孟家窑煤矿11505特厚煤层工作面回采巷道围岩控制技术研究

为保障11505运输顺槽围岩的稳定,根据巷道赋存特征,采用FLAC3D数值模拟软件进行锚杆支护合理参数的模拟分析,确定顶帮锚杆长度分别为2 600 mm和2 400 mm,顶角锚杆与帮角锚杆的安设角度分别为75°和25°,基于锚杆支护参数的模拟结果进行巷道锚网索支护方案的具体设计,并在巷道掘进期间和工作面回采期间进行围岩变形量的监测分析。结果表明:11505回风顺槽在该种支护方案下,巷道掘进期间及工作面回采期间围岩变形量均较小,满足回采巷道的使用要求。     

破碎顶板回采巷道围岩控制技术研究

为确定工作面合理的支护体系,在围岩力学参数测试及数值模拟的基础上,确定巷道锚杆支护的间排距为1.2m,通过进行矿压观测:回采期间巷道两帮最大移近量为38mm,顶底板最大移近量为19mm,巷道锚杆预紧力都在40kN左右,受巷道掘进动压影响后锚杆受力逐渐增大,表明:支护体系有效控制了围岩的稳定,起到了预期的支护效果。     

破碎顶板条件下的煤矿巷道围岩破坏机理及其控制研究

为确定山西某煤矿121101工作面合理的支护体系,在围岩力学参数测试及数值模拟的基础上,确定巷道锚杆支护的间排距为1.2 m,通过进行矿压观测:回采期间巷道两帮最大移近量为38 mm,顶底板最大移近量为19 mm,巷道锚杆预紧力都在40 kN,受巷道掘进动压影响后锚杆受力逐渐增大,表明:支护体系有效控制了围岩的稳定,起到了预期的支护效果。     

深部松软破碎顶板巷道围岩控制技术

为确定121101工作面合理的支护体系,在围岩力学参数测试及数值模拟的基础上,确定巷道锚杆支护的间排距为1.2 m。通过矿压观测:回采期间巷道两帮最大移近量为38 mm,顶底板最大移近量为19 mm,巷道锚杆预紧力都在40 k N左右,受巷道掘进动压影响后锚杆受力逐渐增大,表明支护体系有效控制了围岩的稳定,起到了预期的支护效果。     

常村煤矿N3-11运输巷道高应力动压巷道支护技术优化研究

为保障N3-11运输巷道围岩的稳定,根据巷道原有支护方案下的变形特征,通过分析影响巷道围岩稳定的主要因素,采用FLAC~(3D)数值模拟软件进行优化支护方案的优选,结合围岩稳定因素和数值模拟结果,确定在原有支护的基础上提升锚杆预紧力、每排补设2根锚索,结合巷道地质条件,具体进行其余支护参数的设计,并在支护实施后进行掘巷和回采期间巷道围岩变形分析。结果表明:优化支护方案实施后,巷道掘进及本工作面回采期间,围岩变形量均较小,满足回采使用要求。     

厚煤层一次使用顺槽低密高强锚杆支护技术研究

为了降低巷道支护成本,提高巷道掘进速度,针对2301工作面23011一次使用顺槽围岩地质条件,采用数值模拟,对不同间排距下锚杆支护应力分布情况进行分析,确定了该巷道优化支护方案。试验表明:回采期间该巷道变形以两帮变形为主,两帮最大位移量为176 mm,顶板最大下沉量为31 mm,有效提高了巷道的工程质量。     

东周窑煤矿8106工作面沿空掘巷围岩控制技术研究与应用

为保障5016巷沿空掘巷时围岩的稳定,通过FLAC3D数值模拟软件进行沿空掘巷窄煤柱合理宽度的分析,通过分析巷道掘进期间煤柱和围岩变形规律,确定合理煤柱宽度为6 m,根据巷道的地质条件,设计巷道采用锚网索支护方案,巷道顶板采用全锚索支护,煤柱帮采用锚杆支护,回采帮采用锚杆+锚索支护,在巷道掘进期间进行围岩变形量的监测分析。结果表明:支护方案实施后,巷道掘进期间顶底板和两帮移近量的最大值分别为98 mm和168 mm,围岩控制效果较好。     

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.     

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。     

红山煤业S01轨道巷顶板围岩控制技术研究与应用

为保障S01轨道巷顶板围岩的稳定,采用FLAC~(3D)数值模拟软件进行锚杆索支护参数分析,根据数值模拟结果得出,顶板锚杆合理的间距和排距分别为700 mm和800 mm,帮部锚杆的合理间距和排距同顶板,顶板锚索的合理布置方式为"2-1-2",根据顶板巷道的具体特征,结合锚杆索支护参数的模拟结果具体进行支护方案设计,并在巷道掘进期间进行围岩变形监测分析。结果表明,巷道掘进期间,围岩在现有支护方案下顶板最大下沉量和两帮最大收敛量分别为15 mm和28 mm,围岩处于稳定状态。     

