木瓜煤矿极近距离下位煤层切眼布置及支护技术研究

木瓜煤矿现开采的10号煤层上部为9号煤层采空区,煤层间距非常近,在进行10号煤层工作面的准备和回采时易出现矿压显现剧烈、顶板支护困难的问题,通过数值模拟,确定了10-102工作面切眼与9号煤层煤柱合理错距为4 m,并设计切眼采用预掘4.5 m导硐再扩刷成巷的方式,采用水力膨胀锚杆对顶板进行支护,现场应用后对围岩位移进行为期30 d的观测,结果表明,10-102工作面切眼顶底板相对移近量最大值平均约为89 mm,两帮相对移近量最大值平均约为95 mm,取得了很好的支护效果。     

复合顶板煤巷锚杆支护工艺与效果分析

工作面复合顶板煤层巷道极易失稳破坏,返修成本高,工程量大。针对小屯煤矿工程条件,对复合顶板煤巷的锚杆支护方案、施工工艺、施工材料、配套的安全技术措施进行了详细的研究,结合小孔径预应力锚索,优化锚杆施工工艺,节省施工时间。结果表明:合理的锚杆支护施工工序为组装锚杆→准备金属网和钢筋梯子梁→临时支护→准备钻头钻杆→钻孔施工→准备树脂药卷→安装锚杆→拧紧螺母;工作面运输巷的两帮移近量是163 mm,顶底板移近量为103 mm,顶板锚固区内外离层最大值为19 mm,有效地控制了围岩变形;施工阶段一次成巷,节约支护成本112.9万元,为相关复合顶板煤巷支护提供有益参考。     

大采高含黄泥层顶板巷道支护设计及应用

针对仙泉煤矿15103运输顺槽掘进期间顶板出现黄泥层造成在工作面掘进施工过程注锚困难,顶板不易控制,给巷道顶板安全管理和快速掘进带来较大困难问题,通过对巷道矿压特征进行分析,并对巷道支护方案进行数值模拟分析,在此基础上提出了巷道顶板含黄泥层时采用顶部全锚索+帮部锚杆联合支护方案,通过现场观测结果表明,采用该支护方案后,巷道顶底板移近变形量基本稳定在88 mm左右,两帮位移量稳定在48 mm左右,变形量均在可控范围支护,该联合支护方案满足巷道支护要求。     

工作面煤巷支护方式和区段煤柱尺寸组合正交试验与数值模拟

针对西部浅埋厚煤层工作面煤巷支护方式与区段煤柱留设尺寸的最佳组合问题,以杨家村煤矿222205工作面为例,采用正交试验得到9组不同工作面煤巷支护与留设煤柱方案组合;通过数值模拟,得到9种不同支护方案巷道应力集中系数、顶底板及两帮位移变化,最终确定了最优方案为方案6(A3B3C2),即顶板采用锚杆间排距为1 100 mm×1 000 mm、帮部锚杆间排距1100 mm×1 400 mm(使用1根)、锚索交叉支护方案,留设煤柱宽度15 m。     

煤矿松散煤层破碎顶板巷道支护技术研究

安阳煤矿1512工作面胶带巷沿5号煤层顶板掘进,煤层松散顶板破碎,巷道支护难度大。通过现场原位测试地应力大小和方向、顶帮煤岩体强度和节理裂隙发育情况、顶底板岩石矿物成分分析等手段,揭示巷道变形机理为煤层强度低且松散,顶板砂质泥岩完整性差,顶底板岩石黏土矿物含量高遇水易软化和膨胀,加之锚杆锚索预紧力低且护表构件面积小,锚杆锚索预紧力不能实现有效扩散,巷道初始支护强度低,以上因素综合影响致使巷道产生较大变形。针对性提出以提高锚杆锚索预紧力并增加支护构件护表面积为技术核心,设计了巷道支护方案,进行了现场试验,矿压监测结果显示,高预紧力锚杆锚索+喷浆支护的协同控制技术方案,基本解决了安阳煤矿松散煤层破碎顶板巷道支护难题。     

锚索支护技术在煤矿开采中的特殊应用

煤矿井巷采用锚杆锚索支护技术应用十分广泛,特别是锚索具有施工方便快捷、承载快、承载能力强、支护范围广等特点,广泛应用于巷道的顶板支护。锚杆由于其独特的结构和作用机理,可以将其推广应用于巷道的底板底鼓控制、帮部位移控制、回采工作面巷道顶板的切断控制,从而创造煤矿良好的支护环境,降低煤矿生产成本。     

