新景矿大断面岩巷综掘技术研究与应用

为提高掘进速度,保证巷道稳定,在新景矿15号煤采区集中辅助运输巷开展了大断面岩巷综合机械化掘进技术的研究。在分析当前施工工艺以及支护中存在问题的基础上,提出了以EBZ320D掘进机和CMM2-25型锚杆钻机为主要设备的综合机械化岩巷掘进作业线。理论分析了锚杆索围岩强度强化理论,结合现场实际情况,设计了以不同长度锚索为主的支护方式。现场应用表明,应用新的综合机械化掘进技术后,巷道变形量小,掘进速度快,施工成本低,经济社会效益显著,应用效果良好。

大断面半煤岩巷道变形破坏机理研究及控制技术

针对大断面半煤岩巷道围岩变形控制难题,以小保当煤矿一号井大断面半煤岩巷道为研究背景,测试了巷道围岩岩层分布、围岩地应力分布及裂隙发育,分析了巷道围岩的变形破坏演化特征。通过实验室试验以及数值模拟分析了半煤岩组合体力学性能及其变形破坏形态,揭示了强度较低的煤体最先在煤岩交界面发生破裂、滑移,变形不断向深部延伸,随着煤岩体完整性及强度的持续弱化,造成巷帮由下而上的非均匀渐进性失稳破坏,揭示了提高大断面半煤岩巷道围岩稳定性的关键在于控制煤岩交界面非协调变形。基于此提出了采用高预应力锚杆支护与薄弱区域加强支护的变形控制思路,制定了小保当一号井大断面巷道半煤岩巷道围岩变形控制方案,并开展了井下工业试验,取得了较好的应用效果,在监测期内巷道顶板的位移量为28 mm,两帮的位移量为80 mm,底板的位移量为43 mm,随后围岩变形趋于稳定,巷帮煤岩交界处的变形控制效果显著,表明采用该方案可有效控制大断面半煤岩巷围岩变形。

厚煤层大断面沿空巷道变形破坏机理及控制技术

针对沿空巷道受多次采动叠加影响极易发生变形失稳破坏的难题,以某矿1505W工作面厚煤层综放开采工作面为研究背景,综合采用理论分析、现场实测、数值模拟等多种研究方法探讨分析了沿空巷道围岩失稳破坏机制,并提出了围岩“浅部、深部、表层”控制方案。现场试验结果表明,提出的控制方案能够使巷道浅、深部围岩形成统一的整体,有效抑制了沿空巷道围岩变形,提高了巷道的稳定性。

香炉山隧洞不良地质段“L”型地面超前注浆方案研究

为解决隧道(洞)建设过程中不良地质段突泥涌水和软岩大变形等问题,依托滇中引水工程香炉山隧洞,提出一种采用全孔长度超过500 m的地面“L”型定向钻孔注浆并辅以洞内超前注浆的加固方法,在实际工程中确定这一方法的具体设计方案。首先,通过现场地质调查与分析,揭示不良地质区段香炉山隧洞建设的技术难点;其次,介绍“L”型定向钻孔注浆的施工过程及注浆工艺;然后,设计出一种能够提高地层稳定性的“L”型地面超前注浆方案,并对地层进行加固;最后,采用掌子面揭示、注浆技术以及大地电磁检测等手段证明现场注浆效果。研究结果表明:1)“Z1+Z2+Z4”钻场设计为最优地面超前注浆技术方案;2)“L”型定向钻孔注浆辅以洞内超前注浆技术可满足盲区注浆区域覆盖问题,实现真正意义上的超前治理。

深部巷道大断面交叉点联合支护技术研究

针对深部大断面巷道支护易发生失稳的难题,以唐山矿-1100中央轨道山下车场大断面交叉点为工程背景,开展工程地质调查及巷道变形情况分析,提出锚喷+锚注联合支护方案,并运用FLAC3D数值模拟分析支护方案改进前、后巷道变形情况。结果表明,常规锚网喷支护下大断面巷道顶板下沉和帮部位移量较大,巷道不能实现自稳;锚喷+锚注联合支护下巷道变形量大幅降低,巷道基本实现自稳。将该方案应用于工程实践,锚喷+锚注联合支护技术能够有效控制深部大断面巷道变形,顶板下沉量较原支护降低了78.8%,帮部位移量降低了54.8%,为同类工程背景提供可靠的技术参考。

