大跨度破碎煤层巷道围岩控制及支护技术

针对王庄煤矿3045工作面回风顺槽跨度大、煤层破碎、巷道变形破坏严重的情况,为提高该巷道围岩控制质量,首先分析了大采高小煤柱巷道围岩的变形及受力特征;通过运用极限平衡理论合理确定煤柱尺寸、对大跨度破碎煤层巷道围岩控制机理进行分析,并结合王庄3045工作面实际情况给出了相应的围岩控制技术方案。基于原锚杆支护方案已不适应围岩控制要求,运用正交试验及数值模拟对原巷道支护参数进行优化。通过巷道表面及深部位移观测结果得知:沿空掘巷期间巷道表面最大位移量230 mm,工作面采动期间最大位移量1 049 mm,变化量均在工程允许范围内。工程实践证明围岩控制效果显著。研究实践结果对于其他大跨度破碎煤层条件下大采高小煤柱巷道围岩控制及支护参数选择具有指导意义。     

极不稳定煤层巷道围岩变形控制技术及其应用

针对郭家地煤矿极不稳定煤层巷道破坏严重的问题,分析了巷道围岩受力和变形特征,提出原支护失效的原因,即巷道煤层厚度变化较大、矿山压力显现规律不易确定、支护系统没有起到主动承载和控制围岩变形的作用、工程条件复杂和底板遇水容易膨胀.采用UDEC数值模拟软件对不同支护方案进行模拟分析,提出使用高强度锚杆支护方案进行巷道施工.现场监测结果表明,高强度锚杆支护能减小巷道围岩应力集中和围岩破碎区范围,提高围岩强度、初期支护刚度、支护阻力和承载结构稳定性,有效控制巷道围岩变形破坏.     

深部厚煤层采动巷道失稳特征及锚网索注梯级支护技术

随着煤炭开采深度的增加,采动巷道大变形、难支护、反复修复等问题较为突出。针对深部厚煤层采动巷道支护难题,采用钻孔成像仪探测深部厚煤层采动巷道围岩松动破碎区分布特征及范围,采动巷道松动破碎范围约为2.8～3.7 m,属于大松动圈不稳定围岩。开展深部厚煤层采动应力分布规律及巷道失稳特征相似材料模型试验与FLAC^3D数值模拟分析,揭示工作面回采时采动应力传递规律及采动巷道围岩变形场、应力场与塑性区的分布特征,确定深部厚煤层工作面停采线距离巷道约50 m,以降低采动应力对煤层底板巷道稳定性的影响。基于理论分析及支护结构承载特性模型试验等,提出深部厚煤层采动巷道锚网索注梯级支护技术,并成功应用于郭屯煤矿-808 m水平进风大巷支护工程实践。现场矿压监测结果表明,采动巷道围岩变形持续约60 d后趋于稳定,围岩顶板最大下沉量为71～75 mm、底板最大鼓起量为63～69 mm、帮部最大内挤量为94～118 mm,未发生冒顶与片帮等事故,取得良好的支护效果。     

断层破碎带区域注架锚交互承载壳原理及应用

针对某矿南一轨道运输上山过F14断层带破碎软弱围岩巷道支护难题,提出了注架锚交互承载壳原理,即先采用超前预注浆将松散破碎围岩固结密实,为锚固支护提供良好的锚固基础;及时采用被动形式的U型钢棚支护形成松散围岩巷道支护的刚性承载壳,在此基础上采用长锚杆、锚索主动支护进行二次强化加固;形成松散破碎围岩巷道的内部小范围的"注架锚"交互承载壳,即由各种支护技术组合形成的承载壳来承载围岩变形载荷,有效维护巷道的长期稳定性。试验5个多月两帮最大移近量达216 mm,顶板最大下沉量120 mm,有效维护了巷道的长期稳定性。     

