宋家沟矿厚煤层超高巷道围岩控制技术

文章以宋家沟矿厚煤层回采巷道超高段(断面:5.2m×7.5m)为研究对象,采用数值分析的手段模拟了巷高3.5~7.5m的过程中围岩塑性区的分布特征:顶、底、两帮塑性区分布大致呈"半圆状",两帮塑性区面积和深度随着巷高的增加而明显增加;两帮移近量、顶板下沉量、底鼓量与巷高呈正比关系。根据塑性区分布特征和当前主要支护手段,决定采用高强高预紧力及时支护技术和帮部斜拉锚索加强支护的支护方式,采用工程类比和理论分析的方法确定了支护参数。工程实践结果:两帮移近量150mm,顶底板移近量104mm。     

常村煤矿软岩巷道张拉型锚杆支护效果研究

目前我国煤矿巷道采用锚杆支护较为普遍,锚杆支护的主要原理是通过对锚杆尾部螺母施加预紧扭矩进行锚杆支护,这样往往造成预紧扭矩和预紧力之间的转化效率较低,锚杆受力复杂且容易破断。文章针对锚杆支护中容易出现的问题,采用张拉型锚杆进行了现场支护试验,结果表明,顶板最大下沉量为32 mm,两帮最大移近量为282 mm,顶板离层仪顶板深部及浅部均处蓝色区域,大部分锚杆预紧力大于120 kN,巷道变形量较小,巷道支护效果较好。     

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。     

厚煤层大断面切眼稳定控制

以山西某矿厚煤层9m×3.5m大断面切眼为研究对象,阐明了厚煤层大断面切眼的围岩控制特点及锚网索联合作用的机理,采用工程类比和理论分析的方法确定了高强高预紧力及时支护技术的参数.工程实践结果:经过80 d的矿压观测,两帮移近量91 mm,顶底板移近量124 mm,顶板离层量3mm,工程实践验证了该类型切眼支护的指导思想和支护技术的科学性.     

深部煤巷锚杆支护合理预紧力研究

以王楼煤矿埋深-1 000 m的27304上顺槽为工程背景,探讨了深部煤巷锚杆支护合理预紧力的确定。采用ANSYS进行了不同预紧力下的顶板离层数值模拟,确定了锚杆合理的预紧力,并通过现场扭矩力转化试验确定了施工扭矩。现场矿压观测可知,煤巷开挖后围岩主要经历了迅速自稳阶段、锚杆(索)受力缓慢增长段及稳定阶段。巷道移近量及锚杆(索)受力、顶板离层等监测数据表明,支护方案合理有效。     

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.     

松软厚煤层煤巷锚杆索支护作用研究

巷道支护问题是煤矿地下开采的主要问题之一。在掘进工作面中，由于煤巷的围岩性质软弱、巷道变形量大，巷道支护也更为困难。以高河矿井E2303工作面胶带巷为研究对象，结合矿井生产地质条件，采用理论分析与数值模拟相结合的方式，分析并计算了巷道开挖后的顶板塑性区范围为2.47 m,巷道两帮塑性区范围为1.72 m;利用FLAC^3D软件模拟巷道在无支护与高预紧力锚杆索支护下的变形破坏情况。结果表明，巷道顶板及两帮变形远大于底板变形量，采用锚杆索支护后，巷道顶板及两帮塑性区范围及形变量明显减小：巷道顶板下沉量减少了49%,两帮移近量减少了44%。结合现场情况及数值模拟结果，设计了E2303工作面胶带巷支护方案并进行现场应用。应用结果表明，巷道在变形稳定后顶板下沉量为36 mm,两帮移近量接近，平均为28 mm,支护效果显著。     

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。     

弱胶结软岩巷道锚索预紧力的研究

为了获取西部矿区弱胶结软岩巷道锚索支护预紧力参数,采用现场调研、理论分析以及现场试验相结合的方法,分析某矿11301回风顺槽锚索破断失效的原因,发现预紧力施加过高造成的让变形量不足是导致锚索拉断的主要原因,相应提出控制锚索变形以及受力的预紧力确定方法,即锚索张拉预紧应保证张拉后允许变形量大于巷道顶板允许下沉量,且应保障锚索受力状态在顶板下沉过程中处于弹性阶段。并以此方法确定了该矿锚索合理的预紧力为200kN,现场应用表明:顺槽掘进后,没有出现锚索拉断的现象,锚索稳定受力最大为370kN,达到屈服强度的79%;顶板最大下沉量为73mm,两帮最大移近量为29 mm,围岩控制效果较好。     

松软厚煤层综放工作面沿空掘巷技术

以松软厚煤层沿空掘巷小屯矿14257综放工作面运输顺槽为工程背景,通过理论研究和数值模拟等手段,确定了窄煤柱的合理尺寸为5~6 m。针对巷道的地质条件提出高预紧力、高强锚网索联合支护加固方案,并对巷道掘巷期间围岩表面位移进行监测。结果表明:巷道表面位移总体呈现出窄煤柱侧帮顶板实体侧帮底板的趋势,顶底板最大移近量为157 mm,两帮最大移近量为191 mm,围岩控制效果明显,可保障工作面的安全回采。     

不同支护形式下深部巷道支护对比试验研究

针对协庄矿1202E运输巷支护现状,通过现场工业性试验,对相同条件下深部软岩巷道采用原全螺纹钢锚杆支护、淮北高强锚杆支护和高预紧力强力锚杆支护3种支护形式进行对比试验研究,分析了试验结果。试验结果表明,全螺纹钢锚杆支护由于强度低、预紧力小,支护效果差,断面收缩率为45.5%;淮北高强锚杆支护在锚杆受力和控制巷道变形方面有所改善,但还不能满足支护要求;高预紧力强力锚杆强度与刚度大,实现了高预紧力,杜绝了锚杆拉伸破坏,有效控制了顶板离层和两帮位移,顶板离层量小于10 mm,底臌量在300mm以内,两帮移近量小于200mm,断面收缩率仅为13.6%。因此,相比前两种支护,高预紧力强力锚杆支护能更有效地控制巷道围岩变形发展,提高围岩的稳定性。     

