新元矿松软煤层回采巷道支护方案与应用

为保障新元矿9105工作面进风顺槽大断面松软煤层巷道围岩的稳定,基于巷道围岩变形机理及松软煤层大断面巷道支护原则,进行顶底板及两帮锚杆索各项支护参数设计,并在支护方案实施后进行围岩变形监测.结果表明:支护方案实施后,巷道掘进及工作面回采期间,围岩变形量均较小,保障了巷道围岩稳定,满足回采使用要求.     

大断面松软巷道高强预应力锚杆支护技术

为保障新元矿9105进风巷大断面松软围岩的稳定,针对巷道围岩特征,提出采用高强预应力锚杆支护技术,并对支护方案进行了设计。现场应用结果表明,采用该支护方案后,巷道掘进期间围岩变形量较小,满足了巷道的正常使用。     

深井破碎围岩巷道协同支护技术研究与应用

为解决煤炭资源进入深部开采时破碎围岩巷道支护所面临的变形大、易失稳、难支护等问题,提出“架棚+锚杆(索)+注浆”协同支护方案,运用钻孔窥视确定巷道围岩结构稳定性、裂隙发育特征,FLAC3D数值模拟对比分析常规锚网喷支护、锚注支护及棚锚注协同支护塑性区分布,结果表明：棚锚注协同支护技术较另两种方案表现出更好的支护效果,塑性区分布范围明显减少,应力集中现象得以缓解,支护巷道模拟变形量与工程监测较为接近。工程试验表明：采用常规锚网喷支护、锚注支护巷道仍存在较大变形,不能保持长期稳定,棚锚注协同支护巷道变形明显降低,应用期间顶板下沉量较常规锚网喷支护降低了68%,两帮位移降低了52%,满足巷道支护稳定要求。棚锚注协同支护技术对深部破碎围岩巷道变形控制效果显著,尤其在掘进影响期控制围岩作用表现突出。     

小峪煤矿8104工作面进风巷支护设计探索

为得到8104工作面进风巷支护设计参数,采用数值模拟方法对比了3种支护方案条件下巷道围岩塑性区分布、应力分布及位移情况.数值模拟结果表明:巷道围岩应力受锚杆/索长度影响较大,增大锚杆/索长度可以有效控制巷道围岩应力集中程度,而锚杆/索预紧力对巷道围岩应力集中程度影响较小,但锚杆/索长度及预紧力在控制巷道围岩变形方面均能够起到明显作用.现场对工作面开采期间巷道围岩变形量进行监测,结果表明,巷道顶板最大移近量为93.6 mm,两帮最大移近量为70.8 mm,这说明现有支护能够较好维持巷道围岩的稳定性.     

斜沟煤矿工作面运输巷围岩控制技术实践

为确保斜沟煤矿18106工作面运输巷围岩的稳定和安全,决定采用锚网索+钢带支护方案;通过理论计算确定锚杆的长度、直径及锚固方式等参数,采用数值模拟确定锚杆的间排距;结合理论分析与数值模拟结果,对巷道的支护方案进行设计,并在巷道掘进期间进行表面位移的监测;实践表明,巷道采用该支护方案后,掘进期间巷道顶底板移近量与两帮移近量的最大值分别为68 mm和84 mm,保障了巷道围岩的稳定。     

西曲矿12312工作面回采巷道围岩支护优化研究

三软煤层掘进巷道,围岩变形具有变形速度快、持续时间长等特征。12312回风巷原采用锚网索支护方式,受到顶底板以及煤层松软、承载能力差等因素影响,巷道围岩变较大,支护方案难以满足围岩控制需要。为实现巷道围岩有效控制,为此提出综合使用架棚、锚杆索、注浆方式对巷道支护进行优化。在12312回风巷现场应用后,巷道顶底板及巷帮变形得以较好控制,可满足后续掘进以及采面回采需要。     