松软破碎煤巷两帮深孔卸压注浆支护技术数值分析

以松散破碎煤层回采巷道为背景,借鉴岩土工程中的"土钉墙"地基支护机理,提出两帮深孔卸压注浆支护技术。理论分析表明:松软煤层巷道两帮极限平衡区范围较大,现有的锚杆锚索支护方式难以保证巷道的稳定。在煤巷两帮一定范围内注浆能够再造承载层,提高两帮煤体的强度。通过数值模拟对巷道围岩注浆前后的极限平衡区、位移量和应力分布进行对比分析表明,松软破碎煤体两帮深孔注浆可以再造承载层,有效地控制巷道变形,提高巷道的整体稳定性。     

破碎围岩注浆加固数值模拟分析与工程应用

介绍了注浆技术在破碎回采煤巷中的运用。分析了注浆加固机理：注浆液通过充填、压密等作用提高破碎围岩的强度,改变围岩的破坏机理,提高围岩的稳定性。通过UDEC数值模拟和高河煤矿现场实测数据得到：模拟巷道顶底板相对最大位移量为307 mm,两帮相对位移量为229 mm;实测顶底板相对最大位移量为359 mm,两帮相对位移量为262 mm,模拟与实测数据基本一致,巷道变形量得到有效控制,为矿井的安全、高效生产提供了有力的技术保障。该注浆加固技术可为破碎围岩支护提供指导意义。     

动压影响巷道加固技术研究

为解决采面动压影响巷道围岩变形量过大问题,以山西某矿5采区运输大巷围岩控制为研究对象,分析了邻近采面采动动压对巷道围岩的影响,认为围岩本身承载能力差、采面动压影响及原支护强度不足是导致巷道围岩变形量过大的主要原因。提出了以"围岩加固+加强支护"为核心的动压巷道围岩控制措施,通过注浆提高围岩承载能力及完整性、增加围岩支护强度,并利用巷道顶板上覆承载力较强的岩层控制围岩变形,顶板、巷帮及底板最大变形量分别在49、45、27 mm以内,有效地控制了围岩变形。     

破碎围岩巷道变形失稳特征及控制技术

针对破碎围岩巷道变形量大、围岩整体性差和支护困难等问题，以昌兴煤矿1460运输石门为试验地点，通过数值模拟与现场考察，研究原支护技术下巷道围岩变形失稳特征及机制，拟采用联合支护技术并对比分析围岩变形特征。研究表明：由于围岩强度低、支护方式单一、受开采动压影响和围岩中含软弱夹层，造成围岩松散破碎，稳定性差，顶板最大破坏深度达到4.80 m；提出了“锚网喷+U型棚拱形支架+注浆”联合支护技术，采用预应力锚索、高刚度U型钢棚、浅孔注浆及深孔锚注等支护方式强化围岩特性，形成多层复合加固拱承载结构，实现支护结构与围岩的相互耦合作用；数值模拟分析得出，修复后围岩塑性屈服区最大深度由5.56 m减小到1.07 m，降低了80.76%，围岩塑性区大幅度减小，围岩应力总体趋于均匀分布；现场试验表明，修复后顶底板位移量仅113 mm，两帮位移量78 mm，说明该联合支护技术方案可有效控制围岩变形失稳，维持巷道整体稳定。     

综放跨采巷道棚-索耦合协同支护技术

芦岭煤矿Ⅱ82运输上山受上方Ⅱ927综放工作面跨采影响且巷道围岩比较破碎,通过分析巷道围岩失稳机理得出了导致U型钢支架结构失稳的原因及锚索支护合理位置,提出了棚-索耦合支护技术方案;利用U型钢支架形成的基本承载结构,通过壁后充填注浆实现了破碎围岩与U型钢支架的第一次耦合,再根据巷道围岩的变形特征和U型钢支架的结构失稳类型,通过合理布置结构补偿锚索实现支护结构补偿,使U型钢支架与锚索形成二次耦合支护,进而提高支架的整体承载能力和支护结构的稳定性,在整个跨采期间巷道顶底板移近量累计475 mm,两帮移近量累计206 mm。     