大断面煤巷桁架锚索支护预应力场研究与实践

针对大断面煤巷围岩控制难题,分析了高预应力桁架锚索支护技术的优越性。采用FLAC3D模拟分析了大断面煤巷条件下,桁架锚索长度、布置角度、孔口帮距和预紧力对支护预应力场的影响:锚索深入顶板长度以6~8 m为宜,布置角度以15°~20°为合理,孔口帮距为1.4~1.6 m最佳,增大锚索预紧力能大幅减弱岩层的受拉破坏情况,减少顶板岩层下沉。基于此提出了高预应力桁架锚索和常规锚杆索联合控制技术,结果表明:大断面煤巷支护完成15 d后实现自稳,巷道顶板下沉量小于95 mm,两帮移近量小于80 mm,顶板离层量小于5 mm。     

变厚煤层沿空留巷支护技术北大核心

为解决变厚煤层沿空留巷支护措施单一造成的支护效果不如意及支护成本不合理问题,通过理论分析确定了该类巷道采高较高时从巷内、巷旁和辅助支护进行强化,采高较低时采用以巷内强化支护为主,辅助支护为辅的支护策略;提出顶板强化、充填体加固、超前和滞后强化支护和高预紧力等措施,并进行现场工业性设计和试验。结果表明:工作面推过140 m后,巷道变形趋于稳定;顶底板最大移近量158 mm,两帮最大移近量199 mm,有效控制了围岩变形。     

变厚煤层沿空留巷支护技术

为解决变厚煤层沿空留巷支护措施单一造成的支护效果不如意及支护成本不合理问题,通过理论分析确定了该类巷道采高较高时从巷内、巷旁和辅助支护进行强化,采高较低时采用以巷内强化支护为主,辅助支护为辅的支护策略;提出顶板强化、充填体加固、超前和滞后强化支护和高预紧力等措施,并进行现场工业性设计和试验。结果表明:工作面推过140 m后,巷道变形趋于稳定;顶底板最大移近量158 mm,两帮最大移近量199 mm,有效控制了围岩变形。     

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。     

特厚破碎煤层动压巷道失稳破坏机理及支护技术研究

为解决金庄矿特厚破碎煤层动压巷道的支护难题,在巷道围岩地质力学测试的基础上,分析了特厚破碎煤层动压巷道失稳破坏机理;采用数值模拟、理论分析、工程类比等综合试验手段,提出了高强度、高刚度、高预紧力及强让压的锚杆支护方案,支护方案在5201回风巷进行了现场应用,应用结果表明高预紧力让压支护技术有效控制了特厚破碎煤层动压巷道的失稳破坏,5201回风巷在8202工作面回采期间巷道两帮移近量为405 mm,顶底板移近量为252 mm,巷道完整性好。     

极近距离煤层下分层巷道布置方位及支护技术研究

在地质生产条件调研和地质力学测试的基础上,模拟了11~#煤层工作面开采后12~#煤层围岩应力分布情况,确定12~#煤层巷道外错11~#煤煤柱距离为2m,提出了合理的巷道支护技术,并开展了现场试验。结果表明:泰安煤矿12101运输巷采用"及时支护、高预紧力、强护表"的巷道支护技术后,顶板下沉量在35mm以内,两帮移近量在80mm以内,在掘进期间巷道变形量不大,支护方案合理可靠。     

大断面不稳定岩层巷道支护技术研究

紫晟煤业2-1012巷采用数值模拟方法分别对三种支护方案下巷道围岩塑性区及变形量进行分析,得到最优支护设计参数.模拟结果表明,巷道围岩稳定性受锚杆锚固力影响较大,增大锚固力可以控制塑性区的发育,达到控制巷道围岩稳定性的目的.工作面回采期间,对巷道顶板及两帮位移量监测结果表明,巷道顶板最大移近量为92.4 mm,两帮最大移近量为70.2 mm,巷道围岩变形量基本位于合理范围内,现有支护能够保证巷道围岩稳定性.     

金达煤矿动压巷道支护技术研究

金达煤业10107运输巷采用架棚和锚杆联合支护，支护参数不合理，巷道受动压影响变形严重，两帮移近量达800 mm，底鼓量达1 500 mm，巷道需要多次返修。为解决巷道支护难题，在该巷内进行了地质力学参数测试，分析了支护存在的问题及动压巷道围岩受力特点，提出了高预紧力锚杆支护技术，进行了井下试验。结果表明:新支护在巷道浅部围岩形成刚度较高的预应力承载结构，矿压监测结果显示巷道顶板下沉量43 mm，两帮移近量95 mm，巷道支护效果有了明显改善，满足矿井正常回采的要求。     

3-707工作面巷道掘进过程中矿压监测分析

为分析3-707工作面的巷道在掘进过程中的矿压变化情况,在巷道掘进过程中设置了3组观测站,对巷道表面移近量、巷道顶板离层量和锚杆受力进行了监测。观测结果显示:巷道表面的移近量大约在掘进40 m后趋于稳定,移近量的范围在94~128 mm,平均值为110mm;顶板离层范围大约在40 m后趋于稳定,移近量的范围是在17~22 mm,平均值为18.7mm;巷道的锚杆受力最大值大约出现在巷道推进30 m处,最大值范围大约是4.9~5.2 MPa,平均值为5.14 MPa。