中厚煤层综采工作面回采巷道支护方案优化研究应用

为保障8128工作面进风巷围岩的稳定,根据巷道原有支护方案下围岩变形情况,通过地应力测试和钻孔窥视结果,得出巷道围岩最大主应力为水平方向,顶板5.6~8 m岩层可作为持力层,采用数值模拟进行支护优选设计,并对支护效果进行监测。监测结果表明:巷道在优化支护下,顶底板和两帮移近量分别为296 mm和281 mm,保障了围岩的稳定。     

伏岩煤业3202(上)工作面软弱顶板回采巷道围岩控制技术研究

伏岩煤业3202(上)工作面和3201(上)工作面相邻,布置方式相同。通过分析3201(上)工作面回采巷道在原有煤柱宽度和支护方案下围岩的变形特征,采用数值模拟的方法对3202(上)工作面回采巷道间煤柱的宽度进行优化,确定煤柱宽度为8 m,结合软弱顶板控制技术对3202(上)工作面进风巷的支护方案进行了具体设计并实施。结果表明:煤柱优化和支护方案实施后,进风巷顶底板和两帮变形量的最大值分别为750 mm和630 mm,保障了回采巷道围岩的稳定。     

2-105工作面进风巷高预应力锚杆支护技术研究与应用

为保障干河煤矿2-105工作面进风巷复合顶板围岩的稳定,采用现场试验与数值模拟具体分析锚杆(索)预紧力对复合顶板的控制效果,进行高预应力锚杆支护方案设计。掘进期间顶板下沉及两帮移近量的最大值分别为57mm和64mm,保障了巷道围岩的稳定。     

巷道过断层破碎带支护技术分析

分析了1605回风巷断层区域巷道破坏机理,采用预注浆、锚网索及架U型钢棚对断层破碎带进行联合支护。通过监测围岩变形量对联合支护效果进行检验,围岩变形量在有效控制范围之内,联合支护取得了良好的效果。     

软弱复合顶板巷道围岩控制技术应用

针对象山煤矿21315工作面辅助进风巷软弱复合顶板条件下的巷道顶板支护困难的问题,采用理论分析、数值模拟与现场实测方法,提出了“锚网索”联合支护方案,探究了“锚网索”联合支护方案对巷道围岩稳定性的控制效果。经计算,巷道顶板的破坏范围约为2.91 m,结合巷道顶板岩层岩性与厚度确定顶板锚杆、锚索长度分别为2.4 m和6.0 m;提出了巷道软弱复合顶板“锚网索”联合支护方案,顶板锚杆与锚索数量分别为6根和3根,间距分别为800 mm和135 mm,排距分别为800 mm和1 600 mm;探究了掘进工作面不同向前方探距离条件下,巷道围岩垂直应力分布与顶板下沉特征进行了分析,指出当掘进工作面向前推进15 m时,巷道围岩的垂直应力和顶板下沉基本稳定。现场应用结果表明,掘进工作面向前推进15 m时,巷道顶板离层量几乎不发生变化,且最终稳定在70 mm左右,说明采用“锚网索”联合支护方案,巷道顶板变形得到了有效控制。     

温庄煤业15106回风巷沿空掘巷围岩控制技术研究与应用

为保障15106回风巷沿空掘巷期间围岩的稳定,采用UDEC数值模拟软件进行煤柱合理宽度的分析,根据数值模拟结果,确定煤柱宽度为6 m。基于6 m煤柱下煤柱应力及裂隙发育特征,结合巷道的地质条件对沿空掘巷期间的锚网索支护方案进行设计,并在支护方案实施后进行围岩变形量的监测分析。结果表明:15106回风巷在6 m煤柱和现有支护方案下,围岩变形量较小,满足回采巷道使用要求。     

大采高工作面运输巷高预应力锚杆支护技术研究

为有效解决2-101工作面运输巷在掘进期间巷道围岩变形量大的问题,通过具体分析锚杆(索)的预应力设计原则,结合工作面的具体地质条件后对巷道合理的支护参数进行数值模拟分析,优化支护方案并进行矿压监测。结果表明,优化支护方案实施后,顶底板的最大移近量为40 mm,两帮最大移近量为38 mm,保障了巷道围岩的稳定。     

