东滩煤矿平行断层托顶煤巷道支护技术

东滩煤矿3302轨道巷为托顶煤巷道受断层影响围岩破碎,测试了地应力和围岩结构,分析了现有支护设计和支护材料存在的不足,设计了高预紧力强力支护方案,顶板采用高强度、高刚度、大护表新型锚杆锚索组合构件,模拟分析了巷道变形情况,开展了锚杆预紧力转化试验。新设计应用后矿压监测结果显示,掘进期间巷道支护效果较好,巷道围岩基本保持完整,回采期间靠近断层侧帮上部局部鼓出约200 mm,其余位置巷道属于整体变形,巷道支护效果显著改善。     

近距离采空区下松软破碎煤层巷道锚杆锚索支护技术研究

在地质力学现场测试和岩石成分分析的基础上,分析了近距离采空区下松软破碎煤层巷道破坏的主要原因和影响因素,指出原有锚杆支护系统预应力偏低、护表构件不合理是造成巷道破坏的主要原因,提出了采用高预应力全长锚固锚杆和锚索支护并加大护表构件的面积和强度的方法进行此类巷道的支护。以红庙煤矿五区5-2S一片工作面回风巷为工程实例,详细介绍了高预应力锚杆锚索支护方案并进行了现场工业性试验。研究结果表明,高预应力锚杆锚索支护系统能够控制此类巷道的强烈变形,支护效果比较理想,为类似条件下巷道支护提供了有效手段。     

大同矿区石炭系岩浆岩入侵煤巷支护技术

基于大同矿区石炭系煤层受岩浆岩入侵而使煤层结构复杂,为解决工作面回采巷道支护困难问题,以大同煤矿集团虎龙沟煤矿5号煤层放顶煤开采工作面巷道支护设计为例,介绍了高预紧力锚杆和"鸟窝"锚索支护技术.通过ANSYS数值模拟软件对5号煤层围岩松散破碎圈分析计算,选取锚杆长度2200 mm,预紧力最小60 kN.经过对巷道支护的...     

锚杆锚索预紧力对深部特厚松软煤层巷道顶板影响研究

以新巨龙煤矿2306S特厚煤层巷道为工程背景,基于锚杆、锚索协同支护原理,采用数值模拟方法对深部特厚松软煤层巷道锚杆-锚索预紧力匹配性进行研究。结果表明:在锚索长度满足条件的情况下,锚索预紧力是影响巷道顶板变形的最主要因素。对于深部特厚松软煤层巷道,锚杆锚索预紧力匹配值分别为50/120kN和70/170kN时,锚杆、锚索协同作用最好,通过在新巨龙煤矿2306S巷道的现场实施,验证了该结论的正确性。     

倾斜煤层回采巷道锚杆支护参数数值分析

以云驾岭煤矿实测的岩层参数为基础,针对倾斜煤层回采巷道,建立数值计算模型,并通过改变顶板锚杆和锚索的直径、排距、倾角等建立了10种数值试验方案,应用FLAC3D2.0进行数值计算,比较分析了倾斜煤层回采巷道中各支护构件在控制围岩变形方面的作用,得到了以下结论:倾斜煤层中的回采巷道支护应该以顶板、高帮下部、低帮上部和靠近低帮的底板为关键部位;顶锚索和锚杆由垂直于顶板改为竖直设置能更好的发挥悬吊作用,减小顶板下沉。本研究成果可为倾斜顶板巷道支护机理的研究以及支护设计与施工提供参考。     

基于上限理论的深部巷道顶板锚杆预紧力简化设计方法

以深部直墙半圆拱巷道为例,基于非线性Hoek-Brown强度准则,考虑顶板围岩应力与锚杆支护作用,构造出顶板围岩破裂机制,利用极限分析上限法,提出了巷道开挖初期顶板锚杆预紧力的简化设计方法,给出了相应工程建议措施,并通过现场应用实例验证了高强预紧力支护对顶板围岩的控制效果。研究结果表明:巷道开挖初期,锚杆支护构件只有施加足够预紧力,才可有效限制顶板围岩下沉破坏;随岩体强度参数增大,锚杆所需预紧力不断减小,而随锚杆布设间距与围岩应力增大,锚杆所需预紧力不断增加;在软弱或松散破碎围岩中,可通过采用高强、高韧性锚固支护构件并施加高预紧力或注浆加固等方式来获得较理想围岩控制效果。     

浅埋深易风化回采巷道锚杆支护参数优化

针对唐公沟煤矿煤层埋深浅,煤层顶底板岩石抗压强度较低、稳固性较差,以及顶底板岩石易风化破碎,巷道围岩松散的特点,采用数值模拟与现场观测相结合的方法对各煤层回采巷道锚杆支护参数进行了优化研究。结果表明,巷道围岩变形量随着锚杆支护排距的增加近似呈指数规律增加,随锚杆长度的增加近似呈对数规律减小并逐渐趋于平缓;结合矿区已有的支护经验,当锚杆间排距为1 000 mm×1 000 mm,锚杆长度取1.8 m时,可取得较好的支护效果。     

