固机理,提出了以顶板高支护强度、帮部高稳定性为核心的加固技术。结果表明:40107工作面回风巷顶底板累计移近量控制在202 mm左右,两帮累计移近量控制在46 mm左右,保证了巷道的正常使用。     

绞车硐室围岩破坏机理分析及注浆加固技术

为解决杨庄矿Ⅲ1采区绞车硐室两帮移近量大、顶板喷层脱落及严重底鼓等围岩破坏问题,在对围岩矿物成分进行试验分析基础上,采用现场测试和理论分析等方法对绞车硐室围岩破坏机理进行了研究。研究结果表明:巷道支护结构与支护参数的不合理和围岩含大量黏土矿物成分,是造成开挖已久的绞车硐室围岩破坏的2大主要原因。根据围岩破坏机理,通过理论计算和类比分析,提出了锚网喷结合注浆的二次加固方案,现场应用表明,采用该方案后,顶底板移近量和两帮移近量最大值分别为40、55 mm,绞车硐室趋于稳定。     

深埋高应力巷道围岩注浆支护优化

文章针对深埋高应力巷道围岩变形量大、巷道难以支护的问题,以阳煤五矿二采区运输大巷巷道围岩注浆的实际工程为背景,通过理论分析、数值模拟和现场实测的方法,分析了深埋高应力巷道围岩变形形态及其破坏机理,探究了巷道围岩注浆前后的变形特征,简述了深埋高应力巷道围岩注浆的施工工艺,实测了深埋高应力巷道围岩变形特征,主要得到如下结论：巷道围岩注浆加固后巷道顶板的最大下沉量、底板最大鼓起量以及两帮最大移近量分别降低29.20%、41.79%和38.16%,巷道围岩变形显著减小;随着掘进工作面超前距离的不断增加,注浆后巷道围岩顶底板移近量和两帮移近量均呈现先增加后稳定的变化趋势,且最终分别稳定在700mm和510mm左右,巷道维护效果良好。     

王庄煤矿91采区排水巷围岩稳定性研究

针对王庄煤矿91采区排水巷围岩稳定性问题,采用UDEC数值模拟和现场监测的方法,研究91采区排水巷掘进期间围岩变形规律,并对91-101工作面回采时排水巷变形量进行了预测。结果表明:掘进期间巷道顶底板移近量为120 mm,两帮移近量为39 mm,巷道围岩整体变形量小,围岩控制效果好。91-101工作面回采时巷道顶底板移近量增加了6 mm,两帮移近量增加了15 mm,91采区排水巷受采动影响小。     

特厚煤层大断面煤巷围岩稳定及其控制研究

为解决特厚煤层大断面煤巷变形剧烈、难支护等问题,通过运用FLAC3D数值模拟软件研究了顶煤厚度、巷道宽度对围岩稳定的影响,并根据围岩变形破坏特征提出了"两级支护结构体"控制系统——"大、小锚杆"协同控制体系;通过建立巷道顶板力学模型对围岩稳定进行了分析。现场试验结果表明:采用"两级支护结构体"控制技术,巷道顶底板相对移近量最大112mm,两帮相对移近量最大87mm,巷道围岩控制效果好。     

采动影响下松软围岩巷道变形特征与控制技术研究

在地质力学现场测试的基础上,针对巷道顶板坚硬、煤帮与底板极其松软的特点,分析了巷道围岩变形破坏特征,指出围岩松软强度低、采动高应力环境、初期支护强度刚度不足是造成巷道破坏的原因;并提出采用预应力锚固与注浆联合加固技术解决采动影响下松软巷道围岩控制难题,井下工业试验结果表明,注浆加固后大幅度提高了围岩整体稳定性,两帮最大移近量为35mm,顶底板最大移近量为19mm,围岩变形得到有效控制,基本杜绝了巷道维修。     

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。