大断面煤巷巷宽效应及支护技术

针对煤巷宽度增加后的围岩控制难题,选取磁窑沟煤矿10104轨道巷为研究对象,采用FLAC3D模拟研究了巷宽对围岩的影响,结果表明:顶、底、两帮塑性区呈"半椭圆"状分布,随巷宽增加,塑性区面积和深度增加速率为顶板大于两帮大于底板;顶、底、两帮深部变形呈"负指数"关系向深部降低;同一围岩深度,表面变形量及变形增加量为顶板大于两帮大于底板;帮浅部支承压力随巷宽增加而降低,且支承压力峰值向深部转移。根据桁架锚索、高强高预紧力锚杆支护特点,提出高强高预紧力锚杆与桁架锚索联合支护技术,工程实践结果:帮移近量97mm,顶底板移近量127mm,顶板离层量3mm。     

邱集煤矿1102工作面切顶留巷支护设计及矿压实测

以邱集煤矿1102工作面运输巷坚硬顶板支护问题为背景,建立未切顶巷道顶板的悬臂梁模型和切顶留巷顶板的变形及受力模型;由理论计算得出切顶前巷道顶板伸向采空区的悬臂梁结构的最大悬臂长度为4.68 m,切顶后悬吊单位长度的巷道顶板所需支护阻力为166.74 kN;据此进行巷道支护参数设计,确定恒阻大变形锚索规格为φ17.8 mm×10 300 mm,两列锚索排距分别为1 000 mm和2 000 mm,并对巷道矿压进行监测。监测结果表明:1102运输巷距开切眼75 m至173 m范围内巷道顶底板移近量最大值约36 mm,顶板离层出现在泥岩灰岩的交界处,累计离层量为25 mm,顶板锚索受力最大值为150 kN,变形和受力均处于安全范围内,满足巷道的稳定性要求。     

庞庞塔矿特厚煤层综放工作面强动压巷道围岩变形特征

庞庞塔矿9-101工作面回采期间其回风巷出现明显的失稳变形现象,通过采用钻孔应力计、顶板离层仪等设备进行现场监测得知,区段煤柱塑性破坏深度大于2 m,巷道顶板岩层深部和浅部离层值最大值分别为262 mm和172 mm,顶板锚杆(锚索)超前工作面约60 m处开始破断失效,巷道两帮的位移量明显大于顶底板的移近量;由此提出优化支护方案的合理建议,为综放工作面回采巷道围岩控制方案设计提供参考。     

预应力锚杆在辛置煤矿复合顶板巷道中的应用

为保障10-430B工作面回采巷道复合顶板围岩的稳定,根据复合顶板的具体特征,通过分析预紧力在复合顶板中的分布规律及预紧力与预紧扭矩之间的关系,确定锚杆预紧扭矩为400 N·m,并结合复合顶板特征进行高预应力锚杆支护参数设计,在复合顶板巷道采用高预应力锚杆支护后进行巷道表面位移的观测,以验证支护效果。结果表明:10-430B1巷道采用高预应力锚杆支护后,巷道掘进期间顶底板及两帮的最大变形量分别为143 mm和203 mm,保障了复合顶板巷道围岩的稳定。     

孤岛综放面窄煤柱沿空掘巷围岩控制技术研究

针对马兰矿18506孤岛工作面赋存情况,综合采用理论分析、数值模拟、工程实践等手段,分析确定了沿空掘巷留设煤柱尺寸为8 m,提出帮顶锚杆支护、顶板锚索加固、煤柱锚索梁加固和局部顶板破碎地段注浆加固联合支护方式,并优化设计了巷道支护参数。现场实践表明,18506工作面沿空巷道位移变化量小,巷道顶底板移近量为378. 4 mm,两帮移近量为279. 6 mm,巷道变形程度低,完全满足生产安全要求。     

新三矿大跨距切眼桁架锚索支护试验研究

采煤工作面轻放支架的应用迫使切眼满足大跨距的条件.常规的锚杆(索)支护不能满足大跨距切眼的支护要求.针对新三矿162403工作面切眼的大跨距厚层炭质泥岩顶板的地质条件,分析了桁架锚索支护原理及其与普通锚杆(索)支护原理的不同点;根据此原理,对切眼进行支护参数设计;通过对切眼巷道的表面位移、顶板离层的矿压观测进行支护效果检验,结果表明顶、底板移进量小于120mm,两帮移进量小于100mm,顶板未发生下沉,支护安全有效并取得了较好的经济和社会效益.     

红岭煤矿托顶煤1703上巷锚网索联合支护技术实践

针对红岭煤矿托顶煤1703上巷易出现冒顶、后期变形大、支护困难问题,给出了托顶煤巷道锚网索联合支护参数校验方法,提出了“T型钢带+顶板锚杆锚索+帮部锚索护表金属网+护表金属网”的联合支护技术及方案。该方案在红岭煤矿托顶煤1703上巷进行应用,托顶煤1703上巷两帮移近量为68 mm,顶底板移近量为57 mm,巷道围岩控制效果良好。     