厚煤层动压破碎巷道破坏机理分析及控制对策研究

针对厚煤层动压破碎巷道,巷道顶底板变形量大,难以支护的特点,以庞庞塔煤矿107工作面为背景,通过室内试验、理论以及FLAC~(3D)数值模拟分析相结合的方法对107工作面两顺槽动压破碎巷道进行系统研究,提出了高强锚杆、长锚杆(索)、帮部锚索以及锚杆预紧力的高强支护技术和底板开卸压槽相结合的控制对策。现场试验结果表明,该控制对策在动压影响期间,能够有效控制巷道变形。     

巷道锚杆锚索协同支护数值模拟研究

基于锚杆、锚索协同支护原理,在围岩条件和锚杆、锚索其他支护参数一定的情况下,采用正交试验设计方法,运用FLAC3D数值模拟软件对锚索预紧力、锚索长度、锚索锚固长度3个支护参数对巷道围岩变形影响规律和它们之间的协同匹配关系进行研究分析。结果表明:影响围岩顶底板、两帮变形的主要因素是锚索预紧力,锚索预紧力的大小对巷道变形的影响最为显著,而锚索长度和锚固长度的影响相对较小;锚杆预紧力须和锚索预紧力协同配合,共同控制围岩的变形,预紧力为20kN的锚杆和预紧力为100kN的锚索在巷道顶底板变形控制中能达到很好的协同配合作用;巷道围岩顶底板和两帮的围岩稳定性控制的机理不同,需要采取的支护理念和支护参数也不同;锚索锚固长度对围岩位移变化的影响规律是锚索长度对围岩位移变化影响规律的侧面描述,呈负相关的关系。     

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。     

灰岩顶板巷道小煤柱尺寸确定及支护技术研究

辛置煤矿东四左翼采区开采10号煤层,基本顶为K2灰岩,为提高资源回收率,工作面间留设小煤柱。在地质力学参数测试和分析的基础上,理论分析和数值模拟确定了工作面合理小煤柱尺寸,设计了高预紧力锚杆锚索巷道支护方案,进行了现场试验。试验结果表明,6 m小煤柱设计宽度合理,巷道围岩应力较低;掘进期间锚杆锚索预紧力高主动支护效果好,锚杆锚索受力稳定,回采期间巷道两帮变形量可控,能满足工作面安全、高效开采的需求。     

松软煤层大巷围岩变形机理及控制对策

针对潞安漳村矿井深埋煤巷持续大变形难题,在开展地应力、煤岩体强度及围岩结构测试的基础上,分析了软弱围岩破坏变形的机理;基于强力一次支护原则提出了高预应力强力锚喷支护方案,重点对煤帮进行短锚索补强支护。矿压监测结果表明,掘巷阶段巷道顶板最大下沉量16 mm,两帮最大收敛量153 mm,底板变形不明显,锚杆锚索受力在掘进工作面推过50 m时开始稳定,锚杆受力最大值稳定在154 kN,锚索受力最大值稳定在235 kN。研究成果可为类似采矿条件下煤巷支护提供经验指导。     

北岭矿4号煤主要巷道支护设计研究

分析了北岭矿4号煤层主运大巷和辅运大巷支护存在的问题,在研究了4号煤层巷道围岩条件的基础上,通过分析其松动圈的范围,确定其围岩属于Ⅳ类围岩（不稳定围岩）。采用工程类比法,对北岭煤矿4号煤层主运大巷和辅运大巷的支护方式、锚网索支护参数等进行了设计,确定了采用锚杆支护方式,顶部结合W钢带（钢筋托梁）、网和锚索提高支护强度的支护方案,并明确了锚网索支护各项参数。方案设计完成后,在4号煤层辅运大巷选取了100 m巷道进行效果验证,重点观测了试验巷道表面位移、锚杆锚索锚固力及巷道顶板围岩深部基点位移。观测结果表明,设计的巷道支护参数能够对4号煤巷道围岩进行有效控制,方案符合设计标准要求。     

芦沟矿底抽巷锚注加固技术应用与研究

芦沟煤矿地处豫西三软煤层矿区,32141底抽巷作为32141工作面掘进前及回采前在二₁煤层底板内的瓦斯抽放巷,巷道埋深相对较深且围岩松软破碎。通过对原支护调查及围岩取样的实验分析,得知巷帮和底板泥岩无水强度较高,遇水分解,且含有膨胀性矿物,易造成巷道底鼓。针对以上情况且结合实际,对巷道进行了不同方案的数值计算,经过比较分析最终采用“锚网索喷+锚注”联合支护技术,利用锚杆注浆来强化巷道两帮和底板泥岩的强度,再配合锚杆、锚索达到锚杆、锚索和注浆加固围岩之间的协同支护能有效控制巷道底鼓。实践检验证明,锚注支护大大提高了围岩的支护效果。     