大埋深破碎围岩巷道变形控制技术

120801运输巷受埋深大、上覆11号煤层采动等多重因素影响,导致巷道围岩破碎、支护难度大。结合现场条件,提出采用中空注浆锚杆+高强柔性金属网+工字钢架棚组合支护方式控制围岩变形。在巷道顶板采用涨壳式终孔注浆锚杆并配合注浆,提升顶板岩体整体稳定性及承载能力,加强锚杆围岩控制效果;巷道顶板及巷帮均铺设TECCO高强度柔性金属网,给巷道壁较大的支护作用力;按照1 000 mm棚距架设钢棚,进一步提升护表强度。现场应用后,120801运输巷顶底板、两帮最大移近量分别为66 mm, 58 mm,锚杆、架棚等支护体系均未出现失效、变形等问题,巷道围岩变形量较小,实现了深部破碎围岩巷道变形的有效控制。     

深井大断面煤巷围岩控制技术

分析深井大断面煤巷变形特征及难控制的原因,通过模拟不同支护状态下巷道围岩变形情况,探讨了锚杆、锚索作用机理,提出及时抗、滞后让、控顶(底)固帮、高强度支护的控制原理。认为稳定的承载结构及早形成,并与支护体一同承载,从而加强巷道稳定性,利用锚杆自身的延伸量和锚索尾部安装的多级让压结构,确保支护体适应深井大断面煤巷围岩变形大的特点。工程实践表明,巷道掘进期间两帮移近量为140 mm,顶底板移近量为121 mm,巷道稳定性较好。     

区段煤柱下巷道修复加固技术

 北峪煤矿3-101运输平巷从上覆2#煤层区段煤柱下方的一侧斜穿到另一侧,斜穿煤柱段距上覆煤柱垂直距离为1.0~3.5m。2#煤层区段煤柱宽度为18m。在区段煤柱集中应力作用下,运输平巷两帮相对移近达2m左右、煤体破碎,巷道变形严重。针对这种情况,在分析巷道变形破坏原因的基础上提出修复加固技术,即采用水力膨胀锚杆支护两帮破碎煤体,顶板补打高强螺纹钢锚杆和锚索进行加强支护。工程实践表明,该技术能够使锚固区煤帮形成整体承载结构,使顶板形成组合梁承载结构,并与深部围岩相连,有效的控制了巷道围岩变形,取得了显著的技术经济效益。     

深部矿井大硐室锚注联合加固技术

为解决巷道埋藏较深、受地压及强烈动压影响变形大、补强加固技术的难题,基于保安煤矿15号煤一采区变电所巷道硐室在距地表垂深650～820 m,以及在＋315 m轨道大巷等邻近巷道的采掘影响下,采用深埋矿压理论分析与现场实践的方法分析了其破坏特点、变形破坏机理及影响因素,提出了一种对大断面大埋深及动压巷道的新型加固方案。结果表明：一采区变电所在未采取措施4个月内严重变形,采取加固措施后半年内顶板下沉量35 mm,两帮移近量60 mm,底鼓量不到40 mm,控制了围岩变形,有效地改善了巷道周围围岩力学性质和力学状态。     

三软煤层回采巷道支护中钻孔卸压技术

为有效解决软岩巷道支护难题,提出并研究了钻孔卸压与U型钢联合支护方式。采用FLAC3D数值模拟软件分析了卸压钻孔对巷道围岩变形及应力转移作用机理,模拟结果表明,实施卸压钻孔后,巷道围岩的变形量减小,巷道周边围岩应力峰值向深部转移,巷道处于应力降低区。现场试验结果表明：采用钻孔卸压与U型钢联合支护方案,巷道两帮最大移近量193 mm,降低55%,巷道顶底板最大移近量267 mm,降低55%,巷道支护状况得到明显改善。     