浅埋煤层大断面巷道支护技术优化

鑫基煤业2号煤层回风大巷采用锚杆、锚索、钢筋网、钢筋托梁联合支护,巷道掘巷期间围岩出现明显的失稳破坏现象,通过分析,发现原有支护方案支护强度不足,将顶板和两帮锚杆改为规格为D22 mm×2400 mm的螺纹钢锚杆,适当增加锚杆锚索的支护密度,现场应用后进行围岩位移监测,采用优化支护方案后的回风大巷两帮最大移近量为43 mm,顶底板下沉量最大为67 mm,回风大巷围岩变形得到了有效控制。     

宏泰煤矿回采巷道支护方案优化的FLAC~(3D)数值模拟分析

宏泰煤矿26B~#煤层回采巷道原采用的支护方案为顶板布置2排φ18 mm螺纹钢锚杆,锚杆长度为1.6 m,间排距为1 m,巷道底板和两帮不支护。经现场调查分析,在矿山压力作用下,巷道顶板上方出现了裂隙和离层现象,并且巷道顶底板移近量明显。为确保巷道稳定,对原支护方案进行了优化,即对巷道顶板较完整的区域采用螺纹钢锚杆进行支护,对顶板较破碎的区域采用锚索支护。为有效确定巷道顶板锚杆、锚索的布置形式及相关支护参数,采用FLAC~(3D)软件构建了数值模型,分别进行了围岩位移场、围岩应力场以及围岩塑性区的数值模拟分析。结合数值模拟结果确定的优化支护方案为:巷道顶板布置3排锚杆,锚杆长度1.8 m,间排距为0.8 m;当巷道顶板较破碎时,顶板布置2排锚杆和1排锚索,锚杆锚索的间排距均为0.8 m,锚索长度视巷道围岩稳定性情况而定。该方案可供类似矿山回采巷道有效支护提供可靠依据。     

采空区下综采工作面大断面切眼支护技术

为了研究采空区下方综采工作面切眼支护技术,针对北峪煤矿3-101综采工作面切眼宽6.5 m、顶板距上层煤采空区最小只有0.8 m且被采空区积水浸泡软化等特点,依据工程类比法提出,采用W钢带与长2.5 m的水力膨胀锚杆组合支护采空区下方工作面切眼顶板,锚杆间距750mm,排距500~700 mm,两帮可不进行支护。该技术在现场实施后,切眼顶底板相对移近量最大75 mm,有效地解决了采空区下极近距离综采工作面切眼顶板支护问题。     

甘庄煤矿高应力巷道锚杆支护参数优化与应用

针对甘庄煤矿高应力巷道原锚杆支护效果不理想的情况,采用煤岩物理力学实验和数值模拟计算等方法,开展锚杆支护参数的优化。通过对不同锚杆间排距、锚杆直径、锚杆长度、锚索间排距的模拟支护效果分析,得出支护方案优化参数:锚杆间排距为900 mm×900 mm、直径为22 mm、长度为2.2 m,锚索间排距为2 000 mm×900 mm。将优化的支护方案进行现场试验,实测表明,巷道顶底板位移量下降了44.1%,两帮位移量下降了41.9%,优化后的锚杆支护系统可以更有效地控制巷道围岩变形,改善了支护效果。     

条带开采斜巷围岩破坏机制及支护优化

针对谢桥煤矿1312(3)运输巷,利用FLAC~(3D) 模拟软件对倾斜煤巷围岩变形破坏机制和支护技术进行了研究,得出结论:倾斜巷道开挖后底板和两帮的破坏非常严重,顶板稳定性较好;锚杆支护和锚杆索支护对应的两帮移近量分别为0.59、0.48 m,顶、底板移近量分别为0.53、0.44 m;在1312(3)运输巷施工锚杆索支护后,两帮平均位移量为48 mm,顶、底板平均位移量为66 mm。     

厚软煤层巷道支护优化研究

厚软煤层煤巷掘进工作面在掘进期间极易因应力集中而产生冒顶事故。文章运用理论分析、数值模拟、正交分析等方法对多因素协同作用下厚软煤层巷道的变形机理及关键控制技术进行了系统研究,得出如下结论:对塑性区分布面积、巷道顶底板移近量、两帮移近量等3个评判指标影响最大的因素分别为锚杆预紧力、锚杆长度、杆体直径。其中锚杆预紧力对巷道塑性区分布及围岩的位移变化规律均有较大影响,本次支护参数优化将锚杆预紧力由原设计的60 kN提升到150 kN。巷道支护设计优化后两帮及顶底板的变形量分别仅为23 mm、18 mm,帮部塑性区发育深度为0.5 m。     

南阳坡矿5704回风巷道支护参数研究

为确定南阳坡矿5704回风巷道支护设计参数,采用理论计算与数值模拟结合的方法对锚杆、锚索支护设计参数进行了分析,确定了锚杆、锚索的长度及间排距等关键参数。现场应用表明:巷道两帮累计移近量为40 mm,顶板移近量为25 mm,能够满足设计要求,可以保障工作面生产作业的正常运行。