高瓦斯大断面煤巷智能快掘条件下围岩控制研究

针对高河煤矿高瓦斯大断面煤巷智能快掘条件下的围岩控制问题,根据悬吊理论、普氏理论对E2312进风顺槽锚杆、锚索支护参数进行理论计算,初步确定了部分参数,采用数值模拟方法对智能快掘巷道围岩控制效果进行模拟分析,揭示锚杆、锚索协同锚固效应及其双层锚固平衡拱结构形成机理,并确定快掘条件下的最终支护参数。通过对不同支护参数和掘进速度分别制定了多组数值模拟方案,对比分析巷道围岩锚固效应、塑性区发育范围以及顶板下沉量和两帮移近量变化曲线,结合现场工程应用综合分析得出,在一定范围内提高掘进速度的同时,结合对支护参数的优化,更加有利于巷道的围岩稳定控制。

南阳煤业大断面巷道支护方案设计及应用

针对南阳煤业3#煤层厚度大、回采巷道断面大、支护困难等问题,采用理论分析、数值模拟的方法,确定了合理的巷道支护方案,并在3302轨道巷进行现场试验。对3302轨道巷巷道围岩变形量、顶板离层量及锚杆受力进行实时监测。现场监测数据显示,巷道围岩变形量不大,顶板无离层、失稳风险,锚杆受力状态良好,可有效约束巷道围岩变形。

高家庄煤矿大断面硬岩巷道智能化掘进系统研究与应用

针对高家庄煤矿东翼轨道大巷大断面硬岩掘进工作面智能化水平较低、生产效益差、存在安全隐患等问题,提出了高家庄煤矿大断面硬岩掘进工作面智能化高效生产模式,形成了大断面硬岩掘进工作面系统,建立了以快速掘进智能综合控制一体化平台为中心,自移机尾、带式输送机和除尘系统为基础,以掘锚一体机为主体,将人工智能、自动化装备与大断面硬岩快速掘进生产活动相融合,实现了大断面硬岩掘进工作面智能化掘进。智能化工作面掘进实现单班工作人员较传统工艺减少了50%,破岩速度提高了2倍,日掘进尺由1.6m提高到4.8m,故障率下降8%,智能化掘进最大限度提高了巷道掘进效率及人工效率。

王庄煤矿构造应力扰动下大断面巷道围岩控制技术研究

针对王庄煤矿9105工作面受构造应力影响导致的大断面巷道变形严重问题,采用数值模拟与现场监测相结合的方法,研究了大断面巷道变形特征及其围岩控制技术。分析表明,巷道断面尺寸效应在4.5 m×4.5 m以上时表现更加突出,不利于巷道稳定;随着侧压系数的增加,巷道顶底板及两帮移近量均呈现增加趋势,侧压系数越大,巷道变形增加越剧烈;9105工作面巷道由于宽度较大,导致巷道顶板及两帮变形严重。据此设计了大断面巷道采用“高强度螺纹钢锚杆+预应力锚索+金属网+工字钢棚”联合支护技术。通过工程实践,顶底板移近量降低48.1%,两帮移近量降低55.4%,实现了构造巷道的有效控制。

特厚煤层大断面软岩巷道底鼓治理措施与效果

以斜沟矿特厚煤层大断面软岩巷道反复强底鼓工程实际为背景,综合运用理论计算与现场监测方法,结合巷道底板岩层特性,判断巷道底鼓类型,引用巷道极限平衡理论,计算得出巷道极限平衡区最大深度为11.05 m,设计“双应力壳-梁”控制巷道底鼓措施。现场应用的监测结果表明,采用新的控制措施后,巷道底鼓量最大为17.49 cm,巷道底板围岩控制措施取得较好效果。