三软煤层锚网支护托顶掘进技术研究

为解决新义煤矿松软厚煤层巷道无法沿底掘进的问题，通过对其地质条件和煤岩稳定性进行观测和分析，设计了锚网索托顶掘进超前支护方案，并进行相关试验研究。结果显示，采用该技术后，巷道的成型效果较好，没有出现较大的顶板离层、鼓帮和冒顶现象，同时减少了回采期间压架落底环节，提高资源采出率，节省人工和材料费用，具有较好的经济效益和安全效益。     

近距离下位煤层回采巷道锚喷注支护技术研究与应用

针对近距离下位煤层巷道掘进的复杂地质环境,在受上覆煤层的采动和深部复杂地质因素的双层作用下巷道变形量大、支护困难等问题,以己_16-17-23140运输巷为研究对象,基于工程概况,研究了下位煤层回采巷道顶板失稳特征,采用锚注联合支护,提高了锚杆、锚索刚度和强度,提出3种不同层间距条件下巷道支护方式及支护技术,并进行了工业试验。研究表明,巷道支护经过方案优化后,有效控制住了巷道周围岩体移近量,回采巷道的锚杆、锚索支护力在许用范围内,说明该支护方案优化后合理可行,能够保证安全生产。     

深井高应力巷道围岩变形及控制技术研究

为了解决赵固一矿2号煤层11271胶带巷围岩变形破坏严重的问题,通过现场监测数据分析地质力学参数和原支护方案围岩变形破坏规律,指出围岩强度低、赋存水文地质环境复杂、应力集中系数高、支护强度无法达到要求是巷道围岩变形破坏的主要原因。提出了强力一次支护理论,采用全长预应力锚固强力锚杆锚索控制技术提高顶板初期支护预应力和支护强度,加强两帮支护的支护方案。现场试验效果表明:无论是从锚杆索受力还是从巷道顶底板和两帮变形量来看,采用全长预应力锚固强帮控顶技术后,巷道变形得到有了效控制,而且保证了正常回采。     

庞庞塔煤矿大倾角煤层巷道联合支护技术研究与应用

大倾角煤层巷道存在顶帮应力环境复杂、巷道非对称变形、底鼓严重等现象。以庞庞塔煤矿5-1081巷为工程背景，提出了主被动联合控制原则，具体包括:高强及时主动支护原则、主被动联合提高强度原则、局部加强协同支护原则，设计了机械式高强恒阻支柱，开发了大倾角煤层巷道主被动联合支护技术。该技术以“高强锚杆（索）+高强恒阻支柱”为核心，通过高强锚杆（索）形成强主动承载结构，联合高强恒阻支柱协调巷道变形，从而实现巷道围岩的稳定控制。技术应用后，监测了巷道变形、锚杆受力、支柱变形等情况，结果证明了庞庞塔煤矿大倾角煤层巷道主被动联合支护技术的优越性和可靠性，为类似条件巷道支护提供了参考，也丰富了巷道围岩控制理论。     

大断面煤巷锚杆桁架联合支护技术

选取薛村煤矿厚煤层大断面1927运输巷为研究对象,采用FLAC^3D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,顶板的塑性区破坏范围增加速率最大,两帮次之、底板最小;巷道围岩变形破坏向深入逐渐降低,深部破坏变形曲线呈“负指数”形式;巷道顶板表面变形量及变形增加量最大,两帮次之、底板最小;帮支承压力呈浅部升高深部降低的趋势,支承压力峰值随巷宽增加向深部转移。从而得出:桁架锚索可锚固在肩角稳定区,封闭结构可兜护顶板;桁架锚索、锚固空间附加应力网,可有效加提高围岩共同承载能力,共同抵抗变形。基于此提出高强高预紧力锚杆与桁架锚索联合支护技术。工程实践结果显示,两帮移近量98 mm,顶底板移近量128 mm,顶板离层量3 mm。     

破碎顶板巷道支护技术应用

四明山煤矿9102运输顺槽掘进过程中,受采空区及构造影响,掘进至450 m处时,顶板出现破碎现象,导致巷道顶板锚杆(索)失效严重.四明山煤矿分析了巷道顶板破碎原因,并对巷道支护方式进行优化,采用"桁架锚索+超前管棚"联合支护,现场应用结果表明,采取联合支护后,应力区巷道顶板下沉现象得到有效控制.