动压巷道棚索协调支护技术应用实践

针对普通U型钢支护存在支架强度低、支护围岩相互作用关系差以及不能适应动压巷道复杂应力环境和大变形的现状,提出了以高阻可缩重型U型钢和高强度锚索为主的棚索协调支护技术,具体包括壁后充填注浆改善支护围岩相互关系,薄弱区锚索补强提高支护结构整体稳定性以及锚注加固底板控制底鼓。结合某矿巷道具体地质条件,通过数值模拟研究了不同支护方案对动压巷道围岩变形的控制效果。观测结果表明：顶底板移近量约280 mm,两帮移近量约为260 mm,采用棚索协调支护技术能有效控制巷道围岩变形。     

大跨度高煤帮煤巷支护参数优化及应用

针对大同塔山煤矿5105大跨度高煤帮煤巷的稳定性控制问题,分析了巷道断面跨度和高度对煤巷稳定性的影响,基于悬吊理论和组合梁理论对该巷道的支护参数进行了初步设计,采用FLAC^3D数值模拟软件研究了高强度锚杆锚索长度、直径、间排距、预紧力等因素对支护效果的影响,并对初步支护方案进行优化设计,通过现场监测巷道掘进和回采时的围岩表面位移来评价支护效果。结果表明：回采期间巷道两帮和顶底板的移近量仅为275和215 mm,高强度锚杆＋锚索＋金属网的联合支护能有效抵抗采动引起的强烈矿压,巷道变形得到有效控制。     

综放采场走向压力分布规律及终采线位置确定

为合理确定综放采场工作面终采线的位置,以谢桥煤矿C_(13-1)煤一综放工作面为研究背景,采用相似材料模拟试验和现场测试,从煤层顶板运动、巷道煤层受力和位移、巷道深部位移、轨道上山支架受力、巷道支架受力和变形、工作面周期来压等方面,全面分析了综放采场走向围岩压力分布规律。结果表明,围岩压力峰值位置平均值为14．4m,超前影响距离平均值为66．8 m,在工作面前方平均29．2 m处,围岩矿压显现由缓和趋向剧烈,并将终采线位置确定在离轨道上山30 m处,比预先按传统设计的50 m缩短了20 m留设煤柱,经济效益十分显著。     

曹村矿近距离煤层群下位煤层巷道布置分析

 本文结合曹村矿近距离煤层群具体地质条件,实测下位煤巷分别为内错、重叠、外错三种布置方式的巷道变形规律,研究表明,巷道内错布置时围岩变形量比重叠和外错布置时小,且随内错距离增大围岩变形量减小,内错5m布置时,顶底板移近量174.5 mm,两帮移近量142.6 mm,当内错距离增大到10m时,顶底板移近量142 mm,两帮移近量132 mm。当巷道内错3~6 m布置时,巷道围岩变形量较小,顶底板移近量181-167 mm,两帮移近量148-140 mm,综合考虑回采率等因素,认为下位煤层巷道内错3~6m较为合理。     

二次沿空巷道留巷支护方式及围岩变形规律研究

基于新庄孜矿62110回风巷沿空掘巷后破坏严重出现结构性失稳且后期再需留巷,对二次留巷支护技术进行了研究。分析了巷道破坏原因为地质条件复杂且前期支护参数不合理,结合煤巷预拉力支护理论确定采用＂三高＂锚杆（高强度、高刚度、高预紧力）、锚索补强、深浅孔注浆的联合支护方案。采用快速连续观测法对回采期间巷道的围岩变形进行现场实测,结果表明：高强度架锚注方案可再造围岩结构,减缓顶板活动剧烈程度,工作面后方30～55 m为巷道围岩变形剧烈区,55 m后变形速度趋于稳定。采取该修复方案改善了支护效果,保障了工作面安全回采。     

破碎顶板煤巷支护参数优化及工程实践

为解决沙坪煤矿破碎顶板煤巷支护困难的问题,通过测试该矿顶底板煤岩层物理力学性质,采用FLAC3D数值模拟软件分析了不同支护条件下巷道围岩的变形特征。结果表明：当锚索长度为8 000 mm时,巷道的顶板下沉量较小,满足工程实际要求。采用锚杆＋锚索＋钢筋网联合支护方案后,巷道围岩力学状况得到显著改善,使巷道掘进速度提高了20%