深部煤系软岩大巷全断面锚注修复技术研究

为解决深部煤系软岩大巷变形剧烈、持续时间长且支护困难的问题,以王洼煤矿8煤层南深部集中运输大巷为工程背景,采用现场勘查、矿物组分分析、围岩应力测试、数值模拟分析等方式,揭示了造成深部煤系软岩大巷产生强烈变形的主要原因,得出加强深部煤系软岩大巷支护的控制思路,并在此基础上根据煤系软岩的劣化程度和支护失效特征,提出了基于全断面高强锚索支护+喷浆+全断面注浆锚索锚注支护+钢棚支护的主被动联合补强修复支护方案,并建立了修复支护的“三个阶段、四个步骤”工艺体系。研究结果表明:8煤层南深部集中运输大巷围岩成分复杂、质地软弱、遇水易膨胀崩解,且处于高地应力环境,应力集中系数达到1.46,总体表现出变形速率快、持续时间长、变形量大的特点;原支护设计存在支护强度不足、未针对软岩特性采取有效措施的缺陷,导致顶板、巷帮部分锚杆锚索破断失效;进行全断面锚注修复支护后,形成高强度、范围大、连续性强的预应力场,预应力场有效影响深度增大至原支护的1.5倍。现场试验监测显示:补强修复支护后,大巷巷帮及顶底板变形趋于稳定,表明全断面锚注修复支护工艺对深部煤系软岩大巷的稳定性控制效果显著。

煤矿井下大埋深采区轨道巷支护技术研究与应用

深入探讨了大断面巷道支护技术在煤矿中的应用,分析了掘进区域的地质构造、煤层结构及巷道位置对支护方案的影响,并通过研究具体案例,明确了巷道尺寸、形状设计、地压和冲击地压等因素对选择支护方案的重要性。在实际应用中,针对研究区域的砾岩层和冲击地压危险区域,采用了高预应力强力锚杆锚索组合支护方式,并辅以喷射混凝土的联合支护方式,而且通过地质勘探和调整巷道尺寸,使得支护结构可以更好地适应煤层和地层的复杂变化,结果表明,该支护方案可以有效提高巷道的稳定性和安全性。

弱胶结软岩巷道底鼓控制关键技术研究

针对老公营子煤矿6号煤层西翼工作面运输巷道底鼓,影响煤矿井下运输和安全生产的问题。首先对巷道底板的岩性及结构进行取样和测试,发现其中含有亲水性较高的粘土矿物。其次,从巷道底板的力学机理出发,建立了巷道底板力学模型。通过增加底板锚固层厚度,可以有效控制底板变形,保证巷道围岩的稳定性。通过FLAC3D数值模拟分析现有巷道支护方案下的巷道变形,与现场实测变形结果相吻合,表明现有支护方案和参数不合理。对巷道支护方案进行合理优化,提出了“生石灰底铺层+预应力锚索+混凝土弧形梁+金属网+C20高强混凝土充填”的反底拱结构支护优化方案,并于井下试验段进行工业验证。结果表明,优化后的巷道支护方案对控制顶底板及两帮变形的效果显著,有效保证了矿井的安全高效生产。

浅埋深大断面半煤岩巷快速掘进支护技术

研究浅埋深大断面半煤岩巷快速掘进支护技术对薄及中厚煤层的安全高效回采具有重要意义。以布尔台矿12203主运顺槽掘进工作面为研究对象,采用理论分析、工程类比和现场应用等方法,对巷道支护方式和支护设计原则进行了分析,提出了巷道围岩支护设计方案。针对巷道围岩变形(顶板下沉和两帮收敛)情况,验证了支护设计方案的有效性和可行性,提高了矿井的安全高效生产,同时也为其他煤矿的浅埋深大断面半煤岩巷的支护提供了技术方案。

深部软岩巷道变形破坏原因及支护技术研究

为了解决深部破碎软岩巷道围岩大变形、难支护的问题,以山西宁武德盛煤业有限公司502采区轨道大巷为工程背景,通过现场勘测和试验研究分析了巷道围岩变形破坏机理,得出围岩强度低、易软化是围岩大变形的内在原因,而高地应力则是大变形的外在诱因。据此提出了“锚杆+锚索+钢筋网+喷射混凝土+注浆”联合支护技术方案,并通过数值计算验证了该方案的可靠性。现场监测结果表明,采用该联合支护技术方案后,巷道顶板最大下沉量为73.1 mm,两帮最大移近量为153.9 mm,最大底鼓量为88.7 mm,围岩变形量均在规定允许值以内,且监测结果与数值计算结果相吻合,有效控制了深部破碎软岩巷道围岩的变形破坏。

