注浆加固技术在沿空掘巷中的应用

为确定宁夏某矿12203工作面沿空掘巷合理的煤柱宽度以及沿空巷道可靠的围岩控制技术,以沿空掘巷大、小结构理论为基础,通过数值模拟分析并根据工程实践,提出了采用5 m小煤柱进行护巷的方法,设计了沿空掘巷支护技术方案并配合注浆加固技术以提高煤柱的承载能力.实践表明,注浆加固技术可以有效地控制沿空掘巷的围岩稳定性.     

动压影响巷道围岩加固方案设计与应用

以153303工作面回风巷为研究对象,采用FLAC3D分别模拟回风巷与9煤遗留煤柱不同布置方式及回风巷与153301工作面之间留设不同尺寸区段煤柱时,巷道应力场分布和围岩变形特征。根据模拟可知,当错距为60 m、区段煤柱为30 m时,巷道稳定性最优。对回风巷采用锚索支护和注浆加固,通过监测巷道围岩变形量可知,加固措施效果良好。     

厚煤层小煤柱护巷及支护技术研究

为解决长平煤矿厚煤层护巷煤柱留设宽度大,留巷变形严重的难题,利用理论分析、数值模拟、工程类比方法研究了长平煤矿小煤柱护巷可行性及围岩控制方案,提出了6 m宽小煤柱护巷以及"围岩整体封闭强化控制"支护理念,并在长平煤矿4309工作面进行现场试验。结果表明:应用浅掘深、及时锚网索喷联合支护、底板锚固浇筑强化、二次及时喷浆以及锚杆(索)封孔防围岩风化措施的整套支护方案可有效保证围岩的整体结构;对6 m宽小煤柱两侧巷帮进行锚索加固,超前工作面20~40 m与滞后工作面50~100 m两次煤柱注浆,可有效加固小煤柱,提高其承载能力;采用一梁三柱对巷道及留巷进行超前40 m架棚支护,对工作面后100~150 m范围留巷进行架棚支护,可进一步降低动压影响下的巷道变形量。     

综放沿空巷道窄煤柱稳定性分析及围岩控制技术研究

为对18501工作面沿空巷道保护煤柱的稳定性和顺槽的支护合理性进行分析,通过Fl AC3D软件建立18501综采工作面沿空掘巷模型研究窄煤柱内应力特征及位移分布规律,得到该工作面沿空掘巷煤柱合理的宽度为10m,并提出了顶板锚索、巷帮锚杆的巷道补强支护措施及添加树脂锚固剂的巷道补强支护措施和实体煤侧巷帮扩刷等围岩控制措施后,沿空巷道两帮及顶板的变形量较之前分别减少了24%和61%,巷道表面位移量控制在允许范围内,能够保证10m窄煤柱护巷条件下巷道在回采期间正常安全的使用。     

迎回采工作面沿空掘巷围岩稳定控制技术研究

采用FLAC3D模拟12504工作面胶带运输巷在工作面前方30m和邻近工作面后方30m范围的垂直应力和围岩变形量,对沿空巷道失稳机理进行分析。通过运用锚网索+梯子梁支护、留设合理煤柱尺寸、高水速凝材料注浆加固煤柱、单体支护+π梁钢加固顶板等措施来提高沿空巷道稳定性,巷道围岩变形量监测结果表明,巷道围岩控制技术有效提高了沿空巷道稳定性。     

深井沿空掘巷煤柱合理宽度确定及支护参数优化

为了解决顾桥煤矿深部巷道小煤柱沿空掘巷的支护难题,根据顾桥煤矿1121(1)综采面回风巷的工程地质条件,采用数值模拟方法对5,8及10m三种不同宽度煤柱条件下的围岩应力分布规律进行了模拟研究。结果表明:在相同的地质及采矿条件下,8m煤柱的应力峰值最小、5m煤柱的应力峰值最大,说明该巷道合理的煤柱宽度应为8m。同时对该巷道锚索网支护进行了设计,巷道支护实践及矿压观测结果表明,1121(1)综采面回风巷采用所确定的合理煤柱宽度及锚索网支护参数,有利于保持煤柱及巷道围岩的稳定。     

工作面泵送支柱加强支护技术应用研究

小煤柱或无煤柱开采时,巷道加强支护难度大、变形严重,需频繁维修,影响煤矿高效安全开采。泵送支柱支护方式工艺简单、劳动强度低、支护强度大、残余强度高,可为护巷煤柱提供侧向压力,与护巷煤柱形成支护体系,提升支护效果。以枣泉煤矿130203工作面回风巷为例,针对采用“一梁四柱”时工作面回采期间来压强度大、影响范围广、巷道变形严重等问题,提出采用泵送支柱作为加强支护措施。现场实测采取加强支护措施的25 m范围内,巷道顶底板和两帮平均位移量分别减少74.8%、52.4%;巷道高度基本保持在2.2 m以上;加强支护措施后方巷道变形也得以有效控制。     

孤岛工作面沿空掘巷小煤柱留设及围岩控制技术研究

为了充分提高煤炭资源回收率，保证沿空留巷围岩稳定性。文章以2106孤岛工作面沿空掘巷小煤柱护巷及围岩控制为背景，采用FLAC数值模拟、现场实测等方法，确定了2106工作面轨道巷留设8 m小煤柱护巷技术，并针对开采技术条件提出了合理的支护方案，经现场实测，采用8 m小煤柱以及与之相适应的支护方案后，巷道围岩变形量控制在较小范围，支护系统能充分发挥作用，完全能够保障巷道的整体稳定性。     