综放工作面回风巷底鼓机理与治理技术

为了有效解决常村矿回采巷道底鼓问题,通过分析巷道围岩变形机理及破坏特征,提出了钻孔卸压和钻孔卸压+混凝土反拱+底板锚杆联合支护2种优化方案。现采用FLAC3D软件进行数值模拟,并分析比较了模拟塑性区、位移场的变化情况,对2种优化方案的支护效果进行验证。现场实测数据表明:在采用钻孔卸压+混凝土反拱+底板锚杆联合支护方案后,最大底鼓量为146 mm,仅为原有最大底鼓量的23%,因此达到了控制围岩变形和治理巷道底鼓的效果。     

回采巷道支护参数优化及数值分析

基于围岩力学性质进行回采巷道支护参数优化,可以在保证围岩稳定的基础上节约支护成本。为解决回采巷道支护设计因采用工程类比法而导致支护材料浪费等问题,以某矿8302皮带顺槽为研究背景,基于其坚硬顶板特性,选用悬吊理论进行支护优化设计,以锚杆及锚索间排距为优化因素,设计了3种优化方案及支护参数。利用FLAC~(3D)数值模拟软件对各支护方案的应力场、位移场及塑性区分布进行模拟研究,分析得出优化方案2对控制围岩稳定最有利。现场监测表明,优化方案2可有效控制巷道围岩体失稳破坏,该研究可为同类巷道的支护优化提供借鉴。     

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。     

基于等效椭圆法的巷道支护参数设计研究

为了改善锚杆支护效果,降低巷道支护成本,根据柠条塔煤矿回采巷道实际情况,基于等效椭圆方法对回采巷道进行了支护设计,并运用ANSYS数值模拟了回采巷道开挖支护效果,初步验证了支护参数选取的合理性。通过工业试验,采用离层观测、收敛观测、钻孔窥视等手段,分别对柠条塔煤矿S1201带式输送机顺槽在掘进以及回采过成中动压的影响下顶板离层、巷道围岩变形等进行现场监测分析,监测结果显示:回采过程中顶板最大沉降量为10.4 mm,巷道的两帮最大收敛量为4 mm,现场未发现严重片帮现象;回采过程中围岩松动圈范围定为1.2 m,未超过锚杆支护长度;锚杆在工作面回采过程中受力波动增长,未超过设计值,验证了试验段内的巷道锚杆支护设计的合理性和安全性。     

厚煤层综放工作面煤巷围岩稳定性分类及支护优化研究

为对11602工作面运输巷围岩稳定性进行分类,通过现场钻孔取芯窥视、实验室物理力学实验和理论计算相结合的方式,确定围岩等级类别。根据运输顺槽在原有支护方案下存在的问题,结合围岩分类结果进行支护参数的具体优化;支护方案优化后,对工作面回采期间巷道表面位移进行持续监测,以验证支护优化后的围岩控制效果。结果表明:工作面直接顶K2灰岩质量级别为Ⅱ级;直接顶砂质泥岩质量级别为Ⅲ级;基本顶K_2灰岩质量级别为Ⅱ级,综合确定回采巷道的围岩稳定性为Ⅳ类不稳定围岩;运输顺槽采用优化的支护方案后,巷道掘进期间顶底板变形量最大值为150 mm,两帮的移近量最大值为130 mm,解决了围岩变形量大的问题,保障了回采巷道围岩的稳定。     

孤岛工作面护巷煤柱宽度及支护技术研究

针对潞宁煤业21109孤岛工作面运输巷受未稳定采空区影响及围岩破碎条件,采用理论计算和数值模拟分析,研究了不同煤柱尺寸下围岩变形和受力变化规律,确定22109运输巷采用10m煤柱较合理;分析了该类巷道支护对策,提出采用高预应力锚杆锚索组合支护系统,进行该类巷道支护。井下实践表明,设计支护方案能有效控制围岩变形,回采期间两帮最大移近量为269mm,浅部离层量为45mm,深部几乎没有离层,无底鼓,巷道整体稳定。     

深井高应力巷道围岩变形特征及支护技术研究

随着矿井采掘深度的不断延伸，地应力随深度增加而增高,在开采软岩巷道时变形严重，支护困难。以申南凹矿20108工作面为工程背景，采用数值模拟软件对不同锚杆直径及不同锚杆间距下巷道围岩变形量进行分析，发现随着锚杆直径的增大、锚杆间距的减小，巷道围岩变形呈现逐步减小的趋势，但减小的趋势呈现逐步减弱的趋势，根据模拟结果给出支护方案，根据现场模拟试验对支护方案进行研究发现巷道围岩表面顶板底板及两帮变形量均呈现出随时间的增加不断增大的趋势，整个过程巷道顶底板和两帮移近量最大值分别为56mm和86mm，支护方案可行，保证矿井的安全回采。     

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。     

龙泉煤业南胶带大巷围岩控制技术研究与应用

为保障龙泉煤业南胶带大巷围岩的稳定性,通过分析锚杆(索)的支护原理,结合巷道的特征,设计了具体的支护方案,并采用数值模拟的方式验证支护方案的可行性,对巷道掘进期间表面位移和锚杆索受力情况进行分析。结果表明:巷道掘进期间,顶底板及两帮的最大移近量分别为22mm和86mm,锚杆(索)受力处于正常状态,该种支护方案保障了巷道围岩的稳定。