常村煤矿N3-11工作面运输巷支护技术研究

针对常村煤矿N3-11工作面运输巷受临近工作面回采动压影响而产生的巷道围岩变形严重、支护困难等问题,结合具体工程地质条件,提出了四种支护参数优化方案与原方案进行对比,并采用数值模拟的方法对不同支护方案下的巷道应力、变形进行了模拟分析,最终得出四种支护方案均不同程度地对巷道围岩变形进行了控制,其中方案4与方案5的支护效果较好且比较接近,顶板平均下沉量分别为45. 7 mm、43. 8 mm,两帮平均移近量分别为83. 1 mm、78. 6 mm,出于经济因素的考虑,最终选择方案4为最优支护方案。     

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。     

腾晖煤业全煤巷道锚索支护参数优化研究

腾晖煤业2-202工作面2-2021正巷为全煤巷，原支护方案下顶锚索的支护强度不足，导致巷道变形量较大，维护困难，为此，对支护方案进行了优化研究；通过FLAC^3D数值模拟软件模拟分析了不同支护方案下的巷道塑性区、应力及位移的分布特征，确定出合理的顶锚索布置方式为“4-3-4”式，即锚索间距为1 400 mm,排距为700 mm.现场应用结果表明：优化后的支护方案可以保证巷道的稳定性，实现了矿井的安全高效生产。     

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16502综采工作面运输顺槽支护优化研究与应用

为在斜沟煤矿16502工作面运输顺槽围岩稳定的条件下同时节约支护成本,采用FLAC3D数值模拟软件对锚杆各项支护参数进行支护效果模拟研究,结合巷道围岩的具体情况和数值模拟结果,确定采用增大锚杆长度、增大锚杆索间排距、提升锚杆索预紧力和初始张拉力及减小锚索断面个数的优化措施,在工作面回采期间进行矿压监测,验证优化后支护方案效果。结果表明,在优化后支护方案实施后,回采期间顶底板最大移近量为74 mm,两帮最大变形量为69 mm,保障了巷道围岩的稳定,有效节约了支护成本。     

煤巷锚杆-索支护参数模拟及现场试验

为实现巷道安全、快速掘进,利用FLAC3D数值模拟软件、现场实测等方法,对比不同设计方案,优化试验巷道掘进锚杆(网)-索的支护参数,决定采用800 mm×1200 mm的间排距支护方案。通过对试验巷道进行巷道变形观测,巷道变形量及变形速度均在可控范围,支护效果良好。     

上行开采回采巷道布置与围岩控制研究

基于郭屯煤矿首采区煤层赋存条件及开采现状,通过UDEC模拟软件对所提出的6种巷道布置方案进行模拟,对模拟结果进行对比分析,确定回采巷道布置方式为内错式,内错距离为4 m。针对所确定的回采巷道布置方案,结合理论计算结果和3下煤层回采巷道支护参数,提出3种支护方案,并通过UDEC进行模拟,对各支护方案巷道变形量进行对比分析,确定两帮分别打4根锚杆,间距800 mm,为回采巷道支护方案。     

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.     

深部复杂顶板条件下回采巷道锚网索支护技术

以淮南矿区潘一东井1252 (1)首采面为工程背景,针对不同地段顶板的不同赋存特征,提出分段进行支护参数设计的锚网索支护方案.通过FLAC3D数值模拟分析了不同支护方案下掘进、回采阶段巷道围岩的变形情况,模拟结果表明:分段支护下的回采巷道围岩变形量小,最大变形为砂质泥岩顶板段的两帮移近量,收缩断面率仅为12.6％,分段支护技术保证了巷道围岩稳定,满足经济安全回采要求.方案实施后,进行了表面位移矿压观测,实测结果与数值模拟计算结果较吻合.     