深埋大断面巷硐群围岩控制技术实践

针对深埋大断面巷硐群围岩控制问题,以某矿为工程背景,分别建立单一大断面巷硐、大断面巷硐群数值计算模型,对巷硐群围岩变形、应力分布、塑性区分布、锚杆(索)承载状态进行分析,并对支护效果进行验证。采用间排距800 mm×800 mm,φ22 mm×2 400 mm锚杆对巷硐浅部围岩进行加固,5 200 mm×140 mm×10 mm的T型钢带加φ21.8 mm×8 300 mm锚索将加固的浅部围岩锚固和悬吊在深部围岩中,巷道支护完成后进行全断面喷浆的锚-喷联合支护形式。支护效果表明,该方法可以有效控制巷硐群的围岩变形,保证围岩的稳定性。

新景矿大断面高应力巷道围岩控制技术研究

为解决佛洼8号煤采区8309回风巷道施工中围岩变形问题,现场勘测研究了大断面巷道围岩变形破坏原因,据此对原支护方案支护参数进行了优化设计,即:采用注浆锚杆及高强度锚索,并对锚索施加高预紧力,钢带以纵横交错排列。并进行了现场试验。结果表明,巷道顶底板移近量为80 mm,两帮收敛量为32 mm,远小于允许变形量,且无异常离层现象发生,大断面巷道围岩变形得到有效控制。

复杂地质大断面岩巷快速掘进施工与支护控制研究

为了应对复杂地质条件下大断面岩巷快速掘进施工与支护控制的挑战,探讨针对施工方案与支护控制技术的优化。通过对某煤层地质条件的详细分析,设计了快速掘进施工方案,涵盖施工工艺流程、设备选型与配置以及施工工序优化;制定并优化了临时支护控制方案,设计支护参数,选用控制装备,确定技术关键点并进行效果评价;探讨了永久支护控制技术,包括锚索、帮锚杆、顶板锚杆安装技术的关键点和效果评价。研究应用结果表明,优化后的施工方案和支护技术提高了掘进效率,增强了支护效果,确保了施工安全。通过技术创新与优化应用,不仅实现了大断面岩巷的快速掘进,还提升了整体施工质量和安全水平。

王庄煤矿大断面回采巷道支护参数优化分析

王庄煤矿7112工作面大断面巷道因支护参数不合理,导致的巷道变形严重。拟采用现场监测、理论分析与数值模拟等方法,优化巷道支护参数;分析表明,大断面巷道围岩以两帮及顶板松动破坏为主,最大破坏深度达1.58 m。大断面巷道支护参数优化后的支护参数为,顶锚杆长度为2.6 m,间排距为0.85 m×0.85 m,顶锚索长度为8.3 m,采用“3-2-3-2”布置方式,间距分别为1.5 m、2.5 m。现场应用表明,上述支护措施能有效控制巷道围岩变形量,其中,顶板下沉量降低了59.2%,底板底鼓量降低了51.6%,煤柱帮移近量降低了59.1%,回采帮移近量降低了61.3%;大断面巷道变形得到了有效控制,可为类似大断面巷道支护提供工程指导与借鉴。

大断面切巷支护技术应用

针对长春兴煤矿307工作面切巷施工期间受煤层赋存、围岩应力影响,切巷在施工过程中很容易出现顶板破碎、冒漏等现象。采用FLAC^(3D)数值模拟分析307工作面切巷支护过程中围岩塑性分布区和水平应力分布区,提出了“桁架锚索+恒阻锚索+柔性纤维网+水力膨胀锚杆”协同支护技术。实际应用效果表明:采取联合支护技术后顶板最大下沉量为76 mm,回采侧巷帮最大鼓出量为30 mm,达到了控制巷道围岩变形的目的。