注浆加固技术在小煤柱动压巷道中的应用

王庄煤矿5109工作面为孤岛工作面,风运两巷与采空区留5 m的小煤柱,在回采过程中,小煤柱裂隙极为发育,导致巷道变形,严重影响安全生产。为此,对5109风运巷小煤柱进行喷浆封闭和注浆,提高了小煤柱的完整性和承载能力,效果显著,为类似条件下巷道加固及变形控制提供了科学依据。     

厚煤层沿空巷道合理煤柱宽度留设及围岩控制研究

为解决18504与18506工作面间合理煤柱宽度留设及有效控制18506工作面辅运巷围岩变形的问题,根据18506工作面地质条件对辅运巷的支护参数进行设计,并实施矿压观测。结果表明:两工作面间合理煤柱宽度为19m,18506工作面辅运巷在19m护巷煤柱宽度现有支护方式下锚杆(索)受力和围岩变形量合理,满足回采巷道的使用要求。     

破碎围岩锚注支护技术

运用锚注支护技术,对地质构造附近的破碎围岩及受采动应力、煤柱集中应力等影响破碎的巷道围岩进行加固支护,提高了巷道围岩的自承能力,为煤矿巷道围岩控制提供了新的支护方法。     

穿层不稳定巷道锚注加固技术研究

简述了南屯煤矿穿层不稳定巷道的变形破坏特征 ,提出了锚注加固技术措施 ,并分析了锚注加固的机理     

深部高应力双巷布置工作面煤柱宽度合理性研究

为确定深部高应力双巷布置工作面合理巷间煤柱宽度,提高巷道煤柱稳定性及资源回收率,以园子沟煤矿1022101工作面为工程背景,采用现场调研、理论分析、数值模拟的研究方法,掌握巷道巷间煤柱应力分布规律,确定深部高应力巷间煤柱侧向支承压力分布特征,并采用FLAC3D数值模拟分析了工作面多次回采影响下的不同宽度(7m、10m、13m、16m、19m、22m、25m)煤柱应力场分布特征,结合现场试验巷道15m、25m煤柱侧围岩破坏情况分析,最终确定深部高应力条件下合理巷间煤柱宽度。研究表明：当煤柱宽度为16～25m时,多次回采影响下煤柱应力集中,容易引发冲击地压|而宽度7～10m时煤柱整体压垮,巷道变形破坏严重。综合考虑资源回收、巷道围岩稳定性及动力灾害防治问题,确定园子沟煤矿深部高应力巷间煤柱宽度为13～15m时较为合理。     

厚层复合顶板煤巷锚杆支护技术研究

为了解决顾北矿1312(1)综采面厚层复合富水顶板条件下巷道锚杆支护难题,根据煤巷锚杆支护围岩控制机理,锚杆支护巷道的围岩强度强化理论,高预应力、高强及超高强锚杆与锚索支护技术,提出了厚层复合富水巷道锚杆支护方案。工程实践表明,顶板和两帮采用2.5 m长高预应力、高强锚杆,顶板采用6.2 m锚索配合槽钢组成锚索梁结构支护,充分调动深部围岩承载能力,主动控制巷道围岩并形成稳定的承载结构,缩小了围岩塑性流动区的范围,达到了预期的支护效果。     

沿空掘巷窄煤柱合理宽度研究

为了减少干河煤矿区段煤柱的宽度,通过理论分析和FLAC3D软件建立2-1052巷留窄煤柱沿空掘巷数值模型,确定2-1052巷沿空掘巷所留设窄煤柱的宽度为6m。现场窄煤柱护巷掘进后,巷道两帮的深部位移量控制在有效范围内,可以保证巷道的安全掘进及正常回采。     

高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用

针对煤矿深部及复杂困难巷道条件，分析了锚杆支护作用，提出高预应力、强力支护理论，大幅度提高支护系统的初期支护刚度与强度，保持围岩的完整性，减少围岩强度降低；开发出高预应力、强力支护系统，包括强力锚杆、强力钢带及强力锚索系列材料，力学性能得到显著提高；高预应力、强力支护系统成功应用于新汶矿区千米深井巷道，巷道变形降低70%左右，顶板离层仅为原来的5%，巷道支护状况发生了本质改变.实践证明，高预应力、强力支护系统可有效控制围岩变形与破坏.同时，提高顶板支护的刚度与强度可有效地减小煤帮压力和底臌.     

深部巷道锚杆支护参数优化设计

针对深部巷道复杂的应力环境和多变的围岩性质 ,对深部巷道围岩的稳定特征进行了数值模拟分析 ,为深部巷道锚杆支护提供了理论依据 ,并对锚杆支护参数进行了优化设计 ,确保了深部巷道支护的最优化和长期稳定     

小煤柱大跨度巷道群预应力注浆锚索加固工程

介绍了常村矿S52 0运输大巷在小煤柱、大跨度、受构造和采动双重影响条件下 ,应用动态信息设计方法 ,建立大模型模拟不同加固方案与支护参数 ,选择出最佳加固方案 ,即采用小直径树脂注浆联合锚固预应力锚索新技术 ;分析了其矿压监测结果 ,显示该加固方案具有较高的合理性和可靠性。     

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。     

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。