大跨度切眼巷道锚网复合支护技术研究与应用

大跨度巷道围岩支护是当今巷道支护的一大难题。为解决大跨度巷道围岩控制困难的问题,以布尔台煤矿42202切眼为研究对象,通过理论计算、数值模拟和现场观测对42202切眼的支护参数进行了分析计算,选取的最佳支护参数为:顶板锚杆间排距为1 000 mm×1 000 mm、锚索间排距1 800 mm×2 000 mm、副帮锚杆间排距850 mm×1 000 mm、正帮锚杆间排距850mm×1 000 mm,当遇构造带时采用补强支护方式,形成了最终支护方案。支护后,巷道最大两帮移近量和最大顶板下沉量分别为37 mm和28 mm,说明该设计支护方案能够满足大跨度切眼巷道围岩的控制要求。     

高河矿回采巷道支护参数分析及优化

采用理论分析与数值计算方法对高河矿W4302回风顺槽支护参数进行分析,确定锚杆直径取22 mm、锚杆合理长度为2.4 m、锚杆合理间排距为800 mm×900 mm,锚索合理长度为8.3 m,间排距1400 mm×900 mm。工业试验围岩变形量监测结果表明,此支护方案支护效果较好,可以显著控制顶板岩体变形破坏,保证巷道正常使用。     

浅埋深工作面支架与顶板的动态相互作用研究

以榆家梁煤矿44305工作面支架活柱伸缩量实测数据为基础,同时对比支架工作阻力监测数据,从工作面顶板下沉特征(周期下沉与循环下沉)及支架让压能力2方面研究了支架与顶板的动态相互作用。结果表明,割煤移架使得"支架-顶板"组成的稳定支撑系统失去平衡,造成移架后在形成新的稳定支撑系统前发生了顶板循环下沉与支架增阻;顶板循环下沉在其运动周期内累积形成周期下沉;44305工作面顶板周期下沉量200~300 mm,最大可达462 mm,下沉速度为40~60 mm/h,循环下沉量约30 mm,最大可达52 mm;支架活柱伸缩余量是评价支架让压能力的重要指标,44305工作面回采期间应控制最低采高,确保支架活柱伸缩余量在300 mm左右,避免长时间在较低支撑高度工作,减小切顶压架风险。     

大工阻支撑掩护式液压支架设计

阐述设计大工阻支撑掩护式液压支架的必要性,结合现有技术,设计出了工作阻力为10 000 kN,采高为2 600~4 800 mm的大工阻支撑掩护式液压支架。     

软岩巷道钢桁架力学性能试验及支护研究

我国煤矿深部软岩巷道大地压、强流变、大变形等问题突出,此类巷道稳定需要较大的支护力,因此提出全圆钢桁架支架支护技术。桁架采用8段双层12#工字钢构件组成,每段构件之间连接采用端头焊接390 mm×800 mm×30 mm钢板和螺栓连接,在实验室借助分步多次逐级加载、测试系统测试了全圆钢桁架支架在垂向和水平向荷载按不同比例组合作用下的极限荷载和极限变形量。试验结果表明:在均压荷载作用下,钢桁架的极限承载力为1 500 t,弹性极限压缩变形为12.18 mm;非均压荷载组合比值为0.2时,支架极限承载力为900 t,弹性极限变形为26.3 mm;极限荷载破坏方式为连接块处的错动和支架直径收缩变形破坏。与传统U型钢支架相比,钢桁架支护反力提高10倍以上。针对极软岩巷道变形规律,提出恒阻大变形锚杆索+预留变形量的一次支护,在高预紧力支护下通过恒阻装置释放变形能并形成锚网索-围岩耦合支护圈,然后采用全圆钢桁架强力二次支护,在均压下发挥钢桁架的最佳支护力学性能,其支护方式在深部大地压、强流变软岩巷道中有着广泛的应用前景。     

3209工作面运输顺槽支护设计优化

针对综采放顶煤工作面运输顺槽原支护设计下巷道围岩变形严重的情况,通过采用加密支护、优化支护参数等措施,控制了巷道围岩变形量,两帮移近量稳定在270 mm,顶底板移近量稳定在205 mm,支护效果良好。     