煤矿深部巷道预应力协同支护技术研究

为解决深部复杂区域高应力破碎围岩巷道支护难度大的问题,采用相似模拟、数值模拟和理论分析的方法对预应力协同支护技术进行研究,通过松动圈测试确定巷道顶、底板及两帮的松动破坏范围分别为1.92、1.10～1.40、2.50m.据此提出了深部复杂区域高应力破碎围岩巷道采用锚网索的支护措施,选用预应力协同支护技术,确定选取锚索和锚杆预应力分别为100、40 kN,综合考虑取锚杆间排距为800～900 mm,并进行了巷道变形量观测.结果表明:采用预应力协同支护技术巷道两帮变形量由普通支护的280.0 mm减少为95.5 mm,顶板变形量由47.0 mm减少到43.2 mm,且巷道逐渐趋于稳定.     

余吾矿松软煤巷变形破坏机理及控制技术研究

余吾煤业S2206工作面进风巷处于高地应力条件下的松软煤层中,巷道围岩极易发生变形破坏,为了能够控制巷道围岩的稳定,保证巷道掘进工作的安全顺利进行,通过利用通用离散单元法程序UDEC计算分析巷道围岩的变形破坏特征,最终研究得出适用于软岩煤巷的支护对策和支护方案,并进行了现场实施和效果监测。数值计算结果表明:巷道围岩局部"关键块体"的垮落或滑移,将导致其他部位失稳。现场监测结果表明:采用该支护方案后,巷道围岩变形量在可控范围内,能够保证巷道的长期稳定。     

南煤大阳泉公司8128回风巷道破碎围岩沿空掘巷技术研究

为保障8128回风巷沿空掘巷期间围岩的稳定,根据沿空掘巷力学模型分析,代入回风巷围岩各项力学参数,得出合理的煤柱宽度为5.436~7.248 m,结合沿空掘巷侧向支承压力分布规律,确定护巷煤柱宽度为6 m,根据巷道围岩破碎软弱的具体特征,确定沿空掘巷采用锚网索+钢带+煤柱注浆的支护方案,掘进期间进行巷道表面位移观测验证支护效果。结果表明:巷道掘进期间,顶底板移近量及两帮移近量均较小,在现有煤柱宽度和支护方案下保证了围岩稳定性。     

离层破碎顶板回采巷道锚网索联合支护技术研究

针对某矿回采巷道顶板离层破碎的特点,在对比分析了架棚支护与锚杆支护优缺点的基础上,提出了采用锚杆支护的方式控制围岩变形。结合理论分析、数值计算等方法确定了回采巷道锚网索联合支护参数,即锚杆间排距800 mm×800 mm,锚索间排距2 000 mm×1 600 mm,长度8 000 mm,五花布置。采用该支护方案后巷道围岩变形情况为:顶底板移近量最大为260 mm,两帮移近量最大为220 mm,顶板离层量最大为18 mm。表明该方案能有效控制巷道围岩变形,可为其他地质条件类似的矿井提供借鉴。     

水磨湾煤业22101工作面进风巷支护方案优化

水磨湾煤业有限责任公司厚煤层22101工作面进风巷在采用原支护方案掘进过程中,出现巷道围岩变形严重,顶板破碎等难题,通过理论研究及数值模拟,对巷道的支护方案进行了优化并实施。现场监测表明,巷道整体性良好,保证了巷道正常安全的使用。     

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。     

三软不稳定煤巷支护技术研究

某矿31041工作面上、下付巷为三软不稳定煤巷,原支护采取36U型钢支架支护,巷道变形严重。通过数值模拟分析了煤层厚度及倾角对巷道围岩稳定性的影响,针对性的采取棚索协同支护后,支护效果良好,围岩变形得到有效控制。