大阳煤矿3405工作面顺槽支护参数优化研究

3405工作面顶板强度较弱,巷道局部支护比较困难。经FLAC^3D模拟分析,对现场工作面支护参数进行优化,确定顺槽"锚网索"联合支护的方式。结果表明,支护塑性区在优化后的范围较原方案减少30%,顶板下沉量控制在1 mm/d以内,最终顶板最大下沉量控制在23 mm以内并长期稳定,顶板管控效果俱佳。     

锚固长度对松软特厚煤层巷道支护稳定性影响研究

孟家窑煤矿石炭系5#煤属松软特厚煤层,具有厚度大、强度低、易碎等特征。传统架棚支护,支护强度、刚度和主动性较差,落后的支护方式不能有效保持顶板煤岩体的完整性,导致破碎区域从顶板浅部逐步向深部延伸。基于高预应力、强力锚杆(索)支护理论,通过数值模拟研究孟家窑煤矿松软特厚煤层煤体强度4 MPa条件下不同锚固长度下锚杆锚固效果及预应力在顶煤中的分布情况。并设计孟家窑煤业5105切眼井下工业性试验支护方案,验证高预应力锚杆锚索组合支护系统的科学性、合理性。矿压监测结果显示,巷道变形较小,5105切眼外侧帮和顶板变形量分别为12 mm和35 mm,顶板几乎没有离层,锚杆、锚索总体受力不大,巷道支护稳定,试验效果非常理想。     

深井破碎软岩巷道支护参数设计研究

为减小九龙煤矿软岩巷道北二正巷围岩变形量,通过FLAC3D数值软件对北二正巷的支护参数进行数值模拟分析,对锚杆、锚索、喷层等支护参数进行优化,提出优化的巷道支护方式,并结合在掘进和回采动压条件下对原支护方式与优化巷道支护方式,对巷道围岩的稳定性进行分析。分析结果表明,巷道顶板、帮部、底角锚杆分别采用长2000mm、2200mm、2400mm的Φ20等强度右旋螺纹钢锚杆、喷层厚度180mm、锚索长7000mm,间排距2000*2000mm时,为较优支护方案,能有效保证巷道围岩的稳定性,满足巷道安全和正常生产需要。     

近距离煤层采空区下掘进巷道过断层技术研究

针对近距离煤层开采条件下,采空区下部掘进巷道过断层支护难度较大的问题,本文以中煤平朔集团井工二矿21109主运顺槽掘进工作面过断层为工程背景,结合掘进巷道煤层顶板岩性和断层产状,确定了21109主运顺槽过断层掘进施工方案。在巷道顶板采用锚杆、W钢护板配合钢筋托梁和锚索联合支护,煤柱侧帮和工作面侧帮均采用采用锚杆支护,掘进工作面单纯采用主动支护后无法满足支护需求,又采取架设钢棚的方式对巷道进行了辅助支护。采取辅助支护措施后,28d内顶板浅部离层23mm,顶板深部离层31mm,巷道高度、宽度相对移近量分别为33mm和0mm;28d后,巷道断面再无变形,巷道围岩稳定。     

极软岩巷道交岔点钢管混凝土支架结构设计与应用

为解决极软岩巷道交岔点支护问题,结合钢管混凝土支架和极软岩巷道围岩的力学特性,分析了钢管混凝土支架控制极软岩巷道变形的机理。对查干淖尔一号井井底车场中3个极软岩巷道交岔点支护问题采用了工程类比法进行分析,结果认为:若能充分发挥钢管混凝土的结构优势,采用"194 mm×10 mm钢管混凝土支架+钢筋网+400 mm厚混凝土喷层"的支护方案可有效控制3个极软岩巷道交岔点的围岩变形。因此,设计了适用于极软岩巷道交岔点的钢管混凝土支架结构形式:极软岩巷道交叉点钢管混凝土支架,采用由支撑架和"C"形异形支架组成的组合结构。提出了查干淖尔煤矿井底车场3个交岔点的支护方案,并进行现场支护试验。现场支护试验证明:巷道交岔点支护2 a后,收敛量小于100 mm,巷道稳定性良好。